铅锌矿选矿及尾矿可研

5选矿

5.1概述

5.1.1选矿厂设计的依据

1、选矿药剂室《耿马县福荣乡德龙铅锌矿选矿试验报告》； 2、铅锌矿提供的项目基础资料。

本选厂设计规模为600t/d，180000 t/a,年工作300d，碎矿车间为每日三班、每班6h制，磨浮和脱水车间为每日三班、每班8h制。选厂设计服务年限10年，主要处理耿马县福荣乡德龙铅锌矿矿区的矿石。

5.1.2厂址

经过多次实地调查，从原矿运输、尾矿输送、供水、供电和生活设施等因素考虑，推荐xx和xx两个厂址方案。方案比较后确定xx为最终厂址方案。

xx厂址：位于德龙铅锌矿矿区以西，距矿区9.30km。不占或少占耕地，有发展余地，选厂的宿舍、办公室、休息间布置灵活，地形坡度适宜，上陡下缓，减少土石方工程和构筑物工程，紧靠外部道路， 尾矿库设在芒果箐，距选厂直线距离仅0.10 km，尾矿库库容量大。

xx厂址：位于德龙铅锌矿矿区以西，距矿区2.00km。位于水源地，厂址地形地势限制了以后的发展，建厂土石方量大，周围耕地较多，附近没有尾矿库，尾矿只能通过砂浆泵扬送至芒果箐。

5.2 原矿

5.2.1矿石矿物组成及其特点

（1）耿马县福荣乡德龙铅锌矿矿区矿体属热液变质的矽卡岩型多金属矿床，矿石中的主要金属矿物有方铅矿、闪锌矿，以及少量黄铁

1

矿、褐铁矿、毒砂、白铁矿、黄铜矿、辉铜矿等，铅平均品位1.30％、锌平均品位8.00％；伴生有用元素主要有金和银，金平均品位0.3g/t，银平均品位3.02g/t ；脉石矿物主要有重晶石、石英、方解石、绿泥石、石灰石、长石等；

（2）矿石类型主要有块状、脉状、透镜状、条带状和星点状构造。 （3）矿石中方铅矿及闪锌矿属典型不均匀嵌布的范畴。方铅矿、闪锌矿及黄铁矿呈块状、条带状和星点状嵌布在脉石矿物中，嵌布粒度很不均匀。

（4）矿石外观为浅灰白色，矿石硬度较小、疏松、不致密、氧化程度较低，属硫化铅锌矿。

5.2.2原矿化学组成

根据选矿试验的试料分析结果如下表5-1，表5-2。 5.2.2.1光谱分析

表5-1 光谱分析 成 份 概 量（％） 成 份 概 量（％）

5.2.2.2多元素分析

表5-2 多元素分析 成 份 含 量（％） 成 份 含 量（％）

2

Pb 0.30 Si 1 Zn 3 Fe 10 Cu 0.03 Al 0.3 Ca ＞10 Ti 0.1 Mg 10 Pb 1.39 SiO2 16.46 Zn 8.20 Fe 1.86 Cu 0.023 Al2O3 3.97 CaO 25.74 F ＜0.01 MgO 7.22

5.2.3原矿物理性质

由于试验报告没有提供矿石的物理性质测定的参数，为便于计算，只能参照同类型矿石的一些数据。

原矿 f=5~7 原矿真比重 3.00 t/m3 松散系数 1.5 堆比重 1.74 t/m3 堆积角 35.00 摩擦角： 水泥板 30.00

钢板 28.50

5.2.4原矿运输及其它

德龙铅锌矿矿区为坑采，汽车运输，三班作业。原矿最大块为300mm，矿石平均品位为铅1.30％、锌8.00％，日供矿600t。开采年限为10年。

为了保证选厂三班正常生产以及配矿的需要，原矿仓前设置一个堆场，面积～6000m2。堆场的矿石由一台轮式装载机铲运到原矿仓。

5.3选矿试验 5.3.1试验工作概况

为帮助边少民族地区耿马县发展乡镇企业，把该地区具有的矿产资源优势转变为经济优势，以开发矿业为契机，为该地区村民脱贫致富作贡献。

受xx铅锌矿委托，xx选矿药剂室对德龙铅锌矿矿区的铅锌矿进行选矿试验，以提供该矿开发初期的基本依据。研究内容包括原矿性质考查及选矿工艺流程试验。根据矿石性质特点，采用了先铅后锌的优先浮选流程，最终取得满意的选矿指标。

3

5.3.2.试料及试验流程简述

5.3.2.1试验矿样的采取、配制

试验矿样由xx铅锌矿在矿体的坑道中刻槽采取，共100多千克，经人工手碎混匀后，从中缩分出约35千克进行小型选矿试验。

5.3.2.2工艺流程方案

选矿工艺主要采用先铅后锌的优先浮选流程进行试验研究。 根据矿石性质特点及探索性试验结果表明，矿石中的铅、锌易分离，采用先铅后锌的优先浮选流程可以得到较好的选矿指标。

