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 % | ||||||
Pb | Zn | Ag克/吨 | Cd | Ge | Ga | S | |
1718.6 | 0.7 | 12.25 | 432 | 0.143 | 0.00125 | 0.00112 | 5.65 |
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 |
1 | 2 | 3 | 4 |
处理矿量 | 吨/日 | 250 | |
万吨/年 | 8.25 | 7.32（78年） | |
原矿品位（%） | Zn | 7.5～12 | 16.61（81年） |
Pb | 0.23 | 0.97（80年） | |
Ag(克/吨) | 47.14 | ||
Cu | 0.11 | ||
SiO2 | 34.59 | ||
锌精矿品位（%） | Zn | 50～55 | 58.99（81年） |
Pb | 1.42～1.83 | 0.43（81年） | |
S | 25～28 | ||
SiO2 | 2.42 | 4.05（81年） | |
锌精矿含量 （万吨/年） | Zn | 0.575～0.9405 | 0.7926（79年） |
Pb | 0.0208（79年） | ||
SiO2 | 0.0637（79年） | ||
回收率（%） | Zn | 93～95 | 92.63（79年） |
续表2 主要生产指标
项目 | 1980年 | 1985年 | 1986年 | 1987年 |
1 | 5 | 6 | 7 | 8 |
处理矿量 | 214 | 234 | ||
60883 | 44019 | |||
原矿品位（%） | 1076 | 11.13 | ||
0.97 | 0.46 | |||
锌精矿品位（%） | 57.79 | 56.64 | ||
1.08 | 1.33 | |||
4.11 | 4.35 | |||
锌精矿含量（%） | 0.5005 | 0.4303 | ||
0.0094 | 0.0101 | |||
0.0356 | 0.0331 | |||
回收率（%） | 76.39 | 81.15 |
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 |
1 | 2 | 3 | 4 |
黄药 | 克/吨 | 137（77年） | |
乙基黄药 | 克/吨 | 50（77年） | |
丁基黄药 | 克/吨 | 250 | 87（77年） |
25#黑药 | 克/吨 | 24（83年） | |
2号油 | 克/吨 | 4（80年） | |
碳酸钠 | 克/吨 | 500 | 1297（84年） |
硫酸铜 | 克/吨 | 300 | 580（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 | 1 | 0.64（81年） |
水 | 米3/吨 | 4 | 4.5 |
电耗：全厂 | 度/吨 | 40.4 | 16.99（77年） |
其中：磨浮 | 度/吨 | ||
成本：全厂 | 元/吨·原矿 | ||
选矿车间 | 元/吨·原矿 | 11.6 | 10.76（77年） |
全员劳动生产率 | 吨/人·年 | 948.3 | 530.64（78年） |
工人劳动生产率 | 吨/人·年 | 1145.8 | 671.32（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 |
5 | 6 | 7 | 8 | 9 | 10 | ||
药剂：黄药 | 克/吨 | 350 | 440 | 870 | 603 | 504 | 630 |
乙基黄药 | 克/吨 | 170 | 240 | 360 | 340 | 243 | 310 |
丁基黄药 | 克/吨 | 180 | 200 | 510 | 263 | 261 | 320 |
25#黑药 | 克/吨 | 55 | 70 | 40 | 24 | 41 | 50 |
2号油 | 克/吨 | 40 | 50 | 60 | 54 | 65 | 70 |
碳酸钠 | 克/吨 | 2340 | 2780 | 3120 | 2366 | 1297 | 1540 |
硫酸铜 | 克/吨 | 900 | 500 | 1250 | 1040 | 1020 | 1230 |
硅酸钠 | 克/吨 | 10 | 0 | 0 | 0 | 0 | 0 |
硫酸锌 | 克/吨 | 510 | 530 | 230 | 174 | 133 | 280 |
硫代硫酸钠 | 克/吨 | 360 | 450 | 160 | 179 | 52 | 0 |
钢球 | 公斤/吨 | 0.86 | 0.64 | 0.67 | 0.84 | 0.96 | 1.02 |
水 | 米3/吨 | 4.04 | 4.04 | 4.04 | 4.04 | 4.04 | 4.04 |
电耗：全厂 其中：磨浮 | 度/吨 | 44.96 | 41.07 | 40.29 | 64.65 | 27.36 | 33.76 |
成本：全厂选矿车间 | 元/吨·原矿 | 22.67 | 21.55 | 23.34 | 19.32 | 23.05 | 20.71 |
全员劳动生产率 | 吨/人·年 | 441.18 | 301.21 | 268.88 | 226.81 | 321.19 | 318.98 |
