选矿设计说明书(中南大学)

目录

摘要..................................................................3

Abstract.......................................................................................................................................4

第1章绪论..............................................................5

1.1建厂地区概况......................................................5

1.2选厂厂址基本特点..................................................6

1.2.1厂址选择..................................................6

1.2.2供电和供水.................................................6

1.2.3尾矿输送与处理............................................7

1.2.4原矿和精矿产品运输........................................7

1.3采矿基本情况......................................................7

1.4选矿设计指标和产品................................................7

1.5其它情况..........................................................8

第2章设计流程论述.....................................................9

2.1矿床..........................................................9

2.2原矿基本，颛......................................................9

2.2.1岩矿鉴定....................................................9

2.2.2原矿化学分析和物相分析....................................10

2.2.3原矿基本物理性质..........................................11

2.3漏呈辘..........................................................11

2.3.1破碎流程论述.............................................11

2.3.2磨矿流程论述...............................................13

2.3.3选别流程论述...............................................14

2.3.4脱水流程论述..............................................19

2.3.5设计的工艺流程...........................................19

第3章车间工作制度和生产能力............................................21

3.1车间工作制度.....................................................21

3.2车间生产能力.....................................................21

第4章工艺流程和工艺设备................................................22

4.1破碎流程和破碎设备的选择与计算...................................22

4.1.1破碎流程计算............................................22

4.1.2破碎、筛分设备选择和计算................................24

4.2磨矿流程的计算...................................................30

4.3浮选流程的计算...................................................31

4.4矿浆流程计算.....................................................41

4.4.1磨矿流程...................................................41

4.4.2选别流程...................................................42

4.4.3脱水流程矿浆计算..............................................46

4.5磨机、分级机的选择与计算..............................................48

4.5.1磨机的选择与计算..............................................48

4.5.2螺旋分级机的选择与计算........................................50

4.6浮选机选择与计算......................................................51

4.6.1浮选择与计算............................................51

4.6.2搅拌槽的选择与计算.............................................59

4.7脱水设备的选择与计算..................................................60

4.7.1浓缩机的选择与计算.............................................60

4.7.2过滤机的选择与计算.............................................61

4.8辅助设备的计算.........................................................62

4.8.1矿仓.............................................................62

4.8.2胶带机的选择与计算..............................................64

4.8.3其他辅助设备的选择与计算......................................68

第5章总体布置与设备配置..................................................71

5.1厂房的总彳林置........................................................71

5.2厂内设备配置...........................................................71

5.2.1破碎厂房的设备配置............................................72

5.2.2磨浮车间设备配置..............................................72

5.2.3脱水车间设备配置..............................................72

结语..........................................................................73

参考文献.........................................................................74

附一：选矿厂设备选择计算附表...................................................75

附二：英文翻译...................................................................78

摘要

按照毕业设计任务书的要求，进行了黄沙坪铅锌矿优先浮选1750吨/日选矿厂设计，

产品为铅精矿和锌精矿。

在湖南郴见,I的黄沙坪铅锌矿进行了为期三周毕业实习，收集相关设计资料的基础上。

确定了各车间的工作制度，对设计工艺流程进行了选择和论证，确定了设计的工艺流程，

即：破碎采用三段半开路流程，磨矿采用一段闭路流程，浮选采用优先浮工艺，精矿采用

先浓缩后过滤的两段脱水。

对设计工艺流程进行了工艺指标计算，包括破碎、筛分、磨矿、浮选（包括矿浆流程）

和脱水流程。对破碎、筛分、磨矿、分级、浮选及脱水设备进行了选择计算和方案比较，

确定了工艺所需的工艺设备。

进行了厂房总体布置，并进行了厂房内的设备配置。根据选厂房的地形条件，沿山坡

地布置，其中，粗碎、中细碎、筛分厂房分开布置，粗碎、中细碎及筛分车间平行等高线

配置。磨矿浮选共厂房配置，其中磨矿采用纵向配置，浮选机采用横向配置。浓缩机配置

在露天，过滤机与精矿仓配置在厂房内。完成了粗碎、中细碎、筛分、磨浮、脱水车间平

断面图、数质量及矿浆流程图和设备联系图共10张。

关键词：选矿厂设计铅锌矿浮选黄砂坪

Abstract

Accordingtotherequestoftheintructionofplantdesignforundergraduated,thedesignof

HuangshapingPb-ZnMineconcentratorwiththecapacityof175Ot/d,andtheproductsarelead

andzincconcenti'ate.

