一、位置：位于四川省凉山州会东县城南东，行程67公里，距成昆铁路的永郎站为214公里，各种物资由此集散。     二、矿石特性：会东大梁子铅锌矿为以锌为主的多金属矿床，以硫化矿和混合矿为主，矿石中除铅、锌外，尚有镉、银、锗等多种金属。原矿含铅0.299%；锌6.99%；银47.14克/吨。矿石共分四种类型：细脉浸染状、角砾状、致密块状、黑色破碎带。矿石整体以细脉浸染状为主，约占50%以上；锌品位较低，角砾状和致密块状矿石含锌极高，有的高达40%以上，但所占比例不大；黑色破碎带矿石主要由黑色泥质白云岩及软泥组成，锌含量变化较大，最小者小于1%，最大者在于20%，一般为5%～20%。闪锌矿嵌布粒度主要呈不规则块状，最大块为20×25×40毫米，呈粒状产出的粒度为1.6～0.21毫米，不论粒状或块状，其中均嵌布其它矿物。方铅矿主要呈粒状嵌布在闪锌矿中，以闪锌矿为基质，方铅矿聚集嵌布其中，其他则与闪锌矿、黄铁矿、方解石结合一起组成块状产出或在石英中分散成粒状嵌布，一般粒度为0.082～0.35毫米，最大为1.32毫米。矿石中含锌较高，硫化矿铅锌比为1∶20，氧化矿为1∶7。矿石密度2.85吨/米3，松散密度1.77吨/米3，安息角为35°左右，摩擦角30左右，可磨性系数为1.22（标准矿石为云南易门铜矿矿石）。     三、厂史:选矿厂由昆明有色冶金设计院设计，1969后开建设，1975年9月建成，1976年正式投产。选厂设计规模为250吨/日，实际可达300吨/日。      四、生产概况：1979年至1983年四川冶金地质勘探公司603队对大梁子铅锌矿进行了补勘，勘查结果锌升为大型矿床；银升为特大型矿床，矿床资源见表1。 表1  矿石量及金属品位矿石量（万吨）品位  %PbZnAg克/吨CdGeGaS1718.60.712.254320.1430.001250.001125.65     上表为1985年保有的储量，按目前规模计算服务年限可百年以上，因此，会东铅锌矿具有建成大矿的条件。     破碎采用二段一闭路流程，原矿最大给矿粒度为350毫米，最终产品粒度小于25毫米。磨矿为一段闭路磨矿，磨矿细度为－200目占70%左右。浮选为优先浮选流程，先铅后锌，铅系统是一粗、二扫、五精，铅精矿含铅61.84%，含锌6.8%，回收率为52%。锌系统是一粗、二扫、三精，锌精矿含锌56.66%，含铅1.15%，二氧化硅4.52%，锌回收率83.37%。铅锌精矿的脱水均由浓缩、过滤两段作业完成，最终精矿产品含水10%左右。原矿中铅锌比值相差较大，当原矿中含铅小于0.5%时，对锌精矿质量并无影响，而当铅小于1.5%时，影响较大，可停止选铅而只选锌，流程上具有较大灵活性。生产的锌精矿由本矿冶炼厂冶炼。     原尾矿库只能存2～3年，现已不能适应生产要求，拟新建一个库容为230万米3的尾矿库，予计投资290万元，1988年建成。     五、生产指标：见表2。 表2  主要生产指标项目单位设计历史最好水平1234处理矿量吨/日250万吨/年8.257.32（78年）原矿品位（%）Zn7.5～1216.61（81年）Pb0.230.97（80年）Ag(克/吨)47.14Cu0.11SiO234.59锌精矿品位（%）Zn50～5558.99（81年）Pb1.42～1.830.43（81年）S25～28SiO22.424.05（81年）锌精矿含量 （万吨/年）Zn0.575～0.94050.7926（79年）Pb0.0208（79年）SiO20.0637（79年）回收率（%）Zn93～9592.63（79年） 续表2  主要生产指标项目1980年1985年1986年1987年15678处理矿量2142346088344019原矿品位（%）107611.130.970.46锌精矿品位（%）57.7956.641.081.334.114.35锌精矿含量（%）0.50050.43030.00940.01010.03560.0331回收率（%）76.3981.15    六、消耗指标：见表3至表9。 表3  材料消耗、成本、劳动生产率项目单位设计历史最好水平1234黄药克/吨137（77年）乙基黄药克/吨50（77年）丁基黄药克/吨25087（77年）25#黑药克/吨24（83年）2号油克/吨4（80年）碳酸钠克/吨5001297（84年）硫酸铜克/吨300580（77年）硅酸钠克/吨450硫酸锌克/吨133（84年）硫代硫酸钠克/吨52（84年）钢球公斤/吨10.64（81年）水米3/吨44.5电耗：全厂度/吨40.416.99（77年）其中：磨浮度/吨成本：全厂元/吨·原矿选矿车间元/吨·原矿11.610.76（77年）全员劳动生产率吨/人·年948.3530.64（78年）工人劳动生产率吨/人·年1145.8671.32（78年） 续表3  材料消耗、成本、劳动生产率项目单位1980年1981年1982年1983年1984年1985年5678910药剂：黄药克/吨350440870603504630乙基黄药克/吨170240360340243310丁基黄药克/吨18020051026326132025#黑药克/吨5570402441502号油克/吨405060546570碳酸钠克/吨234027803120236612971540硫酸铜克/吨9005001250104010201230硅酸钠克/吨1000000硫酸锌克/吨510530230174133280硫代硫酸钠克/吨360450160179520钢球公斤/吨0.860.640.670.840.961.02水米3/吨4.044.044.044.044.044.04电耗：全厂 其中：磨浮度/吨44.9641.0740.2964.6527.3633.76成本：全厂选矿车间元/吨·原矿22.6721.5523.3419.3223.0520.71全员劳动生产率吨/人·年441.18301.21268.88226.81321.19318.98工人劳动生产率吨/人·年553.50381.35340.42237.16406.64403.84 表4  破碎机衬板消耗项目衬板寿命（月）消耗量  公斤/吨矿破碎机规格固定鄂板ZGMn13120.003PEE400×600动 颚 板ZGMn13120.003复摆颚式破碎机动锥衬板ΓB－∧120.004PYB－900轧  臼ΓB－∧120.004标准圆锥 表5  磨机衬板消耗项目球磨机材质寿命（年）消耗公斤/吨磨机规格MQG1500×3000湿式格子型球磨机筒体衬板ZGMn130.670.055提升板ZGMn130.670.002端衬板ZGMn130.50.001磨机口衬板ZGMn1320.002 表6  钢球、钢棒消耗产品－200目%固体（%）磨矿介质尺寸装载负荷（%）消耗量（公斤/吨）材质棒磨球磨再磨70±7060～12086.191锰钢 表7  筛网、滤布、砂泵、浮选机磨耗或寿命项目材质寿命（月）消耗（公斤/吨）设备规格筛板普通钢10.01SZZ900×1800自定中心振动筛滤布乙睛纶60.022米/吨精矿PG18－（1.8/4）圆盘真空过滤机砂泵2PN叶轮白口铁10.003泵壳白口铁10.008浮选机叶轮铸铁衬胶120.015（0.004）XJK1.1（0.35）盖板铸铁衬胶120.017（0.007）XJK1.1（0.35） 表8  电力消耗项目消耗（度/吨原矿）破碎、运输和筛分3.93磨矿、分级（包括再磨）8.04选别8.11脱水2.40其它（照明、水泵、机修）10.88总计33.36 表9  生产用水实际总耗水量1010吨/日回水利用率0%新水量1010吨/日每吨原砂消耗新水量4.04米3/吨     注：表内总计电力消耗按选厂1976年－1985年平均值计     七、主要设备能力见表10。 表10  主要设备能力项目名称及规格台数最大处理量一、碎矿吨/台·时产品粒度 （毫米）排口宽度 （毫米）矿石松散密度（吨/米3）粗碎PEE400×600复摆颚式破碎机1228050中碎细碎PYB－900标准圆锥123.52513二、磨矿、分级吨/台·时给矿粒度磨矿细度一段MQG1500×3000湿式格230－25－200目占28.06%子型球磨机三、浮选米3/吨·日作业浓度给矿粒度浮选（粗、精、扫）%锌系统－200目占70%±粗选（XJK－1.1）80.222精选（XJK－0.35）200.318扫选（XJK－1.1）80.1819四、脱水吨/米2·日给矿浓度（%）排矿浓度滤并浓度（%）精矿密度 吨/米3浓缩TNZ－12中心传动式10.5533%55%±3.23TNZ－3.6中心传动式1PG18－（18/4）盘式真空10.2955%10%3.23TZG－5米2圆筒真空过滤机2    八、选矿成本：表11。 表11  选厂生产成本项目单耗单价  元/公斤金额（元/吨）补助材料公斤/吨·矿钢球15.924浮选药剂5.40233.93电0.0318.12生产工人工资3.82215.5提取职工福利基金1.44大修基金车间经费55.14选矿单位成本130.054精矿单位成本318.504     注：表内数据为1985年指标，表内其它指标进入车间经费。     九、主要设备负荷率：见表12。 