设计说明书 新版

中南大学

本科生毕业论文(设计)

题目:黄沙坪铅锌矿6000吨/日选矿厂设计

学生姓名:马晓振

指导教师:刘三军

学院:资源加工与生物工程学院

专业班级:矿物0902班

完成时间:2013年6月

摘要

按照毕业设计任务书的要求,进行湖南省郴州市黄沙坪铅锌矿6000吨/日选矿厂初步设计,产品为铅精矿和锌精矿。在收集相关设计资料的基础上,确定各车间的工作制度,对设计工艺流程进行选择和论证,确定设计的工艺流程,即:破碎采用三段一闭路流程,磨矿采用一段闭路流程,浮选采用优先浮工艺,精矿采用两段脱水流程。对设计工艺流程进行工艺指标计算,包括破碎、筛分、磨矿、浮选(包括矿浆流程)和脱水流程。对破碎、筛分、磨矿、分级、浮选及脱水设备进行选择计算和方案比较,确定工艺所需的工艺设备。进行厂房总体布置和厂房内设备配置:粗碎车间、中细碎车间、筛分车间分厂房平行等高线配置;磨矿浮选厂房阶梯式配置,其中磨矿采用纵向配置,浮选机采用横向配置;浓缩机配置在露天,过滤机与精矿仓配置在厂房内。

关键词:选矿厂设计;铅锌矿;优先浮;黄沙坪

Abstract

According to design requirements of the instruction for the graduate, the preliminary design of Huangshaping Pb -Zn Mine(Chenzhou,Hunan)concentrator with a capacity of 6000t/d, the products are lead concentrate and zinc concentrate. On the basis of the collection of data related to the design, the work institutions of each workshop were determined, and the technological process was also chosen and reasoned. The process of crushing is three sections with a closed-circuit, the grinding process is one section with closed circuit, the flotation process is selective flotation, and a process with two sections dehydration process was adopted .Technological parameters of crushing, screening, grinding ,flotation(include the circuit of pulp)and dehydration were computed. And the technological parameters of equipments were computed and the schemes of equipments were compared and the optimal equipments were determined. A plant within the overall layout and plant equipment configurations: the workshops of rough crushing, middle and fine crushing and screening were contour parallel configuration;arrangement with parallel contour line of coarse crushing workshop、middle and fine crushing and screening workshops were used. The workshops of grinding and flotation were ladder-type configuration, and the mills vertical configuration, the flotation of a horizontal configuration.;The concentrate machines were collocated separated from the dehydration workshop and concentrate bins which were allotted inside.

Keywords: concentrator design; lead and zinc ores; selective flotation;

HuangShaPing

第一章 绪论

按照设计任务书的要求,毕业设计题目是:黄沙坪铅锌矿6000吨/日选矿厂设计,属于工程设计。设计的选厂位于湖南省郴州黄沙坪铅锌矿选矿厂,处理量为6000吨/日,选别方法为先铅后锌的优先浮选,选矿产品为铅精矿和锌精矿。

1.1 建厂地区概况

黄沙坪铅锌矿在湖南省桂阳县西南9公里处,行政区划属桂阳县黄沙坪镇。地理坐标为东经

,北纬'''313925 。矿区东北到桂阳县城9公里,到郴

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州市45公里,矿区以西到嘉禾县城37公里,到兰山县78公里,到香花岭锡矿40公里。与郴嘉、郴兰、郴香公路相通。到郴州市后有京广铁路相通,向北290公里至株州冶炼厂,交通比较方便。

矿区地势平坦、开阔,属于丘陵地带。山脉走向近于北东,地形属构造剥蚀地带,山列间形成大沟谷,山峰高度大都在海拔300m 左右。矿区主峰宝岭,海拔标高505.83m 。山坡一般平缓,地势南高于北。水系沿山谷而入溪间,向北东汇入菱河(春水),注入湘江。

矿区气候近南温地带,春夏多雨,秋冬干燥。据桂阳县气象站建国以来所掌握的气象资料知:

历年日照平均1757.9小时,最高2263.7小时,最低1459.7小时;历年太阳辐射度平均114.9千卡/厘米,最多132.3千卡/厘米,最少104.9千卡/厘米。

历年平均气温17.3oC ,最高平均18.1oC ,最低平均16.8oC ;历年日平均温度>34oC10天,最多日平均温度>30oC 29天。每年七、八月份最热,一般在37o

C -38oC 之间,最高气温41oC ,一、二月份最冷,一般在5oC -6oC ,历史上最冷为-9oC ,每年在0oC 以下约20天。

历年雨水总蒸发量平均2013mm ,蒸发势,水田为1277.64mm ,植被为943.67mm 。

历年总云量75%,最高总云量80%,最低总云量69%。

历年平均湿度1.68%,历年平均相对湿度79%,最高相对湿度83%,最小相对湿度9%,历年平均绝对湿度17.5毫巴,最大绝对湿度34.3毫巴(1967年),最小绝对湿度1.6毫巴(1963年)。

历年平均雨日180天,最多雨日224天,最少雨日142天;连续最多降雨日20天,连续无雨日33天。历年平均暴雨日3天,最多暴雨日7天。历年平均雨季天数80天/年。历年平均降雨量1437.3mm ,最多年份降雨量1992.7mm ,最少年份降雨量1075.7mm ,一日最大降雨量179.7mm 。

历年平均降雪量6.1天,最多降雪16天;历年平均积雪5.9天,最多积雪17天,最大积雪深度22cm 。历年平均冰冻天数9天,最长冰冻天数32天,连续冰冻天数14天。冰雹次数平均4年出现一次,每年霜日14天左右,阴雾天45天左右。

矿区以南风、北风为最多。最多风向北东24%,风速一般在0.7-2.9m/s ,历年平均风速2.7m/s 。最大年份2.9m/s ,最小年份2.4m/s 。历年平均大风(6级以

上7m/s)日数7.6天,8级以上大风,历年平均为6天左右,最多大风日数16天,最大风数(10分钟平均值)20m/s。

矿区至今未发现自然地震源。

矿区水文,地表水不发育,仅有东、西两条溪流,西溪距工业矿体450m以上,东西距南部铁矿较近。1957年测定最大流量达4455公升/秒。

矿区农民以种稻谷为主,薯类、小麦、大豆等杂粮次之。

1.2 选厂厂址基本特点

1.2.1 厂址选择

黄沙坪铅锌矿属有色金属矿山,选厂原矿运输量大,精矿运输量小,故因地制宜,就矿建厂,厂址选择在周台下村后面山坡上,有如下优点:(1)选厂不在矿体上,塌落界限和爆破危险区内;

(2)工程地质较好;

(3)场址大,总面积布置条件好;

(4)距尾矿库近,生产前期的尾矿可以自流;

(5)充分利用山地、荒地,占田少,不妨碍农田水利建设;

(6)供水管路较短;

(7)厂址位于生活区下风向,离生活区近,既有利于生产又方便生活;

(8)有公路同郴嘉公路相通,交通条件好。

选矿厂距出矿窿口2.6公里,厂址最高点为海拔335m,最低点为300m,选厂安全条件非常好。

1.2.2 供电和供水

电源来自鲤鱼江火力发电厂,以3.5万伏线路送至黄沙坪变电站,该站安有5600KW变电器一台,直接向选厂送电,另外,矿内有2台1560KW柴油机发电机,准备筹建火力发电厂,作补充或备用电源。

水源取自选厂以东3.3公里的官溪河,采用Φ300mm管道两段扬送至选厂;由于选矿厂每日处理矿石1800吨/日,耗水量比较大,又从距选厂20.18公里的春菱江引水,用Φ800mm管道经三段加压送往选矿厂。由于矿区地表水不发育,现有水源不能满足生产要求,故利用了回水,主要是浓密机溢流水和尾矿库澄清水,用固定水泵站加压返回,这样既保护了环境,又节约了工业用水。