OnthebasisofpracticeinHuangshapingPb-ZnMineforthreeweeks,andthecollection

ofdata,Thewoikinstitutionsofeachworkshopweredetermined,andthetechnologicalprocess

wasalsochosedandreasonedTheprocessofcrushingisthreesectionswithhalfopencircuit,the

grindingprocessisonesectionwithclosedcircuit,thefloationprocessisselectiveflotationoflead

minerals,andaprocesswithtwosectionsdewateringcirciutwhichincludedconcentrationand

filtionwasadopted.

Technologicalparametersofcrushing,screening,grinding,floation(includethecircuitof

pulp)anddewateringwerecomputed,respectively.Thenthetechnologicalparametersof

equipmentswerecomputedandtheschemesofequipmentswerecomparedandtheoptimal

equipmentsweredetermined.

Thegeneralarrangementofconcentratorplantandtheallocationofequipmentsindiferent

workshopwerepresented.Accordingtothetopogi*aphyofplantsite,plantswereairangedalong

theslopeofmountain.Theworkshopsofcoarsecrushing,middleandfinecrushingandscreening

werealotedindependent.Arrangmentwithparallelcontourlineofcoarsecrushingworkshop,

middleandfinecrushingandscreeningwoikshopswereused.Theworkshopsofgrindingand

flotationwereputtogather,andthelongitudinalandlateralplanswereusedforthemillsand

flotationmachinesrespectively.Theconcentratemachineswerecollocatedseprartedfrom

thefiliteringworkshopandconcentratebinswhichwerealotedinside.10piecesdrawing,suchas

theworkshopofcoarsecrushing,middleandfinecrushing,screening,grinding,floation,

dewateringandsoon,werefinishedincludeahandicraftdiawing.

