一、位置:位于云南省西南边陲思茅地区的澜沧拉祜族自治县境内,距中缅边界约110公里,矿区有公路与外界相通,经景洪、思芽有公路直达昆明市。
二、矿石特性:选厂目前处理的矿石为砂矿,是矿区上平坝和下平坝两个矿段的残积。堆积和洪积的地表矿石,风化严重,氧化强烈。有用矿物主要为白铅矿、异极矿和少量的方铅矿、铅钒等;脉石主要是氢氧化铁,其次为氢氧化锰、方解石、粘土以及石英、云母等。铅除了呈铅矿物存在以外,尚有大量的铅赋存于锰结核、氢氧化铁及粘土矿物中。铅矿物的单体产出粒度和嵌布粒度极不均匀,介于7.5~0.018毫米之间,此外还有大量的(约占25~30%)铅呈离子状态存在。矿石中的锌矿物主要为异极矿,其次为矽锌矿,有微量的菱锌矿,并有一部分呈非矿物状态吸附于氢氧化铁、锰结核等碎屑物中,给选矿带来很大的困难,影响选矿指标的提高。矿石特性总起来是氧化强烈、含泥多、含铁高、金属分散,铅矿物被氢氧化铁包裹、浸染,属难选氧化矿,选矿生产中药剂用量大。矿石松散密度1.46吨/米3,密度3.41吨/米3。矿石中铅含量8.52%,锌4.68%,银含量是79.03克/吨。
1985年新探明的地下原生氧化矿、原生硫化矿和原生混合矿是由碳酸盐类矿石和火山岩类矿石组成。碳酸盐类矿石主要是白铅矿、铅铁钒及其它难溶性矿物,锌矿物主要为异极矿,锌水矿、闪锌矿等,其中闪锌矿仅占24%左右。脉石主要是方解石、绢云母等。火山岩类矿石的矿物组成主要是黄铁矿、方铅石、闪锌矿等,还有硫酸铅、铅铁钒、白铅矿等,脉石主要是石英、方解石等。碳酸盐类矿石中铅含量4.37%,锌含量是4.34%,银含量75克/吨。火山岩类矿石中铅含量是5.36%,锌含量是4.42%,银含量134.2%克/吨,矿石中还伴生有稀贵金属、详见表1。
表1 稀贵金属含量
元素 | Ga | In | Cd | Au | Ti |
含量% | 0.002 | 0.0029 | 0.019 | 0.13(克/吨) | 0.0003~0.0047 |
金属量吨 | 94.633 | 137.219 | 899.024 | 0.508 |
三、厂史:为处理老厂地区古人炼银以后的炉查,相继建成了澜沧冶炼厂。炉渣含铅一般达40%~50%,最高达到70%;还有一部分含铅品位16%以上的砂矿,澜沧铅矿老厂选厂从1956年开发始,昆明冶金研究所做了八次可选性试验,先后经历了近20年的时间、昆明有色冶金设计研究院于1976年设计完毕,1980年建成,1982年下半年正式投入生产。规模:500吨/日(平均)。
四、生产概况:据地质部门提供的资料,截止1974年3月31日止,老厂地区砂矿的储量为2113198吨,铅的平均品位7.62%,铅金属量16万吨,选矿厂设主服务年限为8.5年,至1985年底,尚有储量150万吨,还可处理6.5年。新探明的地下脉矿储量约450万吨左右,含铅3.94%,含锌3.53%,铅金属量17万7千吨左右,锌金属量15万9千吨左右,含银平均品位114.68克/吨,银金属量约510吨左右。仅这部分新探明的脉矿储量,就可供现有的选厂处理约20年。原设计用两台250×400毫米颚式破碎机破碎。为了尽量减少废石量,根据尾矿品位要求,原矿筛的筛孔尺寸从原来的13毫米改为20毫米。原矿筛原是两台900×1800毫米的自定中心振筛,经使用,事故较多,直接影响生产,为此,用两台φ600毫米的圆筒筛代替,生产使用效果很好。筛下产物进入φ1200毫米单螺旋分级机,其溢流原设计是通过一台φ1500毫米圆盘转筛,以隔除木屑和草渣;由于面积太小,试车时被冲坏,后改用一台φ700毫米,长3000毫米并带有敲打装置的圆筒除渣筛代替,稳定了生产。取消了一段磨前的振动给矿机,用闸门控制和梭槽代替,使生产得以稳定进行。原设计浮选精矿和摇床精矿分别处理,工人劳动强度大,现改为合并处理,同时入浓缩机,过滤、干燥脱水。生产流程详见图1。选厂设计时的精矿品位Pb:38.25%,回收率55%,选厂根据厂区采选冶的特点,铅精矿品位降到32%~33%,减少了金属损失,回收率也相应提高,设计选用的浓缩过滤设备满足不了生产的需要,目前用加入强电解质和加温过滤法解决,将来采用压滤机从根本上解决这一矛盾。氧化矿中除铅之外,还伴生有Zn、Ag、Ga、Cd等多种有价金属,由于成本高,目前没有回收,待处理坑内硫化矿时再作考虑。现在铅精矿品位33%,全部供给澜沧铅矿冶炼厂。
图1 澜沧矿选铅矿厂生产流程
五、工艺流程:流程图1。
