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。

一、方位     坐落海南岛西部昌河县，离昌化港2.5公里，有公路直达海口，间隔269公里，产品经过昌化港经水路可到海口，广州，湛江等地，直至湖南，广西等地。     二、矿石特性     属中低温裂隙充填矿床，矿石类型为铅锌石英脉型。金属矿藏以方铅石，闪锌矿为主，并含有少数Au、Ag，Cd等贵金属。脉石以石英，长石，重晶石等为主，矿石中Pb档次3%～5%，Zn含量4%～6%。方铅矿与闪锌矿亲近共生，呈不规则粒块状或粒块状集合体，并与黄铜矿，黄铁矿共生分布于石英脉中。矿体上部氧化程度较高，下部较低，铅的氧化率一般为12%，锌的氧化率一般在30%左右。矿石密度3.1吨/米3，松懈密度2.1吨/米3；硬度f=9。     三、厂史      1958年前个别挖掘，其时土法选矿，所得产品含Pb30%～38%，含Zn30%～35%，外销至湖南水口山等地，1963年海南有色处接收，并请广东有色研究院实验，1965年2月，广东省冶金规划院规划45吨/日采选矿山，同年10月选厂投产。     四、出产概略     该矿从1958年开矿至今，已有29年前史，剩下效劳年限只要4年左右。现往深部延深，但原矿档次显着下降，正采纳多种措施以进步原矿档次。选厂碎矿流程系两段一闭路，操控粒度－20毫米，磨矿为一段闭路，细度－200目60%，磨矿产品选浮铅，再从选铅后的尾矿中选锌，精矿沉积晾干。为了消除尾矿水对渔业的损害，先厂自投产开端一向运用Na2SO3作为闪锌矿的抑制剂，从未运用过。九年已回收本钱。     五、工艺流程     工艺流程详见图1。图1  昌化铅锌矿选矿出产流程     六、出产目标：见表1。 表1  首要出产目标项目单位规划1965年1970年1975年123456处理矿量吨/日45135171吨/年364831319039原矿档次，%Pb6.04.43.18Zn7.05.35.16精矿档次，%Pb56.0651.1654.22Zn59.2154.5359.68精矿含量，吨/年Pb22.28596.821246.35Zn31.35661.541447.09回收率，%Pb828387.26Zn8682.583.66 续表1项目1980年1985年1986年1987年178910处理矿量72.718807原矿档次%Pb 2.423.0Zn 3.845.14精矿档次%Pb 48.0555.44Zn 58.559.95精矿含量吨/年Pb  820.23Zn  1020.5回收率%Pb  86.0380.50Zn  81.86    七、耗费目标：     见表2至表6。 表2  材料耗费、本钱、劳动出产率项目单位1971年1975年1234黄药克/吨890苏打″12408402号油″7401240 200CuSO4″23001160ZnSO4″2.51910钢球公斤/吨2.07水米3/吨电耗：全厂度/吨4839其间：磨浮″本钱：全厂元/吨·原矿选矿车间″全员劳动出产率吨/人·月2639工人劳动出产率″     注：选厂出产工人以40人计。 续表2  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5678910药剂：黄药克/吨170230200250350苏打3503905904905502号油160170170140190CuSO4500620580580620ZuSO4240300440500380钢球公斤/吨1.851.931.762.022.04水米3/吨劳动出产率吨/人·月3931363336全厂出产工人″表3  破碎机衬板耗费项目原料寿数（月）耗费量公斤/吨·矿固定颚板铸钢1/3400×250动颚板铸钢12/30200×370老虎口 表4  钢球、钢棒耗费项目球磨机料质寿数（月）端衬板铸钢12磨机口衬板铸钢6 表5  钢球、钢棒耗费项目产品（－200目%）耗费量（公斤/吨）原料球磨60%1.7锰钢 表6  筛网、滤布、砂泵、浮选机磨耗或寿数项目原料寿数（月）设备规格筛板上层钢板3900×1800基层钢板1900×1800砂泵叶轮7/302（1″/2）泵壳1/32（1″/2）浮选机叶轮6（1/2）3A盖板6（1/2）3A     八、首要设备才能：见表7。 表7  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·时产品粒度排口宽度（毫米）矿石松懈密度粗碎400×250颚式破碎机1100－35中碎200×370鄂式破碎机10－18细碎二、磨矿、分级吨/台·时给矿粒度磨矿细度一段φ1.2×1.2格子型21.50－20毫米－200目60%二段球磨机三、浮选米3/吨·日作业浓度给矿粒度浮选（精、粗、扫）米3/吨·日浮选机3A240.175     九、选矿本钱：见表8。     十、三废管理     因为该厂一向运用Na2SO3作闪锌矿的抑制剂，所以尾矿水有害成份较少，对昌化渔港不形成污染，尾矿坝距选厂300米，尾矿坝工程分四期建造，现榜首、二、三期工程业已装满，新建的第四期尾矿坝，库容为9万米3，运用期为5年，年尾矿排放量大约为2万吨。     十一、出资作用     从开矿到现在采选厂商总出资为250.6万元，全矿现有员工216人，其间工人156人，选厂员工44人。国家正式出资54.64万元，20多年来，完成总赢利896.7万元，厂商出资还本年限9年，收益率为387.87元/100元。 表8  选矿出产本钱（1985年度）序号项目单耗单价元/公斤金额（元/吨）1辅助材料公斤/吨·矿1.041.46钢球1.40.74衬板0.40捕收剂乙基黄药0.162.50.44丁基黄药0.133.380.84起泡剂   2#油0.253.361.43活化剂   CuSO40.592.420.23调整剂   苏打0.500.460.25抑制剂   ZnSO40.300.83Na2SO40.631.220.77滤布润滑油 0.081.750114黄油0.0132.30.032电  度/吨米3/吨  46.90.11元/度5.563出产工人薪酬2.174出产工人附加薪酬0.225固定资产折旧6大修基金7车间经费和其它3.96选矿单位本钱18.64精矿单位本钱Pb  1453.44 Zn  670.84