Keywords:concentratordesign,leadandzincores,flotation,HuangShaPing

第1章绪论

按照设计任务书的要求，毕业设计题目是：黄沙坪铅锌矿优先浮选1750吨/

日选矿厂设计，属于工程设计。设计的选厂仍位于黄沙坪铅锌矿选矿厂现在的位

置，处理量为1750吨/日，选别方法为优先浮选，选矿产品有铅精矿和锌精矿。

1.1建厂地区概况

黄沙坪铅锌矿位于湖南省桂阳县西南九公里处，行政区划，辖属桂阳县黄沙

坪镇。地理坐标东经112°40'42’:北纬25°39'31''。矿区东北至桂阳

县城9公里，至郴州市45公里，矿区以西至嘉禾县城37公里，至兰山县78公里，

至香花岭锡矿40公里。与郴嘉、郴兰、郴香公路相通。到郴州市后有京广铁路相

连，往北290公里至株州冶炼厂，交通比较方便。

矿区地势平坦、开阔，属丘陵地带。山脉走向近于北东，地形属于构造剥蚀

地带，山列之间形成大沟谷，山峰高度大都在海拔300米左右。矿区主峰宝岭，

海拔标高505.83米。山坡一般平缓，地势南高于北。水系沿山谷而入溪间，向北

东汇入菱河（春水），注入湘江。

矿区气候近南温地带，春夏多雨，秋冬干燥。据桂阳县气象站建国以来所掌

握的气象资料知：

历年日照平均1757.9小时，最高2263.7小时，最低1459.7小时；历年太阳

辐射度平均114.9千卡/cm,最多132.3千卡/cm,最少104.9千卡/cm。

历年平均气温17.3°C,最高平均18.1°C,最低年平均16.8℃；历年日平均温

度＞340℃10天，最多日平均温度＞30℃29天。每年七、八月份最热，一般在

37°C-38°C之间，最高气温41℃,一、二月份最冷，一般在5°C-6°C,历史上最

冷为-9℃,每年在0°C以下约20天。

历年雨水总蒸发量平均2013mm，蒸发势，水田为1277.64mm，植被为943.67mm。

历年总云量75%,最高总云量80%,最低总云量69虬

历年平均湿度1.68%,历年平均相对湿度79%,最高相对湿度83%,最小相对

湿度9%,历年平均绝对湿度17.5毫巴，最大绝对湿度34.3毫巴（1967年），最

小绝对湿度1.6毫巴（19633o

历年平均雨日180天，最多雨日224天，最少雨日142天；连续最多降雨日

20天，连续无雨日33天。历年平均暴雨日3天，最多暴雨日7天。历年平均雨季

天数80天/年。历年平均降雨量1437.3mm,最多年份降雨量1992.7mm,最少年份

降雨量1075.7mm,一日最大降雨量179.7mm。

历年平均降雪量6.1天，最多降雪16天；历年平均积雪5.9天，最多积雪17

天，最大积雪深度22cm。历年平均冰冻天数9天，最长冰冻天数32天，连续冰冻

天数14天。冰雹次数平均4年出现一次，每年霜日14天左右，阴雾天45天左右。

矿区以南风、北风为最多。最多风向北东24%,风速一般在0.7-2.9米/秒，

历年平均风速2.7米/秒。最大年份2.9米/秒，最小年份2.4米/秒。历年平均大

风（6级以上7米/秒）日数7.6天，8级以上大风，历年平均为6天左右，最多

大风日数16天，最大风数（10分钟平均值）20米/秒。

矿区至今未发现自然地震源。

矿区水文，地表水不发育，仅有东、西两条溪流，西溪距工业矿体450米以

上，东西距南部铁矿较近。1957年测定最大流量达4455公升/秒。

矿区农民以种稻谷为主，薯类、小麦、大豆等杂粮次之。

1.2选厂厂址基本特点

1.2.1厂址选择

黄沙坪铅锌矿属有色金属矿山，选厂原矿运输量大，精矿运输量小，故因地制

宜，就矿建厂，厂址选择在周台下村后面山坡上，有如下优点：

1）、选厂不在矿体上，塌落界限和爆破危险区内

2）、工程地质较好

3）、场址大，总面积布置条件好

4）、距尾砂池近，生产前期的尾砂可以自流

5）、充分利用山地、荒地，占田少，不妨碍农田水利建设

6）、供水管路较短

7）、厂址位于生活区下风向，离生活区近，既有利于生产又方便生活

8）、有公路同郴嘉公路相通，交通条件好

选矿厂距出矿窿I」2.6公里，厂址最高点为海拔335米，最低点为300米，选

厂安全条件非常好。

1.2.2供电和供水

电源来自鲤鱼江火力发电厂，以3.5万伏线路送至黄沙坪变电站，该站安有

5600KW变电器一台，直接向选厂送电，另外，矿内有2台1560KW,柴油机发电机，

准备筹建火力发电厂，作补充或备用电源。

水源取自选厂以东3.3公里的官溪河，采用①300毫米管道两段扬送至选厂；

由于选矿厂每日处理矿石1750吨/日，耗水量比较大，又从距选厂20.18公里的

春菱江引水，用①800mm管道，经三段加压送往选矿厂。由于矿区地表水不发育，

现有水源不能满足生产要求，利用了回水，主要是浓密机溢流水和尾矿库澄清水，

用固定水泵站加压返回，这样既保护了环境，又节约了工业用水。

1.2.3尾矿输送与处理

尾矿池位于东北向的山谷，三面环山，自然条件好，占地少（共约17亩）基

本坝工程最小，尾矿容积大，累积容积为2814600米:有效容积为2000000米3,

生产前期尾砂直接用200毫米管道架空自流输出，管道起端坡度在5%以上，后经

架空道（坡度不大），并加适量高压水冲流后输入尾砂地，管路全长941米，粒度

过小的尾砂经矿泵扬送入尾砂池，输送管道长900-1200米；后期尾矿需砂泵扬送,

扬程47米，电机配备55千瓦，尾矿水所需澄清距离为108米，实际达到128米

澄清水从溢流井通过溢流洪道流出，通过砂泵返回利用。

1.2.4原矿和精矿产品运输

原矿经主平窿（标高346米）运至选厂，盲坚井至选厂粗矿仓运距为3.15

公里，矿石运输用2KT0型架线式电机车与1.2米3固定式矿车一次牵引20辆，

线路坡度9%。，轨距600毫米，电机车三台，其中备用一台。

精矿用汽车运往郴州，再经火车运往株洲冶炼厂（部分用汽车运往水口

山冶炼厂）和化工厂。

1.3采矿基本情况

设计院推荐的采矿方法：

空场法和崩落法占12.3%,主要应用在倾角小于30。矿体的回采及顶底柱回

采；浅孔留矿法占5.4%,主要应用于急倾斜和矿体产状稳定的矿体的矿体回采上;

