凡口铅锌矿选矿厂_百科知识_行业资讯

一、位置

位于广东省韶关市北约48公里，仁化县城西北16公里，与韶关和仁化有公路相通。另有专用铁路8公里直达格顶站，与京广线相连接。

二、矿石特性

矿床类型属中低温热液裂隙充填交代矿床。近几年来矿床地质研究认为是“沉积－改造型”层控矿。有用矿物嵌布致密，矿石性质复杂，矿物以细粒嵌布为主，且相互犬牙交错，极不均匀。矿石平均品位：Pb：5.24%，Zn：10.63%，S：24%，Ag：109克/吨，单一黄铁矿含硫37%。有用矿物主要有三种类型，即块状黄铁铅锌矿石，粉状黄铁铅锌矿石，均状黄铁矿石。块状黄铁铅锌矿石为硫化矿，是矿床中铅锌矿石的主要类型，占全矿床铅锌矿石的95.5%。粉状铅锌矿石基本属氧化矿，仅占全矿床铅锌矿石的4.5%。块状黄铁矿石主要分布在金星岭北翼地表以下80米深处，脉石主要以石灰岩为主。凡口矿石矿物组成简单，但嵌布复杂，尤其是方铅矿粒度有些很细，大部分在0.01～0.1毫米。闪锌矿、方铅矿在矿化阶段，闪锌矿先结晶，因而粒度较粗，结晶粒度大部分在0.1～1.5毫米范围内。一部分黄铁矿在矿化阶段，热液中硫、铁浓度大，结晶粒度较粗一般在0.1毫米以上，且与方铅矿、闪锌矿的结合并不密切。另一部分在闪锌矿、方铅矿成矿阶段生成的黄铁矿较细，在0.02～0.1毫米之间，这部分黄铁矿与闪锌矿、方铅矿关系极为密切，因此三种矿物难以分选。矿石密度3.8～4吨/米³。松散密度2.5～3吨/米³，硬度f=8～10，安息角38～40°。可磨度为1.73。

三、厂史

凡口矿区在公元十世纪已有采矿的历史，当时主要为了冶炼银而开采矿石。1955～1958年间，仁化县开办了小规模的硫磺厂。1958～1963年，开采铅锌矿石，建有一个100吨/日的小选厂，由于未做试验研究，所产精矿质量不合格，于1962年停产，矿石外销。1965年冶金部批准凡口矿按3000吨/日规模建设。第一期1000吨/日于1968年建成投产，第二期2000吨/日由于种种原因，直至1983年才正式投入生产。在凡口矿建成投产的过程中，北京矿冶研究总院、广州有色金属研究院都曾做过试验研究工作。长沙有色冶金设计研究院为凡口矿做了设计工作。

四、生产概况

原设计年处理矿石量99万吨，服务年限28年，投产至今，未达到设计能力，服务年限相对延长。矿石储量见表1、表2。

表1 1965年探明矿石量（万吨）

项目	工业储量	远景储量	合计
铅锌矿石量	2075.2	1019.5	3094.7
铅金属量	116	53.2	169.2
锌金属量	240.4	103.7	344.1
铅＋锌金属量	356.4	156.9	513.3
单一黄铁矿	620.2	140	760.21

表2 截至1985年底全矿保有储量（万吨）

项目	工业储量	远景储量	合计
铅锌矿石量	2177.30	923.25	3100.55
铅金属量	109.75	45.31	155.06
锌金属量	241.49	84.03	325.52
铅＋锌金属量	351.24	129.34	480.58
单－黄铁矿	445.32	93.26	538.58