选矿厂的特色：    1）将原两段一闭路碎矿改为三段两闭路流程，既下降了碎矿终究产品粒度，又可使中、细碎设备负荷平衡。这在我国有色金属选矿厂还属罕见。    2）选别流程中，铅浮选循环的硫、氧部分混合浮选，使氧化铅的相收回率进步12%以上，在锌浮选循环中氧化锌实施不脱泥浮选，直接产出氧化锌精矿。    3）该厂投产以来，一向运用浮选柱选别硫化铅锌矿，生产实践标明，浮选柱用于粗选和扫选，选别效果与6A浮选机不同不大，但浮选柱较6A浮选机具有富集比高、选择性强的长处、适于处理含泥多、粒度细、浮选浓度高的原矿。该厂现有¢2.2m、¢2.5m浮选柱10台，运用5台，为硫化铅、硫化锌粗选必不可少的设备。    4）精矿脱水选用折带式过滤机替代原20m2外滤式圆筒过滤机，并加敲打、抹压设备，脱水效果显著，处理量进步1.5~3倍，滤饼水分下降3~5%.    5）归纳收回了有用金属银与。矿石中含银30~60g/t，含80~100g/t，经过微工艺、混合用药，使银、别离富集于铅精矿和锌精矿中。归纳收回目标为：铅精矿含银1300~1500g/t，收回率50~60%，锌精矿含700~800g/t，收回率60~70%。    选矿厂工艺目标、单位耗费目标及首要设备别离见下表：

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。铅锌矿价格是很多铅锌矿投资人士、很多铅锌矿企业关注的焦点。    2010年8月16日讯，现货铅锌矿价格今报16050-16250元/吨，跌50元/吨。上周五伦铅的收低，使其再次陷入不利境地。国内方面，由于外盘近来铅锌矿价格出现震荡，国内现货铅锌矿价格小幅下滑50元/吨附近。贸易商反映接货情况目前依然良好，不管是贸易商之间还是下游制造商。不过，市场上部分上游厂家报价仍偏高于市场报价。    昨日LME市场基本金属除镍以外全部上扬，因为技术性买盘从而得以提振期铜从两周低位反弹并且再度收高。受此利多消息的提振，伦铅昨日走势也为先抑后扬。虽然盘中一度触及两周以来的最低位，但近尾盘有较大幅度的拉升。另一方面尽管目前价格有所反弹，分析师仍对经济前景持谨慎态度，特别是美国。法国兴业银行(Societe Generale)分析师David Wilson称：“市场再次出现紧张情绪，担忧或将进入缓慢增长的时期。”伦敦三个月期铅收报每吨2100美元，较前一个交易日上涨39美元，最新存为190425吨，持平；现货/三个月铅贴水26美元-贴水25.5美元。    现货市场某铅贸易商说：“隔夜外盘的再次收涨，我觉得目前国内市场铅锌矿价格基本上不太会再出现下调的可能。我们今天铅锌矿价格再报平，出云南一带产的铅，铅锌矿价格价格在16100元/吨左右。上午交易量还不错共出了140多吨。”另一铅贸易商说：“最近市场报价一直下不来，上游厂家还是看涨心态不愿低价出货，昨天外盘的收涨，更坚定他们的想法。不过，据我了解还是有部分贸易商忍不住要低价出货。我们今天出16300元/吨的金沙铅，因为周末交投也比较积极，上午成交差不多就有150吨。”     伦铅小幅走强，上游坚持早盘价格；云南铅锌矿价格报于16000一线，品牌铅锌矿价格报在16200附近。但下游接货意愿不高。    更多关于铅锌矿价格的资讯，请登录上海有色网查询。        

该厂于1963年由长沙有色冶金设计研究院设计，1967年投产，设计规模为1000t/d，1978年扩建至1500 t/d。   （1）矿石性质：选矿厂处理的矿石属于碳酸盐岩中裂隙充填交代矿床。铅锌矿物种类复杂，金属矿物主要有方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、黄铁矿，其次为少量白铁矿、砷黄铁矿、磁黄铁矿、黝锡矿，另外还伴生有辉铋矿、辉钼矿、辉银矿及稀散元素镓、铟、锗、镉等。脉石矿物主要为方解石、石英，其次为白云石、绢云母、绿泥石和萤石等。矿床中方铅矿的金属量由上而下逐渐减少，闪锌矿逐渐增多。铅锌矿绝大部分为原生矿，仅南部矿区上部有少量氧化矿。矿石构造比较复杂，有致密块状、浸染状、角砾状、细脉状和条带状等，其中以致密状为主。方铅矿、黄铁矿、闪锌矿的嵌布粒度一般为0.2~0.1mm。矿石密度3.8t/m3，松散密度（小于18mm）2.18t/m3，硬度4~6.围岩密度1.8t/m3，硬度4~6.原矿小于0.074mm的含量为5%，含水6~8%.   （2）工艺流程：三段一闭路碎矿，给矿粒度500mm，最终破碎产品粒度小于18mm。一段磨矿，分新老两个系列。其主要区别：    1）磨矿粒度：老系列为小于0.074mm65%，新系列为小于0.074mm60%.破碎筛分及磨矿分级工艺流程见下图。    2）流程结构：等可浮浮选流程老系列为一次粗选，新系列为两次粗选。    3）药剂制度：新系列所用药剂比老系列均有所增加，如2号油、硫氮九号和硫酸锌约增加1.3~倍。    选别流程采用铅、锌等可浮-铅、锌分离-锌、硫混合浮选-锌、硫分离。浮选工艺流程及技术条件见下图及下表：