其他主要用干式充填法采矿，因为黄沙坪矿石品位高，矿体形状复杂的三、四类

型的矿床，矿石围岩中等稳固到不太稳固的条件下，采用干式充填法是比较适宜

的，其优点如下：

①矿石回采率高，平均在95%以上；

②适用于薄厚不均，分支复合，中间夹废石的矿体，除损失率较低外，贫化

率也较低；

③木材消耗量小；

④采空区已充填，可以防止以后岩石移动，避免资源损失；

⑤安全通风条件好；

⑥可在几个中段同时作业，适用条件较宽。

当然，该法也有缺点，比如工艺复杂，循环时间长，生产能力低；充填工作

复杂；成本比较高，每采一吨矿石约8-9元。

1.4选矿设计指标和产品

根据设计任务书、矿石性质及现场生产情况，选矿产品有铅精矿和锌精矿，其

选矿产品设计指标如表1.1所示。

表1.］选矿产品设计指标

品位%回收率%

产品水份

名称%pbZnpbZn

铅精矿10702.4911.68

锌精矿100.7452.6692

原矿33.56.5100100

表1.1中各精矿的主金属品位及其回收率和精矿水份是根据设计要求及黄沙

坪铅锌矿的生产实践而定的，达到了设计指标，其它数据是根据现场生产情况和

流程查定数质量流程图选取和计算出来的。

铅精矿主要送至株洲冶炼厂，少量送往水口山，河南济源等冶炼厂。锌精矿

售给株洲冶炼厂。

1.5其它情况

矿区总面积4.5平方公里，平面布置，有采掘，选矿工业场地，炸药库，机械

汽车修理场地及工人村等，采矿工业场地设在宝岭、观音打座山脉，炸药设在距

平窿1350米的高地冲山谷中（工人五村），机械、汽车修理场地分布设在周台下

村前面的公路两旁，工人村分一、二、三、四、五村，分别距生产地为1公里左

右。

第2章设计流程论述

2.1矿床性质

黄沙坪铅锌矿属中深条件下的高温热液矿床。矿床工业类型属碳酸盐岩石中的

裂隙，充填和交代矿床。矿体多产在火成岩和石灰岩、接触带附近或破碎带中，

在火成岩、灰岩和砂页岩中均有存在，但主要富集在灰岩中，矿石结构以致密块

状为主，其次为浸染状、角砾状、细脉状和条带状等，有95%以上矿石为原生矿。

全矿区结构裂隙发育，主矿体一般为不断层所控，围岩蚀变现象繁多，其中与

选矿关系最大的是高岭土化和碳酸盐化两种，由于酸性矿化水，特别是硫酸水作

用，使用岩泥化现象迅速成长。因此，在矿区的裂隙发育地区形成一部分对浮选

不利的原生矿泥。其次在破碎的角砾岩地带，碳质富集现象较严重，且这一带是

主要矿体富集地区，开采过程中，原矿难免不混入碳质岩石，这些对选矿操作带

来了困难。矿石贮量：B+C1贮量428万吨，C2贮量430万吨

2.2原矿基本性质

2.2.1岩矿鉴定

矿石中的金属组成，按其含量依次为：黄铁矿、铁闪锌矿、方铅矿、纤维锌矿、

黄铜矿、白铁矿、斜方珅铁矿、毒砂、磁黄铁矿、白铅矿、铅矶、孔雀石、锡石

和黝锡矿等。此外，尚伴有少量的辉秘、辉铝、贿银、镉、金及稀有元素钱、锢、

错、铭、硒、硅等，其中有回收价值的主要有用矿物为方铅矿、铁闪锌矿、黄铁

矿、黄铜矿和锡石等。

脉石依次为石英、方解石、萤石、绢云母和绿泥石等，其中主要为石英、

方解石。脉石矿与金属矿物总量各占50队