试验流程在磨矿细度－0.074mm占70％条件下，采用一粗一扫一精流程选铅，选铅尾矿再采用一粗二扫一精流程选锌，分别得到铅精矿和锌精矿。所得铅精矿含铅64.60％，铅回收率89.59％；锌精矿含锌51.80％，锌回收率95.91％。有价伴生金属金、银主要富集于铅、锌精矿中。小型闭路试验流程见图5-1，小型闭路试验结果见表5-3。

表5-3 小型闭路试验结果 品 位 （％） 回 收 率 （％） 产品名称 产率（％） Pb Zn Pb Zn 铅精矿 1.93 64.60 5.39 89.59 1.29 锌精矿 14.88 0.61 51.80 6.52 95.91 尾矿 83.19 0.065 0.27 3.89 2.80 原矿 100.00 1.39 8.04 100.00 100.00

5.3.2.3最终产品考查

对磨矿细度70％－200目条件下先铅后锌的优先浮选流程小型闭路试验所得到的铅精矿和锌精矿分别进行化学多元素分析，结果见表5-4，表列结果表明：铅精矿及锌精矿的品质均比较好，精矿品位

4

高、有害杂质含量低，符合产品质量要求。

表5-4 铅精矿及锌精矿化学多元素分析

编 号 含量 产品 (%) 名称 铅精矿 锌精矿 Pb Zn S Cu SiO2 Fe F Ag(g/t)

64.60 5.39 － 0.023 － － 0.02 21.0 0.61 51.80 28.07 － 2.66 2.42 0.02 － 5

5.4.2.设计工艺指标、综合技术经济指标

设计工艺指标见表5-5，综合技术经济指标见表5-6。 表5-5 设计工艺指标 产品名称 产率（％） 铅精矿 锌精矿 尾矿 原矿

表5-6 综合技术经济指标 序号 1 1.1 1.2 1.3 2 2.1 2.2 3 3.1 3.2 4 4.1 4.2 5 5.1 5.2 指 标 名 称 工作制度 年工作日 日工作班 班工作小时 选厂生产规模 日规模 年规模 原矿入选品位 铅 锌 铅精矿品位 铅 锌 锌精矿品位 铅 锌 单 位 d/a 班/d h/班 t/d t/a % % % % % % 数 值 300 3 8 600 180000 1.30 8.00 ≥62.00 ≤6.00 ≤1.00 ≥50.00 备 注 1.782 14.720 83.498 100.00 品 位 （％） Pb Zn ≥62.00 ≤6.00 ≤1.00 ≥50.00 0.057 0.64 1.30 8.00 回 收 率 （％） Pb Zn ≥85.00 1.34 11.32 ≥92.00 3.68 6.66 100.00 100.00 11

6 6.1 6.2 7 7.1 7.2 8 8.1 8.2 9 9.1 9.2 10 10.1 10.2 11 11.1 11.2 12 12.1 12.2 13 13.1 13.2 14 14.1 14.2

尾矿品位 铅 锌 铅精矿回收率 铅 锌 锌精矿回收率 铅 锌 尾矿回收率 铅 锌 选矿比 铅 锌 精矿含水率 铅精矿 锌精矿 精矿产量 铅精矿 锌精矿 金属量 铅精矿含铅 锌精矿含锌 精矿产出率 铅精矿 锌精矿 % % % % % % % % 倍 倍 % % t/a t/a t/a t/a % % 0.057 0.64 ≥85.00 1.34 11.32 ≥92.00 3.68 6.66 47.69 6.25 20.00 20.00 3207.60 26496.00 1988.712 13248.00 1.782 14.720 12

5.4.3调整工艺指标的说明

根据设计试验结果，结合本次设计原矿品位的变化，考虑到试验与生产之间的差距，对工艺指标作如下调整：

试验原矿铅品位1.39％、锌品位8.10％，浮选小型闭路试验指标为：铅精矿含铅64.60％，铅回收率89.59％；锌精矿含锌51.80％，锌回收率95.91％。由于仅仅是小型选矿试验，因此，设计原矿铅品位1.30％、锌品位8.00％，铅精矿含铅≥62.00％、含锌≤6.00％，铅回收率≥85.00％；锌精矿含锌≥50.00％、含铅≤1.00％，锌回收率≥92.00％。

5.4.4关于新工艺、新设备和新药剂的应用

采用常规先铅后锌优先浮选流程可以得到较好的选矿指标，所得铅精矿含铅64.60％、含锌5.39％，铅的回收率为89.59％；锌精矿含铅0.61％、含锌51.80％，锌的回收率为95.91％，精矿多元素分析结果表明：铅精矿及锌精矿的品质均比较好，有害杂质元素含量低，可以满足产品质量要求。

