3788td的黄沙坪铅锌选矿厂设计含外文翻译(编辑修改稿)

3788td的黄沙坪铅锌选矿厂设计含外文翻译(编辑修改稿)内容摘要：

郴州，再经火车运往株洲冶炼厂（部分用汽车运往水口山冶炼厂 ）和化工厂。 （ 5） 其它情况 矿区总面积 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 1350 米的高地冲山谷中（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。 矿床和原矿性质 黄沙坪铅锌矿属终身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，使用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。 内 蒙古 科技大学 毕业设计 说明书 8 矿物组成及有价成分 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、贿银、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则为方铅矿、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%。 2) 主要有用矿物的嵌布特性与共生关系 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 毫米以上者占 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 毫米以上者占 %，镜下挑选纯度 95 左右的铁闪锌矿，其中锌 %、铁%、锡 %。 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状嵌布于铁闪锌矿中，粒径在 毫米以上者占 %。 黄铁矿：一般呈粒状集合体，其粒径在 毫米以上者占 %，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 毫米之间，部分较大的再 毫米之间，小的也有 毫米左右，他形精装的颗粒一般都较小；在 毫米之间，显微镜 的所见锡石多为板状，其长度一般在 毫米之间，个别长的为 毫米之间，短的也有 毫米左右，嵌布情况与黄铁矿、铁闪锌矿较密切，并有部分小于 毫米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 毫米之间，个别大者达 3 毫米以上。 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 毫米之间。 萤石：多呈细脉（脉宽 一般为 毫米）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。 内 蒙古 科技大学 毕业设计 说明书 9 关于砷氟（硫精矿的有害杂质 )矿物主要是斜方砷铁矿（ FeAs2)毒砂 （ FeAs3)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 石书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。 3. 原矿化学分析和物相分析 原矿化学分析见表 11,原矿五项分析见表 12： 表 11 原矿化学分析 元素成份 Cu Rb Zn S Fe Mn SiO2 CaO MgO 含量（ %） 0.21 3.89 6.50 1 1 2.30 2 9 (Mg) 元素成份 Al2O3 F As Sb Sn Bi Mo Ag(g/T) Ti 含量（ %） 4.65 0.54 0.96 0.025 0.13 0.025 0.005 99 6 表 12 原矿物相分析 分析元素 铅 锌 铜 氧 化铅 钒 白铅钒 硫化铅 共计 氧化铅 硫化铅 共计 原生硫化 次生硫化 共计 品位（ %） 0.59 / / 3.50 4.09 0.45 6.14 6.59 0.16 0.04 0.20 占有率（ %） 1 / / 8 （ 95.86） 100 6.22 9 100 80 20 100 原矿基本物理性质 矿石真密度 ，假密度 ，硬度 f=46,围岩 f=412,含水 3%，含泥量小，堆积角ρ =38176。 ，陷落角ρ =48176。 ，最大块度为 520mm。 内 蒙古 科技大学 毕业设计 说明书 10 采矿基本情况 设计院推荐的采矿方法： 空场法和崩落法占 %，主要应用在倾角小于 30176。 矿体的回采 及顶底柱回采； 浅孔留矿法占 %，主要应用于急倾斜和矿体产状稳定的矿体的矿体回采上； 其他主要用于干式充填法采矿，因为黄沙坪矿石品位高，矿体形状复杂的三、四类型的矿床，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适用于薄厚不匀，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 89元。 随着矿石的开采，原矿品位也在变化，变化趋势见表 13。 表 13 近几年原矿品位 时间 Pb Zn Cu .12 .12 .6 .1 上表可知，随着矿层下采， Pb的品位不断降低，而 Zn、 S品味不断升高，这对选矿工艺来说是非常有利的。 