表12  主要车间及设备负荷率、运转率车间名称综合生能力（额定）负荷率%运转率%一、碎矿车间250吨/日粗碎机250吨/日81.1733.33细碎机231.95吨/日70.533.33二、磨浮车间250吨/日磨矿机0.31吨/米3·时（按新生－200目计算）80.8766.33浮选机0.2米3/吨·日80.8766.33三、脱水车间62（精矿）米3/吨过滤机3.44吨·米2·吨50干燥机吨/日    注：1、车间综合生产能力指可能达到的最大生产能力。         2、设备综合生产能力指同类型设备的总能力。     十、投资效果：会东铅锌矿包括采、选、冶。整个企业投资为3653.3元；截至1985年低，选厂总投资为181.26万元，单位投资为21.94元/吨·年；选矿固定资产总值178.2万元，净值为107.68万元。     选矿厂主要效益指标见表13。 表13  选矿厂主要效益指标企业投资返本年限（年）1年（1969年－1975年建成1976年返本）。企业投资收益率（元/100元）、150（76～85年平均指标）。全员劳动生产率（吨/人·日）历史最好：1.96，83年：1.12工人劳动生产率（吨/人·日）历史最好：2.48  83年：1.42每吨原矿安装功率（瓩/吨）：3.51职工总人数：新定员：157            实际人员：138其中工人：128                                109技术人员：10（包括管理人员）                   5服务及其他：19                                24综合利用：       镉        银           镓        锗半生金属含量：0.6765%，  243克/吨     0.0028%   0.00665%已回收金属： 599.98吨    21.551吨     2.483吨   5.898吨     注：1、企业投资返本年限及企业投资效益率指选厂部分；         2、职工总人数指选矿厂部分；         3、伴生金属含量来源于表4，已回收金属按投产至85年锌精矿实物量计算。     十一、其它     （一）矿石物相及化学分析：见表14。项目相别原矿精矿尾矿含量%分布%含量%分布%含量%分布%锌 物 相ZnS5.92382.4554.4695.730.26337.84ZnCO30.6519.060.6441.130.33448.06ZnSiO30.5197.221.2172.130.0507.2其它锌0.0911.270.5761.010.0486.90全Zn7.18410056.901000.695100氧化率：11.32%（83－85年实际生产年平均值）多 元 素 分 析Zn%12.659.351.89Pb%0.530.620.405Cl%0.14650.67650.02Ga%0.001150.00280.000125Ge%0.001750.006650.00041In%0.000250.000630.000055Ag（克/吨）53.25243.0010.00S%6.0428.270.43Cu%0.0210.1330.02注：资料来于603队1981年在选厂取样分析     （二）产品质量规划：见表15。 表15  产品质量规划时间锌精矿品位  %回收率  %ZnPbSiO2ZnPb1984年末57.341.044.1688.0656.441987年末571.5＜4.587.4449.851990年末571＜494.0641.79     （三）原矿粒度分析：见表16。 表16  粒度分析 项目 产品粒度 （毫米）品位%分布率%ZnPbZnPb原矿13～94.250.1812.8514.399～65.740.2313.6214.476～66.210.1718.8313.743～27.470.2915.3615.812～19.160.3117.3615.541～0.510.310.446.797.550.5～0.213.670.476.235.610.2～0.07413.670.514.234.11－0.0746.980.514.618.78合计6.910.26100100精矿粒度 （微米）分布率 （%）品位（%）分布率（%）ZnPbZnPb＋749.0557.390.219.101.3474～3757.9258.871.3059.7453.2237～1919.0156.472.0518.8127.5419～106.7955.442.106.5710.08－197.2345.511.535.767.82合计10057.081.42100100尾矿粒度 （微米）分布率 （%）品位（%）分布率（%）ZnPbZnPb＋7416.430.700.02715.377.8774～3735.940.790.09338.1559.6337～1917.980.610.05214.3716.6819～109.810.600.0647.9111.20－1019.930.890.1323.844.62合计1000.740.056100100     （四）磨矿分级产品筛析：见表17。 表17  磨矿分级产品筛析粒度（毫米）通过量累积百分数球磨给矿球磨排矿分级机底流分级机溢流＋1840.271.972.50－18＋1211.272.172.77－12＋105.751.021.38－10＋84.720.781.07－8＋66.980.871.33－6＋46.751.181.86－4＋24.171.281.60－2＋15.174.256.000.05－1＋0.34.1319.9228.430.08－0.3＋0.0764.2238.5044.8226.35－0.0766.5728.068.2473.52浓度%958083.3328－34     （五）螺旋分级机筛析：见表18。     （六）料仓贮量：见表19。 表18  螺旋分级机筛析粒级（网目）重量百分数%给矿溢流底流＋4833.440.1346.94－48～＋6538.5026.3544.82－65～＋100－100～＋150－150～＋200－200～＋35028.0673.528.24－350浓度（%）803483.33 表19  料仓贮量料仓类型物料粒度（毫米）贮存时间（时）有效容积（米3、吨）料仓结构特点粗碎受矿仓0－35012125t高架式中间矿仓－－－半地下、高架式粉矿仓0－2532500高架式成品仓2470半地下

铜、铅、锌浮选精矿采用二段脱水，最终精矿水分9~12%。硫精矿为自然干燥，最终精矿水分16%左右。    1985年选矿厂电耗为28kw.h/t，其中破碎筛分1.7kw.h/t，磨矿12kw.h/t，浮选9.8kw.h/t，脱水和尾矿输送3.5kw.h/t，其它1kw.h/t。    该厂的特点：    1）采用分支、分速浮选新工艺，取得了较好的效果。与常规优先浮选流程比较，铅精矿品位提高0.7 ~ 2.8%，回收率提高0.5~1.0%，锌精矿品位基本相同，但回收率提高1~1.5%。与此同时药剂费用下降0.2~0.7%元/t。    2）使用新型捕收剂硫氮九号，使铅精矿由三级品提高至二级品，铅精矿含锌由5~7%降至3~4%，铅、锌回收率分别提高5%和2~3%。    两种流程工艺指标见下表，药剂用量对比见下下表:    选矿厂单位消耗指标及主要设备分别见下表:

一、方位     坐落广东省韶关市北约48公里，仁化县城西北16公里，与韶关和仁化有公路相通。还有专用铁路8公里直达格顶站，与京广线相连接。     二、矿石特性     矿床类型属中低温热液裂隙充填告知矿床。近几年来矿床地质研讨认为是“堆积－改造型”层控矿。有用矿藏嵌布细密，矿石性质杂乱，矿藏以细粒嵌布为主，且彼此纵横交错，极不均匀。矿石均匀档次：Pb：5.24%，Zn：10.63%，S：24%，Ag：109克/吨，单一黄铁矿含硫37%。有用矿藏首要有三品种型，即块状黄铁铅锌矿石，粉状黄铁铅锌矿石，均状黄铁矿石。块状黄铁铅锌矿石为硫化矿，是矿床中铅锌矿石的首要类型，占全矿床铅锌矿石的95.5%。粉状铅锌矿石根本属氧化矿，仅占全矿床铅锌矿石的4.5%。块状黄铁矿石首要散布在金星岭北翼地表以下80米深处，脉石首要以石灰岩为主。凡口矿石矿藏组成简略，但嵌布杂乱，尤其是方铅矿粒度有些很细，大部分在0.01～0.1毫米。闪锌矿、方铅矿在矿化阶段，闪锌矿先结晶，因而粒度较粗，结晶粒度大部分在0.1～1.5毫米范围内。一部分黄铁矿在矿化阶段，热液中硫、铁浓度大，结晶粒度较粗一般在0.1毫米以上，且与方铅矿、闪锌矿的结合并不亲近。另一部分在闪锌矿、方铅矿成矿阶段生成的黄铁矿较细，在0.02～0.1毫米之间，这部分黄铁矿与闪锌矿、方铅矿联系极为亲近，因而三种矿藏难以分选。矿石密度3.8～4吨/米3。松懈密度2.5～3吨/米3，硬度f=8～10，安眠角38～40°。可磨度为1.73。     三、厂史     凡口矿区在公元十世纪已有采矿的前史，其时首要为了冶炼银而挖掘矿石。1955～1958年间，仁化县开办了小规划的厂。