在设备选型方面，以常规设备为主。但也选用近年来问世的，经生产实践证明的高效节能设备，如浮选机选用SF型代替效率低、能耗高的“A”型浮选机。

在浮选药剂方面，除了部分常规药剂外，采用了xx药剂室生产的730A代替2号油，在工艺流程中起到较好作用，可以降低铅精矿中锌的含量，提高铅精矿含铅品位及提高锌的回收率。使铅锌达到较理想的分离。

5.5主要设备选择与计算 5.5.1生产能力和工作制度

生产能力和工作制度见表5-7。

13

表5-7 生产能力和工作制度

生产能力（t） 车间名称 破碎车间 磨浮车间 脱水车间 浓密过滤 铅精矿 锌精矿 连续 300 3 8 日处理量 600 600 小时处年处理理量 33.33 25.00 量 180000 间断 180000 连续 工作制度 性质 年工300 300 日工3 3 班工6 8 作日 作班 作时 5.5.2设备选择的原则和计算

5.5.2.1设备选择的原则

（1）根据选厂的规模，矿石性质和工艺要求，选定设备类型、规格和台数。

（2）所有设备的负荷率基本上均衡，同一作业的设备类型和规格应相同，设备的台数与设置的系列数相适应。

（3）选用的设备必须是国家定型产品或经过鉴定确认可以推广适应的新设备。要求工作可靠、操作方便、维修简单、耗电少，生产费用低，易解决备品备件。

（4）设计时注意到选用设备与规模相适应的大型设备，力争减少设备的数量和系列数，以便降低投资和经营费。

5.5.2.2.主要设备选择计算（以下计算所需公式、参数均来源于《选矿设计手册》）

（1）破碎设备选择计算 a. 粗碎设备选择计算

进入粗碎机的矿量为600/18=33.33t/h

原矿最大块度300mm，矿石堆比重1.74t/m3。

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选用PEF500×750颚式破碎机一台，排矿口宽度为40～100mm，单位排矿口的生产能力q0为0.80t/mm·h，K1=1.00，K2=1.74/1.6=1.09，K3=0.994，K4=1.0，

第一段破碎产物的最大粒度dmax＝Dmax/s1＝300/3.0＝100mm 第一段破碎机的排矿口e＝dmax/Z=100/1.6=62.5mm 取62mm 当破碎机排矿口为62mm时，在设计条件下破碎机的处理能力为：

Q=Qs·K1·K2·K3·K4

Q=0.80×62×1.00×1.09×0.994×1.0=53.74（t/h） 设备负荷率η=(33.33/53.74) ×100%=62.02%＜70% b. 细碎设备选择计算

给矿最大粒度100mm，产品粒度小于20mm，进入细碎机的矿量为43.33t/h。

选用PEX250×1200颚式破碎机一台，给矿口宽度210mm，

排矿口宽度为15～50mm， 单位排矿口的生产能力q0=1.90t/mm·h，闭路系数取1.3（1.15～1.4）。当破碎机排矿口为20mm时，在设计条件下的生产能力为：

Q= KC·Qs·K1·K2·K3·K4

Q=1.3×1.90×20×1.00×1.09×1.16x1.0=62.46（t/h） 设备负荷率η=(43.33/62.46) ×100%=69.37%＜70% 破碎设备技术性能见表5-8。

表5-8 破 碎 设 备

作业 名称 粗碎 PEF-500×750 颚式破碎机 细碎 PEX-250×1200 1 100 20 25 62.46 43.33 69.37 设备名称 台数 及规格 颚式破碎机 1 400 62 100 53.74 33..33 62.02 （mm） （mm） 粒度（mm） 力（t/h） （t/h） （%） 给矿粒度排矿口最大排矿设备处理能计算给矿量负荷率 15

（2）筛分设备选择计算

闭路细碎筛分：筛分给矿量为76.66 t/h，给矿最大粒度100mm，选用一台SZZ1500×3000自定中心振动筛，筛孔尺寸20×20，筛分效率80％。

在设计条件下，

Q＝ψFVδ0K1K2K3K4K5K6K7K8

Q＝0.80×1.5×3.0×27.8×1.74×0.5×2.50×1.0×1.0×1.0×0.65×1.0

＝141.49（t/h）

设备负荷率η＝(76.66/141.49)×100％＝54.18％ 筛分设备技术性能见表5-9。

表5-9 筛 分 设 备

作业名称 闭路单层自定中心振筛 细碎SZZ1500×3000 筛分 1 20 4.5 2.44 141.49 54.18 80 设备名称 及规格 台数 筛孔筛子有效计算的筛子 面积（m2） 计算的给矿量（t/h） 设备负荷率（%） 筛分效率（%） （mm） 面积（m2） （3）给料设备选择计算

原矿最大粒度为300mm，原矿仓下设置槽式给矿机980×1240一台用于粗碎给料；球磨机给料最大粒度为20mm，选择BG600×600型摆式给矿机2台。基本指标列于表5-10。 表5-10 给料设备 设备名称 作业名称 及规格 980×1240粗碎给料 槽式给矿机 球磨机 给料 BG600×6002 摆式给矿机 100 50.00 0.56 1.5 1 56 59.52 1.70 7.5 台数 力（t/h） 设备总能负荷率％ 单重（吨/台） （kw） 容量备注 16