工人劳动生产率 | 吨/人·年 | 553.50 | 381.35 | 340.42 | 237.16 | 406.64 | 403.84 |
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 | ZGMn13 | 12 | 0.003 | PEE400×600 |
动 颚 板 | ZGMn13 | 12 | 0.003 | 复摆颚式破碎机 |
动锥衬板 | ΓB－∧ | 12 | 0.004 | PYB－900 |
轧 臼 | ΓB－∧ | 12 | 0.004 | 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 | ZGMn13 | 0.67 | 0.055 |
提升板 | ZGMn13 | 0.67 | 0.002 |
端衬板 | ZGMn13 | 0.5 | 0.001 |
磨机口衬板 | ZGMn13 | 2 | 0.002 |
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± | 70 | 60～120 | 86.19 | 1 | 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 | 1 | 0.01 | SZZ900×1800自定中心振动筛 |
滤布 | 乙睛纶 | 6 | 0.022米/吨精矿 | PG18－（1.8/4）圆盘真空过滤机 |
砂泵 | 2PN | |||
叶轮 | 白口铁 | 1 | 0.003 | |
泵壳 | 白口铁 | 1 | 0.008 | |
浮选机 | ||||
叶轮 | 铸铁衬胶 | 12 | 0.015（0.004） | XJK1.1（0.35） |
盖板 | 铸铁衬胶 | 12 | 0.017（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 | 1 | 22 | 80 | 50 | ||
中碎 | |||||||
细碎 | PYB－900标准圆锥 | 1 | 23.5 | 25 | 13 | ||
二、磨矿、分级 | 吨/台·时 | 给矿粒度 | 磨矿细度 | ||||
一段 | MQG1500×3000湿式格 | 2 | 3 | 0－25 | －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） | 8 | 0.2 | 22 | ||||
精选（XJK－0.35） | 20 | 0.3 | 18 | ||||
扫选（XJK－1.1） | 8 | 0.18 | 19 | ||||
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 | 1 | 0.55 | 33% | 55%± | 3.23 | |
TNZ－3.6中心传动式 | 1 | ||||||
PG18－（18/4）盘式真空 | 1 | 0.29 | 55% | 10% | 3.23 | ||
TZG－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 | 1 | 5.924 | |
浮选药剂 | 5.402 | 33.93 | |
电 | 0.03 | 18.12 | |
生产工人工资 | 3.822 | 15.5 | |
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 | 81.17 | 33.33 |
细碎机 | 231.95吨/日 | 70.5 | 33.33 |
二、磨浮车间 | 250吨/日 | ||
磨矿机 | 0.31吨/米3·时（按新生－200目计算） | 80.87 | 66.33 |
浮选机 | 0.2米3/吨·日 | 80.87 | 66.33 |
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 | ZnS | 5.923 | 82.45 | 54.46 | 95.73 | 0.263 | 37.84 |
ZnCO3 | 0.651 | 9.06 | 0.644 | 1.13 | 0.334 | 48.06 | |
ZnSiO3 | 0.519 | 7.22 | 1.217 | 2.13 | 0.050 | 7.2 | |
其它锌 | 0.091 | 1.27 | 0.576 | 1.01 | 0.048 | 6.90 | |
全Zn | 7.184 | 100 | 56.90 | 100 | 0.695 | 100 | |
氧化率：11.32%（83－85年实际生产年平均值） | |||||||
多 元 素 分 析 | Zn% | 12.6 | 59.35 | 1.89 | |||
Pb% | 0.53 | 0.62 | 0.405 | ||||
Cl% | 0.1465 | 0.6765 | 0.02 | ||||
Ga% | 0.00115 | 0.0028 | 0.000125 | ||||
Ge% | 0.00175 | 0.00665 | 0.00041 | ||||
In% | 0.00025 | 0.00063 | 0.000055 | ||||
Ag（克/吨） | 53.25 | 243.00 | 10.00 | ||||
S% | 6.04 | 28.27 | 0.43 | ||||
Cu% | 0.021 | 0.133 | 0.02 | ||||
