一、位置：位于云南省大姚县北六苴镇。距县城约45km，有公路相通，距成昆铁路的广通站约198km。
二、矿石特性：大姚六苴铜矿属湖相沉积型含铜砂岩矿床。矿石为灰白色坚硬长石石英砂岩。为单一含铜矿石，目前有回收价值的主要金属为铜，原矿含银11.4k/t，附带回收到铜精矿中。按氧化率高低可将矿石分为氧化矿、混合矿和硫化矿。脉石矿物以石英、长石为主，约占93%，次为方解石、粘土矿物及少量绿泥石、氢氧化铁、氢氧化锰等。硫化矿以辉铜矿为主，次为孔雀石、铜兰，黄铜矿含量很少。氧化矿以孔雀石为主，次为兰铜矿。辉铜矿呈细点状较均匀地分散嵌布于矿石中，粒度一般为0.017～0.085mm，其中0.017～0.051mm约占55%，0.051～0.085mm约占33%。孔雀石多呈粗细不均匀点状浸染在石英或方解石中。粒度为0.04～0.25mm的约占67%，0.25～5mm约占33%。
矿石密度2.68t/m3，松散密度1.60t/m3，堆积角34.5°，矿石硬度，设计f10～12，生产f15～18。
三、厂史：氧化矿选厂和硫化矿选厂分别投产于1976年5月1日和1980年4月1日。选厂设计规模：氧化矿选厂1500t/d，两个系统：硫化矿选厂为3000t/d。投产以后，由于开采条件及选厂碎矿设备能力影响，未达到设计要求，82年云南省冶金局核定结果为氧化矿选厂800t/d。硫化矿选厂2200t/d。
四、生产概况：设计时矿石的地址储量为2404.66万吨，铜品位1.27%，铜金属量306165t，其中氧化矿石757.98万吨，铜品位1.20%，铜金属量90585t，硫化矿石16.46.68万吨，铜品位1.31%，金属量215495t。1972年部审定结果，矿石的地质储量2807.48万吨，品位1.32%，金属量369854t，矿石的工业储量2224.92万吨，品位1.30%，金属量288607t。到1986年底计划保有的工业储量：氧化矿434.82万吨，品位1.34%，金属量52612.5t，硫化矿1247.4万吨，品位1.39%，金属量172766.7t。远景储量：氧化矿石44.5万吨，品位1.06%，金属量4733t，硫化矿石534.2万吨，品位1.42%，金属量75794t。设计服务年限15～20年。
大姚六苴矿床为缓倾斜中厚矿体，设计将矿体划分十一中段，上部1～4中段为氧化矿开采矿段，下部5～11中段为硫化矿开采矿段。
氧化矿选厂和硫化矿选厂均为三段一闭路碎矿、阶段磨矿和集中浮选（氧化矿选厂碎矿流程原设计有脱泥洗矿设计，但生产上一直没有采用）。前者采用三段脱水，后者为两段脱水。两厂产品均为铜精矿，由汽车运到成昆线的黄瓜圆车站，再由火车运往昆明云南冶炼厂。近两年加强了对伴生银的综合回收研究，使银的回收率有了提高。今后氧化矿选厂要全面提高质量指标，采取优先浮选，粗精再磨，磨矿分级自控及全面质量管理等综合措施，使回收率和精矿品位有较大突破。采用降低碎矿粒度、提高磨机台效、更新浮选柱、推广耐磨材料等措施，以降低两个选厂的选矿成本。进一步提高银的回收率。
五、工艺流程及主要设备：
（一）第一选厂：棒磨、球磨两段磨矿，球磨排矿给到ф2000mm单螺旋分级机，再由ф500mm旋流器控制分级。浮选一个系统用浮选柱，一个系统用浮选机，均为一粗、二扫、二精，中矿返到粗选。流程图见图1。
图1 大姚一选厂工艺流程
主要设备：
PX500/75旋回破碎机 | 1台 |
PYB－1200标准圆锥破碎机 | 1台 |
PYD－1750短头圆锥破碎机 | 1台 |
SZZ1800×3600振动筛 | 1台 |
MBY2100×3棒磨机 | 2台 |
MQG3200×3100格子型球磨机 | 2台 |
FLG－2000单螺旋分级机 | 2台 |
ф500旋流器 | 6台 |
GHF－X14浮选机 | 10台 |
350GFZ－ф500×8000浮选柱 | 1台 |
300GFZ－ф3000×7000浮选柱 | 1台 |
3000GFZ－ф3000×6000浮选柱 | 1台 |
6A浮选机 | 14台 |
TNB－18周边传动浓缩机 | 2台 |
PG58～27/6盘式真空过滤机 | 1台 |
2.2×14顺流浆液式干燥机 | 1台 |
（二）第二选厂：磨矿采用三段磨矿旋流器控制分级工艺流程，浮选采用两次粗选，一次扫选，四次精选，粗精矿再磨再选流程。流程图见图2。
图2 大姚二选厂生产流程
因故图标不清，需要者可来电免费索取
主要设备：
B700液压旋回破碎机 | 11台 |
ф2200标准圆锥破碎机 | 11台 |
ф2200短头圆锥破碎机 | 11台 |
ф1800×3600自定中心振动筛 | 31台 |
ф2700×3600棒磨机 | 21台 |
ф3200×3100格子型球磨机 | 41台 |
ф2400高堰式双螺旋分级机 | 21台 |
ф500旋流器 | 101台 |
6A浮选机 | 1281台 |
ф1500×3000溢流型球磨机 | 21台 |
ф300旋流器 | 81台 |
ф18m周边传动浓缩机 | 21台 |