1958～1963年，挖掘铅锌矿石，建有一个100吨/日的小选厂，因为未做实验研讨，所产精矿质量不合格，于1962年停产，矿石外销。1965年冶金部同意凡口矿按3000吨/日规划建造。第一期1000吨/日于1968年建成投产，第二期2000吨/日因为种种原因，直至1983年才正式投入出产。在凡口矿建成投产的过程中，北京矿冶研讨总院、广州有色金属研讨院都曾做过实验研讨作业。长沙有色冶金规划研讨院为凡口矿做了规划作业。     四、出产概略     原规划年处理矿石量99万吨，效劳年限28年，投产至今，未到达规划才能，效劳年限相对延伸。矿石储量见表1、表2。 表1  1965年探明矿石量（万吨）项目工业储量前景储量算计铅锌矿石量2075.21019.53094.7铅金属量11653.2169.2锌金属量240.4103.7344.1铅＋锌金属量356.4156.9513.3单一黄铁矿620.2140760.21 表2  到1985年底全矿保有储量（万吨）项目工业储量前景储量算计铅锌矿石量2177.30923.253100.55铅金属量109.7545.31155.06锌金属量241.4984.03325.52铅＋锌金属量351.24129.34480.58单－黄铁矿445.3293.26538.58     从表1、表2可见，1985年底全矿一切的储量与1965年根本共同。凡口矿有着富余的矿产资源。选厂自投产到1985年底止共处理矿石量667万吨，1982年是全厂出产目标最好的一年，其间铅精矿档次51.51%，铅收回率81.96%，锌精矿档次51.24%，锌收回率91.13%，硫精矿：38.94%，硫的收回率54.10%。其间原矿档次如下：铅：5.01%，锌：11.49%，硫：23.75%。碎矿系三段一闭路流程，粗碎用600×900颚式破碎机，破碎的终究产品粒度为－15毫米，1985年原矿泥矿增多，于1986年增加洗矿设备。磨矿选用二段磨矿硫程，铅粗选泡沫再磨的工艺，二段细磨：一段磨到－200目点65%～68%，二段磨到－200目点82%～84%，铅粗选泡沫再磨细度为－370目点92%。自投产至今选别流程改变较大，跟着产品品种的改变出产流程也相应作了调整，先后共有8次大的流程改变。现在所选用的流程是优先浮选流程，先选铅后选锌，高碱度，选铅pH=11.8～12，选锌pH=11.5～11.8。浮选过程中选用捕收才能强的丁基黄药。这样的流程和办法是比较合适凡口现在处理的矿石特性的。自1980年9月开始使用一向到现在，目标较安稳，被认为是较好的工艺流程。目标及药剂耗费见表3和表4。 表3  高碱流程出产均匀目标产品项目档次（%）收回率（%）PbZnSPbZnS铅精矿51.264.6580.633.14锌精矿1.7451.257.2291.22硫精矿1.131.0842.126.392.6451.13尾  矿0.670.825.763.00原  矿4.9411.51100100    注：表中目标是1980～1984年出产均匀值。 表4  高碱流程药剂单耗药剂称号石灰硫酸硫酸铜硫酸锌单耗（克/吨）11123129328442447药剂称号丁黄药乙黄药2号油单耗（克/吨）966176111    现在日处理矿石量3000吨。1990年将矿成4000～4500吨/日。年产铅锌金属量15万吨。出产的产品：铅精矿销往韶关冶炼厂、株州冶炼厂，水口山矿务局等地。锌精矿销往韶关冶炼厂、株州冶炼厂、白银有色公司某地。硫精矿销往广州氮肥厂、银山磷肥厂、开封化肥厂等地。     五、工艺流程     工艺流程见图1。图1  凡口铅锌选矿厂出产流程 表1  首要出产目标项目单位规划前史最好水平1970年1975年123456处量矿量吨/日300015489081526万吨/年9948.16227.9843.889原矿档次 （%）Pb5.235.014.923.80Zn11.0311.4910.578.27S23.5923.7518.1915.18精矿档次 （%）Pb4551.5239.1240.27Zn4551.2443.5945.48S4238.9436.3436.86精矿含量 （万吨/年）Pb3.9861.9771.0261.254Zn10.0465.0422.6193.251S9.3415.5571.3762.657收回率 （%）Pb7781.9674.4275.05Zn9291.1388.5489.57S4054.0027.0539.90 续表5项目1980年1985年1986年1987年178910处理矿量1429199245.59660.55068.79977.266原矿档次 （%）5.115.084.624.7112.1111.8111.2811.4620.8228.0124.34精矿档次 （%）52.6250.0751.0852.3951.0450.9151.3352.432.5945.31精矿含量 （万吨/年）1.8052.42722.50492.43935.0316.46987.04056.71821.2936.2695收回率 （%）77.5091.1213.6378.8078.7782.1490.4590.7492.6936.9641.54    注：1、1982年曾经是理论目标；      2、1983年今后是实践目标；      3、1982年至1984年硫收回率高，一个系列选用全浮一个别离工艺流程。     七、耗费目标：见表6至表12。 表6  材料耗费、本钱、劳动出产率项目单位规划前史最好水平1970年1975年123456药剂：黄药克/吨302888569608其间丁黄药″2677613794742号油″18214058179石灰″6600158933933硫酸铜″405785674829硫酸锌″595237133092149钢球公斤/吨1.401.641.501.20水米3/吨4.29511.462电耗：全厂 其间：磨浮度/吨39.961.3048.6860.98本钱：全厂元/吨·原矿9.5521.375″全员劳动出产率工人劳动出产率吨/人·月41.1054.77″79.33124.64     注：规划流程为铅锌混合选浮流程，1974年4月起逐渐改为优选浮选流程，并且选铅部分的流程也演化屡次。 续表6  材料耗费、本钱、劳动出产率项目单位1980年1981年1982年1983年1984年1985年789101112药剂：黄药克/吨10041128888118911421211其间：丁黄药″75411287618749661047乙黄药3151761642号油″101158140318111127石灰″24243243701589316.621112312997硫酸铜″1300839785879844911硫酸锌″216324882371185624472480硫酸″124851293214794钢球公斤/吨1.2901.3781.6402.3803.3323.190水米3/吨11.45811.54311.46010.86310.1589.357电耗：全厂 其间：磨浮度/吨64.5662.1561.3064.7858.9467.474″64.5644.5042.1050.2047.4053.271本钱：全厂 选矿车间（磨浮）元/吨·原矿21.77721.00521.37323.73623.73627.118″15.1216.52618.72818.48921.021全员劳动出产率 工人劳动出产率吨/人·月90.6895.1692.05101.33102.1899.72″102.69108.20105.34115.46116.14123.37 表7  破碎机衬板耗费项目原料寿数（月）耗费量公斤/吨·矿破碎机规格固定颚板13%锰钢600×900颚式破碎机动颚板″″动锥衬板″24中碎   0.0017 细碎   0.0027中碎φ650标准型圆锥破碎机 细碎φ2200短头型圆锥破碎机轧  臼″24中碎   0.0016 细碎   0.0028″ 表8  磨机衬板耗费项目球磨机原料寿数（年耗费（公斤/吨）磨机规格φ2700×3600 φ2100×3000筒体衬板13%锰钢8个月0.690提高板13%锰钢8个月0.690端衬板13%锰钢6个月0.690磨机口衬板13%锰钢8个月0.690 表9  钢球耗费产品－200目%固体（%）磨矿介质尺度（毫米）装载负荷（%）耗费量（公斤/吨）原料球磨8438φ100 φ80 φ60952.1普通钢再磨9237φ40901.0① ② ③     注：①普通钢球；②中锰、稀土铸铁球；③高铬钢球。 表10  筛网、滤布、砂泵、浮选磨耗或寿数项目原料寿数（月）耗费公司/吨设备规格补白筛网1500×3000单层上层钢线7天振动筛滤布120～15涤纶布（正）0.015米2/吨68米2盘式过滤机砂泵叶轮衬胶15天4PNJ泵壳衬胶15天浮选机叶轮衬胶4～85A（6A）浮选机盖板衬胶4～8表11  电力耗费项目耗费（度/吨）破碎、运送和筛分2.527磨矿、分级（包含再磨）26.212选别25.314脱水7.473其它（照明、水泵、机修）1.500总计63.026 表12  出产用水实践总耗水量36273吨/日补白回水利用率20%6045吨/日新水量30228吨/日每吨原矿耗费新水量10.076米3/吨    八、首要设备及才能：见表13。 