该厂于本世纪五十年代设计，1960年投产，设计规模为600t/d，1985年实际处理量已达722t/d。   （1）矿石性质：选矿厂处理的矿石属于中温热液裂隙交代充填的铅锌矿床。该矿分南、北两矿，矿石分硫化矿、氧化矿、混合矿三种类型，锌氧化率为13%，铅氧化率大于22%。    主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、菱锌矿、红锌矿、硅锌矿、水锌矿、白铅矿、硫酸铅矿、铅铁矾、褐铁矿和赤铁矿等。脉石矿物主要有方解石、白云石、重晶石、石膏、高岭土等。    硫化铅锌矿石主要指富集铅锌矿及浸染矿。富集铅锌矿石呈致密块状，浸染矿石中闪锌矿及方铅矿呈星点状或细脉状浸染。方铅矿最大粒度为12mm，最小粒度为0.01mm，闪锌矿最大粒度为20mm，最小粒度为0.01 mm。    氧化铅锌矿石结构比较复杂，含锌氧化物呈板状、柱状、钟乳状、葡萄状、放射状和纤维状等充填于岩石裂缝和褐铁矿孔洞中，除彼此互相共生外，并与粘土、褐铁矿、方解石、白云母、白铅矿等密切共生，结晶粒径一般为0.3~0.01mm。含铅氧化矿物结晶粒度很细，一般为0.02~0.01mm。    矿石密度3.03~3.1t/m3，松散密度1.7~1.8t/m3，硬度7。矿石含水3~5%，含泥5%以上。原矿多元素分析、铅物相分析及锌物相分析见下表:   （2）工艺流程：破碎筛分工艺流程见下图:

丰羽矿山位于日本北海道札幌市西南43公里丰平河支流白井河的上游。该矿属于日本矿业公司。选矿厂建于出矿的竖井附近，1969年建成投产，处理能力为6万吨每月。选矿厂由主厂房和过滤车间两部分组成，浓缩机安装在室外。两处的建筑面积分别为5050平米和1283平米，都是平地建厂，厂房为钢结构。 矿床与矿石 矿床为浅成热液裂隙充填矿床。其范围为西北-东南3600米，东北-西南1200米，有40余条矿脉。 主要有用矿物有方铅矿、闪锌矿和黄铁矿，伴生有少量黄铜矿、菱锰矿、自然银、辉银矿、磁铁矿和赤铁矿等。围岩有安山岩、泥岩和凝灰岩，并受绢云母化、绿泥石化、硅化和黏土化的作用。脉石矿物有石英、绿泥石、方解石和绢云母等。 矿石中的矿物一般是呈晶体产出。但有很多少晶洞空隙，闪锌矿中含铁为2-12%，但以2%居多。一部分闪锌矿与黄铁矿、石英共生紧密;方铅矿主要与闪锌矿共生，部分为两者细粒嵌布;黄铁矿的特点是有许多微晶的集合体，由于结晶发育的不完全而易受氧化。含银矿物主要为辉银矿和自然银，也有辉铜银矿、银黄铁矿以及属于Sb系和As系的银矿物。此外，在黄铁矿和脉石矿物中还含有极细的难以浮选的银。矿石含铅2.62%，锌7.61%，硫12.31%，铜0.02%，金0.3g/t,银110g/t。矿石中的含量为黄铁矿22%，闪锌矿9.3%，方铅矿3.2%。