主要有用矿物的嵌布特性与共生关系如下：

方铅矿：

多呈不规则粒状集合体，充填在黄铁矿、闪锌矿的裂隙或间隙中，同时交

代溶蚀黄铁矿和铁闪锌矿，粒径0.043毫米以上者占91%。

铁闪锌矿：

多呈不规则粒状集合体，嵌布于黄铁矿的裂隙或间隙中，常常溶蚀交代黄铁矿

大部分铁闪锌矿中嵌有乳浊状黄铜矿和磁黄铁矿，粒径0.043毫米以上者占86.3%,

镜下挑选纯度95%左右的铁闪锌矿，其中锌46.0现、铁14.37姒锡0.025机其次,

除铁闪锌矿外，尚有少量普通闪锌矿和极少量的纤维锌矿。

黄铜矿：

一般呈不规则粒状嵌布于黄铁矿间隙中，溶蚀和交代黄铁矿，并有部分黄铜

矿呈乳状嵌布于铁闪锌矿中，粒径在0.043毫米以上者占54.5%0

黄铁矿：

一般呈粒状集合体，其粒径在0.043毫米以上者占80.7归黄铁矿生成较早，

其颗粒或间隙之间，常为较晚的铁闪锌矿、方铅矿、黄铜矿所充填和溶蚀交代，

因而形成有用矿物紧密共生，构成致密状矿石。

锡石：

多呈半自形晶体，部分呈他形晶状产生，其粒度一般在0.02-0.03毫米之间，

部分较大的再0.09-0.12毫米之间，小的也有0.002毫米左右，他形精装的颗粒

一般都较小；在0.01-0.02毫米之间，显微镜的所见锡石多为板状，其长度一般

在0.15-0.02毫米之间，个别长的为0.3-0.4毫米之间，短的也有0.03毫米左右，

嵌布情况与黄铁矿、铁闪锌矿较密切，并有部分小于0.01毫米锡石分散在石类晶

体中。

斜方铅矿：

呈他形半自形晶粒产出，常嵌布于黄铁矿间隙或脉石中，被铁闪锌矿、方铅

矿交代溶蚀形成残余状或骸晶状结构，粒度一般在0.05-0.08毫米之间，个别大

者达3毫米以上。

毒砂：

量少，一般呈自形晶粒状，被晚期铁闪锌矿交代溶蚀成交代残余结构和骸晶

结构，粒度一般在0.05-0.08毫米之间。

萤石：

多呈细脉(脉宽一般为0.01-0.03毫米)状充填在石英的间隙和其他矿物间

隙中与金属矿物的关系密切。

关于神氟矿物主要是斜方础铁矿、毒砂和萤石。根据上述的矿物组成和主要

有用矿物的嵌布特性，矿石中细粒不均匀嵌布的多金属硫化矿，有用矿物之间共

生密切，尤以铜的嵌布粒度较细，并有…部分呈乳浊状微粒与锌密切共生。

2.2.2原矿化学分析和物相分析

原矿化学分析见表2.1,1965年湖南冶金研究所试验所得；原矿物相分析见表

2.2o

表2.1原矿化学分析

元素成份CuRbZnSFeMnSiO2CaOMgO

含量(%)0.213.896.5016.7315.972.3023.094.49(Mg)1.40

元素成份AI2O3FAsSbSnBiMoAg(g/T)Ti

含量(%)4.650.540.960.0250.130.0250.005990.096

表2.2原矿物相分析

铅锌铜

分析元素

氧化铅铅轨白铅钿硫化铅共计氧化铅硫化铅共计原生硫化次生硫化共计

品位(%)0.59//3.504.090.456.146.590.160.040.20

85.58

占有率(％)14.42//1006.2293.781008020100

(95.86)