表13  首要设备才能项目称号及规格台数最大处理量一、碎矿吨/台·时产品粒度（毫米）排口宽度（毫米）矿石松懈密度，（吨/米）粗碎600×900颚式破碎机2270180～01202.5中碎φ1650标准型圆锥破碎机140155～0302.5细碎φ2200短头型圆锥破碎机135015～0122.5二、磨矿、分级吨/台·时给矿粒度磨矿细度一段φ27×3.6格子型球磨机34215～0φ27×3.6溢流型球磨机3二段φ2米双螺旋分机3－0.076毫米84%φ2.1×3米溢流型球磨机3φ350水力旋流器120.105～0－0.038毫米92%三、浮选作业浓度给矿粒度浮选（精、粗、扫）米3/吨日（毫米）6A浮选机2300.2411＋0.015～05A浮选机88米3JJF－8浮选机44米3JJF－4浮选机2四、脱水吨/米2日给矿浓度 %排矿浓度滤饼水分%精矿密度、 吨/米3浓缩φ30米浓缩机3Pb0.12514605.6φ24米浓缩机1Zn0.54330604.0φ18米浓缩机2S0.7843604.4过滤68米2盘式过滤机12吨/米2日Pb0.1866012.015.6Zn0.2356012.654.0S0.3386010.024.4     九、选矿本钱：见表14。 表14  选矿出产本钱项目单耗单价金额辅助材料公斤/吨·矿元/公斤（元/吨）钢球3.1901.203.828衬板0.6902.1281.468药剂丁黄药1.0473.3763.535乙黄药0.1642.7090.444二号油0.1273.3740.428石灰12.7820.0480.614硫酸14.7940.1992.944硫酸铜0.9112.4362.219硫酸锌2.4800.7321.815滤布0.015米/吨11.4元/米0.171水9.357米3/吨10.04元/吨0.374电67.474度/吨0.10元/度6.747出产工人工资0.663固定资产折旧0.715车间, 经费1.730选矿单位本钱27.118精矿单位本钱42.676元/吨精矿     十、设备负荷率：见表15、表16。 表15  首要车间及设备负荷率、工作率车间称号归纳出产才能（额余）负荷率%工作率%一、破碎车间规划3240吨/日中碎机3248″43.435.8细碎机3248″49.835.8二、磨浮车间规划3000吨/日磨矿机1.556吨/米3·时，（按重生－200目核算）85.270.16浮选机0.2411米3/吨日三、脱水车间1055（精矿）吨/日过滤机铅4.268  硫7.992  锌5.38吨/米2·日干燥机表16  磨机工作率、利用率项目单位前史最好1984年年作业日天319289磨机工作率%70.1651.78磨机利用率%0.750.75泊车首要原因及所占工时停电 无矿 查看容积利用系数吨/米3时    十三、三废处理     规划每日尾矿排出量1124.4吨，全年尾矿量37万多吨，选厂尾矿体系选用压力运送，经四段尾矿泵站运往尾矿坝，管路全长10.677公里。尾矿运送管为φ300毫米铸铁管道，四个泵站都是选用的8PNJ衬胶砂泵，每个泵站用2台，1台出产，1台备用。还有2个污水泵站，用一条φ350毫米的铸铁管，将选厂污水扬至尾矿坝。尾矿由一号泵站扬出经φ350毫米水力旋流器分级，＋37微米的尾砂做井下充填料，－37微米的尾砂做井下充填料，－37微米的尾矿经2号泵站扬至3号泵站，然后第又经4号泵站直至尾矿坝。尾矿运送浓度为15%。凡口铅锌矿选厂共建出两个尾矿库。第一个尾矿库叫老鸦山尾矿库，规划库容55.5万米3，寿数自1968年9月到1975年12月装满止。第二个尾矿库叫黄子塘尾矿库，规划库容190万米3，规划效劳年限10年，1976年1月开始使用。尾矿库结构：用亚粘土机械分层夯实，块石、碎石做反滤层。不另做防渗层。第一个用溢流井，第二个用溢流沟。从溢流沟排出的水量每天达14000～20000吨，pH值高，用硫酸中和到小于9排放。有害成分含量（毫克/升）如下： 铅：0.0773，锌：0.0324，：0.0001，镉：0.038，砷：0.013。     十二、出资作用：选厂首要效益目标见表17。 表17  选矿厂首要效益目标厂商出资返本年限（年）：5全员劳动出产率（吨/人·日）前史最好：3.995    1986年：3.965工人劳动出产率（吨/人·日）前史最好：4.878    1983年：4.691每吨原矿装置功率（度）：4.766员工总人数：451其间工人：359技术人员：11效劳及其他：81归纳利用：伴生金属含量：铅5%；锌10.35%；铁19.35%；硫24.93%；银110克/吨。已收回金属：铅、锌、硫、银。     注：1、厂商出资返本年限及厂商出资收益率指整个厂商。         2、员工总人数指选矿厂部分。     十三、其他     （一）矿石物相及化学分析：见表18、表19、表20。 表18  原矿铅的物相分析相别氧化铅硫化铅总铅含量（%）0.334.675.00占有率（%）6.6093.40100.00 表19  原矿锌的物相分析相别氧化锌硫化锌总锌含量（%）0.2110.1410.35占有率（%）2.0397.97100.00 表20  黄铁矿的相物分析相别黄铁矿磁性铁其他氧化铁总铁含量（%）18.910.330.7520.02占有率（%）94.611.653.74100.00氧化率  铅6%～8%；锌2%2.5%多 元 素 分 析元    素PbZnFe含量（%）5.0010.3519.35元    素SAuAg含量（%）24.930.17克/吨110克/吨元    素GeGaCd含量（%）0.00270.00680.025元    素CuSnHg含量（%）0.0150.0050.0111元    素UAsSiO2含量（%）0.00040.1012.95元    素CaCO3Al2O3MnO2含量（%）11.062.520.44    （二）产品质量规划：见表21。 表21  产品质量规划时刻精矿档次%收回率%PbZnSPbZnS1984年底51.1650.7245.6980.2088.8146.891987年底50504378.790451990年底50504379.590.245     （三）化学分析及粒度分析：见表22。 表22  化学分析及粒度分析产 品项目粒度分析化学分析粒级（毫米）产率（%）粒级（毫米）产率（%）原 矿PbZnSAuAg＋0.1473.13＋0.02029.6915.010.3524.93%0.17克/吨110克/吨＋0.1052.19＋0.01013.54GFeGaCpCuSn＋0.0971.04＋0.05557.30.000270.00680.0250.0150.005＋0.0765.21－0.00518.74SO2Al2O3CaCo3MnO＋0.0527.81算计100.0012.952.5211.060.44＋0.03812.92铅 精 矿 （%）PbZnFeSAsCu铅精矿锌精矿52.54.7312.6524.490.330.023粒级（毫米）产率（%）粒级（毫米）产率（%）SiO2CaOAl2O3MnSnAg克/吨＋0.02010.55＋0.0763.451.800.350.600.004＜0.01612.50＋0.01026.13＋0.0538.66Ca0.0021；Ge0.0006；In＜0.0004；Hg0.0064＋0.00520.10＋0.03812.22铅 精 矿 （%）PbZnFeSAsCu－0.00543.22＋0.02028.181.5051.756.00531.740.130.106算计100.00＋0.01017.22SiO2CaOAl2O3MnSnAg克/吨＋0.00514.614.340.680.700.014＜0.01206.56－0.00515.66GaGeInHg算计100.000.0190.010＜0.00040.058尾 矿 （%）PbZnFeSAg粒极（毫米）产率（%）0.730.936.165.5015.80克/吨＋0.07440.8SiO2CaCO3Al2O3MgO＋0.05311.234.5220.505.930.126＋0.0435.1 ＋0.0387.5 －0.03835.4 算计100    （四）磨矿分级产品和再磨旋流品产品筛析：见表23、表24。 