一、方位：坐落青海省西蒙、藏族自治州境内，处于柴达木盆地东北边际，西北有公路直达兰新铁路的柳园车站，东距西宁市696公里，西宁至格尔木有铁路联接，锡铁山在此铁路沿线上。     二、矿石特性：矿石多为细密块状，细脉浸染状较少。金属矿藏多为较大的晶体，呈聚粒状，散粒状散布在矿石及脉石矿藏中。黄铁矿、闪锌矿破碎勘烈。矿藏组成比较复杂，金属矿藏首要有占矿藏总量17%的黄铁矿，占矿藏总量10%的闪锌矿，占矿藏总量5%的方铅矿，其次有白铁矿，少数黄铜矿等。脉石矿藏以石英，碳酸盐为主，其次为长石、石膏等。围岩为大理岩，绿泥石片岩等。 方铅矿在矿石中与闪锌矿亲近共生，其结晶大部为1～3毫米粗粒状晶体，最小粒径为0.004毫米。矿石中的闪锌矿多呈细密状散布，粒径一般为0.5～1.0毫米，最小粒径达0.0035毫米左右。黄铁矿呈粗粒状集合体或粒状集合体嵌布，晶体破碎激烈，粒径一般为1－2毫米，最小粒径为0.005毫米，破碎后的粒度在0.1～0.4毫米之间。原矿中含Pb2.92%，Zn6.53%，S17.79%。原矿试金分析含Au0.44克/吨。含Ag25.0克/吨。矿石密度3.59吨/米3，松懈密度2.24吨/米3。湿度3%，块度0～600毫米，硬度系数：f=6～8。     三、厂史：钖铁山铅锌矿从1958年开端土法挖掘较赋有氧化矿，至1978年底已采出矿石41万吨，外销26万吨，含铅档次25%以上，铅金属6.7万吨，1979年建成200吨/日处理氧化矿的小选厂。1978年，由兰州有色冶金规划研究院规划，建造100万吨/年的矿山，选厂规划为3000吨/日。     四、发生概略：依据地质陈述，锡铁山铅锌矿可采硫化矿矿石储量（B＋C1级）为2074.5万吨，含Pb：6.81%，含Zn：2.34%，前景储量22.09万吨，含Pb：8.02%，Zn：3.06%。建造一个年采选100万吨的厂商，若按B＋C1级储量核算效劳年限为21年，若加上运景储量，则效劳年限为28年。该矿深部，矿体没有尖来灭，在矿区东南还有反常地带，需进一步做地质作业。该矿从1958年开端，至1978年底上交利润3845万元。1979年由海西州建成200吨/日氧化矿小选厂。1978年决议建100万吨/年的采选联合厂商，选厂规划3000吨/日。1986年建成投产，现在尚无出产数据。     碎矿为三段一闭路流程，原矿块度0～600毫米，产品粒度－15毫米，一段磨矿，细度为－200目点60%，浮选流程为等可浮粗选，再进行铅和锌，硫别离，然后为锌和硫分选，得铅，锌、硫三种精矿。产品远销甘肃白银公司第三冶炼厂。选厂规划的技术目标见表1。 表1  选矿厂规划目标产品称号产率（%）档次（%）收回率（%）PbZnSPbZnS铅精矿3.1071.03.2020.0082.002.305.10锌精矿8.181.043.0031.143.1082.0021.00硫精矿18.200.840.6140.005.702.6060.00尾  矿70.520.350.802.399.2013.1013.90原  矿1002.684.2012.13100100100     规划流程验证实验成果见表2。 表2  验证实验成果产品称号产率（%）档次（%）收回率（%）PbZnSPbZnS铅精矿3.63772.703.2116.4288.692.564.63锌精矿8.3501.1446.6031.323.1985.4020.29硫精矿19.1090.510.4941.633.272.0661.71尾  矿68.9040.210.662.504.859.9813.37原  矿100.002.984.5612.89100.00100.00100.00     金银在各产品中的散布见表3。 表3  金银在产品中散布产品称号含量（克/吨）收回率（%）AuAgAuAg铅精矿2.665422.5070.42锌精矿0.522514.778.83硫精矿0.621344.8811.71尾  矿0.135.317.839.04原  矿0.405532.597100.00100     五、工艺流程：见图1。图1  锡铁山铅锌矿选矿厂出产流程     六、耗费目标：见表4、5、6。 表4  材料耗费、本钱、劳动出产率项目单位规划前史最好水平19861987123456捕收剂克/吨143起泡剂2号油克/吨57调整剂石灰克/吨3450硫酸铜″330硫酸钠″50钢球公斤/吨1.2水米3/吨1.5电耗：全厂瓩·时/吨31.23其间：磨浮″本钱：全厂元/吨·原矿选矿车间″17.93全员劳动出产率吨/人·月174.02工人劳动出产率″表5  电力耗费项目耗费（度/吨·原矿）破碎、运送和筛分3.401磨矿、分级（包含再磨）10.787选别5.916脱水8.69其它（照明、水泵、机修等）0.75＋1.486总计31.23 表6  出产用水实践总耗水量12，500吨/日回水使用率60%新水量4500吨/日每吨原砂耗费新水量1.5米3/吨     七、首要设备及才能：见表7。 表7  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（毫毫）排口宽度（毫米）矿石松懈密度（吨/米3）粗碎900×1200颚式破碎机12250～2241402.12中碎φ1650标准圆锥13200～80402.12细碎φ2200短头圆锥13440～24112.12二、磨矿、分级φ2800×3600湿式格子型球磨机351.58给矿粒度0～15毫米磨矿细度－200目占60%三、浮选米3/吨日作业浓度给矿粒度浮选（精、粗、扫）XJK－2.8120.12230～18%－200目点60%JJF－4840.12230～18%″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 机φ18米周边传动10.5856－8556.6φ18米周边传动20.4958－10504.0φ30米周边传动11.146－8554.7过 滤 机40米2折带过滤机（Pb）10.1755＜1240米2折带过滤机（Zn）20.127550＜1540米2折带过滤机（S）20.34055＜10干 燥 机φ1500×12000（Pb）135公斤水/米3时12%＜8%φ2400×12000（Zn）135公斤水/米3时15%＜8%    八、选矿本钱：见表8。 表8  选矿出产本钱序号项目单耗单价（元/公斤）金额（元/吨）1辅助材料丁黄药0.15克/吨3.700.555硫酸铜0.30克/吨2.250.6752#油0.063克/吨2.800.1680.05克/吨0.7750.03875石灰3克/吨0.0650.2275滤布0.005米2/吨18元/米20.09钢球1.20公斤/吨·矿1.001.20衬板0.30公斤/吨·矿0.9950.2958润滑油0.0022.370.05水2.0米3/吨0.501.00煤1.44公斤/吨0.040.062电31.23度/吨0.206.253出产工人薪酬1.5124出产工人附加薪酬0.2425固定资产折旧1.6346大修基金1.447车间经费2.50选矿单位本钱17.941精矿单位本钱    九、设备负荷率：见表9。 表9  首要车间设备负荷率、工作率车间称号归纳出产才能（额外）负荷率（%）工作率（%）一、碎矿车间4186.40  吨/日粗碎305.76×15=4586.40吨/日66.07中碎392×15=5880吨/日51.50细碎462×15=6930吨/日72.14二、磨浮车间3030吨/日81.58磨矿机2.33吨/米3·时（按重生－200目核算）浮选机0.122米3/吨·日三、脱水车间（精矿）过滤机Pb：0.1757.56Zn：0.1275  吨/米2·日S：0.3484.50干燥机Pb：95吨/日47.80Zn：248吨/日69.55    注：1、车间归纳出产才能指或许到达的最大出产才能。         2、设备归纳出产才能指同类型设备的总才能。     十、三废管理     钖铁山尾矿坝有用容积为1800万米3，年排放尾矿量70.52万吨，合体积47万米3，据此尾矿坝有用效劳年限为38年。尾矿池距尾矿排出处2公里左右，尾矿水回来运用，回水使用率为60%。尾矿从主厂房排出到了回水浓缩池全长560米，单管自流，自流斜度5%，φ219毫米钢管，回水至尾矿池用玛尔斯泵加压送出，管径133毫米，系双管。尾矿浓度22%，液固比3.545，密度2.89吨/米3，松懈密度1.50吨/米3。回水量7500米3/日。因日子用水和回水使用体系严厉分隔，因而对尾矿回水中的有害成分含量未作约束。     十一、出资作用     （一）钖铁山采选总出资为3.2亿元，单位出资为320元/吨原矿。     （二）选矿出资为3402万元，单位出资为34.02元/吨原矿。     （三）选厂固定资产总值为2400万元。     （四）选厂首要效益目标，见表10。 表10  选矿厂首要效益目标厂商出资返本年限（年）                      2.47（原规划）厂商出资收益率（元/100元）：                 741.67全员劳动出产率（吨/人·日）                  9.74         1983年工人劳动出产率（吨/人·日）                  10.63        1983年每吨原矿装置功率（瓩/吨）：员工总人数                  444人其间工人                    404人技术人员                    19人效劳及其他                  21人归纳使用伴生金属含量：S=12.13%，  Au0.4055克/吨，Ag32.597克/吨已收回金属：S、Au、Ag     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。     十二、其它     （一）矿石物相及化学分析：见表11、12、13 表11  铅物相分析成果相别硫化铅的铅氧化铅中的铅碳酸铅中的铅其它铅总计含量%2.450.370.150.053.02占有率%81.1312.254.971.65100 表12  锌物相分析成果相别硫化锌中的锌氧化锌中锌其它锌总计含量%5.401.130.106.63占有率%81.4517.041.15100.00 表13  原矿多元素化学分析元素或化合物PbZnFeSCuSnMnO含量%2.926.5315.4017.790.0190.0230.61元素或化合物Al2O3SiO2CaOTnO2V2O5MgO含量%4.8328.729.570.0670.0091.59    （二）产品质量规划：见表14。 表14  产品质量规划时刻精矿档次（%）收回率（%）PbZnSPbZnS1984年底1987年底7143408583641990年底714540898765     （三）料仓贮量。见表15。 表15  料仓贮量料仓类型物料粒度（毫米）储存时刻（小时）有用容积（吨）料仓结构特色粗碎受矿仓600－0约3160高架式中间矿仓半地下、高架式粉矿仓15－024×3460×3″  ″制品仓  Pb－200目占60%10天432Zn7天1008装车仓  S7天2016    硫精矿另设有用容积10万吨的露天堆场。