（4）物料输送设备选择

粗碎及细碎后的物料通过1号胶带输送机给入SZZ1500×3000自定中心振动筛，筛上物料通过2号胶带输送机返回细碎机，筛下合格物料通过3号及4号胶带输送机进入粉矿仓，然后由两条5号胶带输送机分别送入两台球磨机。基本指标列于表5-11。

表 5-11 物料输送设备

设备名称 1号胶带输送机 2号胶带输送机 3号胶带输送机 4号胶带输送机 5号胶带输送机 规格 B650, L= 34m α=180 B650, L=34m α=150 B500, L=16.50m α=00 B500, L=6.8m α=00 B500, L=10m α=00 台数 1 1 1 1 2 容量（kw） 11 11 5.5 3 3 备注 筛分机给料 细碎机给料 筛下物进入粉矿仓 球磨机给料 （5）除铁设备的选择

在2号胶带输送机上设置RCYD－6型除铁器一台，用于除去矿石中的铁质物，从而达到保护设备的作用。基本指标列于表5-12。

表 5-12 除铁设备

设备名称 作业名称 及规格 RCYD－6型除除铁 铁器 1 0.76 3.0 台数 单重（吨/台） 容量（kw） 备注 （6）磨矿设备选择计算

根据试验，磨矿采用一段磨矿，给矿量25.00t/h，给矿粒度-20mm，产品粒度为70％-200目，根据大红山矿的生产能力q0＝1.3203（t/m3·h），考虑到设备采购及运输的方便，选用MQS2130湿式格子型球磨机2台进行磨矿。

所选用磨机按新生成级别（-0.074mm）计算时单位处理能力： q= K1·K2·K3·K4·q0

q=1.0×1.0×1.0×（0.85/0.93）×1.3203=1.21（t/m3·h）

17

Vd=Qd（βd2－βd1）/q=25（70.00%－6.00%）/1.21=13.22（m3） 选用的MQS2130湿式格子型球磨机，有效容积Va=9m3 所需台数Nd= Vd/Va=13.22/9=1.47（台） 选取2台。基本指标列于表5-13。

表5-13 磨 矿 设 备

设备名称 及规格 湿式格子型球磨机 MQS2736 2 -20 70 1.21 18.0 13.22 0.889 73.44 台数 粒度（mm） ） 给矿 （%-0.074生产能力3产品粒度计算单位容积（m3） 设备 实际 负荷率 （%） 设计 定额 需要 t/m·h 3（t/m·h） 有效 （7）分级设备选择计算

已知分级机溢流中固体量为25t/h、每台12.5 t/h，溢流细度70%-0.074mm。求螺旋分级机的螺旋直径。 D＝－0.08+0.103（24Q1/mk1k2）0.5

D＝－0.08+0.103（300/1×1.15×1.41）0.5＝1.32（m） 选用2台高堰式单螺旋分级机FG－1500，其处理能力为 Q1＝mK1K2(65D2+74D－27.5)/24

Q1＝1×1.15×1.41×(65×1.52+74×1.5－27.5)/24＝15.52 （t/h） 分级机负荷系数η＝Q0/Q1×100％＝12.5/15.52×100％＝80.54％ 基本指标列于表5-14。

表5-14 分级设备

作业 名称 分级 设备名称 及规格 高堰式单螺旋分级机 FG－1500 台数 2 溢流粒度 mm 0.20 矿石比重 3.00 设备 计算的 负荷率 处理能力 给矿量 ％ t/h t/h 31.04 25 80.54 （8）浮选设备选择计算

本设计浮选作业共9个，浮选机的计算按照

18

V=Q(R+1/δ) n= Vt/1440v

为了减少单调的计算篇，将计算结果列于表5-15。 （9）搅拌设备选择计算

a.选铅搅拌槽：设计搅拌时间为5min，矿浆量54.76m3/h， K1=1.0，则搅拌槽容积为：

V=〔K1·Q·（R+1/ρ）·t〕/60 V=（54.76×5）/60=4.56（m3）

选用XB-2000搅拌槽一台，有效容积为5.46m3。

b.选锌搅拌槽：设计搅拌时间为4min，矿浆量64.95m3/h， K1=1.0，则搅拌槽容积为：

V=〔K1·Q·（R+1/ρ）·t〕/60 V=（64.95×4）/60=4.33（m3）

选用XB-2000搅拌槽一台，有效容积为5.46m3。 基本指标列于表5-16。

表5-16 搅 拌 设 备 序号 1 2

作业 名称 选铅系统 选锌系统 设备名称及规格 XB-2000 XB-2000 台数 1 1 设备容5.46 5.46 矿浆体积54.76 64.95 搅拌时间（min） 6.0 5.0 积（m3） （m3/h） 19

