黄沙坪矿业分公司和选矿厂基本情况.(DOC)

矿质量不能突破45%的神话，使锌精矿由44.3%左右提升到45.5%左右，提高了一个品级。（注：我矿锌为铁闪锌矿）。

选矿实验室能进行重、磁、浮选实验，相当于一个中型实验室规模！选矿厂工艺设备先进，自动化程度高，大型球磨机、充气式浮选机、陶瓷过滤机、PC自动给药机、PH值自动检测控制仪、破碎流程PC程控等等，为工人提供良好的工作环境、为技术人员提供广阔的舞台！

八十年代以来积累了大量综合回收铜、银的经验，近两年更是引进了重选工艺、磁选工艺，使我矿选矿工艺更加多样化。已经建成投产的铁多金属选厂，将生产铁精矿、钼精矿、铋精矿、钨精矿、萤石精矿，将来还会生产石榴子石，进行产品的深加工……

6、选矿厂技术检查与分选效果评价

黄沙坪矿铅锌选厂1967年投产，现日处理能力2000吨，设备装机容量4000多千瓦，生产铅、锌、硫三种产品，铅精矿伴生回收银17吨/年，年产铅、锌金属量4万多吨，硫精矿6万多吨。

全厂现有职工260余人，分破碎、磨浮、脱水、调度四个车间，一个试验室,一个精工加工室。

工艺流程为破碎三段半闭路流程，磨浮先后使用过六种流程，（分别为：两段磨矿全浮流程；一段磨矿部分混浮流程；一段磨矿全浮流程；一段磨矿铅锌等可浮流程；一段磨矿铅等可浮后锌优浮流程；一段磨矿铅锌全优浮流程，）现在为全优浮流程和铅、硫混浮工艺及 铅锌尾矿重浮联合选硫。该流程装机容量少，对矿石性质变化适应性强，指标稳定。脱水车间采用浓密、过滤二段脱水。

建厂50年来，经过选矿技术人员的努力，进行过多次重大技术革新改造，1971年首先使用等可浮流程，使技术指标大幅提高并稳定。1977年成功实施无氰工艺；1980年推广应用乙硫氮，与高碱工艺配合，使铅精一级品率大于80%以上，最先获得国家银质奖。

90年代末期更是通过连续三次工艺流程改造，减少装机容量400多个千瓦，并打破我矿锌精矿质量不能突破45%的神话，使锌精矿由44.3%左右提升到45.5%左右，提高了一个品级。

选矿实验室能进行重、磁、浮选实验，相当于一个中型实验室规模！选矿厂工艺设备先进，自动化程度高，大型球磨机、充气式浮选机、陶瓷过滤机、PC自动给药机、PH值自动检测控制仪、破碎流程PC程控等等，为工人提供良好的工作环境、为技术人员提供广阔的舞台！

16

八十年代以来积累了大量综合回收铜、银的经验，近两年更是引进了重选工艺、磁选工艺，使我矿选矿工艺更加多样化。已经建成投产的铁多金属选厂，将生产铁精矿、钼精矿、铋精矿、钨精矿、萤石精矿，将来还会生产石榴子石，进行产品的深加工。

7、合理化建议

黄沙坪铅锌矿资源储量大，开采价值极高，周围环境优美，发展潜力很大，通过几天的实习，自己觉得还有待改进的地方如下：

1、 提高铅锌矿的回收率，这是实现资源利用最大化的最好途径。 2、改善浮选车间和磨矿车间的工作环境，这样更人性化。

3、 厂区内广播开放时间太早且声音太大，播放歌曲太难听，影响人休息。

17

黄沙坪矿业分公司铅锌选矿厂简介

1. 矿山概况

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。地理坐标东径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。有郴嘉、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564.55米，次峰观音打座，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。

矿区农民以种稻谷为主，薯类、小麦、大豆等杂粮次之。

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。 历年日照平均1757.9小时，最高2263.7小时，最低1459.7小时；历年太阳幅度平均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℃,最高平均18.1℃，最低年平均16.8℃；历年日平均温度＞34℃10天，最多日平均温度＞30℃29天。每年七、八月份最热，一般在37℃—38℃之间，最高气温 41℃，元、二月份最冷，一般在5—6℃之间，历史上最冷为零下9℃，每年在0℃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6.9%。