六、生产指标:参见表2。
表2 主要生产指标
项目 | 单位 | 设计 | 1982年 | 1983年 | 1984年 | 1985年 | 1986年 | 1987年 |
处理 矿量 | 吨/日 | 750 | 385.26 | 520.91 | 632.37 | 683.80 | ||
万吨/年 | 24.75 | 6.70355 | 11.0432 | 17.0106 | 16.2403 | |||
原矿品位 | % | 6.84 | 6.90 | 7.48 | 7.93 | 8.02 | ||
精矿品位 | % | 38.25 | 30.71 | 33.01 | 31.74 | 32.46 | ||
精矿含量 | 万吨/年 | 0.9310 | 0.225 | 0.4392 | 0.7449 | 0.7226 | ||
回收率 | % | 55 | 48.12 | 53.19 | 55.45 | 55.46 |
七、消耗指标:见表3至表6。
表3 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 | 1500×3000格子型 | ||
简体衬板 | ZGmn13 | 1 | 0.183 |
提升板 | ZGmn13 | 1 | 0.043 |
端衬板 | ZGmn13 | 1 | 0.041 |
磨机口衬板 | ZGmn13 | 1 | 0.005 |
表4 钢球消耗
产品-200目 % | 磨矿介质尺寸 (毫米) | 装载负荷充填率 (%) | 消耗量 (公斤/吨) | 材质 | |
球磨 | 48.46 | 100、60 | 48 | 0.38 | 锰钢 |
再磨 | 83.62 | 80、60 | 41.2 | 0.32 | 锰钢 |
筛网、滤布、砂泵、浮选机磨耗或寿命:
40米2折带过滤机涤纶滤布寿命仅一个月。
5A、6A浮选机橡胶叶轮寿命10啊月。
表5 生产用水
实际总耗水量 | 8625吨/日 |
回水利用率 | 37.93% |
新水量 | 535吨/日 |
每吨原砂消耗新水量 | 7.83米3/吨 |
电耗为:36.38度/吨。
表6 材料消耗、成本、劳动生产率
项目 | 单位 | 设计 | 历史最好水平 | 1982年 | 1983年 | 1984年 | 1985年 |
药剂:丁黄药 | 克/吨 | 520 | 531 | 531 | 840 | 1132 | 805 |
丁胺黑药 | ″ | 306 | 111 | 145 | 190 | 137 | 111 |
2#油 | ″ | 24 | 8 | 23 | 23 | 8 | 9 |
硫化钠 | ″ | 4800 | 4327 | 4377 | 5730 | 5006 | 4438 |
水玻璃 | ″ | 1000 | 639 | 820 | 990 | 723 | 639 |
钢球 | 公斤/吨 | 1.0 | 0.614 | 0.902 | 0.680 | 0.635 | 0.614 |
水 | 米3/吨 | 16.1 | 7.83 | 8.82 | 8.05 | 9.32 | 7.83 |
电耗:全厂 | 瓩时/吨 | 34.4 | 36.07 | 52.84 | 45.61 | 37.16 | 36.07 |
选矿车间成本 | 元/吨原矿 | 20.136 | 25.63 | 33.39 | 27.74 | 26.18 | 25.63 |
劳动生产率 | 吨/人·月 | 102 | 204.28 | 7.95 | 117.64 | 204.28 |
八、主要设备能力:见表7。
表7 主要设备能力
项目 | 名称及规格 | 台 | 最大处理量 | ||||
磨矿·分级 | 吨/台·时 | 给矿矿粒 | 磨矿细度 | ||||
一段 | φ1500×3000格子型球磨FLG1500单螺旋分级机 | 2 2 | 32.34 | 最大20毫米 | -200目占55~60% | ||
二段 | φ1500×3000格子型球磨φ500旋流器(备用2台) | 2 4 | 31.25 46.88 | -200目占85~90% | |||
浮选(重选) | 米3/吨·日 | 作业浓度,% | 给矿粒度 | ||||
浮选 | (精、粗、扫) | ||||||
粗选 6A浮选 | 16 | 18.83 | 19~25 | -200目占85.84% | |||