表5-15 浮 选 设 备

序号 作 业 名 称 1 2 3 4 5 6 7 8 9

硫化铅粗选 硫化铅扫选 硫化铅精选1 硫化铅精选2 硫化锌粗选 硫化锌扫选1 硫化锌扫选2 硫化锌精选1 硫化锌精选2 矿浆体积（m3/d） 水量 1419.46 1376.40 128.57 101.73 1825.52 1709.96 1691.78 590.63 563.04 矿量（t/d） 608.34 593.988 17.532 13.872 608.508 510.768 504.708 112.50 99.36 总体积 1622.24 1574.40 134.41 106.35 2028.36 1880.22 1860.02 628.13 596.16 浮选时间（min） 设计 10 12 16 18 9 10 10 8 9 实际 12.1 12.4 21.9 27.6 9.7 10.4 10.5 9.4 9.9 型号 SF-4 SF-4 SF-1.2 SF-1.2 SF-4 SF-4 SF-4 SF-1.2 SF-1.2 浮 选 机 槽数 3.31 3.86 1.46 1.31 3.73 3.84 3.80 3.42 3.65 安装的 4 4 2 2 4 4 4 4 4 20

（10）药剂制备搅拌槽选择

药剂制备搅拌槽选择结果见表5-17。

表5-17 药剂制备搅拌设备 序号 1 2 3 4 5 作业 名称 硫酸锌制备 亚硫酸钠制备 乙黄药制备 硫酸铜制备 丁黄药制备 设备名称及规格 XB-1000 XB-1000 XB-1000 XB-1000 XB-1000 台数 1 1 1 1 1 设备容积（m3） 0.58 0.58 0.58 0.58 0.58 电机功率（kw） 1.5 1.5 1.5 1.5 1.5 （11）脱水设备选择计算 a. 铅精矿脱水设备选择计算

已知给入铅精矿量10.692t/d，给矿浓度20.00%，矿浆量46.33m3/d，采用多级沉淀池自然沉降脱水。人工装袋,最终铅精矿水分20％。初级沉淀池为L×B×H（9000×3000×2000mm）3个，并设置相应的多级沉淀小池及排水沟。

b. 锌精矿脱水设备选择计算

已知给入锌精矿量88.32t/d，给矿浓度20.00%，矿浆量382.72m3/d，采用多级沉淀池自然沉降脱水。人工装袋,最终铅精矿水分20％。初级沉淀池为L×B×H（9000×3000×2000mm）10个，并设置相应的多级沉淀小池及排水沟。

5.5.3主要工艺设备表

主要工艺设备表见5-18。

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表5-18 主要工艺设备表 序号 1 1 2 3 4 5 6 7 8 9 名 称 2 1#胶带运输机 2#胶带运输机 3#胶带运输机 4#胶带运输机 5#胶带运输机 槽式给料机 除铁器 固定棒条筛 颚式破碎机 规格及主要性能 3 B=650，Lh=34m，β=18° B=650，Lh=34m，β=15° B=500，Lh=16.5m，β=0° B=500，Lh=6.8m，β=0° B=500，Lh=10.0m，β=0° 980×1200 RCYD－6型 5000×4000 孔300×300mm PEF500×750 PEX250×1200 SZZ1500×3000 BG600×600 MQS2130，V有效＝9m3 FG－15 SF-4 数量 (台) 4 1 1 1 1 2 1 1 1 1 1 1 2 2 2 20 1.80 0.76 9.9 13.22 2.234 0.56 45.47 2.583 重量 (t/台) 5 Y160M-6 Y280M-6 JR-115-8 Y132M-4 JR-137-8 Y200L-8 Y100L-6 电动机 型号 6 功率 （kW） 7 11 11 5.5 3 3 7.5 3.0 55 60 7.5 1.5 210 设备使用情况 8 10 颚式破碎机 11 单层自定中心振动筛 12 摆式给料机 13 湿式格子型球磨机 14 高堰式单螺旋分级机 15 机械搅拌式浮选机 11.167 Y160M-6 Y100L-4 7.5+2.2 .0 15+1.5 23

2 16 机械搅拌式浮选机 17 浮选用搅拌槽 18 配药用搅拌槽 19 虹吸给药机 20 储药槽 21 1t电葫芦 22 轮式装载机 23 汽车衡 24 供水水泵 25 回水水泵 总计 1 3 SF-1.2 XB-2000 XB-1000 6～8点（自制） 1000×1000×800mm(自制) 用于药台制配药剂 称量80T 4 12 2 5 6 6 1 1 1 1 5 1.372 1.671 0.50 6 Y132ML-6 Y90S-4 Y160 L-6 Y90L-6 7 5.5+1.5 5.5 1.5 8 1.5/0.2 1004.1 24

5.6厂房布置和设备配置 5.6.1车间组成和生活行政设施

选厂由破碎、磨矿选别和脱水三个车间组成，破碎车间包含粗碎－细碎间和筛分间；磨矿选别车间分为磨矿和浮选作业；脱水车间采用多级沉淀池自然沉降。其它生产车间、辅助车间、管理等均设在选厂四周，这样有利于生产管理，方便职工生活。