2.2.3原矿基本物理性质

矿石真密度3.45,假密度2.16,硬度f=4-6,围岩f=4-12,含水3船含泥量

小，堆积角P=38°,陷落角P=48。，最大块度为600mm。随着矿石的开采，原矿

品位也在变化，变化趋势见表2.3。

表2.3近儿年原矿品位

时间PbZnCu

1996.1-1996.124.46.1616.45

1997.1-1998.123.976.2117.94

1999.1-2000.63.786.9818.98

2000.9-2003.13.637.2919.50

有上表可知，随着矿层下采，Pb的品位不断降低，而Zn、S品位不断升高，

这对选矿工艺来说是非常有利。

2.3流程论述

2.3.1破碎流程论述

(1)、碎段数的确定

已知原矿最大粒度为370mm,破碎最终产物粒度为10mm。

则总破碎比S=370/10=37

假如选用三段破碎，则平均破碎比Sa=S"3=37"3=3.3

选三段则只要保证每一段的破碎比满足教材'的表4-3(各种破碎机在不

同工作条件下的破碎比范围表)的要求时就可以采用，Sa=3.3可以保证每

一段的破碎比满足要求。因此，选三段符合要求。

假如选用二段破碎，则平均破碎比Sa=S,/2=37,/2=6.12,则必有一段的破碎

比小于6.12,有一段的破碎比大于6.12,破碎比太大了，不合理。

假如选一段破碎，则S=37,根据教材Pz。的表4-3,这也是不合理的。

因此，应选三段破碎，其平均破碎比Sa=3.3,破碎比符合教材国的表4-3

的要求。

(2)、预先筛分的必要性

根据黄沙坪现场的原矿与粗碎产物粒度分析，由表2.4、图2.1可以看出

原矿中含有符合粗碎产物粒度要求的物料含量较高，约为50%,因此，在

粗碎前应设置预先筛分，可用固定筛。粗碎产物中符合最终破碎产物粒度

要求(TOmm)的物料约为30%,表明其细粒级含量较多，因此，应考虑在

中碎前设预先筛分，且用双层筛作预先筛分，把符合最终破碎产物粒度的

矿石筛出来，这样可以减少进入破碎机的矿量，提高破碎机的处理量，也

可避免矿石的过粉碎。

表2.4原矿与粗碎产物粒度分析表

原矿粒度分析600X900虎口破碎机排矿口

粒级mm

产率%累积%产率先累积％

>3004.38

300-2508.4512.83

250-15012.6425.4710.49

150-1009.1234.5913.5524.04

100-5012.8147.417.6841.72

50-209.9257.3213.7355.45

20—1011.3568.6710.3565.8

10—82.5571.224.9670.76

8—33.1474.361.7672.52

3—18.1982.559.0781.59

1-0.07610.6993.2411.4393.02

<0.0766.761006.98100

100100

兴

/

鼾

山

屣

蹴

图2.1黄沙坪矿原矿与粗碎产物粒度特征曲线

(3)、检查筛分的必要性

各种类型破碎机不管是开路破碎，还是闭路破碎，其排矿产物中都含

有小于排矿口宽度的产物和大于排矿口宽度的产物，如教材P23表4-4(破

碎机排矿产物中过大颗粒含量B与最大相对粒度Zmax表)所示。当属中等

可碎性矿石时，旋回破碎排矿产物中过大颗粒含量为20%,颗式破碎机排

矿产物中过大颗粒含量为25%,标准圆锥破碎机排矿产物中过大颗粒含量

为35%,短头圆锥破碎机排矿产物中过大颗粒含量为60机检查筛分可以控

制破碎最终产物粒度和充分发挥细碎机的生产能力，可确保破碎产物粒度

的均衡。因此，检查筛分是必要的。