精选5A浮选机 | 36 | 9.9 | 9~12 | ||||
扫选 6A浮选机 | 28 | 20.90 | 15~19 | ||||
重选 | 云锡摇床 | 40 | 7.87吨/日 | ||||
脱水 | 吨/米2·日 | 给矿浓度% | 排矿浓度滤并水分% | 精矿密度吨/米3 | |||
浓缩 | φ8米浓密机 | 2 | 0.184 | 10~12 | 40~45 | 4.34 | |
过滤 | 吨/米2·时 | ||||||
40米2折带式过滤机 | 2 | 0.05 | 40~45 | 28~30 | |||
干燥 | 公斤/米3·时 | 给料水分,% | 排料水分,% | ||||
φ2.2×14米圆筒干燥机 | 1 | 14.9 | 30~32% | 19.0 | |||
九、选矿成本:见表8。
表8 选矿生产成本
序号 | 项目 | 单耗(克/吨) | 单价(元/公斤) | 金额(元/吨) |
1 | 辅助材料钢球 | 800 | 1.15 | 0.92 |
药剂:丁黄药 | 780 | 3.45 | 2.69 | |
丁黑药 | 200 | 5.30 | 1.06 | |
#2油 | 20 | 2.66 | 0.053 | |
硫化钠 | 4800 | 0.78 | 3.744 | |
2 | 水玻璃 | 900 | 0.37 | |
煤 | 0.03吨/吨·原矿 | 16.00元/吨 | 0.48 | |
电 | 39度/吨 | 0.09元/度 | 3.51 | |
3 | 生产工人工资 | 1.71 | ||
4 | 生产工人附加工资 | 0.15 | ||
5 | 固定资产折旧 | 3.90 | ||
6 | 大修基金 | 1.95 | ||
7 | 车间经费 | 12.00 | ||
选矿单位成本 | 25.63 | |||
精矿单位成本 | 748.43 |
十、设备负荷率:见表9。
表9 主要车间设备的负荷率、运转率
车间名称 | 综合生产能力 | 负荷率% | 运转率% | |
磨浮车间 | 683.8 | 吨/日 | 91.17 | |
磨矿机 | 0.697 | 吨/米3·时(按新生-200目计算) | 90.26 | 60.0 |
浮选机 | 粗选 34.34 | 米3/吨·日 | 91.17 | |
三、脱水车间 | 93.73 | (精矿)吨/日 | ||
过滤机 | 1.172 | 吨/米2·日 | 107.26 | 100 |
93.73 | 吨/日 | 80.01 | 100 |
十一、三废治理:尾矿全部排至距选厂西南约1公里的棉絮铺尾矿库堆存,尾矿库容288.7万米3,除容纳处理地表砂铅矿所需的库容外,还有116万米3的富裕库容。尾矿库座落于老厂喀斯特地形比较发育的石灰岩上,孔隙溶洞较多,库内渗漏严重,与厂房高差相差180余米,设计上未考虑回水利用。因尾矿库为四周较高的封闭地形,设计上曾作过库区地表经济的排洪道,此工程,在尾矿库资产使用不久,发生漏洞,构筑物被破坏,失去了作用,雨季时的排洪,就由自然出现的漏洞中渗漏出去。
尾矿靠自流输送,经过约150米的明沟,进入平流地沉淀,清水用85h-g的水泵2台(其中备用一台),返回选厂主厂房使用。平流池沉淀后的泥砂与总尾矿合并经过约700米的明沟,自流入尾矿库。
棉絮铺尾矿库的位置比流经澜沧县城附近的东卡河高,尾矿库中的水会渗漏到东卡河,而东卡河是本矿职工生活用水取水处,为解决水的净化问题,厂内采取了三项措施,效果如何,有待观察。
十二、投资效果
(一)按原设计,采选厂建设总投资1641万元,实际投资为1867.75万元,为设计投资的113.8%,单位投资为109元/吨。
(二)选矿部分投资145万元,单位投资为85元/吨。
(三)固定资产总值1233.5万元。至1985年,尚有固定资产净值970.5万无。
(四)选矿厂主要效益指益:见表10。
企业投资返本年限(年):5年 |
企业投资收益率:(元/100元 ):19.98 |
全员劳动生产率(吨/人·日)历史是好 :1983年 |
工人劳动生产率:(吨/人·日)历史最好:6.8 83年:2.65 |
每吨原始安装工率:(瓩/吨)4.999 |
职工总人数:229人 |
其中工人:134人 |
技术人员:16人 |
服务及其它:79人 |
十三、其它
(一)矿石物相及化学分析:见表11。
表11 原矿物相及化学分析
项目 | 元素 | 铅分布率,(%) | ||