表23  磨矿分级产品筛析网目通过量累积百分数球磨给矿 （%）球磨排矿 （%）螺旋分级机 底流（%）螺旋分级机（即进第二台球磨机旋流器给矿）溢流（%）原 矿 第 一 台 球 磨 机16（毫米）13.68－16＋1020.294.78―10＋615.098.27―6＋216.362.03－2＋14.108.705.94―1＋0.54.176.2813.08―0.5＋0.17.9837.1750.1917.59－0.1＋0.0762.9810.255.2714.57―0.076＋0.0384.5111.544.1615.08―0.03810.8426.066.2852.76算计100.00100.00100.00100.00浓度（%）92.779.189.537.00原 矿 第 二 台 球 磨 机＋0.151.605.831.60旋流器溢流即铅粗选给矿―0.15～0.10535.0511.1835.0510.20―0.105～0.07625.7323.3125.7312.25－0.076～0.03822.9826.7922.9824.29―0.038～0.0204.107.384.1015.31―0.020～0.00105.5612.765.5610.20－0.010～0.0053.228.053.2218.31―0.0051.764.701.769.38算计100.00100.00100.00100.00浓度（%）75757538 表24  铅粗精矿再磨水力旋流器给矿及产品筛析粒级（毫米）分量百分数%给矿（%）溢流（%）底流（%）球磨机排矿（%）－0.105～0.0762.024.661.09－0.076～0.03815.1515.0029.0221.20－0.038～0.02034.3432.0037.1450.19－0.020～0.01037.3840.0017.2412.95－0.010～＋0.0058.0810.003.9811.3－0.0053.033.007.963.24算计100.00100.00100.00100.00浓度%58.25577.4    注：旋流器规格φ350、锥角20°、给矿粒度－0.105～0、给矿口50×90、沉砂管φ24、溢流管φ80、处理量21.1吨/时。     （五）料仓储量：见表25。 表25  料仓贮量料仓类型物料粒度储存时刻（时）有用容积米3（吨）料仓结构特色粗碎受矿仓200～0320；800井下中间矿仓60～02245；539高架式粉矿仓15～0482900；6100″制品仓Pb＋000.2～0 Zn＋0.105～0 S＋0.105～072－9622188；48813装车仓

磨矿为两段两闭路流程，终究磨矿粒度小于0.074mm73%，磨矿流程见下图：    原规划只收回硫化矿，选用优先浮选流程。投产后因为矿石氧化率升高，选别流程相应增加了收回氧化铅、氧化锌作业。该厂在生产实践中对浮选工艺曾进行屡次革新，开始按硫化铅-氧化铅-硫化锌-氧化锌矿藏次序进行浮选，称为“选铅后锌”流程，跟着矿石氧化率不断增高，改为硫化铅-硫化锌-氧化铅-氧化锌次序选别，又称为“选硫后氧”流程。    上述两种流程在浮选氧化锌之前，为消除矿泥影响，均增设了预先脱泥作业。为进一步强化低档次氧化铅的收回，1980年该厂部分易浮的氧化铅和硫化铅同时浮选，1983年悉数改为“硫、氧混选”工艺。与此同时，选用混合胺、乳化液和六偏磷酸钠新药剂准则，完成了不预先脱泥选别氧化锌的先进工艺。部分“硫、氧混选”的选别工艺流程及技能条件见下图:    精矿为两段脱水，滤饼水分铅精矿为9%，锌精矿为12%。

该厂1966年建成投产，初期规划为500t/d，留有扩建到1000t/d的地步，1969年建成重介质选矿车间，后又扩建一磨浮系列。然后达到了1000t/d的处理才能。    1974年因矿石性质改变，重介质车间停产。现矿山挖掘已近晚期，选厂处理量也下降到700t/d左右。   （1）矿石性质：该厂所处理的矿石归于中低温热液充填告知矿床。矿体赋存于条带白云岩中，铅、锌、铁矿藏以碳酸盐为主。矿石形状杂乱，贫富分界显着，档次改变较大，氧化程度不等。    矿石类型大体分三类：第一类是以硫化矿为主的细密块状矿石，脉石较少，档次高，氧化率低，有用矿藏多呈集合体嵌布，易磨易选，投产初期多处理这类矿石。第二类为细脉浸染状矿石，档次较低，氧化率高，平无为30~40%，难苦难选。第三类为松懈泥状氧化矿，档次低，氧化程度很深，氧化率达70%以上，这类矿石含粘土质矿泥多，反常难选。后两类为当时选厂当选的首要矿石。    该矿矿藏品种杂乱，铅锌氧化矿藏有十多种，首要有白铅矿、菱锌矿，其次为铅钒、铅铁钒、红锌矿、异极矿、硅锌矿及褐铁矿等。硫化矿有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿及少数银、镉、矿藏。脉石矿藏首要是白云石、方解石及少数石英、重晶石。原矿风化、铁化、泥化较严峻，并含有较多的可溶性盐类。矿石硬度6~8，密度3~3.3t/m3，松懈密度1.8~2.0t/m3。    原矿多元素分析，铅物相分析、锌物相分析见下表:   （2）工艺流程：碎矿为三段两闭路流程，终究破碎产品粒度小于18mm。破碎工艺流程见下图:

一、方位：地处云南北部偏东、与东川市有公路相通，东川至昆明有铁路相连接，矿产、货品由此集散。     二、矿石特性：该矿属深度氧化及次生淋沥的铅锌矿床，铅锌氧化率均在90%以上，原矿风化程度较深，易泥化。首要金属矿藏有白铅矿、铅钒、菱锌矿、褐铁矿等，脉石矿藏首要有白云石、方解石等。砂矿首要是原生矿床的残积和坡积，其物质特性有三种：     （一）土状砂矿：首要是原生脉矿的风化物，含泥量占10%左右。     （二）泥质沙矿：含泥率大于50%。     （三）炉渣砂矿：以炉渣为主，含有部分炉灰，含泥量增高，矿藏的氧化率比脉矿高。     综上所述，会泽铅锌矿选矿难度较大，本钱高，结合冶炼实际情况，挑选破碎筛分洗矿分级，手选等简略工艺进行富集。上述三种矿在会泽铅锌选矿厂分三个加工体系处理。     脉矿：500吨/日；砂矿：330吨/日；炉渣矿：300吨/日。三个加工体系中第二、第三体系均已停产。     三、厂史及出产概略：会泽铅锌矿选矿车间于1972年建成。依据矿石特性，首要采纳破碎筛分、洗矿分级等简易办法，按处理矿石的不同分为三个加工体系：     （一）坑内共生脉矿：选用破碎筛分和手选流程，筛下14毫米产品为精矿，直接入炉。筛上大于14毫米产品为块矿，档次较高，经过手选送冶炼厂（含锌6.75%部分暂堆存，作为正在规划的选矿厂的首要原料），废石丢掉。处理才能500吨/日。     （二）地表砂矿：因为该流程于期间规划，存在一些问题，别的，矿石性质又杂乱、密度不同小，出产不正常，于1982年停产，原规划规划330吨/日。     （三）炉渣砂矿：因贫化严峻，未投入出产。     四、出产指标：见表1～3。 表1  坑内破碎筛分首要出产指标项目单位规划前史最好水平1234处理矿量吨/日500吨/年92756.24原矿档次（%）Pb4.00Zn11.02Ge0.0038精矿档次（%）Pb4.52Zn12.14Ge0.0043回收率（%）Pb92.06Zn89.86Ge92.49 续表1  坑内破碎筛分首要出产指标项目1980年1981年1982年1983年1984年1985年15678910处理矿量94019.2067039.1255018.59106304.4670841.792756.24原矿档次（%）3.853.954.513.814.444.0010.1010.289.0410.189.3511.020.00300.00310.00320.00350.00370.0038精矿档次（%）5.055.075.464.815.354.5212.2112.4710.2611.9910.4312.140.0040.00390.00390.00430.00440.0043回收率（%）89.7287.6486.3989.3687.6092.0682.6982.8380.9383.3481.2689.8691.1786.6985.1787.1686.6192.49 表2  砂矿洗选首要出产指标项目单位规划前史最好水平1975年12347处理矿量吨/日330吨/年33691.894208.62原矿档次（%）Pb2.652.25Zn10.9810.68Ge0.00280.0016精矿档次（%）Pb3.352.74Zn15.4115.54Ge0.00300.0024回收率（%）Pb68.0774.41Zn75.4579.43Ge58.4469.45 续表2 项目1980年1981年1982年18910处理矿量33691.897255.3629574.88原矿档次（%）2.652.663.02810.988.178.2610.00280.00220.0023精矿档次（%）3.353.7734.2915.4111.81312.2680.00300.00280.0029回收率（%）68.0776.0870.3675.4577.7773.7458.4471.9863.90 表3  炉渣选矿首要出产指标项目单位规划前史最好水平1974年1975年123456处理矿量吨/日吨/年30044834.4147486.5444834.41原矿档次%Pb3.593.543.59Zn6.146.326.14Ge0.00450.00370.0045精矿档次%Pb4.163.914.16Zn7.637.567.63Ge0.00530.00440.0053回收率%Pb75.5874.8275.58Zn81.2881.3781.28Ge76.8480.4676.84 续表3 项目1981年1982年1983年1789处理矿量39758.6132848.068326.02原矿档次（%）3.443.703.575.825.435.100.00260.002870.0031精矿档次4.345.144.757.697.987.220.003190.00390.004回收率67.3270.2271.6771.1674.2876.4065.0568.7969.47     四、坑内脉矿多元素分析：表4。 表4  坑内脉矿多元素分析元素或化合物PbZnGeSiO2Al2O3FeCaO含量%2.329.0290.00225.412.519.3422.53元素或化合物MgOCoFAsSb含量%11.740.0170.0110.160.021    五、砂矿洗选本钱：见表5。 表5  砂矿洗选材料耗费、本钱、劳动出产率项目单位1980年1981年1982年水米3/吨9.947.266.0电耗：全厂度/吨8.205.956.3本钱：选矿车间元/吨·原矿8.3410.698.12     六、脉矿破碎筛分本钱：见表6。 表6  脉矿破碎筛分选矿出产本钱序号项目单耗单价金额（元/吨）1煤米3/吨2电：度/吨1.360.077元/度·时3出产工人薪酬0.334出产工人附加薪酬0.045固定资产折旧0.136大修基金0.047车间经费1.87选矿单位本钱7.09（包含运送）