从表1、表2可见，1985年底全矿所有的储量与1965年基本一致。凡口矿有着充裕的矿产资源。选厂自投产到1985年底止共处理矿石量667万吨，1982年是全厂生产指标最好的一年，其中铅精矿品位51.51%，铅回收率81.96%，锌精矿品位51.24%，锌回收率91.13%，硫精矿：38.94%，硫的回收率54.10%。其中原矿品位如下：铅：5.01%，锌：11.49%，硫：23.75%。碎矿系三段一闭路流程，粗碎用600×900颚式破碎机，破碎的最终产品粒度为－15毫米，1985年原矿泥矿增多，于1986年增加洗矿设施。磨矿采用二段磨矿硫程，铅粗选泡沫再磨的工艺，二段细磨：一段磨到－200目点65%～68%，二段磨到－200目点82%～84%，铅粗选泡沫再磨细度为－370目点92%。自投产至今选别流程变化较大，随着产品种类的变化生产流程也相应作了调整，先后共有8次大的流程变化。目前所采用的流程是优先浮选流程，先选铅后选锌，高碱度，选铅pH=11.8～12，选锌pH=11.5～11.8。浮选过程中采用捕收能力强的丁基黄药。这样的流程和措施是比较适合凡口目前处理的矿石特性的。自1980年9月开始使用一直到现在，指标较稳定，被认为是较好的工艺流程。指标及药剂消耗见表3和表4。

表3 高碱流程生产平均指标

产品项目	品位（%）			回收率（%）
产品项目	Pb	Zn	S	Pb	Zn	S
铅精矿	51.26	4.65		80.63	3.14
锌精矿	1.74	51.25		7.22	91.22
硫精矿	1.13	1.08	42.12	6.39	2.64	51.13
尾矿	0.67	0.82		5.76	3.00
原矿	4.94	11.51		100	100

注：表中指标是1980～1984年生产平均值。

表4 高碱流程药剂单耗

药剂名称	石灰	硫酸	硫酸铜	硫酸锌
单耗（克/吨）	11123	12932	844	2447
药剂名称	丁黄药	乙黄药	2号油
单耗（克/吨）	966	176	111

现在日处理矿石量3000吨。1990年将矿成4000～4500吨/日。年产铅锌金属量15万吨。生产的产品：铅精矿销往韶关冶炼厂、株州冶炼厂，水口山矿务局等地。锌精矿销往韶关冶炼厂、株州冶炼厂、白银有色公司某地。硫精矿销往广州氮肥厂、银山磷肥厂、开封化肥厂等地。

五、工艺流程

工艺流程见图1。

图1 凡口铅锌选矿厂生产流程

表1 主要生产指标

项目	单位	设计	历史最好水平	1970年	1975年
1	2	3	4	5	6
处量矿量	吨/日	3000	1548	908	1526
处量矿量	万吨/年	99	48.162	27.98	43.889
原矿品位（%）	Pb	5.23	5.01	4.92	3.80
	Zn	11.03	11.49	10.57	8.27
	S	23.59	23.75	18.19	15.18
精矿品位（%）	Pb	45	51.52	39.12	40.27
	Zn	45	51.24	43.59	45.48
	S	42	38.94	36.34	36.86
精矿含量（万吨/年）	Pb	3.986	1.977	1.026	1.254
	Zn	10.046	5.042	2.619	3.251
	S	9.341	5.557	1.376	2.657
回收率（%）	Pb	77	81.96	74.42	75.05
	Zn	92	91.13	88.54	89.57
	S	40	54.00	27.05	39.90

续表5

项目	1980年	1985年	1986年	1987年
1	7	8	9	10
处理矿量	1429	1992
处理矿量	45.596	60.550	68.799	77.266
原矿品位（%）	5.11	5.08	4.62	4.71
	12.11	11.81	11.28	11.46
	20.82	28.01	24.34
精矿品位（%）	52.62	50.07	51.08	52.39
	51.04	50.91	51.33	52.4
	32.59	45.31
精矿含量（万吨/年）	1.805	2.4272	2.5049	2.4393
	5.031	6.4698	7.0405	6.7182
	1.293	6.2695
回收率（%）	77.50
	91.12
	13.63
		78.80	78.77	82.14
		90.45	90.74	92.69
		36.96	41.54