5.6.2设备布置原则

（1）根据工艺流程，按物料主流流向，依序进行设备布置。 （2）依地型特征，充分利用自然高差和力求减少提升量，安排场地台阶标高和面积，以及建筑物和设备的配置。

（3）设备、管道和构筑物间距，保证施工、生产操作和维护方便，消防道路畅通。

（4）基于现场实际，吸取国内外矿山建设先进经验，主要设备实施无厂房露天布置。在节约的同时做到整齐美观，场地绿化，设相应的操作间和通廊，符合安全与卫生标准。

（5）整体布置合理与协调，有效利用场地。

5.6.3厂房布置和设备配置

根据工艺流程特点，结合地形自然坡度，厂房采用沿等高线单层阶梯式布置。

单层厂房占地面积大，但厂房结构简单，可安装大型设备和振动设备，充分利用自然坡度，使主矿流能最大限度地实现自流，减少矿浆扬送的设备和能耗，节约基建投资和经营费用。

破碎车间：根据工艺要求，粗碎设备和细碎设备配置在同一厂房内，用装载机将原矿推入原矿仓，然后由槽式给矿机给入粗碎机，粗碎及细碎产品通过1＃胶带运输机输送至筛分房，进入振动筛，筛

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5.8药剂设施

5.8.1药剂种类、用量和添加方式、地点

根据设计试验报告，选用连续浮选试验的药剂条件，浮选作业用药量大，年耗量达379.80t，共使用6种药剂。按药剂性质和耗量不同，配制成不同浓度，用不同方式添加至各作业点，详见表5-21。

表5-21 各作业药剂种类、用量及添加地点表

药剂种类及药剂用量 （克/吨原矿） 作业名称 硫酸锌 5％ 1000 － － － － － － － － 1000 亚硫酸钠5％ 250 － － － － － － － － 250 乙基黄药 1％ 40 20 － － － － － － － 60 2110 730A 原质 20 10 － － 40 20 10 － － 100 硫酸铜5％ － － － － 400 100 － － － 500 丁基黄药 1％ － － － － 140 40 20 － － 200 铅粗选 铅扫选 铅精选1 铅精选2 锌粗选 锌扫选1 锌扫选2 锌精选1 锌精选2 合计 总计 锌抑制剂－硫酸锌：单耗1000g/t，年耗180.0t，配成5％浓度，用虹吸给药机添加。

锌抑制剂－亚硫酸钠：单耗250g/t，年耗45.0t，配成5％浓度，用虹吸给药机添加。

铅捕收剂－乙基黄药：单耗60g/t，年耗10.8t，配成1％浓度，用虹吸给药机添加。

起泡剂－730A：单耗100g/t，年耗18.0t，按原质，用虹吸给药管给药。

活化剂－硫酸铜：单耗500g/t，年耗90.0t，配成5％浓度，用虹吸给药机添加。

锌捕收剂－丁基黄药：单耗200g/t，年耗36.0t，配成1％浓度，用虹吸给药机添加。

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5.8.2药剂的贮存、运输及制备

根据药剂的性质、耗量和包装方式，采用不同贮存、运输和制备方式。

硫酸锌：在昆明采购，贮存时间为一个月，当班药剂由搅拌槽制备后，自流到贮存槽，再自流到各用药点。

亚硫酸钠：在昆明采购，贮存时间为一个月，当班药剂由搅拌槽制备后，自流到贮存槽，再自流到各用药点。

乙基黄药：在昆明采购，贮存时间为一个月，当班药剂由搅拌槽制备后，自流到贮存槽，再自流到各用药点。

730A：在xx采购，贮存时间为半年，原质使用。

硫酸铜：在昆明采购，贮存时间为一个月，当班药剂由搅拌槽制备后，自流到贮存槽，再自流到各用药点。

丁基黄药：向云南冶炼厂采购，在药剂仓库贮存时间为一个季度，当班药剂由搅拌槽制备后，自流到贮存槽，再自流到各用药点。

5.8.3药剂工作制度、添加方式及设备

药剂制备室和加药台为三班8小时工作制。药剂制备室按工艺要求，将硫酸锌、亚硫酸钠、乙基黄药、硫酸铜、丁基黄药、配成一定浓度，每种药剂设有搅拌槽（见表5-17）和贮液槽，再自流到加药台，然后自流进各作业点。

730A原质使用，虹吸给药机自流进各作业点。

药剂制备室，设有一台1t电动葫芦，加药台设有虹吸给药机。

5.9技术检查

5.9.1技术监督站的任务、组成及工作制度

技术监督工作是技术管理工作的基础，技术监督站的任务是负责全厂原矿、精矿和尾矿等的取样，做好进出产品的计量工作，编

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制全厂金属平衡。

技术监督站实行三班8小时工作制，站长由厂长指派，独立行使技术监督职能，统管全厂的技术监督工作。

5.9.2取样、计量系统的方式和设施

（1）进厂原矿：在汽车衡按车计量，每班取一个班样，测定水份，分析Pb、Zn品位，每月组合分析一个月样，化验Pb、Zn的含量，为考核矿山与选厂之间的经济关系提供依据。