物相 | 白铅矿 | 56.36 | ||
铅矾 | 3.67 | |||
方铅矿 | 3.40 | |||
砷铅矿 | 6.82 | |||
铅铁钒 | 24.38 | |||
锰结块中铅 | 5.37 | |||
氧化率 96%以上 | ||||
原 矿 多 元 素 分 析 | 元素 | 含量% | Cr | 0.12 |
Pb | 8.52 | TiO2 | 0.57 | |
Zn | 4.68 | Ni | 0.0041 | |
Fe | 30.38 | Au | 0.17克/吨 | |
CaO | 1.64 | Ga | 10克/吨 | |
SiO2 | 12.87 | Ge | 1.3克/吨 | |
Mn | 0.56 | Gd | 86克/吨 | |
S | 0.12 | Ag | 76.03克/吨 | |
Al2O3 | 6.34 | |||
As | 0.40 | |||
Sb | 0.034 | |||
In | 0.006 | |||
Bi | 0.11 |
(二)产品质量规划:见表12。
表12 产品质量规划
时间 | 精矿品位% | 回收率% | ||||
Pb | Zn | S | Pb | Zn | S | |
1984年 | 31.74 | 55.45 | ||||
1987年 | 32 | 55 | ||||
1990年 | 39.0 | 42 | 42 | 64.7 | 74 | 74 |
(三)矿物组成及粒度分析:原矿中白铅矿2.4%,异极矿3%,氢氧化铁59.4%,粘土矿物12.27%,锰结核9.9%,方解石9.3%,石英1.7%,炉渣物1.1%,云母0.56%,炭焦物0.27%,磷氯铅矿,方铅矿、闪锌矿、铅黄,菱锌矿,硅锌矿,铅矾及少量未知矿物。原、精、尾矿粒度分析见表13。
表13 粒度分析
粒级(毫米) | 重量(%) | 粒级(毫米) | 重量(%) | 粒级(毫米) | 重量(%) | |
原矿 | +25 | 1.09 | 2~1 | 6.75 | 0.037~0.018 | 8.09 |
25~13 | 1.53 | ~0.5 | 10.52 | 0.018~0.013 | 8.15 | |
13~5 | 4.78 | 0.5~0.2 | 13.68 | 0.013~0.009 | 5.48 | |
5~3 | 2.78 | 0.2~0.074 | 15.07 | 0.009~0.005 | 2.92 | |
3~2 | 4.88 | 0.074~0.037 | 9.54 | 0.005~0 | 4.74 | |
精矿 | 粒 级,(毫米) | 重 量% | ||||
+14 | 3.9 | |||||
74~37 | 46.55 | |||||
37~19 | 15.00 | |||||
-19 | 34.54 | |||||
尾矿 | + | 5.36 | ||||
74~37 | 46.43 | |||||
37~19 | 23.2 | |||||
-19 | 25.0 |
(四)磨矿分级产品筛析:见表14。
表14 磨矿分级产品筛析
网目 | 通过量累积百分数 | ||||
球磨一段给矿 (%) | 球磨排矿一段 | 球磨排矿二段 | 分级机底流 | 分级机溢流 | |
15(毫米) | 4.27 | ||||
8(毫米) | 11.11 | 0.56 | |||
3(毫米) | 29.91 | 1.23 | 3.79 | ||
4 | |||||
20 | 51.11 | 2.82 | 7.82 | 0.14 | |
40 | 73.33 | 15.08 | 0.37 | 31.11 | 3.60 |
80 | 90.42 | 44.31 | 10.68 | 69.66 | 22.75 |
100 | 92.98 | 50.32 | 17.66 | 77.72 | 28.41 |
150 | 97.8 | 61.18 | 33.09 | 83.69 | 40.64 |
200 | 98.79 | 69.46 | 55.99 | 88.04 | 51.55 |
320 | 99.63 | 75.78 | 66.67 | 90.54 | 60.53 |
浓度% | 79.05 | 75.97 | 84.16 | 82.66 | 68.12 |
(五)料仓储量:成品仓储存180小时,有效容积350米3,采用半地下结构。