注：1、1982年以前是理论指标；

2、1983年以后是实际指标；

3、1982年至1984年硫回收率高，一个系列采用全浮一个分离工艺流程。

七、消耗指标：见表6至表12。

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	1970年	1975年
1	2	3	4	5	6
药剂：黄药	克/吨	302	888	569	608
其中丁黄药	″	267	761	379	474
2号油	″	182	140	58	179
石灰	″	6600	15893		3933
硫酸铜	″	405	785	674	829
硫酸锌	″	595	2371	3309	2149
钢球	公斤/吨	1.40	1.64	1.50	1.20
水	米³/吨	4.295	11.462
电耗：全厂其中：磨浮	度/吨	39.9	61.30	48.68	60.98
成本：全厂	元/吨·原矿	9.55	21.375
成本：全厂	″
全员劳动生产率工人劳动生产率	吨/人·月			41.10	54.77
全员劳动生产率工人劳动生产率	″			79.33	124.64

注：设计流程为铅锌混合选浮流程，1974年4月起逐步改为优选浮选流程，而且选铅部分的流程也演变多次。

续表6 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
		7	8	9	10	11	12
药剂：黄药	克/吨	1004	1128	888	1189	1142	1211
其中：丁黄药	″	754	1128	761	874	966	1047
乙黄药					315	176	164
2号油	″	101	158	140	318	111	127
石灰	″	24243	24370	15893	16.62	11123	12997
硫酸铜	″	1300	839	785	879	844	911
硫酸锌	″	2163	2488	2371	1856	2447	2480
硫酸	″				12485	12932	14794
钢球	公斤/吨	1.290	1.378	1.640	2.380	3.332	3.190
水	米³/吨	11.458	11.543	11.460	10.863	10.158	9.357
电耗：全厂其中：磨浮	度/吨	64.56	62.15	61.30	64.78	58.94	67.474
电耗：全厂其中：磨浮	″	64.56	44.50	42.10	50.20	47.40	53.271
成本：全厂选矿车间（磨浮）	元/吨·原矿	21.777	21.005	21.373	23.736	23.736	27.118
成本：全厂选矿车间（磨浮）	″		15.12	16.526	18.728	18.489	21.021
全员劳动生产率工人劳动生产率	吨/人·月	90.68	95.16	92.05	101.33	102.18	99.72
全员劳动生产率工人劳动生产率	″	102.69	108.20	105.34	115.46	116.14	123.37

表7 破碎机衬板消耗

项目	材质	寿命（月）	消耗量公斤/吨·矿	破碎机规格
固定颚板	13%锰钢			600×900颚式破碎机
动颚板	″			″
动锥衬板	″	24	中碎 0.0017 细碎 0.0027	中碎φ650标准型圆锥破碎机细碎φ2200短头型圆锥破碎机
轧臼	″	24	中碎 0.0016 细碎 0.0028	″

表8 磨机衬板消耗

项目	球磨机
项目	材质	寿命（年	消耗（公斤/吨）
磨机规格	φ2700×3600 φ2100×3000
筒体衬板	13%锰钢	8个月	0.690
提升板	13%锰钢	8个月	0.690
端衬板	13%锰钢	6个月	0.690
磨机口衬板	13%锰钢	8个月	0.690

表9 钢球消耗

产品－200目%

固体（%）

磨矿介质尺寸（毫米）

装载负荷（%）

消耗量（公斤/吨）

材质

球磨

φ100

φ80

φ60

2.1

普通钢

再磨

φ40

1.0

①

②

③

注：①普通钢球；②中锰、稀土铸铁球；③高铬钢球。

表10 筛网、滤布、砂泵、浮选磨耗或寿命

项目	材质	寿命（月）	消耗公司/吨	设备规格	备注
筛网				1500×3000单层
上层	钢线	7天		振动筛
滤布	120～15涤纶布（正）		0.015米²/吨	68米²盘式过滤机
砂泵
叶轮	衬胶	15天		4PNJ
泵壳	衬胶	15天
浮选机
叶轮	衬胶	4～8		5A（6A）浮选机
盖板	衬胶	4～8

表11 电力消耗

项目	消耗（度/吨）
破碎、运输和筛分	2.527
磨矿、分级（包括再磨）	26.212
选别	25.314
脱水	7.473
其它（照明、水泵、机修）	1.500
总计	63.026