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（1963年元月14日）。

历年平均雨日18天，最多雨日224天，最少雨日142天；连续最多降雨日22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17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，最大风速（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，东溪距南部铁

1

矿较近。1957年测定最大流量达4455公升/秒。

2. 选厂厂址基本特点 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，既有利于生产又有方便生活； ⑧有公路同郴嘉公路相通，交通条件好。

选矿厂距出矿窿口2.6公里，厂址最高点为海拔335米，最低点300米，选厂安全条件非常好。

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ф300毫米管道两段扬送至选厂；由于选矿厂每日处理矿石2000吨/日，耗水量特别大，又从距选厂20.18公里的春菱江引水，用ф800mm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。

2.3 尾矿输送与处理

尾砂池位于东北向的山谷，三面环山，自然条件好，占地少（共 约177亩）基本坝工程量小，尾矿容积大，累集容积为2841600米3，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，粒度过小的尾砂经砂泵扬入尾砂池，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55KW，，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，通过水泵返回利用。

2.4 原矿和精矿产品运输

原矿经主平窿（标高346m）运至选厂，盲坚井至选厂粗碎仓运距为3.15公里，矿石运输用2K—10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。

2

精矿用汽车运往郴州，再经火车运往株州冶炼厂（部分用汽车运往水口山冶炼厂）和化工厂。

2.5 其他情况

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，炸药库设在距主平窿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，分别距生产地远离为1公里左右。

3. 矿床和原矿性质 3.1 矿床类型及性质

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，矿石构造以致密块状为主，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。

全矿区构造裂隙发育，主矿体一般为不断层所控制，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，形成一部分时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，且这一地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（金属量），C2贮量430万吨（金属量）。

3.2 原矿基本性质

3.2.1矿物组成与有价成分

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、斜方砷铁矿、毒砂、磁黄铁矿、白铅矿、铅矾、孔雀石、锡石和黝锡矿等。此外，尚伴有少量的辉铋、辉钼、辉银、镉、金及稀散元素镓、铟、锗、铊、硒、碲等，其中有回收价值的主要有用矿物则为方铅矿，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，其中主要为石英和方解石。脉石矿与金属矿物总量各占50%。

3.2.2主要有用矿物的嵌布特性与共生关系

方铅矿：

多呈不规格粒状集合体，充填在黄铁矿、铁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，嵌布于黄铁矿的间隙或裂隙中，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，粒径在0.043毫米以上者占86.3%，镜下挑选纯度95%左右的铁

3

闪锌矿，其中锌46.01%、铁14.37%，锡0.025%。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浊状嵌布于铁闪锌矿中，粒径在0.043毫米以上者占54.5%。

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%，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，部分呈他形晶状产出，其粒度（宽度）一般在0.02—0.03毫米之间，部分较大的在0.09— 0.12 毫米之间，小的也有0.002毫米左右，他形晶状的颗粒一般都较小；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—0.2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。

斜方砷铁矿：

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，粒度一般为0.05—0.08毫米，个别大者达3毫米以上。

毒 砂：

量少，一般呈自形，半自形晶粒状，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。

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。

关于砷氟（硫精矿的有害杂质）矿物主要是斜方砷铁矿（FeAs2）毒砂（FeAsS）和萤石。根据上述的矿物组成和主要有用矿物的嵌布特性，矿石属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，并有一部分呈乳浊状微粒与锌密切共生。

3.2.3 原矿化学分析和物相分析

原矿化学分析见表1—1，1965年湖南冶金研究所试验所得，原矿物相分析见表1—2。

表1—1 原矿化学分析

元素成份 含量（%） 元素成份 含量（%）

Cu 0.21 Al2O3 4.65 Pb 3.89 F 0.54 Zn 6.50 As 0.96 S 16.73 Sb 0.025 Fe 15.97 Sn 0.13 Mn 2.30 Bi 0.025 SiO2 23.09 Mo 0.005 Cao 4.49 Ag(g/T) 99 MgO (Mg)1.40 Ti 0.096 4