(4)、洗矿的必要性

原矿含水3%,含泥量小，因此不用洗矿。

综上可得，破碎应选用三段半开路流程，其流程图如图2.2所示：

2.3.2磨矿流程论述

(1)、磨矿段数的确定

磨矿细度是确定磨矿段数的主要依据。根据技术经济比较和生产实践，磨矿细度

不超过72%小于0.074mm(相当于＜0.15mm),宜采用一•段磨矿。根据黄沙坪铅锌矿现场

生产实践，确定设计的磨矿细度为72%(67-72%)小于3.074mm,因此，应采用一段

磨矿。

(2)、检查分级的必要性

检查分级能保证合格的磨矿细度，同时将粗粒返回磨矿机，形成合适的返砂量(即

循环负荷)，从而提高磨矿效率，减少矿石的过粉碎。因此，在磨矿时应采用检查分级。

综上可得，磨矿流程应采用一段闭路流程，如下图2.3所示：

o磨矿

检查分级

图2.3磨矿流程图

2.3.3选别流程论述

选别流程是选矿厂的关键工艺过程。它选择得是否正确，关系到选矿厂能否选出合格

精矿和能否给选矿厂带来最大的经济效益。因此，在设计之前，必须进行选矿试验以确定

最合理的选别流程。

黄沙坪铅锌矿选矿厂于1958年建矿，1967年1月选厂投产，从投产到现在选矿工艺

流程共经过了六次变革：1、两段磨矿全浮(1966.10-12),2、一段磨矿部分混浮流程

(1967.1-1968.12),3、一段磨矿全浮流程(1969.1-1971.3),4、一段磨矿等可浮流程

(1971.4-1998.12),5、一段磨矿等可浮尾矿锌优选流程(1999.1-2000.9),6、全优先浮

选(2000.10-现在)。各种选矿流程特点对比如下：

⑴、两段磨矿全浮(1966.10-12)

①、生产指标

a：设计指标

表2.5两段磨矿全浮设计揣示

指标

品位(%)回收率(%)

精矿

Kpb6592.5

Kzn4594.47

Ks4057.5

b：试验指标

本流程的采用是根据1965年湖南冶金研究所利用此流程的实验结果较为理想的缘故。小型

闭路实验结果见表2.6。

表2.6两段磨矿全浮试验指标

品位£(%)回收率£(%)

产品产率(%)_

CuPbZnSCuPbZnS

Kpb5.620.9865.522.4920.7625.5292.572.207.26

Kzn13.080.950.4446.2332.0657.581.4894.6826.10

Ks23.160.130.520.3640.0913.953.031.3157.78

尾矿58.140.120.200.202.492.952.921.818.86

原矿1000.223.986.3816.07100100100100

C：由于选厂初期所选矿石集中在273m中段以上，接近地表，氧化度高，上述流程生产18

个班指标为：

Kpb含Pb48%含Zn8.6%£卅84.75%

Kzn含Pb0.88%含Zn44.92%s-^3.56%

Ks含PbO.36%含Znl.42%含S41.3%,ss54.53%

此指标低于设计指标。，加上两段磨矿给操作带来困难(药剂添加)，且药剂消耗也多,

故改为部分混合浮选流程。

②评价

两段磨矿全浮选流程(设计流程)优缺点如下：

优点：a.在全浮混选过程中，铅锌硫三种矿物不受抑制剂影响，有充分上浮机会；

b.浮选机使用容积比等可浮少48.3mI

缺点：a.铅锌分离过程中，抑制剂消耗量较多，其用量随全浮阶段的药剂，尤其是硫酸铜

用量增多而随之增高；

b.铅锌分离过程极难稳定，既易造成铅精矿质量低，同时降低铅的作业效果。

应该说明的，此流程在现场生产时间较短，实践经验缺乏，难能正确评价。

(2)、一段磨矿部分混浮流程(1967.1-1968.12)