1.2.3 尾矿输送与处理

尾矿池位于东北向的山谷,三面环山,自然条件好,占地少(共约17亩)基本坝工程最小,尾矿容积大,累积容积为2814600m3,有效容积为2000000m3,生产前期尾砂直接用200mm管道架空自流输出,管道起端坡度在5%以上,后经架空道(坡度不大),并加适量高压水冲流后输入尾矿库,管路全长941m,粒度过小的尾砂经矿泵扬送入尾砂池,输送管道长900-1200m;后期尾矿需砂泵扬送,扬程47m,电机配备55KW,尾矿水所需澄清距离为108m,实际达到128m,澄清水从溢流井通过溢流洪道流出,通过砂泵返回利用。

1.2.4 原矿和精矿产品运输

原矿经主平窿(标高346m)运至选厂,盲坚井至选厂粗矿仓运距为3.15公里,矿石运输用2K-10型架线式电机车与1.2m3固定式矿车一次牵引20辆,线路坡度9‰,轨距600mm,电机车三台,其中备用一台。

精矿用汽车运往郴州,再经火车运往株洲冶炼厂、河南济源冶炼厂(部分用汽车运往水口山冶炼厂)。

1.3 采矿基本情况

设计院推荐的采矿方法:

空场法和崩落法占12.3%,主要应用在倾角小于30°矿体的回采及顶底柱回采;浅孔留矿法占 5.4%,主要应用于急倾斜和矿体产状稳定的矿体的矿体回采上;其他主要用干式充填法采矿。因为黄沙坪原矿品位高,矿体形状复杂的三、四类型的矿床,在矿石围岩中等稳固到不太稳固的条件下,采用干式充填法是比较适宜的,其优点如下:

(1)矿石回采率高,平均在95%以上;

(2)适用于薄厚不均、分支复合、中间夹废石的矿体,除损失率较低外,贫化率也较低;

(3)木材消耗量小;

(4)采空区已充填,可以防止以后岩石移动,避免资源损失;

(5)安全通风条件好;

(6)可在几个中段同时作业,适用条件较宽。

当然,该法也有缺点,比如工艺复杂、循环时间长、生产能力低、充填工作复杂、成本比较高,每采一吨矿石约8-9元。

1.4 选矿设计指标和产品

选矿产品根据设计任务书、矿石性质、现场生产及产品销售等情况,定为铅精矿和锌精矿。精矿设计指标根据矿石性质、国家标准(《选矿设计手册》P30表4.2-2(铅精矿质量标准)、P31表4.2-3(锌精矿质量标准))、用户要求等确定。其选矿产品设计指标如表1.1所示。

铅精矿主要送至株洲冶炼厂,少量送往水口山,河南济源等冶炼厂。锌精矿售给株洲冶炼厂。

表 1.1 选矿产品设计指标

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1.5 其它情况

矿区总面积4.5平方公里,平面布置有采掘、选矿工业场地、炸药库、机械汽车修理场地及工人村等。采矿工业场地设在宝岭、观音打座山脉;炸药设在距平窿1350m的高地冲山谷中(工人五村);机械、汽车修理场地分布设在周台下村前面的公路两旁。工人村分一、二、三、四、五村,分别距生产地为1公里左右。

第二章设计流程论述

2.1 矿床性质

黄沙坪铅锌矿属中深条件下的高温热液矿床。矿床工业类型属碳酸盐岩石中的裂隙,充填和交代矿床。矿体多产在火成岩和石灰岩、接触带附近或破碎带中,在火成岩、灰岩和砂页岩中均有存在,但主要富集在灰岩中,矿石结构以致密块状为主,其次为浸染状、角砾状、细脉状和条带状等,有95%以上矿石为原生矿。