该厂于1959年由长沙有色冶金设计研究院设计，1961年投产，设计规模为1200 t/d，1981年扩建至1800 t/d。   （1）矿石性质：选矿厂处理的矿石属于中温热液裂隙充填交代的多金属硫化矿矿床。由银山（包括南山平缓矿体）、九龙上天、北山三个矿区组成。矿体围岩主要为绢云母千枚岩，其次为火山碎屑岩。主要金属矿物有方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、黄铁矿、自然银及其它含银矿物，其次为黝铜矿、磁铁矿、菱铁矿等，此外尚有铟、钴、锡等伴生元素。脉石矿物有石英、绢云母、方解石、白云石、绿泥石、高岭土、长石等。各矿物的分布及含矿变化情况因矿区不同而异，银山矿区以方铅矿为主，次为闪锌矿、黄铁矿。九龙上天和北山两矿区以闪锌矿为主，次为黄铁矿、方铅矿。矿石中银的品位与铅、铜有密切关系，即含铅和铜高的矿区含银量也随之增加。    方铅矿是该矿石中最主要的矿物，它与闪锌矿、黄铁矿组成致密块状、网脉状、细脉浸染状矿石。方铅矿与闪锌矿紧密共生，并交代溶蚀黄铁矿、闪锌矿和毒砂等矿物，形成交代残余结构。在方铅矿集合体中常包裹有浑圆粒状、乳滴状的黝铜矿、散粒状、乳滴状的深红银矿、板状、柱状的硫锑铜银矿，细小浑圆状的车轮矿、辉银矿、黄铁矿等。    矿石密度2.8~3.13t/m3，松散密度1.8~1.98t/m3，莫氏硬度7~8，安息角45°.原矿多元素分析、铅物相分析、锌物相分析分别见下表:   （2）工艺流程：原设计为三段开路破碎流程。为适应矿山生产发展的需要，于1982年进行扩建，现已建成三段一闭路、规模2500t/d的新破碎车间，其破碎筛分工艺流程见下图:

磨矿采用一段闭路流程，共分三个系列，其中两个系列分别处理含铜品位高于0.2%的铜、铅、锌矿石和含铜品位低于0.2%的铅、锌矿石，磨矿粒度均小于0.074mm65~70%，另一个系列处理铅、锌矿石，磨矿粒度小于0.074mm60~65%.    铜、铅、锌系统采用混合-分离浮选流程，工艺流程及技术条件见下图，其工艺指标见下表：    铅、锌、硫系统采用分支、分速优先浮选流程，即先选铅，铅尾进入锌、硫混选，混精进行锌、硫分离。选铅原矿分为两支。第一支流程结构为二次粗选，三次扫选，粗选第一槽泡沫直接进入第二支的二次精选，第二、三槽的泡沫给入第二支原矿，扫选泡沫分别进入第二支浮选系统相对应的扫选作业，第一支的粗选、扫选为开路选别。第二支流程结构为二次粗选，三次扫选，三次精选。粗选一、二槽泡沫经两次精选得出合格铅精矿，三、四、五槽的粗选泡沫进入第一次精选作业，三次扫选泡沫顺序返回前一作业。见铅、锌、硫系统铅分支、分速工艺流程下图：    铅、锌系统采用优先浮选流程，如需要选硫，则进行锌、硫混合浮选，混精与铅、锌、硫系统的混精合并，再用泡沫泵扬至锌、硫分离作业。工艺流程见下图:

梅根铅锌矿选矿厂 萨赫特莱本(Sachtleben Berabau GmbH)采矿有限公司的梅根(Meggen)铅锌矿，位于德意联邦共和国鲁尔(Ruhr)地区南部。采矿场生产已有百年历史。这里介绍的是1963年1月投产的选矿厂。 采矿是用无轨设备分段回采，全年矿石产量87万吨，矿石贫化率20%。为降低生产成本，采用重介质预先分选出不含矿的废石，所以浮选厂处理的矿石为71万吨每年。 矿床与矿石 梅根矿床属于原始沉积岩，产生于泥盆纪年代的石灰岩、硬砂岩和页岩矿化带中。矿床平均厚度3米。 矿石由85%的硫化矿与15%的脉石组成。主要有用矿物黄铁矿占67%，闪锌矿占16%，方铅矿占2%，还有少量白铁矿和痕量的黄铜矿。很细的闪锌矿和方铅矿嵌布于大块的黄铁矿中。脉石主要为硅酸盐矿物。原矿品位：锌8.3%，铅1.2%，硫化铁(FeS2)65%。 梅根铅锌矿选矿厂磨矿、浮选工艺流程

桃林铅锌矿选矿厂 桃林铅锌矿位于湖南省临湘市境内，是国家第一个五年计划中156项重点工程之一，是国家大型一档采选综合企业。1957年筹建，1959年正式投产。设计能力为年处理矿石120万吨，20世纪80年代初核定采选综合生产能力为100万吨每年。矿山主要产品有铜、铅、锌、萤石、铅焙砂精矿、无氧铜杆、氧化锌、硫酸、水泥等，矿石大多被运往株洲冶炼厂进行冶炼。由于原矿区资源濒临枯竭、后备矿区矿石品位低下等，桃林铅锌矿于2002年正式宣布破产。 桃林选矿厂磨矿、浮选工艺流程图

自然界中铅锌矿是常共生在一起的，一般选矿都采用浮选联合法流程。即把矿石破碎到一定粒度后先用重介质选除大的低品位废石，再用浮选法处理已富集的矿石。重介质选矿一般分四个步骤，一是矿石准备，二是在方铅矿的重介质悬浮液中选别，三是在筛子上脱除两种产物的重介质，四是重介质的回收利用。 第一步，将-25毫米的矿石进行筛分，小于4.5毫米的筛下物脱水后送磨矿，筛上产物进入一浅而宽的斜槽，槽底为一脱水筛，脱水产物进入带有提升排矿装置的角锥状重介质选矿机中分选，浮起物(即废弃尾矿)沿一斜槽进入介质脱除筛上重介质，然后进入仓中。 沉下物(即富集后的矿石)落在角锥室的下部，脱水提斗运出排于斜槽中，再进到介质脱除筛上。在筛上的前两节上脱除矿石上的重介质，在第三、四节上洗下附着于矿石上的重介质，筛子的第五节用于排除洗水。清洗后的富集矿石入仓。 由介质脱除筛脱除的重介质，用振动除去大于0.5毫米的物料，并将这部分筛上物返回介质脱除筛上，筛下产物用分配器分为三段，其中一大部分返回重介质选矿机中，一小部分送浮选机浮出方铅矿，经过滤后，返回介质贮藏桶，循环使用。剩下的一小股物料则直接进入重介质贮藏桶中。 重介质选矿所用的重介质(方铅矿)的比重为2.92，粘度为1.45，浮起物的比重为2.89，沉下物的比重为2.95。用于制备重介质的方铅矿的品位高于72%Pb，以保证重悬浮液的粘度不大。重介质中细浮方铅矿含量较多时，粘度过大。粗粒过多时粘度过低。一吨废石所损失的干方铅矿重量为0.03公斤。 以上工艺，要用到的主要设备有：颚式破碎机、雷蒙磨粉机(或其它适宜的磨矿机)、重介质选矿机、重介质脱除筛(无标准)、矿用分配器。

铅锌矿，是富含金属元素铅和锌的矿产，铅锌的用途广泛，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。     铅锌矿是一种有色金属，我国紧缺矿种之一，由于用途广泛，需求量非常大，目前价格已与国际接轨，中国已探明的储量仅可以开采10年左右。     铅的用途：广泛应用于各种工业，大量用来制造蓄电池，在制酸工业和冶金工业上用铅板、铅管作衬里保护设备；电气工业中作电缆包皮和熔断保险丝。含锡、锑的铅合金用作印刷活字，铅锡合金用于制造易熔铅焊条、铅板和镀铅锡薄钢板用于建筑工业。铅的化合物可用作各种颜料，具有良好的保护着色，表面不浸蚀的能力，还用在橡胶、玻璃、陶瓷工业，醋酸铅用于医药部门。铅能吸收放射线可用于原子工业和X—射线防护设施。     锌的用途：广泛用于制造各种合金，其中含锌40%以下的黄铜使用价值最大。锌的另一种用途是镀锌，用于制造干电池，由于锌在铸造工业上的浇铸时能充满膜内很精细的地方，故在汽车业上常作为精度铸件的原料，锌的化合物可用于纺织工业以及制造油漆、颜料、染料等，农业上制作杀虫剂，还可用以制微晶锌板、用于传真制板和压铸合金等技术。    中国古代不仅对铅锌的冶炼和利用有重要创举，而且很早就认识了铅锌矿的产出分带性。在《管子·地数篇》中就记载“上有陵石者，下有铅锡赤铜”，“上有铅者，其下有银”。当代许多铅锌矿床的勘查有不少的矿区都是通过古矿硐和冶炼炉渣遗址等发现的。近百年来，在旧中国时期铅锌业基础薄弱，只有几个规模小的矿山和工厂，采矿、选矿、冶炼基本上土法生产，最高年产量，铅8900t、锌7100t。新中国成立后，铅锌业发展很快。经过40多年来的大规模地质勘查，探明了丰富的铅锌矿产资源，建设了一大批国营大中型铅锌矿山和冶炼厂，形成了较大的采选冶生产能力，产量居于世界前列。1996年铅精矿(金属含量，下同)产量64.3万t，锌精矿(金属含量，下同)产量112.1万t。铅锌金属产量(含矿产产量和杂产产量)：铅70.6万t，居世界第2位；锌118.4万t，居世界第1位。现在不仅满足国内需求，而且还出口铅锌产品，成为世界铅锌生产大国之一。    更多关于铅锌矿的用途的资讯，请登录上海有色网查询。