表12 生产用水

实际总耗水量	36273吨/日	备注
回水利用率	20%	6045吨/日
新水量	30228吨/日
每吨原矿消耗新水量	10.076米³/吨

八、主要设备及能力：见表13。

表13 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）
粗碎	600×900颚式破碎机	2	270	180～0	120			2.5
中碎	φ1650标准型圆锥破碎机	1	401	55～0	30			2.5
细碎	φ2200短头型圆锥破碎机	1	350	15～0	12			2.5
	二、磨矿、分级		吨/台·时	给矿粒度			磨矿细度
一段	φ27×3.6格子型球磨机	3	42	15～0
	φ27×3.6溢流型球磨机	3
二段	φ2米双螺旋分机	3					－0.076毫米84%
	φ2.1×3米溢流型球磨机	3
	φ350水力旋流器	12		0.105～0			－0.038毫米92%
	三、浮选			作业浓度			给矿粒度
浮选	（精、粗、扫）		米³/吨日				（毫米）
	6A浮选机	230	0.2411				＋0.015～0
	5A浮选机	8
	8米³JJF－8浮选机	4
	4米³JJF－4浮选机	2
	四、脱水		吨/米²日	给矿浓度 %		排矿浓度滤饼水分%			精矿密度、吨/米³
浓缩	φ30米浓缩机	3	Pb0.125	14		60			5.6
	φ24米浓缩机	1	Zn0.543	30		60			4.0
	φ18米浓缩机	2	S0.78	43		60			4.4
过滤	68米²盘式过滤机	12	吨/米²日
			Pb0.186	60		12.01			5.6
			Zn0.235	60		12.65			4.0
			S0.338	60		10.02			4.4

九、选矿成本：见表14。

表14 选矿生产成本

项目		单耗	单价	金额
辅助材料		公斤/吨·矿	元/公斤	（元/吨）
钢球		3.190	1.20	3.828
衬板		0.690	2.128	1.468
药剂	丁黄药	1.047	3.376	3.535
	乙黄药	0.164	2.709	0.444
	二号油	0.127	3.374	0.428
	石灰	12.782	0.048	0.614
	硫酸	14.794	0.199	2.944
	硫酸铜	0.911	2.436	2.219
	硫酸锌	2.480	0.732	1.815
滤布		0.015米/吨	11.4元/米	0.171
水		9.357米³/吨	10.04元/吨	0.374
电		67.474度/吨	0.10元/度	6.747
生产工人工资				0.663
固定资产折旧				0.715
车间, 经费				1.730
选矿单位成本				27.118
精矿单位成本				42.676元/吨精矿

十、设备负荷率：见表15、表16。

表15 主要车间及设备负荷率、运转率

车间名称	综合生产能力（额余）	负荷率%	运转率%
一、破碎车间	设计3240吨/日
中碎机	3248″	43.4	35.8
细碎机	3248″	49.8	35.8
二、磨浮车间	设计3000吨/日
磨矿机	1.556吨/米³·时，（按新生－200目计算）	85.2	70.16
浮选机	0.2411米³/吨日
三、脱水车间	1055（精矿）吨/日
过滤机	铅4.268 硫7.992 锌5.38吨/米²·日
干燥机

表16 磨机运转率、利用率

项目	单位	历史最好	1984年
年工作日	天	319	289
磨机运转率	%	70.16	51.78
磨机利用率	%	0.75	0.75
停车主要原因及所占工时			停电无矿检查
容积利用系数	吨/米³时

十三、三废处理

设计每日尾矿排出量1124.4吨，全年尾矿量37万多吨，选厂尾矿系统采用压力输送，经四段尾矿泵站运往尾矿坝，管路全长10.677公里。尾矿输送管为φ300毫米铸铁管道，四个泵站都是采用的8PNJ衬胶砂泵，每个泵站用2台，1台生产，1台备用。另有2个污水泵站，用一条φ350毫米的铸铁管，将选厂污水扬至尾矿坝。尾矿由一号泵站扬出经φ350毫米水力旋流器分级，＋37微米的尾砂做井下充填料，－37微米的尾砂做井下充填料，－37微米的尾矿经2号泵站扬至3号泵站，而后第又经4号泵站直至尾矿坝。尾矿输送浓度为15%。凡口铅锌矿选厂共建出两个尾矿库。第一个尾矿库叫老鸦山尾矿库，设计库容55.5万米³，寿命自1968年9月到1975年12月装满止。第二个尾矿库叫黄子塘尾矿库，设计库容190万米³，设计服务年限10年，1976年1月开始使用。尾矿库结构：用亚粘土机械分层夯实，块石、碎石做反滤层。不另做防渗层。第一个用溢流井，第二个用溢流沟。从溢流沟排出的水量每天达14000～20000吨，pH值高，用硫酸中和到小于9排放。有害成分含量（毫克/升）如下：