（2）选厂原矿计量，在球磨机进料皮带运输机上采用人工计量，每小时取一次样品，组成一个班样，测定浓度、细度和PH值，分析Pb、Zn品位，每月组合分析一个月样，化验Pb、Zn等元素，为生产管理提供依据。

（3）铅精矿、锌精矿和尾矿，在矿浆出口管道处取样，每小时取一次，组成一个班样，分析Pb、Zn品位，每日组合分析一个月样，化验Pb、Zn等元素，，为编制金属平衡提供基础资料。

技术监督站不增加新设备，全部设备由厂内统一调节使用，样品加工设备与试验室共用，与试验室、化验室共建。

5.10中心试验室

选厂设中心试验室，下设选矿试验室和化验室。

选矿试验室、化验室是指导选厂生产，为生产提供技术服务及支撑的重要部门，其基本任务是根据生产中矿石性质的变化，提供合理的操作条件和改进建议，为解决生产和发展中出现的问题提供技术依据。

中心试验室建于选厂附近，以便指导生产，为生产服务。

5.10.1选矿试验室

试验室的规模应与选厂的规模、矿石性质、选矿方法和工艺流

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程的复杂程度相适应。

选矿试验室主要承担小型试验，有时对选厂设备进行单机查定工作。试验室管辖试料加工房，负责地质、采矿、选矿专业的样品加工任务。试验室为一班作业，近20台设备，重量约4t，装机容量约15kW，设备见表5-22。

表5-22 选矿试验主要设备

序号 1 颚式破碎机 2 对辊式破碎机 3 圆盘粉碎机 XPC-200×125 200×75 XPF-φ175 台 台 台 台 台 台 台 台 φ420×450 9 盘式真空过滤机 DL-5双盘 10 电热鼓风干燥箱 CS101-2型 台 台 1 1 160 3.6 设备名称 型号及规格 单位 量 （kg） （Kw） (元) 1 1 1 1 1 1 1 1 300 180 31 30 800 3.0 3.0 1.1 0.25 0.37 0.075 0.075 1.5 数重量功率价格备注 4 化验制样研磨机 XPM型φ120×3 5 标准筛振动机 6 单槽浮选机 7 单槽浮选机 8 格子式球磨机 XSB-70A型，φ200 XFD-63型1.5升 XFD-63型0.5升 XMGL-68型 5.10.2.化验室

化验室是选厂的辅助生产部门，是指导选厂生产的眼睛，其基本任务是承担各种原料、产品和矿山生产探矿等分析检验工作，具体工作是：

（1）每天对生产班样（含原矿、精矿、尾矿及中间产品）的基本分析，每月进行组合分析和内检样的分析。

（2）承担地质和采矿样品的分析。 （3）流程专查和试验样品的分析。

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（4）承担环保样品的分析。 （5）对外承担群采样品的分析。

化验室主要设备有天平4台、马弗炉2台、电热恒温箱2台、分光光度仪和原子吸收光谱各1台，以提高分析质量和数量，详见表5-23，分析元素主要有Pb、Zn等，分析方法全部用容量法，每年分析样品约10000个。

化验室为三班8小时工作制度。

表5-23 化验室主要设备

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 名 称 天平 天平 天平 马弗炉 管式燃烧炉 电热蒸馏水器 还原台 型号及规格 TG328A 1/10000 TG328B 1/10000 DT-100A RJM-2.8-10A型 SRJK-2-13D型 HSZⅡ-20型 YXY-1-15型 单位 数量 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 1 1 2 2 1 1 1 1 1 1 1 备 注 上海分析仪器三厂 新天精密光学仪器WF5 公司 数显电热恒温干燥箱 202-A型 电热恒温干燥箱 分光光度计 单光束原子吸收分光光度计 202-Ⅱ型 721型 5.11存在问题及建议 5.11.1设计的基础数据不全

试验报告对原矿、精矿、尾矿等产品的物理及化学性质考查不详细，如原矿矿物鉴定，原矿真假比重，精矿真假比重，尾矿真假比重，粒度分析和全分析、铅精矿、锌精矿、尾矿等的沉降速度以及回水利用的可能性等；这样给设计工作的精度带来一定影响，为

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此，只能参照类似矿石试验结果，预计误差不会太大。

5.11.2推荐流程缺乏必要的论据

（1）本次《可行性研究报告》完全依据xx选矿药剂室提交的《耿马县福荣乡德龙铅锌矿选矿试验》报告。

（2）本次小试结果只能做为可行性研究报告的依据，初步设计必须以半工业试验（扩大试验）的试验结果为依据。

（3）根据试验结果，对原试验流程作了补充，提出完整流程，但推荐流程未经半工业试验证实，缺乏必要的论证资料。

（4）回水利用问题：选厂处理每吨原矿耗水3.41m3，全年耗水61.38万m3。设计从尾矿库回水，回水率70％按计算，每年回水42.966万m3。因此，建议在半工业试验期间，对回水的水质进行考查和回水试验。