加拿大联合矿业有限公司沙利文(Comincoltd-Sullivan)矿坐落珀塞尔(Purcell)山脉东麓，不列颠哥伦比亚省金伯利区域(KimberleyD.C.),矿体露头于1892年发现，1923年在金伯利树立沙利文选矿厂，同年投入出产，发时处理才能为2500吨每天。选矿厂几经扩建，到1945年的处理才能现已到达8500吨每天。 建成了重介质选矿车间.安装了棒磨机.建成地下破碎车间，铺设一条从地下破碎车间到选矿厂的坑内-地上电万机车运翰铁道，使选矿厂的处理才能扩大到10000t/d.现在均匀日处理量为7000t，每年处理240万吨矿石.该厂用重介质-浮选-重选联合流程收回铅精矿、锌精矿、硫精矿和锡精矿。此外，还出产硫酸铜供本厂运用和外销。 矿床与矿石 该矿为寒武纪泥质石英岩中的告知矿床.矿体为块状、细粒浸染状硫化矿。有经济价值的首要矿藏为方铅矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿和少数黄铁矿;银是一种重要的伴生元素，它与方铅矿严密共生;锡以锡石产出.其它非必须的金属元素有铋、镉、锑和铟。是一种严密共生的多金属杂乱矿石.

精矿为二段脱水，终究精矿含水：铅11~12%、锌12.5%、硫12%。    1984年选矿厂电耗为63.03kw.h/t，其间碎矿2.53kw.h/t，磨浮51.35kw.h/t，脱水、供排水、尾矿8.97kw.h/t。    粗碎在井下进行，粗碎产品提升至地上后，由架空索道转运至选矿厂，选厂只设中、细碎作业。磨浮为阶段磨矿、阶段选别，一、二段为串联磨矿，并在球磨机内参加石灰，确保PH值大于11以上进行铅粗选。第三段为粗铅精矿再磨。因为该厂所处理的矿石对不灵敏，用量多少或不加，对精矿档次和回收率影响不大，故该厂取消了而选用硫酸锌和石灰作抑制剂。    选矿厂工艺目标，单位耗费目标和首要设备别离见下表：

该厂于1975年由长沙有色冶金设计研究院设计，设计规模为3000t/d。     （1）矿石性质：桃林铅锌矿是多金属萤石矿属中温热液充填矿床。矿石中有用矿物以方铅矿、闪锌矿、萤石为主，并含有少量黄铜矿、黄铁矿、铜蓝等。铅锌里硫化矿出现，占全部铅锌含量的90%以上，在靠近地表部分有少量的铝氧化物和次生的硫化铜矿。脉石矿物以石英为主，SiO2的含量占60%～80%，此外，还有重晶石、绿泥石、绢云母、高岭土、千枚岩等。     矿石以块状构造为主。方铅矿主要与闪锌矿、黄铁矿呈连生体嵌布于石英脉中，结晶颗粒一般为1～5mm，最大达18～20mm，最小0.01～0.05mm。闪锌矿主要呈不规则粒状嵌布在石英脉或绢绿片岩中，或与黄铁矿、方铅矿连生。结晶颗粒一般为2～10mm，最大为22～10mm，最小为0.025～0.05mm。萤石主要为块状结晶，一般以细粒状与方铅矿、闪锌矿共生。     原矿中含铅0.91%，锌1.25%，萤石13.49%；但波动范围较大，铅1.9%～0.62%，锌3.27%～1.44%，萤石18.48%～0.9%；铜的含量0.081%。     原矿含泥8%，含水8%～9%。原矿密度2.761t/m3，原矿松散密度1.75t/m3；铅精矿密度5.7t/m3，锌精矿密度4.3t/m3，萤石精矿密度3.10t/m3，铜精矿密度4.1t/m3，尾矿密度2.67t/m3。       （2）工艺流程：该厂生产铅、锌为主，综合回收萤石粉精矿。原矿采用三段开路破碎流程，最终破碎产品粒度小于22mm，磨矿为一段闭路流程，磨矿细度小于0.074mm为48%～50%。选别流程为优先浮选，先进行铜、铅混合浮选，铜、铅尾矿进行锌浮选，锌尾中再进行浮选萤石。工艺流程见图1。选矿工艺指标见表1，萤石浮选部分的单位消耗指标见表2，萤石浮选部分的主要设备见表3。图1  桃林铅锌矿选矿厂工艺流程 (需要本图资料来电免费提供) [next]                     表1  选矿工艺指标项  目19811982198319841985原矿品位，%Cu Pb Zn CaF20.087 0.79 1.30 13.880.081 0.72 1.50 13.040.08 0.80 1.23 11.740.081 0.73 1.60 13.80 铜精矿，%Cu Pb Zn CaF225.1725.85      26.2527.57 6.36 5.84 0.62 铅精矿，%Cu Pb Zn CaF2  72.40  71.83  70.370.65 71.85 3.48 0.46 锌精矿，%Cu Pb Zn CaF2    56.66    56.64    55.930.29 1.12 53.48 0.80 萤石精矿，%Cu Pb Zn CaF2      97.17      97.12      97.320.0017 0.073 0.10 97.74      98回收率，%Cu Pb Zn CaF2  88.82 88.95 65.7764.67 88.56 88.59 64.5855.2366.82 89.17 86.91 46.46 尾矿品位，%Cu Pb Zn CaF20.028 0.056 0.097 4.470.018 0.05 0.10 5.200.017 0.047 0.13 6.380.015 0.036 0.17 8.20  [next]                     表2  萤石浮选部分单位消耗指标（按原矿计）项  目19811982198319841985油  酸 水玻璃 碳酸钠 硫酸锌 硫酸铝 煤 钢  球 衬  板 滤  布 电kg/t kg/t kg/t kg/t kg/t kg/t kg/t   m2/t kW·h/t0.103 0.14 1.742       1.61   0.0080.107 0.152 1.536     29.19 1.45   0.00284 28.450.15 0.10 1.71   0.13 28.44 1.79   0.004 28.920.152 0.08 1.728 0.20 0.123 30.63 1.89   0.0033 28.77          28.74   表3  萤石浮选部分主要设备序号设备名称及规格单位数量处理量1 2 3 4 5XJK-2.8浮选机 ф18m周边传动浓缩机 ф24m周边传动浓缩机 34m2圆盘真空过滤机 ф1500×1200圆筒干燥机槽 台 台 台 台29 1 1 3 30.022m3/（d·t） 0.45t/（d·m2）   0.03t/（m2·h） 0.047t/（m3·h）