铅：0.0773，锌：0.0324，汞：0.0001，镉：0.038，砷：0.013。

十二、投资效果：选厂主要效益指标见表17。

表17 选矿厂主要效益指标

企业投资返本年限（年）：5

全员劳动生产率（吨/人·日）历史最好：3.995 1986年：3.965

工人劳动生产率（吨/人·日）历史最好：4.878 1983年：4.691

每吨原矿安装功率（度）：4.766

职工总人数：451

其中工人：359

技术人员：11

服务及其他：81

综合利用：

伴生金属含量：铅5%；锌10.35%；铁19.35%；硫24.93%；银110克/吨。

已回收金属：铅、锌、硫、银。

注：1、企业投资返本年限及企业投资收益率指整个企业。

2、职工总人数指选矿厂部分。

十三、其他

（一）矿石物相及化学分析：见表18、表19、表20。

表18 原矿铅的物相分析

相别	氧化铅	硫化铅	总铅
含量（%）	0.33	4.67	5.00
占有率（%）	6.60	93.40	100.00

表19 原矿锌的物相分析

相别	氧化锌	硫化锌	总锌
含量（%）	0.21	10.14	10.35
占有率（%）	2.03	97.97	100.00

表20 黄铁矿的相物分析

相别		黄铁矿		磁性铁		其他氧化铁		总铁
含量（%）		18.91		0.33		0.75		20.02
占有率（%）		94.61		1.65		3.74		100.00
氧化率铅6%～8%；锌2%2.5%
多元素分析	元素		Pb		Zn		Fe
	含量（%）		5.00		10.35		19.35
	元素		S		Au		Ag
	含量（%）		24.93		0.17克/吨		110克/吨
	元素		Ge		Ga		Cd
	含量（%）		0.0027		0.0068		0.025
	元素		Cu		Sn		Hg
	含量（%）		0.015		0.005		0.0111
	元素		U		As		SiO₂
	含量（%）		0.0004		0.10		12.95
	元素		CaCO₃		Al₂O₃		MnO₂
	含量（%）		11.06		2.52		0.44

（二）产品质量规划：见表21。

表21 产品质量规划

时间	精矿品位%			回收率%
时间	Pb	Zn	S	Pb	Zn	S
1984年末	51.16	50.72	45.69	80.20	88.81	46.89
1987年末	50	50	43	78.7	90	45
1990年末	50	50	43	79.5	90.2	45