全矿区结构裂隙发育,主矿体一般为不断层所控,围岩蚀变现象繁多,其中与选矿关系最大的是高岭土化和碳酸盐化两种,由于酸性矿化水,特别是硫酸水作用,使围岩泥化现象迅速成长。因此,在矿区的裂隙发育地区形成一部分对浮选不利的原生矿泥。其次在破碎的角砾岩地带,碳质富集现象较严重,且这一带是主要矿体富集地区,开采过程中,原矿难免不混入碳质岩石,这些对选矿操作带来了困难。矿石贮量:B+C1贮量428万吨,C2贮量430万吨。

2.2 原矿基本性质

2.2.1 岩矿鉴定

矿石中的金属组成,按其含量依次为:黄铁矿、铁闪锌矿、方铅矿、纤维锌矿、黄铜矿、白铁矿、斜方砷铁矿、毒砂、磁黄铁矿、白铅矿、铅矾、孔雀石、锡石和黝锡矿等。此外,尚伴有少量的辉铋、辉钼、辉银、镉、金及稀有元素镓、铟、锗、铊、硒、碲等,其中有回收价值的主要有用矿物为方铅矿、铁闪锌矿、黄铁矿、黄铜矿和锡石等。

脉石依次为石英、方解石、萤石、绢云母和绿泥石等,其中主要为石英、方解石。脉石矿与金属矿物总量各占50%。

主要有用矿物的嵌布特性与共生关系如下:

方铅矿:

多呈不规则粒状集合体,充填在黄铁矿、闪锌矿的裂隙或间隙中,同时交代溶蚀黄铁矿和铁闪锌矿,粒径0.043mm以上者占91%。

铁闪锌矿:

多呈不规则粒状集合体,嵌布于黄铁矿的裂隙或间隙中,常常溶蚀交代黄铁矿,大部分铁闪锌矿中嵌有乳浊状黄铜矿和磁黄铁矿,粒径0.043mm以上者占86.3%,镜下挑选纯度95%左右的铁闪锌矿,其中锌46.01%、铁14.37%、锡0.025%。其次,除铁闪锌矿外,尚有少量普通闪锌矿和极少量的纤维锌矿。

黄铜矿:

一般呈不规则粒状嵌布于黄铁矿间隙中,溶蚀和交代黄铁矿,并有部分黄铜矿呈乳浊状嵌布于铁闪锌矿中,粒径在0.043mm以上者占54.5%。

黄铁矿:

一般呈粒状集合体,其粒径在0.043mm以上者占80.7%,黄铁矿生成较早,其颗粒或间隙之间,常为较晚的铁闪锌矿、方铅矿、黄铜矿所充填和溶蚀交代,因而形成有用矿物紧密共生,构成致密状矿石。

锡石:

多呈半自形晶体,部分呈他形晶状产生,其粒度一般在0.02-0.03mm之间,部分较大的在0.09-0.12mm之间,小的也有0.002mm左右,他形晶状的颗粒一般都较小;在0.01-0.02mm之间,显微镜的所见锡石多为板状,其长度一般在0.15-0.02mm之间,个别长的在0.3-0.4mm之间,短的也有0.03mm左右,嵌布情况与黄铁矿、铁闪锌矿较密切,并有部分小于0.01mm锡石分散在石类晶体中。

斜方铅矿:

呈他形半自形晶粒产出,常嵌布于黄铁矿间隙或脉石中,被铁闪锌矿、方铅矿交代溶蚀形成残余状或骸晶状结构,粒度一般在0.05-0.08mm之间,个别大者达3mm以上。

毒砂:

量少,一般呈自形晶粒状,被晚期铁闪锌矿交代溶蚀成交代残余结构和骸晶结构,粒度一般在0.05-0.08mm之间。

萤石:

多呈细脉(脉宽一般为0.01-0.03mm)状充填在石英的间隙和其他矿物间隙中与金属矿物的关系密切。

关于砷氟矿物主要是斜方砷铁矿、毒砂和萤石。根据上述的矿物组成和主要有用矿物的嵌布特性,矿石中细粒不均匀嵌布的多金属硫化矿,有用矿物之间共生密切,尤以铜的嵌布粒度较细,并有一部分呈乳浊状微粒与锌密切共生。