磨浮工艺流程及技术条件见图下及下表:

磨矿为一段闭路流程，磨矿粒度小于0.074mm65%~70%。选别为优先浮选，由于原矿氧化率明显下降，故选矿厂于1976年先后停止回收氧化铅和氧化锌。该厂所结存的91万t氧化铅锌矿石，原设计用回转窑挥发富集，因入炉矿石品位低于地质储量品位，经济上不合算，现正进行浮选-挥发联合流程工业试验。    该厂现生产的工艺流程见下两图：    铅、锌精矿为两段脱水，硫精矿采用自然干燥，最终精矿含水铅精矿为10~15%，锌精矿为8~13%，硫精矿为16%。    1985年选矿厂电耗为43.91kw.h/t，其中破碎筛分1.61kw.h/t，磨矿14.76kw.h/t，浮选19.61kw.h/t，脱水1.33kw.h/t，其它6.6kw.h/t。    该厂主要设备均由苏联、捷克斯洛伐克和何加利亚提供，其中比较先进的是球磨机衬板为长条形，筒体无螺孔，更换方便，衬板材质为ZGMn13，更换周期达2~5年。    选矿厂工艺指标，单位消耗指标及主要设备见下表：

该厂于1965年由长沙有色冶金设计研究院设计，1969年投产，设计规模为3000t/d。   （1）矿石性质：选矿厂处理的矿石属于碳酸盐类岩石中矿物成分简单的中低温热液裂隙充填交代矿床。矿石类型以块状黄铁矿、铅锌矿为主。主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿和黄铁矿。次要金属矿物有毒砂、黄铜矿、黝铜矿、磁黄铁矿、车轮矿、辉锑矿、硫锑矿等。伴生稀散元素有镉、锗、镓及贵金属金、银等。脉石矿物为方解石、白云石、石英、绢云母。    铅锌矿石矿物组成，但嵌布复杂，尤其是部分铅矿粒度很细，且与闪锌矿紧密共生，闪锌矿溶蚀交代黄铁矿，而方铅矿多呈他形晶粒或细脉状嵌布于黄铁矿中。方铅矿的嵌布粒度在矿床北部为0.01~0.50mm，在矿床西部为0.04~1.0mm。闪锌矿的嵌布粒度在矿床北部为0.1~1.5mm，一般大于0.1mm，在矿床西部为0.2 ~ 1.5 mm。黄铁矿（指细粒部分）嵌布粒度在矿床北部为0.02~0.1mm，在矿床西部为0.05~0.4mm，属于不均匀细粒嵌布。    主要元素分布规律，上部铅锌品位较富，下部硫品位增高。现处理的矿石中铅氧化率9~10%，锌氧化率1.3~2.3%，原矿含水5~7%，最终破碎产品粒级中，-0.074mm含量13~15%，矿石密度2.75t/m3，松散密度1.75 t/m3，普氏硬度8~12.原矿多元素分析见下表。   （2）工艺流程：破碎筛分工艺流程见下图。    该厂投产以来，选别流程曾多次变革，将优先浮选流程（高碱流程）和全浮-分离流程在生产中进行过比较，由于全浮-分离流程经济效果不显著，1984年全部改为高碱流程。两种流程同期选别指标见下表。

注：浮选共分三个系统，上页表中数字仅为一个系统的数量。    精矿为二段脱水，最终精矿水分：铅、锌为10~12%，硫为14%。    1985年选矿厂电耗33.5kw.h/t，其中破碎筛分3.2kw.h/t，磨矿8.8 kw.h/t，浮选9.5 kw.h/t，精矿脱水7.0 kw.h/t，供水5.0 kw.h/t。    该厂根据矿石的特性，采用等可浮工艺流程，提高了铅精矿品级，而且生产指标稳定。从1980~1985年间，铅精矿品位一直为71~72%，回收率为89~91%，锌精矿品位为44~44.5%，回收率为92~93%。精矿脱水逐步采用了高效喷射泵代替水环式真空泵，两者比较滤饼水分虽无明显差别，但喷射泵可减少电耗40%，相当每吨精矿节电2.8kw.h/t，为我国铅锌矿选矿厂电耗较低的选厂之一。    选矿厂工艺指标、单位消耗指标及主要设备分别见下表：