（三）化学分析及粒度分析：见表22。

表22 化学分析及粒度分析

产品	项目									粒度分析
	化学分析									粒级（毫米）	产率（%）	粒级（毫米）	产率（%）
原矿	Pb		Zn		S		Au		Ag	＋0.147	3.13	＋0.020	29.69
	15.0		10.35		24.93%		0.17克/吨		110克/吨	＋0.105	2.19	＋0.010	13.54
	GFe		Ga		Cp		Cu		Sn	＋0.097	1.04	＋0.055	57.3
	0.00027		0.0068		0.025		0.015		0.005	＋0.076	5.21	－0.005	18.74
	SO₂		Al₂O₃		CaCo₃		MnO			＋0.052	7.81	合计	100.00
	12.95		2.52		11.06		0.44			＋0.038	12.92
铅精矿（%）	Pb	Zn		Fe		S		As	Cu	铅精矿		锌精矿
	52.5	4.73		12.65		24.49		0.33	0.023	粒级（毫米）	产率（%）	粒级（毫米）	产率（%）
	SiO₂	CaO		Al₂O₃		Mn		Sn	Ag克/吨	＋0.020	10.55	＋0.076	3.45
	1.80	0.35		0.60		0.004		＜0.01	612.50	＋0.010	26.13	＋0.053	8.66
	Ca0.0021；Ge0.0006；In＜0.0004；Hg0.0064									＋0.005	20.10	＋0.038	12.22
铅精矿（%）	Pb	Zn		Fe		S		As	Cu	－0.005	43.22	＋0.020	28.18
	1.50	51.75		6.005		31.74		0.13	0.106	合计	100.00	＋0.010	17.22
	SiO₂	CaO		Al₂O₃		Mn		Sn	Ag克/吨			＋0.005	14.61
	4.34	0.68		0.70		0.014		＜0.01	206.56			－0.005	15.66
	Ga	Ge		In		Hg						合计	100.00
	0.019	0.010		＜0.0004		0.058
尾矿（%）	Pb		Zn		Fe		S		Ag	粒极（毫米）		产率（%）
	0.73		0.93		6.16		5.50		15.80克/吨	＋0.074		40.8
	SiO₂		CaCO₃		Al₂O₃		MgO			＋0.053		11.2
	34.52		20.50		5.93		0.126			＋0.043		5.1
										＋0.038		7.5
										－0.038		35.4
										合计		100

（四）磨矿分级产品和再磨旋流品产品筛析：见表23、表24。

表23 磨矿分级产品筛析

	网目	通过量累积百分数
	网目	球磨给矿（%）	球磨排矿（%）	螺旋分级机底流（%）	螺旋分级机（即进第二台球磨机旋流器给矿）溢流（%）
原矿第一台球磨机	16（毫米）	13.68
	－16＋10	20.29		4.78
	―10＋6	15.09		8.27
	―6＋2	16.36		2.03
	－2＋1	4.10	8.70	5.94
	―1＋0.5	4.17	6.28	13.08
	―0.5＋0.1	7.98	37.17	50.19	17.59
	－0.1＋0.076	2.98	10.25	5.27	14.57
	―0.076＋0.038	4.51	11.54	4.16	15.08
	―0.038	10.84	26.06	6.28	52.76
	合计	100.00	100.00	100.00	100.00
	浓度（%）	92.7	79.1	89.5	37.00
原矿第二台球磨机	＋0.15	1.60	5.83	1.60	旋流器溢流即铅粗选给矿
	―0.15～0.105	35.05	11.18	35.05	10.20
	―0.105～0.076	25.73	23.31	25.73	12.25
	－0.076～0.038	22.98	26.79	22.98	24.29
	―0.038～0.020	4.10	7.38	4.10	15.31
	―0.020～0.0010	5.56	12.76	5.56	10.20
	－0.010～0.005	3.22	8.05	3.22	18.31
	―0.005	1.76	4.70	1.76	9.38
	合计	100.00	100.00	100.00	100.00
	浓度（%）	75	75	75	38

表24 铅粗精矿再磨水力旋流器给矿及产品筛析

粒级（毫米）	重量百分数%
粒级（毫米）	给矿（%）	溢流（%）	底流（%）	球磨机排矿（%）
－0.105～0.076	2.02		4.66	1.09
－0.076～0.038	15.15	15.00	29.02	21.20
－0.038～0.020	34.34	32.00	37.14	50.19
－0.020～0.010	37.38	40.00	17.24	12.95
－0.010～＋0.005	8.08	10.00	3.98	11.3
－0.005	3.03	3.00	7.96	3.24
合计	100.00	100.00	100.00	100.00
浓度%	58.2	55	77.4

注：旋流器规格φ350、锥角20°、给矿粒度－0.105～0、给矿口50×90、沉砂管φ24、溢流管φ80、处理量21.1吨/时。

（五）料仓储量：见表25。

表25 料仓贮量

料仓类型	物料粒度	贮存时间（时）	有效容积米³（吨）	料仓结构特点
粗碎受矿仓	200～0		320；800	井下
中间矿仓	60～0	2	245；539	高架式
粉矿仓	15～0	48	2900；6100	″
成品仓	Pb＋000.2～0 Zn＋0.105～0 S＋0.105～0	72－96	22188；48813
装车仓

凡口铅锌矿选矿厂

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