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6尾矿设施

尾矿库位于选矿厂下方芒果菁沟内，距选厂直线距离约为0.10km。

6.1基础资料 6.1.1选矿厂工艺资料

尾矿工艺数据见表6-1。

表6-1 尾矿工艺数据表 序 号 项 目 1 选厂规模 2 尾矿库服务年限 3 选厂工作制度 4 尾矿产率 5 尾矿浆重量浓度 6 尾矿浆流量 7 尾矿堆积干容重（rg） 8 选矿磨矿细度 9 年产尾矿量 10 选厂服务年限内所需库容 数 据 300t/d 10.22年 300d/a 3班/d 8h/班 83.498％ 22.96％ 0.0214m3/s 1.45t/m3 -200目占70％，dmax=0.20mm 15.03万t/a，10.37万m3/a 103.70万m3 6.1.2设计基础资料

《云南省暴雨洪水计算实用手册》（1983年） 《选矿厂尾矿设施设计规范》 ZBJ1-90

6.2尾矿库

尾矿库位于选矿厂下方沟内，距选厂直线距离约为0.10km。库区三面环山，一面为菁沟出口，呈不规则状态，库区内为荒山、不占用林地及耕地，不属水源地。尾矿库有效库容106万m3，设计服务年限为10.22年。

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6.2.1初期坝

6.2.1.1主坝

尾矿初期主坝设在菁沟内前端，为透水碾压堆石坝，筑坝材料为矿山剥离废石，上游边坡1:1.75，下游边坡1:2.0，坝高10m，坝顶宽4.0m，坝体工程量0.48万m3。 6.2.1.2副坝

尾矿初期副坝设在菁沟内前端，为不透水碾压土坝，筑坝材料为当地粘土，上游边坡1:2，下游边坡1:2.5，坝高7.5m，坝顶宽4.0m，坝体工程量0.36万m3。

6.2.2尾矿堆积坝

尾矿堆坝坡度为1:3，当总坝高为40m时，有库容106万m3，服务年限为10.22年。堆坝每升高10m，设一宽度为2～3m的平台。

6.2.3尾矿堆积坝排渗措施

尾矿坝总高40m，使用年限10.22年，上升速度为3.91m/a＜6.0m/a，故在使用过程中无需添加排渗设施。

6.3尾矿库排洪设施 6.3.1汇雨面积

尾矿库汇雨面积0.21Km2，库内采用排水斜槽－结合井－排水管排洪系统。

6.3.2尾矿库等级

尾矿库库容106万m3，堆坝高30m，总坝高40m，根据《选矿厂尾矿设施设计规范》规定，此库为三级库。洪水重现期，初期按50年一遇计算，后期按200年一遇校核。

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6.3.3排洪构筑物

6.3.3.1 截洪沟

由于库区汇雨面积较小，且库区形状不规则，修筑周边截洪沟费用较高，本次可研不考虑修筑截洪沟，库区全部雨水进入库内排洪系统排放。

6.3.3.2 库内排洪设施

库内采用排水斜槽－结合井－排水管方案。排水斜槽为C20钢筋砼结构，净过水断面b×h=1.2×1.5m，总长度约80m；结合井C30钢筋砼框架式井，直径D内＝3.0m，δ＝0.5m，数量2座；排水管（上段）为C20钢筋砼排水管，内径D内＝1.2m，δ＝0.20m，总长L＝50m；排水管（下段）为C20钢筋砼排水管，内径D内＝2.0m，δ＝0.30m，总长L＝80m。

6.4尾矿输送

6.4.1尾矿输送系统总体布置

尾矿矿浆从锌扫选2浮选机经尾矿自流沟自流至标高1194m的10m3矿浆池中，采用坝顶分散放矿进入尾矿库堆存。

6.4.2尾矿自流沟

尾矿自流沟采用M5Mu30浆砌石砌筑内砂浆抹面，净断面尺寸为0.5×0.6m，长度约200m。

6.4.3坝顶放矿管

矿浆池至坝顶放矿主管采用DN150焊接钢管，坝上分散放矿支管采用DN80焊接钢管。

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6.4.4矿浆池

在自流沟和放矿主管连接处设置一座10m3矿浆池，材料为M7.5Mu30浆砌石，尺寸为L×B×H=3×3×1.5m。

6.5结论

该尾矿库地理环境较为理想，有效库容为106万m3，服务年限为10.22年，完全可以满足选矿厂的服务年限的需要。考虑到矿山储量有可能大幅度增加以及选矿厂的生产和尾矿产生是一个长远的动态过程，根据以后生产的实际需要，在现尾矿库库址下方菁沟口可以再建设一个库容约200万m3的后备尾矿库。完全可以满足选矿厂的需要。

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