一、位置：地处贵州省六盘水市南东30公里，距滇黔铁路滥坝车站11公里，矿区至滥坝有公路相通，交通尚称方便。      二、矿石特性：矿床属层控改造硫化铅锌矿床。主要金属矿物有：方铅矿、闪锌矿、黄铁矿，其次有褐铁矿、铁闪锌矿、白铅矿等。脉石矿物主要有方解石、白云石、铁方解石，其次为石英、重晶石等。矿石中矿物的相对含量表1。 表1  矿物相对含量矿物名称含量（%）矿物名称含量（%）矿物名称含量（%）灰黑色方解石46.92氢氧化铁0.94粘土0.63方解石22.81白铅矿0.11煤炭0.28黄铁矿15.01异极矿0.09重晶石0.19闪锌矿10.26石英0.16毒重石0.12方铅矿1.79高岭土0.67     可见矿石主要由灰黑色方解石所组成。有用矿物以黄铁矿为主，多呈致密的干的碎状和自形、半自形晶的粒状所构成的块状产出，粒度一般为0.5～0.096毫米，方铅矿主要和闪锌矿构成致密块状产出，中间分布有少量的黄铁矿，其余呈结晶较好的块状分布在闪锌矿中，其粒度为0.4～0.8毫米，也有部分方铅矿呈极细的点状和带状产出，粒度为0.001～0.0004毫米，边缘上局部有白铅矿分布，幅宽0.8～0.06毫米左右。闪锌矿主要与黄铁矿，方铅矿构成致密块状产出，有少量构成较大的粒状嵌布在方铅矿中，矿石品位，块状富矿中含Pb一般为3%～4%，含Zn一般在15%～20%，含S一般为8%～24%，浸染状贫矿中傐Pb一般为0.8%，含Zn一般为2.5%。      矿石密度为2.79～4.4吨/米3，松散密度为1.972吨/米3，（－13毫米），矿石布氏系数为10～13，安息角：40～42°（－13毫米时之安息角）。      三、厂史：1958年昆明冶金研究所提出“贵州水城杉树林铅锌矿选矿试验报告”，1965年12月贵州省冶金地质勘探公司二勘队提交了“贵州水城杉树林铅锌矿床补充勘探报告”，根据这两份报告在赫章杉树林建设300吨/日的铅锌选矿，选厂始建于1966年6月、投产于1970年7月，原设计年处理矿石90，000吨，服务年际15年，实际年处理矿石6万吨～7万吨，尚可服务6～7年。      四、生产概况：选厂每天处理300吨矿石，至今尚有储量见表2。 表2  赫章铅锌矿储量消耗情况储量 级别矿石储量（万吨）铅金属量（万吨）锌金属量（万吨）储量消耗剩余储量消耗剩余储量消耗剩余C级147.688.5559.054.94782.96471.87720.573812.33697.9083D级15.915.90.29940.98700.9870      选矿自1970年投产到85年11月止，共创利2634.036910万元，上缴税金30.919355万元，利税合计：2664.956265万元，选矿设资409.326万元，净为国家创利2200万元。      离主井口400米处，设有150吨的原矿仓一座，该选厂还收购高品位矿与自产矿石混合入选，为作好配矿工作，1985年修建了约500米2的堆矿场。      选厂破碎流程原设计是三段一闭路流程，后改为两段开路流程，实践证明，效果良好。该厂第二段破碎设备φ1200毫米圆锥破碎机，是二、三十年代日产老设备，原电机为75瓩功率，后用40瓩功率的电机代替了它，经四年使用，未出现异常现象，节约了电能。磨矿为一段闭路，细度为－200目70－75%，选别流程原设计为优先浮选流程，直到1978年，才改为部分混选，即先铅硫混选，其尾矿选锌，混精进行铅硫分离选出铅精矿和硫精矿，而后两段脱水，精矿存仓外运。浮选流程改造后，该厂开始回收硫精矿，每年为企业增收20～30万元。现选厂生产硫化铅精矿（四级品），硫化锌精矿（三级品），硫精矿等三种产品，实际年产铅，锌精矿中金属含量6000～7000吨，年产硫精矿2800～3600吨，产品销售给株州冶炼厂，水口山矿务局，上海冶炼厂，四川化肥厂，昆明化肥厂等地。      原矿银含量达27.6克/吨有回收价值，银随铅，锌精矿产出销售时计价，各产品中银的回收情况见表3，主要产品中含解情况见表4。 表3  各产品中银的回收情况原矿品位克/吨铅精矿锌精矿硫精矿尾矿备注品位克/吨回收率%品位克/吨回收率（%）品位克/吨回收率%品位克/吨回收率%7225813.1025858.734.43.4312.924.7850年6921214.9823376.92142.6375.478.12.7 表4  铅锌精矿中含银情况产品 名称198319841985品位 （克/吨）含银量 （公斤）品位 （克/吨）含银量 （公斤）品位 （克/吨）含银量 （公斤）铅精矿210468210460208448.5锌精矿190168119018071982101.65     五、工艺流程：见图1图1  赫章铅锌矿杉树林选矿生产流程      六、生产指标：见表5。 表5  300吨/日选厂历年来的生产指标项目单位1971年1975年处理量吨/日275186吨/年7468854584原矿品位（%）Pb2.441.75Zn9.118.06Fe9.68铅锌矿品位（%）Pb52.57157.40Zn2.964Fe19.88锌精矿品位（%）Pb0.750.91Zn51.9853.80Fe31.06硫精矿品位（%）Pb0.51Zn1.33Fe41.540铅精矿含量（吨）Pb1567.360810.000Zn88.15456.401Fe29.902锌精矿含量（吨）Pb90.70668.662Zn6325.9964064.870Fe271.596硫精矿含量（吨）Pb2.531Zn6.613Fe206.600回收率（%）铅86.1284.40锌92.9792.43铁32.95续表5项目单位1980年1985年1986年1987年处理量吨/日211吨/年68554584445950057600原矿品位（%）Pb2.542.9692.762.54Zn10.0410.37711.548.74Fe8.198.182铅锌矿品位（%）Pb58.6156.12658.058.04Zn4.134.020Fe14.1810.754锌精矿品位（%）Pb1.031Zn56.07656.055.76Fe5.383硫精矿品位（%）Pb1.944Zn3.453Fe43.780铅精矿含量（吨）Pb1318.161Zn94.4121269.01132.0Fe183.082锌精矿含量（吨）Pb109.410Zn5845.9806372.05454.0Fe430.466硫精矿含量（吨）Pb113.852Zn202.216Fe2391.019回收率（%）Pb75.97477.0474.56Zn90.48492.7992.25Fe50     七、消耗指标：见表6至表11。 表6  选厂历年每吨原矿的单耗年份乙黄药丁黄药2#油石灰苏打硫酸铜硫酸锌大苏打钢球电耗71413920031241.252772400148003400.8921.473670129003201.6215.774560200004001.5022756802100058003501.2827.476560152003100.9434.277530182002900.9326.778850422107010924808206990.8530.179350330542100013794904735790.693280822335611340014825894038030.67630.281362356841128012975935394860.72335.46822303301061170010074902873190.68437.3183221321111142058645914213960.65443.3484321250161149728724704134950.60642.278520025886145656054121311280.59941.37      注：1、水耗，83年测定一次为：5.57米3/吨。       2、钢球消耗单位为：公斤/吨；电耗单位为：度/吨，其余均以克/吨为单位。 