表1—2 原矿物相分析

分 析 元 素 品位（%） 占有率（%） 铅 氧化铅 0.59 14.42 铅矾 / / 白铅矿 / / 硫化铅 3..50 共计 4.09 氧化锌 0.45 6.22 锌 硫化锌 6.14 93.78 共计 6.59 100 原生硫化铜 0.16 80 铜 次生硫化铜 0.04 20 共计 0.20 100 85.58 100 (95.86) 3.2.4 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%，含泥量小，堆积角ρ=380 陷落角ρ=480 ，最大块度为600mm。

4. 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； 浅孔溜矿法占5.4%，主要应用在急倾斜和矿体产状稳定的矿体回采上；

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适用于厚薄不匀，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木材消耗量很小。

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。

随着矿石的开采，原矿品位也在变化，变化趋势见表1—3。

时间 1996.1—1996.12 1997.1—1998.12 1999.1—2000.6 2000.9—2003.1 表1—3 近几年原矿品位 Pb 4.4 3.97 3.78 3.63 Zn 6.16 6.21 6.98 7.29 S 16.45 17.94 18.98 19.50 由上表可知，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的。

5

5. 产品方案和销售

产品方案:

产品方案为铅精矿，锌精矿，硫精矿，银主要富集到铅精矿中，送冶炼厂回收。其中，铅精矿达到一级品；锌精矿为七级品；硫精矿为二级二类。

产品销售

铅精矿主要送往株州冶炼厂，少量送往水口山，河南济源等冶炼厂。锌精矿售给株州冶炼厂。硫精矿销往郴州化工厂、株州化工厂、武汉轻化工厂。

6。铅锌选矿磨浮流程变革基本情况

现厂从建厂至今选别已有六次流程变革，下面将分别进行介绍和评价。

6.1二段磨矿全浮流程

①流程图（1966.10—1966.12） 原 矿 -200目55-60% 全浮 粗Ⅰ 浮 Pb 粗 Ⅱ 精 Ⅰ 精 选 扫 Ⅰ ⌒ 精 Ⅱ ⌒ 扫 Ⅱ ⌒ 分 级 尾矿 -200目90% 浮铅 粗选 精 Ⅰ 扫 选 精 Ⅱ ⌒ Zn-s分离 精⌒ Ⅲ 精 Ⅰ 精 Ⅱ ⌒ ⌒

⌒ Ks Kpb Kzn 扫 选

6

②生产指标 a：设计指标

指标 精矿 Kpb Kzn Ks 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

产品 Kpb Kzn Ks 尾矿 原矿 产率（%） 5.62 13.08 23.16 58.14 100 Cu 0.98 0.95 0.13 0.12 0.22 品位?（%） Pb 65.52 0.44 0.52 0.20 3.98 Zn 2.49 S Cu 回收率?（%） Pb Zn 2.20 S 7.26 品位（%） 65 45 40 回收率（%） 92.5 94.47 57.5 20.76 25.52 92.57 1.48 3.03 2.92 100 46.23 32.06 57.58 0.36 0.20 6.38 40.09 13.95 2.49 16.07 2.95 100 94.68 26.10 1.31 1.81 100 57.78 8.86 100 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 Kzn Ks

含Pb48%

含Zn8.6%

?Pb84.75%

含S 41.3%，?s54.53%

含Pb0.88% 含Pb0.36%

含Zn44.92% ?Zn83.56% 含Zn1.42%

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。

③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48.3m。

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。

应该说明的是：此流程在现场生产时间较短，实践经验缺乏，难能正确评价。

3

7

6.2一段磨矿部分混合浮选流程

①流程图（1967.1—1968.12） 精 Ⅱ 精 Ⅰ 磨矿 Pb、Zn混浮 扫 Ⅰ 原 矿

⌒ ⌒ ⌒ ⌒ Pb、Zn分离 扫选 扫 Ⅱ 扫 Ⅲ 精 Ⅰ ⌒ ⌒ 精 Ⅱ ⌒ ⌒ Kzn 精 选 扫 Ⅰ 选 S ⌒ 精 Ⅲ ⌒ Kpb ②生产指标 产品 Pb Kpb Knz Ks 尾矿 原矿 ③评价 63.73 0.62 0.97 0.22 2.9 品位（%） Zn 5.72 41.16 1.18 0.2 6.06 ks 扫 Ⅱ ⌒ ⌒ x 回收率（%） S 17.67 30.95 30.28 0.93 15.05 89.40 91.57 19.78 / 100 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选少27.7m。 c.选矿药剂费用，比一段磨矿全浮低3.64元/吨。