2.2.2 原矿化学分析和物相分析

原矿化学分析见表2.1,1965年湖南冶金研究所试验所得;原矿物相分析见表2.2。

表 2.1 原矿化学分析

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表 2.2 原矿物相分析

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2.2.3 原矿基本物理性质

矿石真密度3.45t/m3,堆密度2.16 t/m3,硬度f=4-6,围岩f=4-12,含水3%,含泥量小,堆积角ρ=38°,陷落角ρ=48°,最大块度为600mm。随着矿石的开采,原矿品位也在变化,变化趋势见表2.3。

表 2.3 近几年原矿品位(%)

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由上表可知,随着矿层下采,Pb 的品位不断降低,而Zn 、S 品位不断升高,这对选矿工艺来说是非常有利。 2.3 流程论述 2.3.1 破碎流程论述

(1)碎段数的确定

已知原矿最大粒度为600mm 。根据多碎少磨的原则(破碎机能耗比磨机能耗低)以及当前破碎机性能(破碎产物粒度一般大于8mm )、矿石性质等,破碎最终产物粒度定为12mm 。

则总破碎比5012

600

==S 假如选一段破碎流程,则S=50,根据《矿物加工工程设计》P 31的表4-3(各种破碎机在不同工作条件下的破碎比范围表),这是不合理的。假如选用二段破碎,则平均破碎比07.75022===S Sa ,则有一段的破碎比小于7,而另一段的破碎比大于7,破碎比太大了,这也不合理。假如选用三段破碎流程,则平均破碎比69.35033===S Sa 。Sa=3.69可以保证每一段的破碎比满足《矿物加工工程设计》P 31的表4-3(各种破碎机在不同工作条件下的破碎比范围表)的要求,因此,应选三段破碎流程。

(2)预先筛分的必要性

生产实践证明:大多数情况下,原矿中均含有一定数量的细粒物料,从《矿物加工工程设计》P 31图4-3(原矿粒度特性曲线)可以查出原矿中-85mm 粒级含量为39%,但是,粗碎选用旋回破碎机,处理能力大,而且厂房高度限制,因此,在粗碎前可以不必设置预先筛分。粗碎产物中-20mm 粒级的物料约为26%,表明其细粒级含量较多,因此,应考虑在中碎前设预先筛分,可用单层筛作预先筛分,这样可以减少进入破碎机的矿量,提高破碎机的处理原矿量。 (3)检查筛分的必要性

各种类型破碎机不管是开路破碎还是闭路破碎,其排矿产物中都含有小于排矿口宽度的产物和大于排矿口宽度的产物,如《矿物加工工程设计》P 34表4-4(破碎机排矿产物中过大颗粒含量β与最大相对粒度Z max 表)所示。当属中等可碎性矿石时,旋回破碎排矿产物中过大颗粒含量为20%,颚式破碎机排矿产物中过大颗粒含量为25%,标准圆锥破碎机排矿产物中过大颗粒含量为35%,短头圆锥破碎机排矿产物中过大颗粒含量为60%。检查筛分可以控制破碎最终产物粒度和充分发挥细碎机的生产能力,可以确保破碎产物粒度的均衡。因此,检查筛分是必要的。 (4)洗矿的必要性

原矿含水3%,含泥量小,因此不用洗矿。

综上可得,破碎应选用三段一闭路破碎流程,其流程图如图2.1所示:

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图 2.1 破碎流程图

2.3.2 磨矿流程论述

(1)磨矿段数的确定

磨矿细度是根据有用矿物的嵌布粒度特性及选别要求的粒度范围确定的。方铅矿、铁闪锌矿的嵌布粒度一般为0.2-0.1mm。根据方铅矿(+0.043mm 占91%)和铁闪锌矿(+0.043mm占86.3%)的嵌布特性和黄沙坪现场生产实践以及技术经济比较,确定设计的磨矿细度为78%-0.074mm(相当