表7  破碎机衬板消耗项目材质寿命（月）消耗量（公斤/吨矿）固定衬板ZGMn13180.0027400×600颚式破碎机（复摆）活动衬板″180.0027″  ″动锥衬板″840.0013φ1200圆锥破碎机轧  臼″960.0012″  ″ 表8  磨矿机衬板消耗（1500×3000格子型球磨机）项目材质寿命 （年）消耗 （公斤/吨）项目磨矿介 质尺寸装载负荷 %消耗量 （公斤/吨）材质简体衬板ZGMn1310.23钢球φ12031%″φ10025%0.67锻钢端衬板″10.032φ8025%磨机口衬板″10.028φ6019%表9  滤布、砂泵、浮选机磨耗或寿命项目材质寿命（月）消耗（公斤/吨）设备规格滤布尼龙布35m2·10m2过滤机砂泵叶轮硬质耐酸橡胶62PNJA砂泵壳护套″  ″62PNJA浮选轮机叶轮稀土铸铁40.201XJK0.62浮选机盖板″  ″40.201″  ″ 表10  电力消耗分布情况（度/吨·原矿）项目百分比%消耗（度/吨）1、破碎4.51.802、磨矿分级31.2012.403、选别32.3012.804、脱水21.208.405、其它（照明、水泵、机修）10.804.30总计10039.70 表11  生产用水实际总耗水量1671米3/日新鲜水量1671″每吨原矿消耗新水量5.57米3/吨      八、主要设备能力：见表12。 表12  主要设备能力项目台数最大处理量粗碎 中细碎一、碎矿吨/台·时产品粒度（毫米）排矿口（毫米）矿石松散密度400×600颚式12710080吨/米3φ1200圆锥157.1433525.31.580一段二、磨矿、分级给矿粒度磨矿细度φ1.5×3球磨17.6515～20毫米－200目，70～75%三、浮选部份混合浮选66槽米3/吨·日26.93作业浓度，% 50%～55%给矿粒度 －200目，70%～75%四、脱水吨/米2·日给矿浓度%排矿浓度滤并水份%精矿密度，吨/米31、浓缩铅精矿φ6米浓缩机12.3217～2160～704.8～5.8锌精矿φ9米浓缩机17.5623～2765～713.8～4.0硫精矿φ9米浓缩机15.808.67～1070～753.4～4.342过滤铅精矿5米2圆鼓过滤12.788～12锌精矿10米2圆鼓过滤机16.808%～12%硫精矿10米2圆鼓过滤机15.228%～12%     九、选矿成本：见表13。 表13  1984年选矿生产成本序号项目单耗单价（元/公斤）金额（元/公斤）1原矿198.82元/吨2辅助材料公斤/吨·矿钢球0.5980.95.04元/吨捕收剂：乙黄0.3212.26.62丁黄0.2502.86.56起泡剂  2#油0.0902.21.85调整剂：硫酸铜0.4702.08.82硫酸锌0.4130.62.32大苏打0.4960.73.25土碱0.8630.43.24石灰14.8760.0253.493电41.6度/吨0.095元/吨37.844生产工人工资1.8317.175生产工人附加工资6固定资产折旧2.4122.627大修理基金3.5333.098车间经费1.6115.06选矿单位成本17.83精矿金属单位成本365.79元/吨      十、设备负荷率 表14  主要车间及设备负荷率运转率车间名称综合生产能力（额定）负荷率%运转率%一、碎矿车间中、细碎机567吨/日47.6234.27567  ″47.6234.271200  ″22.5034.27二、磨浮车间300  吨/日70.63磨矿机1.13吨/米3·时台（按－200目计）53浮选机26.93米3/吨·日56三、脱水车间浓缩机铅精矿60锌精矿60硫精矿60过滤机铅精矿35锌精矿48硫精矿48      十一、三废治理：选厂年排放尾矿矿浆量20万吨，16.8万米3，其中含干矿量3.42万米3。尾矿中有害杂质浓度较高，长期来，均排入竹林河林中，沿河两岩农民深受其害，反应强烈，贵州省环保局和六盘六市环保局均要求缴纳排污弗，1982～1985年缴钠的排污费就达18万多元，并通令限期冶理。选厂于82年底组织力量，对尾矿治理进行了可行性研究，确定了尾矿库迁址于牛头山，并委托跟贵州省铜仁水电勘探设计队施工设计，85年5月29日破土施工。      牛头山尾矿库，库容20.5万米3，服务年限6年，设计单位投资2.72元/米3。选厂排出的污水和尾矿浆，经砂泵站相送至尾矿库，放矿点布置在上游坝彼岸，放矿方式为轮流集中放矿。尾矿水中有害物质含量见下表15。 表15  尾矿水中有害物质含量有害物质浓度（毫克/升）备注最高允许排放浓度本选厂有害成份浓度pH6～1212硫化物13.5Cd0.1未检出Pb1.024.34Zn5.016.5Cu1.00.099悬浮物500257.5黄药未检     十二、投资效果      （一）总投资及单位投资      企业总投资409.326万元，单位投资58.48元/吨。      （二）选矿投资及单位投资      选厂投资203.126万元，单位投资29.62元/吨。      （三）选矿因定资产总值及净值      选矿固定资产总值及净值未做。只有杉树林分矿固定资产原值为6471971.72元，净值（到1985.11.止）5606892.93元。      （四）选矿厂主要效益指标表 表16  选矿厂主要效益指标企业投资返佛年限（年）：2.5企业投资收益率（元/100元）：651.06/100元全员劳动生产率（吨/人·年）历史最好：（80年）652.89；（83年）468每吨原矿安装功率（瓩/吨）：3.49职工总人数：116人其中工人：111人技术人员：5人综合利用：伴生金属含量：Ag73.8吨八五年保有Ag31.5吨已回收金属：      十三、其它      （一）原矿物相及化学分析：见表17至表21。 表17  原矿分析结果全分析物相分析元素含量%成份含量%备注成分元素Pb3.00PbSO40.146Pb0.100其中Zn11.710PbO0.218Pb0.2021、锌氧化率0.7%S（有效）14.220PbS3.145Pb2.726铅氧化率10.067%S（全）16.170ZnCO3＋ZnO0.069Zn0.055铁氧化率4.99%Fe8.713ZnSiO30.069Zn0.0272、银含量：Cd0.018ZnS17.32Zn11.628Ag=58克/吨Sb0.088FeCO30.790Fe0.380SiO26.30Fe2O30.716Fe0.055CaO21.90FeS218.017Fe8.378MgO0.07Al2O34.90表18  铅精矿分析结果全分析物相分析元素含量%成份含量%备注成分元素Pb58.06PbSO40.307Pb0.210其中Zn4.09PbO1.30Pb1.207含银205克/吨S20.77PbS65.084Pb56.345Fe10.08ZnCO3＋ZnO0.024Zn0.019Cd0.00769ZnSiO30.028Zn0.011Sb0.164ZnS6.049Zn4.06SiO20.700FeCO30.071Fe0.034CaO0.900FeS219.453Fe9.048MgO0.040Fe2O31.42Fe0.0997Al2O32.600表19  锌精矿分析结果全分析物相分析元素含量%成份含量%备注成分元素Pb0.79PbSO40.187Pb0.114其中含银：Zn58.20PbO0.130Pb0.121Ag:200克/吨S29.99PbS0.634Pb0.549Fe4.69ZnCO3＋ZnO0.437Zn0.344Cd0.0821ZnSO40.120Zn0.047Sb微量ZnS86Zn57.809SiO21.80FeCO30.104Fe0.05CaO2.20FeS29.675Fe4.05MgO0.04Fe2O30.202Fe0.014Al2O32.20表20  硫精矿分析结果全分析物相分析元素含量%成份含量%备注成分元素Pb2.06PbSO40.098Pb0.067其中含Ag：Zn2.85PbO0.311Pb0.28978克/吨Fe38.68PbS1.919Pb1.686S43.26ZnCO3＋ZnO0.069Zn0.055Cd0.00513ZnSiO30.057Zn0.022Sb0.191ZnS4.127Zn2.773SiO24.10FeCO30.210Fe0.101MgO1.49FeS280.346Fe37.367Al2O31.848Fe2O31.740Fe1.217CaO0.20表21  尾矿分析结果全分析物相分析元素含量%成份含量%备注成分元素Pb0.24PbSO20.0700.048其中：Zn0.73PbO0.0940.037含Ag15克/吨S4.91PbS0.1330.115Fe5.25ZnCO3＋ZnO0.1150.092Cd微ZnSiO30.0560.022SiO210.90ZnS0.9190.617Sb微FeCO30.9760.469CaO32.90FeS29.6114.468AgO3.7Fe2O30.3050.213Al2O35.43     （二）产品质量规划：见表22 表22  产品质量规划时间精矿品位%回收率%铅精矿锌精矿硫精矿PbZnFePbZnFePbZnFePbZnFe1985年末56.1064.0201.03155.01.9443.45343.7875.94790.484501987年末60＜5＜1.0057.0＜6＜1.00＜2437592601990年末60＜5＜1.0057.0＜6＜1.00＜1.543819260      （三）原矿矿物组成：见表23。      （四）粒度分析：见表24至表27。 表23  原矿矿物组成矿物名称含量（%）矿物名称含量（%）矿物名称含量（%）灰黑色方解石46.92氢氧化铁0.94粘土0.63方解石22.81白铅矿0.11煤炭0.28黄铁矿15.01异极矿0.09重晶石0.19闪锌矿10.26石英0.16毒石0.12方铅矿1.78高岭土0.67表24  铅精矿筛析结果纲目产率（%）品位（%）金属分布率（%）PbZnFePbZnFe－120＋1602.00562.7684.7538.6052.1162.7991.63－160＋2003.99856.4735.51611.0043.7976.4774.630－20093.99759.5303.28610.59194.08790.72494.204合计10059.4733.40510.568100100100 表25  锌精矿筛析结果纲目产率（%）品位（%）金属分布率（%）PbZnFePbZnFe－40＋804.5001.05952.6125.2954.6784.1237.804－80＋1005.5840.98554.9803.2805.3985.3459.382－100＋1206.5310.82456.5324.5515.3086.4289.735－120＋1606.6690.67657.5944.5514.4246.6879.940－160＋2009.2130.52958.4123.4754.7999.40010.519－20066.9731.14758.3302.39975.39368.01752.62合计1001.01957.4353.053100100100 表26  硫精矿筛析结果纲目产率（%）品位（%）金属分布率（%）PbZnFePbZnFe－40＋801.4022.0002.69229.9521.5891.3091.062－80＋1001.8831.6302.44739.7151.7381.5951.892－100＋1202.9651.2592.18441.0392.1152.2423.078－120＋1604.4871.1112.21142.3632.8243.4344.803－160＋2009.5750.8821.97442.4464.7846.54310.280－20079.6881.9263.07739.13686.95084.88078.880合计1001.7652.88939.536100100100 表27  尾矿筛析结果纲目产率（%）品位（%）金属分布率（%）PbZnFePbZnFe＋402.3180.3091.4741.6541.2412.6841.010－40＋8017.5370.3530.6451.73810.7308.8838.030－80＋1007.1530.3820.5812.6484.7353.2644.990－100＋1205.0560.3530.5162.9793.0942.0493.963－120＋1604.2510.3240.4523.2272.3891.5093.614－160＋2005.4230.3820.5003.3103.5912.1304.728－20058.2620.7351.7374.79974.22279.48173.660合计1000.5771.2733.796100100100      （四）磨矿分级产品筛析：见表28。 表28  入选原矿筛析结果（分级溢流）纲目产率（%）品位（%）金属分布率（%）PbZnFePbZnFe＋401.690.2650.9931.6540.1210.1100.310－40＋8012.940.3244.5732.2341.1133.8923.206－80＋1005.750.76512.4254.4681.1754.6982.649－100＋1205.131.10317.2757.2811.5125.8284.143－120＋1605.352.0019.7238.7702.8576.9396.204－160＋2008.532.59319.86212.5695.92711.1812.018－20060.585.39616.90610.75681.29567.35272.270合计1003.74515.2069.016100100100      五、料仓贮量：见表29。 表29  料仓贮量状况料仓类型物料粒度（毫米）存时间（时）有效容积（米3）料仓结构特点粗碎受矿仓300670高架式粉矿仓2024180高架式装车仓864半地下式

西林铅锌矿位于黑龙江省内，选矿厂于1967年6月建成投产。设计规模为日处理原矿量1200吨。 矿床和矿石简介 西林矿床属于高中温热液充填的铅锌多金属矿床。主矿为1号矿体，呈透镜状。矿石工业类型有致密块状与浸染状两种，前者点70%，后者占15%。 闪锌矿-铁闪锌矿是矿石中主要锌矿物，与磁黄铁矿、方铅矿、黄铜矿紧密共生。闪锌矿本身不含银，只是其中有银矿物的细小包裹体存在。方铅矿为矿石中主要铅矿物，以他形料状集合体分布在闪锌矿和黄铁矿的间隙中或沿闪锌矿裂隙分布或散染于脉石中，方铅矿本身不含银，但由于伴有银黝铜矿、硫锑铜银矿、深红银矿、脆银矿等银矿物的细小包裹体而含银量较高，成为本矿石中银矿物的主要载体。 西林铅锌矿选矿厂选矿生产指标

铅锌矿，是富含金属元素铅和锌的矿产，铅锌用处广泛，用电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等范畴。此外，铅金属在核工业、石油工业等部分也有较多的用处。我国的铅锌矿主要会集在云南、内蒙古、甘肃、广东、湖南和广西。

铅锌矿，是富含金属元素铅和锌的矿产，铅锌用途广泛，用电气工业、机械工业、军事工业、冶金工业、化学工业、轻工业和医药业等领域。此外，铅金属在核工业、石油工业等部门也有较多的用途。我国的铅锌矿主要集中在云南、内蒙古、甘肃、广东、湖南和广西。    国内铅锌五大生产基地为：    中国铅锌业生产布局，依据铅锌矿产地的分布和建设条件，经 40多年来的发展、建设，现已形成东北、湖南、两广、滇川、西北等五大铅锌采选冶和加工配套的生产基地，其铅产量占全国总产量的85%以上，锌产量占全国总产量的95%。     1.东北铅锌生产基地。东北地区是我国开发较早的铅锌生产基地之一。早在 50年代初期，其铅产量占全国铅产量的80%以上，在中国铅锌生产居于重要地位。东北基地以七矿两厂为主，即青城子铅锌矿、八家子铅锌矿、柴河铅锌矿(现已闭坑)、桓仁铜锌矿、红透山铜锌矿、西林铅锌矿、天宝山铅锌矿和沈阳冶炼厂、葫芦岛锌厂。七矿两厂不仅是东北铅锌生产基地的支柱厂矿，也是培养造就科技人才的基地。六七十年代曾向全国新建的铅锌企业输送大批具有实践经验的科技和管理人才以及生产技术工人，为中国铅锌业的发展做出了积极贡献。    2.湖南铅锌生产基地。湖南铅锌矿产资源丰富，而且富矿多，大部分矿产地可开发利用。该基地铅锌厂矿是五六十年代建成的，由水口山矿务局、桃林铅锌矿、黄沙坪铅锌矿、东坡铅锌矿和株洲冶炼厂等组成的湖南铅锌生产基地，是当时全国自产原料的全国最大的铅锌生产基地，在全国产量占有重要地位。    3.两广铅锌生产基地。广东、广西两省区的铅锌资源丰富，两省区是 70年代形成的我国大型铅锌生产基地之一。广东以凡口铅锌矿和韶关冶炼厂为主，其次是丙村铅锌矿、昌化铅锌矿、大尖山铅锌矿。广西有泗顶铅锌矿、大新铅锌矿、河三铅锌矿、柳州锌品厂和大厂矿务局等。    4.滇川铅锌生产基地。云南铅锌矿产资源十分丰富，现铅锌保有储量均居全国之首。该基地铅锌企业也是五六十年代建成的，主要是会泽铅锌矿、澜沧老厂铅锌矿和昆明冶炼厂、个旧鸡街冶炼厂。云南铅锌矿产资源具有广阔的开发前景， 90年代开始兴建超大型铅锌矿床金顶矿山。四川有会东铅锌矿、会理铅锌矿两个主要矿山以及一批中小型矿山，近年来铅锌精矿产量猛增。    5.西北铅锌生产基地。西北地区铅锌矿产资源也很丰富，主要分布在甘陕青三省，而且西成矿带经近年来勘查储量又有大幅度的增长，资源前景十分可观。该基地铅锌生产以白银有色金属公司为主，有白银厂小铁山铅锌矿、第三冶炼厂和西北铅锌冶炼厂，陕西有铅硐山铅锌矿、二里河铅锌矿、银洞梁铅锌矿等和青海锡铁山矿务局。目前，西北铅锌产量较少，但开发前景可观。一是有丰富的铅锌矿产资源，位于甘陕交界的西成 -凤太矿带，经近20余年勘查出10多个大中型铅锌银金矿床，其中厂坝-李家沟铅锌达到超大型规模，银达到大型。二是厂坝正在抓紧建设一座大型矿山，将成为西北冶炼厂主要矿物原料供给基地，是全国大型铅锌矿山之一。除上述五大铅锌生产基地外，内蒙古、江西、贵州等省区也建设了一批中小型矿山。其中内蒙古梧桐花铅锌矿、白音诺铅锌矿、翁牛特旗硐子铅锌矿等矿山。内蒙古是全国生产铅锌精矿主要省区之一，开发前景巨大。江西有银山铅锌矿等。贵州有赫章铅锌矿、杉树林铅锌矿等。    更多关于铅锌矿的资讯，请登录上海有色网查询。