3

8

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%；

c.铅锌分离的抑制剂用量高于等可浮300克/吨。

6.3一段磨矿全浮流程。

①流程图（1969.1—1971.3） 全浮粗Ⅰ 精 选 粗 Ⅱ 粗 Ⅲ 原 矿

⌒ 浮Pb粗选 精Ⅰ 精Ⅱ 扫 选 扫 Ⅰ ⌒ ⌒ 扫 Ⅱ⌒ ⌒ ⌒ Zn-s分离 Ⅰ 扫 Ⅰ 精 Ⅰ 精 Ⅱ 扫 Ⅱ ⌒精Ⅲ ⌒ x ⌒ b Kpb⌒ ⌒ Kzn ②生产指标

产品 Kpb Knz Ks 尾矿 原矿 品位（%） Pb 61.41 0.53 0.46 0.22 2.69 Zn 6.64 43.93 1.04 0.37 6.34 S 18.10 31.65 37.15 2.13 12.3 ⌒ Ks

回收率（%） 88.78 89.00 54.81 / 100

9

③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，尤其是氰化物消耗大大超过其它三种工艺流程。

6.4等可浮流程（1975.1～1998.12）

①工艺流程图 a.老系统

⌒ 精 Ⅰ 铅精矿 精 Ⅳ 原 矿

磨矿 溢 流 分 级 65%-200目 铅等可浮粗选 扫 Ⅰ ?2000×2000搅拌桶 铅锌分离粗 扫 Ⅱ ⌒ ⌒ ⌒ ⌒ ⌒ ⌒ 精Ⅲ ?2000×2000搅拌桶 扫 Ⅰ 铅硫混粗Ⅰ 扫 Ⅱ 粗 Ⅱ 精 Ⅰ 精Ⅱ 扫 Ⅰ ⌒ ⌒ ?2000×2000搅拌桶 扫 Ⅱ 锌硫分离粗 扫 Ⅰ ⌒ 尾矿 ⌒ 精 Ⅱ 扫 Ⅱ ⌒ ⌒ 硫精矿 锌精矿

10

b、新系统 Pb分离粗选 扫 Ⅰ 精 Ⅰ 扫 Ⅰ 溢流 原 矿

?2000高堰双螺旋分?2000×2000搅拌-200目选65% Pb为主等可浮粗粗 Ⅱ ⌒ 扫 Ⅱ⌒ ⌒ 粗 Ⅱ 扫 Ⅱ ⌒ 粗 Ⅲ 粗 Ⅳ ⌒ Zn、S混选 粗 Ⅱ ⌒ Zn-s分选扫 Ⅰ 精 Ⅰ 扫 选 ⌒ ⌒ Pb精矿 ②生产指标 a、1971.4—1974.12

产品 Kpb Knz Ks 尾矿 原矿

扫 Ⅱ ⌒ 精 Ⅱ ⌒ Zn精矿 ⌒ 硫精矿 总尾矿 品位（%） Pb 62.27 0.49 0.45 0.18 2.69 Zn 4.56 44.4 0.79 0.32 5.39 S 17.79 31.8 32.25 2.11 12.3 回收率（%）指相对产品 90.2 89.8 55.15 / 100 11

b、1975.1—1995.12

品位（%） 回收率（%）指相产品 Pb Zn S 对产品 Kpb 71.74 2.18 16.62 91.05 Knz 0.96 44.37 32.58 91.94 Ks 0.54 0.81 37.46 45.7 尾矿 0.21 0.34 7.46 / 原矿 4.09 6.13 17.23 100

c、1996.1—1996.12

品位（%） 回收率（%）指相产品 Pb Zn S 对产品 Kpb 71.82 2.51 16.37 91.2 Knz 1.02 44.42 33.00 91.02 Ks 0.6 0.92 36.97 53.6 尾矿 0.21 0.3 4.56 / 原矿 4.4 6.16 16.45 100

d、1997.1—1998.12

品位（%） 回收率（%） 产品 Pb Zn S 指相对产品 Kpb 71.32 2.4 16.16 90.57 Knz 0.93 44.53 32.06 91.41 Ks 0.59 0.9 36.78 53.83 尾矿 0.2 0.34 3.93 / 原矿 3.97 6.21 15.94 100 ③评价