68m2圆盘过滤机 | 1台 |
六、生产指标：见表1和表2。
表1 选厂设计指标
| 时间 | 日处理矿量 t | 原矿品位% | 精矿品位 % | 回收率 % | 精矿量 | 精矿含铜 | ||
t/d | t/y | t/d | t/y | ||||||
第一选厂 | 前8年 | 1500 | 1.00 | 13 | 78 | 90 | 29700 | 11.7 | 3861 |
后8年 | 25.09 | 1.12 | 18 | 85 | 79.5 | 26235 | 14.30 | 4722.3 | |
第二选厂 | 前6年 | 3000 | 1.20 | 35 | 91 | 93.5 | 30883 | 32.76 | 10811 |
后6年 | 3000 | 1.26 | 35 | 97 | 101.4 | 33462 | 35.49 | 11711.7 | |
表2 主要生产指标
项目 | 选厂名称 | 单位 | 历时最好水平 | 1980年 | 1981年 | 1982年 | 1983年 |
处理矿量 | 一选厂 | t/d | 398 | 759 | 694 | 750 | 700 |
t/y | 25.09 | 21.47 | 17.88 | 22.28 | 22.40 | ||
二选厂 | t/d | 1504 | 959 | 1153 | 1276 | 1290 | |
t/y | 42.72 | 20.32 | 25.05 | 33.93 | 39.00 | ||
原矿品位 | 一选厂 | % | 1.146 | 1.045 | 1.146 | 1.112 | 1.01 |
二选厂 | % | 1.346 | 1.137 | 1.326 | 1.233 | 1.273 | |
精矿品位 | 一选厂 | % | 18.08 | 14.58 | 14.85 | 15.30 | 16.44 |
二选厂 | % | 34.83 | 31.60 | 30.24 | 30.34 | 33.09 | |
精矿含量 | 一选厂 | 万吨/年 | 0.192 | 0.142 | 0.14 | 0.17 | 0.16 |
二选厂 | 万吨/年 | 0.451 | 0.208 | 0.318 | 0.383 | 0.447 | |
回收率 | 一选厂 | % | 70.63 | 63.48 | 66.98 | 69.04 | 70.39 |
二选厂 | % | 91.49 | 89.96 | 90.22 | 91.49 | 90.06 |
附表
项目 | 选厂名称 | 单位 | 历时最好水平 | 1984年 | 1985年 | 1986年 | 1987年 |
处理矿量 | 一选厂 | t/d | 398 | 761 | 898 | ||
t/y | 25.09 | 22.11 | 25.09 | ||||
二选厂 | t/d | 1504 | 1379 | 1504 | |||
t/y | 42.72 | 33.37 | 42.72 | ||||
原矿品位 | 一选厂 | % | 1.146 | 1.073 | 1.081 | ||
二选厂 | % | 1.346 | 1.346 | 1.181 | |||
精矿品位 | 一选厂 | % | 18.08 | 17.79 | 18.08 | ||
二选厂 | % | 34.83 | 34.83 | 34.55 | |||
精矿含量 | 一选厂 | 万吨/年 | 0.192 | 0.161 | 0.192 | ||
二选厂 | 万吨/年 | 0.451 | 0.443 | 0.451 | |||
回收率 | 一选厂 | % | 70.63 | 68.02 | 70.63 | ||
二选厂 | % | 91.49 | 88.09 | 89.34 |
七、材料消耗、成本和劳动生产率：见表3。
表3 材料消耗、成本和劳动生产率
项目 | 选厂 名称 | 单位 | 1980年 | 1981年 | 1982年 | 1983年 | 1984年 | 1985年 | 1986年 | 1987年 |
丁基黄药 | 一选厂 | k/t | 439 | 382 | 334 | 287 | 237 | 196 | ||
二选厂 | k/t | 307 | 257 | 193 | 119 | 115 | 106 | |||
2#油 | 一选厂 | k/t | 59 | 61 | 66 | 60 | 53 | 81 | ||
二选厂 | k/t | 86 | 97 | 72 | 54 | 59 | 44 | |||
硫化钠 | 一选厂 | k/t | 1247 | 1178 | 1149 | 1100 | 1082 | 1036 | ||
二选厂 | k/t | 294 | 242 | 247 | 275 | 312 | 288 | |||
氢氧化钠 | 二选厂 | k/t | 256 | 194 | 181 | 182 | 145 | 135 | ||