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 % | |||
Zn | Pb | SiO2 | Zn | Pb | |
1984年末 | 57.34 | 1.04 | 4.16 | 88.06 | 56.44 |
1987年末 | 57 | 1.5 | ＜4.5 | 87.44 | 49.85 |
1990年末 | 57 | 1 | ＜4 | 94.06 | 41.79 |
（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% | ||||||
Zn | Pb | Zn | Pb | ||||||
原矿 | 13～9 | 4.25 | 0.18 | 12.85 | 14.39 | ||||
9～6 | 5.74 | 0.23 | 13.62 | 14.47 | |||||
6～6 | 6.21 | 0.17 | 18.83 | 13.74 | |||||
3～2 | 7.47 | 0.29 | 15.36 | 15.81 | |||||
2～1 | 9.16 | 0.31 | 17.36 | 15.54<, /P> | |||||
1～0.5 | 10.31 | 0.44 | 6.79 | 7.55 | |||||
0.5～0.2 | 13.67 | 0.47 | 6.23 | 5.61 | |||||
0.2～0.074 | 13.67 | 0.51 | 4.23 | 4.11 | |||||
－0.074 | 6.98 | 0.51 | 4.61 | 8.78 | |||||
合计 | 6.91 | 0.26 | 100 | 100 | |||||
精矿 | 粒度 （微米） | 分布率 （%） | 品位（%） | 分布率（%） | |||||
Zn | Pb | Zn | Pb | ||||||
＋74 | 9.05 | 57.39 | 0.21 | 9.10 | 1.34 | ||||
74～37 | 57.92 | 58.87 | 1.30 | 59.74 | 53.22 | ||||
37～19 | 19.01 | 56.47 | 2.05 | 18.81 | 27.54 | ||||
19～10 | 6.79 | 55.44 | 2.10 | 6.57 | 10.08 | ||||
－19 | 7.23 | 45.51 | 1.53 | 5.76 | 7.82 | ||||
合计 | 100 | 57.08 | 1.42 | 100 | 100 | ||||
尾矿 | 粒度 （微米） | 分布率 （%） | 品位（%） | 分布率（%） | |||||
Zn | Pb | Zn | Pb | ||||||
＋74 | 16.43 | 0.70 | 0.027 | 15.37 | 7.87 | ||||
74～37 | 35.94 | 0.79 | 0.093 | 38.15 | 59.63 | ||||
37～19 | 17.98 | 0.61 | 0.052 | 14.37 | 16.68 | ||||
19～10 | 9.81 | 0.60 | 0.064 | 7.91 | 11.20 | ||||
－10 | 19.93 | 0.89 | 0.13 | 23.84 | 4.62 | ||||
合计 | 100 | 0.74 | 0.056 | 100 | 100 | ||||
（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 | |
＋18 | 40.27 | 1.97 | 2.50 | |
－18＋12 | 11.27 | 2.17 | 2.77 | |
－12＋10 | 5.75 | 1.02 | 1.38 | |
－10＋8 | 4.72 | 0.78 | 1.07 | |
－8＋6 | 6.98 | 0.87 | 1.33 | |
－6＋4 | 6.75 | 1.18 | 1.86 | |
－4＋2 | 4.17 | 1.28 | 1.60 | |
－2＋1 | 5.17 | 4.25 | 6.00 | 0.05 |
－1＋0.3 | 4.13 | 19.92 | 28.43 | 0.08 |
－0.3＋0.076 | 4.22 | 38.50 | 44.82 | 26.35 |
－0.076 | 6.57 | 28.06 | 8.24 | 73.52 |
浓度% | 95 | 80 | 83.33 | 28－34 |
（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 | |
＋48 | 33.44 | 0.13 | 46.94 |
－48～＋65 | 38.50 | 26.35 | 44.82 |
－65～＋100 | |||
－100～＋150 | |||
－150～＋200 | |||
－200～＋350 | 28.06 | 73.52 | 8.24 |
－350 | |||
浓度（%） | 80 | 34 | 83.33 |
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 | 0－350 | 12 | 125t | 高架式 |
中间矿仓 | － | － | － | 半地下、高架式 |
粉矿仓 | 0－25 | 32 | 500 | 高架式 |
成品仓 | 24 | 70 | 半地下 |
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