优点：a、实现无氰浮选，减少了环境污染；

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、增加铅精选次数提高了铅精矿质量；

12

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、铅锌混选中上浮的铅全部损失于锌精矿中，造成铅混选作业回收率降低；

b、未充分回收铜、银； c、浮选机容积大于前三种流程；

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。

6.5等可浮尾矿锌优先浮选流程

①流程图（1999.1-2000.6） 磨矿 铅等可浮粗选Ⅰ 原 矿 铅等可浮粗选Ⅱ 铅分离粗选 扫 选 扫 Ⅰ ⌒ ⌒ ⌒ ⌒ ⌒ 精Ⅳ ⌒ kpb 精Ⅰ ⌒ ⌒ 精Ⅱ 扫 Ⅱ 锌优先粗选 ⌒ 脱 锌扫 选 精Ⅲ ⌒ ks 精Ⅰ ⌒ ⌒ ⌒ 精 Ⅲ x 精 Ⅱ ⌒ kzn 13

②生产指标

品位（%） 回收率（%） 产品 Pb Zn S 指相对产品 Kpb 71.68 2.15 16.54 90.59 Knz 0.62 44.99 32.33 91.45 Ks 0.4 0.56 42.53 33.81 尾矿 0.32 0.62 10.89 / 原矿 3.78 6.98 18.98 100 ③评价 优点：a、铅保留等可浮优点； b、硫的质量提高达40%以上； c、装机容量减少180千瓦； d、锌精矿质量提高1个百分点；

缺点：硫的回收率降低，比铅、锌等可浮少回收了22%的硫。

6.6全优先浮选流程

①流程图（2000年9月至今） ②生产指标

品位（%） 回收率（%） 产品 Pb Zn Pb Zn 原矿 3.63 7.29 100 100 Kpb 73.36 1.68 92.19 1.05 Kzn 0.48 46.08 1.96 93.56 尾矿 0.26 0.49 5.85 5.39 ③评价

优点： a、大量减少了装机容量；

b、简化了操作； c、流程简单；

d、药剂用量适当减少；

e、铅、锌主产品的质量和回收率全面优于同期等可浮流程指标。

缺点： a、硫不能浮选（浮选不划算），用“重-浮选”回收率不高。

14

kpb 原 矿 铅优 先粗选 精 Ⅰ 扫 选 ⌒ ⌒ 精 Ⅱ 锌优 先粗选 ⌒ ⌒ ⌒ 精 Ⅲ 精Ⅰ 精 Ⅳ 精 Ⅱ 选 硫 ⌒ ⌒ ⌒ kzn ⌒ 精 Ⅲ kx x 7.选矿厂概述

黄沙坪矿铅锌选厂1967年投产，现日处理能力2000吨，设备装机容量4000多千瓦，生产铅、

锌、硫三种产品，铅精矿伴生回收银17吨/年，年产铅、锌金属量4万多吨，硫精矿6万多吨。

全厂现有职工260余人，分破碎、磨浮、脱水、调度四个车间，一个试验室,一个精工加工室。 工艺流程为破碎三段半闭路流程，磨浮先后使用过六种流程，（分别为：两段磨矿全浮流程；一段磨矿部分混浮流程；一段磨矿全浮流程；一段磨矿铅锌等可浮流程；一段磨矿铅等可浮后锌优浮流程；一段磨矿铅锌全优浮流程，）现在为全优浮流程，铅锌尾矿重浮联合选硫。该流程装机容量少，对矿石性质变化适应性强，指标稳定。脱水车间采用浓密、过滤二段脱水。

建厂50年来，经过选矿技术人员的努力，进行过多次重大技术革新改造，1971年首先使用等可浮流程，使技术指标大幅提高并稳定。1977年成功实施无氰工艺；1980年推广应用乙硫氮，与高碱工艺配合，使铅精一级品率大于80%以上，最先获得国家银质奖。

90年代末期更是通过连续三次工艺流程改造，减少装机容量400多个千瓦，并打破我矿锌精

15

百度搜索“yundocx”或“云文档网”即可找到本站免费阅读全部范文。收藏本站方便下次阅读，云文档网，提供经典综合文库黄沙坪矿业分公司和选矿厂基本情况.(DOC)在线全文阅读。