0.18mm)。格子型球磨机一段磨矿产品粒度上限为0.2-0.3mm,而要求的磨

矿产品粒度上限为0.18mm,因此从技术经济考虑,应采用一段磨矿。(2)检查分级的必要性

检查分级能保证合格的磨矿细度,同时将粗粒返回磨矿机,形成合适的返砂量(即循环负荷),从而提高磨矿效率、减少矿石的过粉碎。因此,在磨矿流程中采用检查分级是非常必要而有利的。

综上可得,磨矿流程应采用一段闭路磨矿流程,如下图2.2所示:

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图 2.2 磨矿流程图

2.3.3 选别流程论述

选别流程是选矿厂的关键工艺过程。它选择是否正确关系到选矿厂能否选出合格精矿和能否给选矿厂带来最大的经济效益。因此,在设计之前,必须进行选矿试验以确定最合理的选别流程。

黄沙坪铅锌矿于1958年建矿,选矿厂于1963年由长沙冶金设计研究院设计,1967年投产。从投产到现在选矿工艺流程共经过了六次变革:

(1)两段磨矿全浮流程(1966.10-12);

(2)一段磨矿部分混浮流程(1967.1-1968.12);

(3)一段磨矿全浮流程(1969.1-1971.3);

(4)一段磨矿等可浮流程(1971.4-1998.12);

(5)一段磨矿等可浮尾矿锌优选流程(1999.1-2000.9);

(6)全优先浮选流程(2000.10-现在)。

各种选矿流程特点对比如下:

(1)两段磨矿全浮(1966.10-12)

1) 生产指标

a:设计指标

表 2.4 两段磨矿全浮设计指标

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b:试验指标

本流程的采用是根据1965年湖南冶金研究所利用此流程的实验结果较为理想的缘故。小型闭路实验结果见表2.5。

表 2.5 两段磨矿全浮试验指标

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c:由于选厂初期所选矿石集中在273m中段以上,接近地表,氧化度高,上述流程生产18个班指标为:

铅精矿含Pb48% 含Zn8.6% εPb84.75%

锌精矿含Pb0.88% 含Zn44.92% εZn83.56%

此指标低于设计指标。加上两段磨矿给操作带来困难(药剂添加),且药剂消耗也多,故改为部分混合浮选流程。

2) 评价

优点:a.在全浮混选过程中,铅锌两种矿物不受抑制剂影响,有充分上浮机会;

b.浮选机使用容积比等可浮少48.3m3。

缺点:a.铅锌分离过程中,抑制剂消耗量较多,其用量随全浮阶段的药剂,尤其是硫酸铜用量增多而随之增高;

b.铅锌分离过程极难稳定,既易造成铅精矿质量低,同时降低铅的

作业效果。应该说明的,此流程在现场生产时间较短,实践经验缺乏,难正确评价。

(2)一段磨矿部分混浮流程(1967.1-1968.12)

1) 生产指标

表 2.6 一段磨矿部分混浮生产指标

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优点:a.铅锌回收率较高,生产指标平均铅回收率89.40%,锌回收率

91.57%;

b.使用浮选机容积比等可浮少27.7m3;

c.选矿药剂费用,比一段磨矿全浮低3.64元/吨。

缺点:a.铅锌混选过程中的精矿质量控制要求较严,它可左右铅分离过程中的铅、

锌精矿质量,致使两年时间的锌精矿质量平均低至41.46%;

c.铅锌分离的抑制剂用量高于等可浮300克/吨。

(3)一段磨矿全浮流程(1969.1-1971.3)

1) 生产指标

表 2.7 一段磨矿全浮流程生产指标

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2) 评价

它的优缺点与两段磨矿全浮基本相同,但流程较为简单,无须再磨,生产指标优于两段磨矿全浮。不过它的选矿油药消耗,尤其是氧化物消耗远远超过其它三种工艺流程。

(4)一段磨矿等可浮流程(1971.4-1998.12)

1) 生产指标

a、1971.4—1974.12

表 2.8 一段磨矿等可浮流程生产指标(1971.4—1974.12)

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表 2.9 一段磨矿等可浮流程生产指标(1975.1—1995.12)