钢球 | 一选厂 | kg/t | 2.44 | 2.501 | 2.361 | 2.409 | 2.52 | 2.394 | ||
二选厂 | kg/t | 2.37 | 2.178 | 2.467 | 2.716 | 2.953 | 2.70 | |||
钢棒 | 一选厂 | kg/t | 0.718 | 0.73 | 0.858 | 0.680 | 0.694 | 0.65 | ||
二选厂 | kg/t | 0.941 | 0.829 | 0.786 | 0.78 | 0.868 | 0.798 | |||
全厂电耗 | 一选厂 | °/t | 41.8 | 46.36 | 45.34 | 43.9 | 44.30 | 38.5 | ||
二选厂 | °/t | 46.01 | 38.73 | 36.95 | 35.46 | 34.35 | 30.72 | |||
磨浮车 间电耗 | 一选厂 | °/t | 32.16 | 33.65 | 30.8 | |||||
二选厂 | °/t | 31.68 | 31.56 | 31.35 | ||||||
选矿成本 | 一选厂 | 元/t | 15.93 | 16.22 | 15.13 | 13.95 | 15.33 | 13.39 | ||
二选厂 | 元/t | 16.98 | 12.55 | 11.49 | 11.12 | 11.12 | 11.11 | |||
车间成本 | 一选厂 | 元/t | 2.329 | 4.018 | 3.948 | 4.008 | 3.59 | |||
二选厂 | 元/t | 1.859 | 2.97 | 2.312 | 2.976 | 2.291 | ||||
全员劳动 生产率 | 一选厂 | t/人、月 | 41.3 | 33.05 | 45.03 | 54.80 | 59.60 | 66.0 | ||
二选厂 | t/人、月 | 41.6 | 43.05 | 62.49 | 89.60 | 99.38 | 107.91 | |||
工人劳动 生产率 | 一选厂 | t/人、月 | 51.24 | 41.93 | 57.10 | 62.80 | 71.40 | 81.10 | ||
二选厂 | t/人、月 | 51.87 | 53.70 | 80.13 | 118.80 | 122.47 | 132.68 |
八、三废治理：
（一）尾矿库：设计库容1165m3，现已堆存300万米3，剩余库容865m3，设计服务年限25年，剩余服务年限15年。
尾矿坝结构为堆石坝，筑坝方法采用坝前分散冲击式，放矿设施为尾矿大坝底设冲矿管。
（二）尾矿输送：氧化矿选厂浮选尾矿自流至砂泵站，经三级泵站扬至尾矿坝。全程3697m，浮选尾矿至第一级砂泵，全程2900m，用沟槽输送，坡度为1.45%。各级泵站相对高差均为30m（用6pH砂泵）。硫化矿选厂尾矿用ф125mm旋流器进行分级，＋19μ到井下充填采空区，－19μ进入尾矿坝，采用沟槽与倒虹吸管相结合办法输送，全程2500m。
九、其它：
（一）原矿多元素分析，见表4。
表4 原矿多元素分析
| Cu | S | SiO2 | Al2O3 | MgO | CaO | Fe | Mn | Pb | Zn | Ag k/t |
氧化矿 | 1.13 | 80.18 | 3.73 | 0.58 | 3.20 | 2.53 | 7.88 | ||||
硫化矿 | 1.40 | 0.31 | 82.0 | 3.50 | 0.82 | 3.71 | 1.65 | 0.037 | 0 | 0.1 | 3.91 |
混合矿 | 1.40 | 0.30 | 80.14 | 3.91 | 0.88 | 4.45 | 1.92 | 0.024 | 0 | 0.1 | 11.20 |
（二）矿石物相分析：见表5。
表5 物相分析
产品 | 铜物相 | 铜品位 % | |
氧化矿 | 硫化矿 | ||
全铜 | 1.214 | 1.092 | |
游离氧化铜 | 0.571 | 0.07 | |
原矿 | 结合氧化铜 | 0.248 | 0.039 |
硫化铜 | 0.395 | 0.983 | |
氧化率 % | 67.46 | 10.00 | |
结合率 % | 20.43 | 3.57 | |
精矿 | 全铜 | 17.44 | |
游离氧化铜 | 0.503 | ||
结合氧化铜 | 0.515 | ||
硫化铜 | 16.422 | ||
氧化率 % | 5.84 | ||
结合率 % | 2.95 | ||
尾矿 | 全铜 | 0.352 | 0.108 |
游离氧化铜 | 0.111 | 0.025 | |
结合氧化铜 | 0.20 | 0.029 | |
硫化铜 | 0.041 | 0.054 | |
氧化率 % | 88.35 | 50.0 | |
结合率 % | 56.82 | 26.85 | |
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