澜沧铅矿选矿厂

来源:网络  作者:网络转载   2019-10-14 阅读:520

    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。有用矿物主要为白矿、异极矿和少量的方铅矿、铅等;脉石主要是氢氧化,其次为氢氧化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、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%,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#

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

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

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)

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

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

0.03吨/吨·原矿

16.00元/吨

0.48

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

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

干燥机

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

铅矿

6.82

铅铁钒

24.38

锰结块中铅

5.37

氧化率  96%以上

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%,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。

标签: 铅矿
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