①、生产指标

表2.7•段磨矿部分混浮生产指标

品位(%)

产品回收率(%)

PbZnS

Kpb63.735.7217.6789.40

Knz0.6241.1630.9591.57

Ks0.971.1830.2819.78

尾矿0.220.20.93/

原矿2.96.0615.05/

②、WT

优点：a.铅锌回收率较高，生产指标平均铅回收率89.40%,锌回收率91.57%。

b.使用浮选机容积比等可浮少27.7m1

c.选矿药剂费用，比一段磨矿全浮低3.64元/吨。

缺点：a.铅锌混选过程中的精矿质量控制要求较严，它可左右铅分离过程中的铅、

锌精矿质量，致使两年时间的锌精矿质量平均低至41.46%；

b.硫不易上浮，主要在铅锌混选中硫受石灰的抑制，选硫时极难活化，造成硫回收

率仅19.78%o

c.铅锌分离的抑制剂用量高于等可浮300克/吨。

(3)、一段磨矿全浮流程(1969.1-1971.3)

①、生产指标

表2.8一段磨矿全液罐生产指标

品桁一(％)

产品-回收率(%)

PbZnS

Kpb61.416.6418.1088.78

Knz0.5343.9331.6589.00

Ks0.461.0437.1554.81

尾矿0.220.372.13/

原矿2.696.3412.3/

②、评价

它的优缺点与两段磨矿全浮基本相同，但流程较为简单，无须再磨，生产指标优于两

段磨矿全浮。不过它的选矿油药消耗，尤其是氧化物消耗大大超过其它三种工艺流程。

(4)、一段磨矿等可浮流程(1971.4T998.12)

①、生产指标

a、1971.4—1974.12

表2.9—助磨矿等可浮才陶(1971.4—197,4.12)

产品品位(%)回收率(%)指相

PbZnS对产量

62.274.5617.7990.2

%0.4944.431.889.8

Ks0.450.7932.2555.15

尾矿0.180.322.11/

原矿2.695.3912.3/

b、1975.1—1995.12

表2.10一段磨矿等0]■浮流程生产指标(1975.1—1995.12)

品位(%)回收率(%)指相

口

厂nn

PbZnS对产品

Kpb71.742.1816.6291.05

Knz0.9644.3732.5891.94

Ks0.540.8137.4645.7

尾矿0.210.347.46/

原矿4.096.1317.23/

c、1996.1—1996.12

表2.11一段磨矿等■浮流B廿指标(1996.1—1996.12)

品位(%)回收率(%)指相

)nn

PbZnS对产品

Kpb71.822.5116.3791.2

Knz1.0244.4233.0091.02

Ks0.60.9236.9753.6

尾矿0.210.34.56/

原矿4.46.1616.45/

d、1997.1—1998.12

表2.12一段磨矿等可浮:麒生产指标(1997.1—1998.12)

品位(%)_回收率(%)指相

产品-

PbZnS对产品

Kpb71.322.416.1690.57

Knz0.9344.5332.0691.41

Ks0.590.936.7853.83

尾矿0.20.343.93/

原矿3.976.2115.94/

②册

优点：a、实现无氟浮选，减少环境污染；

b、如乙硫氮捕收剂，改善了捕收剂的选择性，提高了铅精矿质量；

C、用石灰代替碳酸钠，降低成本；

d、增加精选次数(Pb)提高了铅精矿质量；

e、药剂成本低于前三种流程；

f、将铅精矿6A改为5A,加强二次富集，提高铅精矿质量。

缺点：a、铅锌混选中上浮的铝全部损失于锌精矿中，造成铅混选作业回收率造低。

b、未充分回收铜、银；

c、浮选机容积高于前三种流程；

d、铅的损失存在于铅混选尾矿和铅分离尾矿等两道缺口，操作较难控制

(5)、一段磨矿等可浮尾矿锌优选流程(1999.1-2000.9)

①、生产指标