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表 2.10 一段磨矿等可浮流程生产指标(1996.1—1996.12)

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d、1997.1—1998.12

表 2.11 一段磨矿等可浮流程生产指标(1997.1—1998.12)

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2) 评价

优点:a、实现无氰浮选,减少环境污染;

b、使用乙硫氮作为捕收剂,改善了捕收剂的选择性,提高了铅精矿质量;

c、用石灰代替碳酸钠,降低成本;

d、增加铅精选次数,提高了铅精矿质量;

e、药剂成本低于前三种流程;

f、将铅精选浮选机6A改为5A,加强二次富集,提高铅精矿质量。

缺点:a、浮选机容积高于前三种流程;

b、铅的损失存在于铅混选尾矿和铅分离尾矿等两道缺口,操作较难控制。

(5)一段磨矿等可浮尾矿锌优选流程(1999.1-2000.9)

1) 生产指标

表 2.12 一段磨矿等可浮尾矿锌优选生产指标

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2) 评价

优点:a、铅保留等可浮优点;

b、装机容量减少180KW;

c、锌精矿质量提高1%;

缺点:需大量抑制剂及活化剂。

(6)全优先浮选(2000.10-现在)

1) 生产指标

表 2.13 全优浮选流程生产指标

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2) 评价

优点:a、大量减少了装机容量;b、简化了操作;c、流程简单;

d、药剂用量适当减少。

缺点:需大量抑制剂。

综上可得:等可浮暴露了其固有的浮选时间长、占用浮选机多的缺陷,况且中深部主要采场显示:黄沙坪铅锌矿深部矿体含硫量高,50%以上的采场为弱酸性矿石,等可浮不适宜该矿石选别。经过一系列的条件试验,结果显示黄沙坪铅锌矿选择全部优先浮选是完全可行的,铅、锌指标稳定。解决了因受矿石性质的自身限制及工艺流程的客观影响,在浮选作业前添加pH调整剂及抑制剂,使得铅快速浮选,达到铅锌的有效分离。优先浮选的装机容量相对减小,更节能,备品备件减少;铅精矿、锌精矿的质量和回收率均有所提高,铅精矿中银的回收率也有所提高。

全优先浮选的优点有:

a、解决了因受矿石性质的自身限制及工艺流程的客观影响;

b、适合于黄沙坪铅锌矿矿石变化带来的影响;

c、适应现有磨矿细度;

d、减少了石灰用量,降低了pH值;

e、大量减少了装机容量;

f、简化了操作;

g、流程简单;

h、铅锌主产品的质量和回收率全面优于同期等可浮流程指标

经过以上的分析,全优先浮选流程具有许多优点,是较合理工艺流程之一。结合设计任务书的要求和规定,在本设计中采用了全优先浮选流程,见图2.3。(7)产品方案的确定

产品方案是指研究和确定选矿厂生产的精矿种类、精矿规格、精矿质量等问题。它是设计工作中的一项重要内容,是研究和确定选别流程、生产措施和装备水平的重要环节,也是一项技术经济很强的工作。根据市场预测、综合经济分析及资源的综合利用,确定产品方案为铅精矿、锌精矿。

2.3.4 脱水流程论述

当要求浮选精矿含水量为10%-12%时,采用浓缩和过滤两段脱水流程就能达到要求,根据黄沙坪铅锌矿的矿石性质,用户对产品的要求及国家对产品含水量的有关规定,本设计确定各精矿产品含水量为:铅精矿10%,锌精矿10%。所以,

表6.8-13的进入浓缩机的浓度脱水选用两段脱水流程。由《选矿设计手册》P

106

范围为15~35%,而铅精矿(37.18%)和锌精矿(37.74%)泡沫浓度均高于此范围,因而精矿进入浓缩机前还需加水稀释。为充分利用水资源,保护环境,选矿厂应尽量利用回水,循环使用,因此考虑把第二段脱出来的水作为精矿稀释用水,此时铅精矿浓度为30.84%,锌精矿浓度为31.20%,均满足浓缩机给矿要求。这样不仅减少新水用量,同时还减少了废水的处理量。脱水流程如图2.4所示。

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锌精矿

图 2.3 浮选流程图

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溢流水

精矿

图 2.4 脱水流程图

2.3.5 设计的工艺流程

综合上述流程的选择、论证及黄沙坪铅锌矿的实际生产情况,设计的选矿厂采用了以下的工艺流程:破碎采用三段一闭路流程,原矿最大粒度为600mm,最终破碎粒度为12mm;磨矿采用一段闭路流程,磨矿细度为72%-0.074mm;浮选采用以铅为主的等可浮浮选工艺,原矿中铅品位为3.5%、锌品位为7.5%,铅精矿品位为70%、回收率为90%,锌精矿品位为45%、回收率为91%;精矿采用先浓缩后过滤的两段脱水,铅精矿、锌精矿含水均为10%。总的工艺流程图如图2.5

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锌精矿

图2.5 总的工艺流程图

第三章车间工作制度和生产能力

3.1 车间工作制度

车间工作制度是指各车间的标志性生产设备运转时间安排。各车间的工作制度是根据各车间设备年作业率确定的。所谓设备年作业率是指各车间设备全年实际运转小时数与全年日历小时数(即h

360 )之比。

24

表 3.1 主要设备作业率和作业时间

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破碎车间的工作制度与采矿工作制度一致,为不连续工作,根据采矿工作制度制订破碎车间的工作制度为:全年工作330天,每天三班,每班6个小时。

磨矿车间、选别车间是选矿厂的主体车间,通称为主厂房。其工作制度采用连续工作制度,即全年工作330天,一天工作三班,每班8小时。

精矿脱水车间,一般和主厂房一致,其工作制度为全年工作330天,一天工作三班,每班8小时。

3.2 车间生产能力

选矿厂的日生产能力,是指进入磨矿选别车间(即主厂房)的合格矿石的日处理能力。主厂房的日生产能力由设计任务书给出为6000吨;因为破碎车间没有手选、洗矿(脱泥)作业,所以破碎车间的日生产能力与主厂房的日生产能力相同,均为6000吨;精矿车间的日生产能力为主厂房日生产能力乘以精矿产率,即铅为6000吨×4.89%=293.40吨,锌为6000吨×14.16%=849.60吨。

各车间的工作制度和生产能力可用下表3.2所示:

表 3.2 车间工作制度和生产能力

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第四章 工艺流程计算

4.1 破碎流程计算

设计条件:选厂规模为6000t/d ,原矿最大粒度为600mm ,破碎最终产物粒度为12mm 。矿石堆密度为2.16t/m 3,硬度f=4-6,中等可碎性矿石,破碎车间工作制度为每天三班,每班6.0小时。

(1) 计算破碎车间小时处理量。

h /33.3333

0.66000t Q =×=

(2) 计算总破碎比。

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5012

600==S

(3) 计算各段破碎比。

拟定采用三段一闭路路破碎流程。

平均破碎比68.35033===S Sa , 取5.31=S ,

08.42

13==S S S

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S 。 (4) 破碎产物的最大粒度。

mm S D d 1715

.3600

12=== 图 4.1 破碎流程

mm S d d 98.485.3171225===

mm S d d 1208.498.483510===

(5) 各段破碎机排矿口宽度。

破碎机排矿口宽度与破碎机型式有关,即与最大粒度有关。初定粗碎用旋回破碎机,中碎用标准型圆锥破碎机,细碎用短头型圆锥破碎机,则各段破碎机排矿口宽度分别为:

mm d e 9.11745.117145.122===,取120mm mm d e 8.259

.198

.489.15

5==

=

,取27mm

10e 的筛分工作制度采用等值筛分工作制度,则

mm d e 6.9128.08.01010=×=×=

(6) 选择各段筛子筛孔尺寸和筛分效率。

中筛:筛孔尺寸在515≤≤d a e 选取。

即在9.84≤≤271a 之间,取mm a 401=,,1E =80%

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