产品方案和销售 产品方案：产品方案为铅精矿、锌精矿、硫精矿，银主要富集到铅精内 蒙古 科技大学 毕业设计 说明书 11 矿中，送冶炼厂回收。 其中，铅精矿达到一级品；锌精矿为七级品；硫精矿为二级二类。 销售方案：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。 硫精矿销往郴州化工厂、株洲化工厂、武汉化工厂。 内 蒙古 科技大学 毕业设计 说明书 12 第 2 章 设计 流程选择与论证 破碎流程的论证及选择 破碎作业的主要任务是为磨矿作业准备经济合理的给矿粒度。 制定破碎流程的 主要 依据是原矿的最大块度与最终产品粒度，原矿和各段破碎产物的粒度特性，原矿的物理性质，含泥量等。 原矿最大块度：根据黄沙坪铅锌矿的实际情况 和所采用的采矿方法 ，本设计原矿最大块度 为 600mm。 最终产品粒度 ： 由于磨矿作业的电耗占选矿厂总电耗的 50～ 60%，而破碎作业仅占 10～ 15%，因此尽可能减小破碎最终产物粒度，经综合研究考察表明，球磨机 最适宜的给矿粒度范围为 10～ 20mm，由于该矿含水较少，所 以给矿粒度尽量小点，根据本选厂的设计规模，并参照其他矿山的实际情况，拟订以 18～0mm 为最终破碎产品粒度。 总破碎比： S=Dmax/d=600/15=40 由前面计算出的总破碎比 S=40，取平均破碎比 (如果假定用三段破碎 )Sa= 1/340 =，根据现场生产实际及参考类似选厂，为了达到所要求的最终破碎产品粒度，采用三段一闭路破碎流程较为合适。 本设计采用的三段一闭路破碎筛分流程如图 21所示。 内 蒙古 科技大学 毕业设计 说明书 13 磨矿流程的论证及选择 磨矿是实现有用矿物单体解离和 提供适宜入选粒度的重要手段，是选矿厂关键性作业，它直接影响选别效果，同时涉及基建投资及生产电耗。 磨矿流程 包括磨矿与分级。 分级作业又分为预先分级，检查分级与控制分级。 所以磨矿流程便是磨矿作业与分级作业的组合。 (1) 预先筛分的必要性 根据黄沙坪现场的原矿与粗碎产物粒度分析表可以看出原矿中细粒级含量较多，因此，在粗碎前应设置预先筛分，可用固定筛。 粗碎产物中 12mm 的产物的产率较高，表明其细粒级含量较多，因此，应考虑在中碎前设预先筛分，且用双层筛作预先筛分，把符合最终破碎产物粒度的矿石筛出来，这样可以减少进入破碎机的矿量，提高破碎机的处理量，也可避免矿石的过粉碎。 (2) 采用检查分级 检查分级的目的是为了保证溢流粒度合格，同时及时将粗粒返回磨矿机，形成合适的循环量，从而提高磨矿效率，减少矿石过粉碎现象。 在本设计中 采用检查分级 来 保证合格粒度产品。 不采用 控制分级 控制分级是为了获得更细的溢流细度或是配合在一段磨矿中实现阶段选别。 一段磨矿细度要求达到 70% 时才考虑采用。 本设计要求的溢流细度不大，也没有阶段选别的要求，故不设。 采用一段磨矿 磨矿段数主要由磨矿细度与给矿粒度，矿石性质 决 定，还跟 有用矿物的嵌布特性，泥化程度，磨矿的必要性以及选厂规模有关。 本次设计磨矿的给矿粒度为 15mm( 含量为 10%)，矿石属中硬矿石 ， 易解离，易泥化，无阶段选别。 考虑以上情况，采用一段磨矿比较 ， 合理。 磨矿流程采用磨矿与检查分级构成的一段 闭路 磨矿流程见图 22。 内 蒙古 科技大学 毕业设计 说明书 14 5返砂12粉矿磨矿图22 磨矿流程图+检查分级溢流43 选别流程的论证及选择 选别流程设计，是整个选矿厂设计的关键部分，设计的成功与否，关系到能否选出合格的精矿产品，能否给企业带来最大的经济效益。 黄沙坪铅锌选矿厂于 1966 年下半年进行试生产， 1967 年正式投入生产，三十 多 年来选矿工艺流程进行六次变革，即 1966 年下半年使用过短时间的两段磨全浮选， 1967 年到 1968 年为部分混合浮选， 1969 年到 1971 年一季度为一段磨矿全浮选， 1971年二季度到 1998 年采用一段磨矿等可浮， 1999 年元月到 2020 年 6月为一段磨矿部分优先浮选， 2020年 7 月至今为全 优先 浮选。 各种选矿工艺流程特点对比如下 : (1) 两段磨矿全浮选（ ～ ） 优点： 1) 铅锌硫三种有用矿物不受抑制剂影响，有充分上浮机会； 2) 浮 选机使用容积比等可浮少。 缺点： 1) 抑制剂用量较多，其用量随全浮选阶段的药剂，尤其是硫酸铜用量多而随之增高； 2) 铅锌分离过程极难稳定，极易造成铅锌精矿质量低，同时减低铅的作业效果。 (2) 一段磨矿铅锌混浮（ 1967～ ） 优点： 1) 铅回收率高，生产指标铅回收率 %，锌回收率 ； 内 蒙古 科技大学 毕业设计 说明书 15 2) 使用浮选机容积比等可浮少； 3) 选矿药剂费用比一段磨矿全浮低。 缺点 : 1) 铅锌浮选过程中的精矿质量控制要求较严，它可左右分离过程中的铅锌精矿质量； 2) 硫不容易上浮，主要是在铅锌混浮选中受石灰的抑制，选硫是极难活化，造成硫回收率仅 %； 3) 铅锌分离的抑制剂用量高于等可浮。 (3) 一段磨矿全浮选 一段磨矿全浮其优缺点与两段磨矿全浮选相同，仅浮选流程较为简单，无需再磨，而指标却优于两段磨矿全浮，不过它的选矿油药消耗，尤其是黄药、氰化物消耗较高。 (4) 等可浮流程 优点： 1) 保持了全浮选流程优点，有用矿物上浮不受抑制剂影响，有充分上浮机会，克服了全优浮因混选中 CuSO4的添加而使铅分离困难等缺点。 2) 铅锌分离抑制剂用量可大幅度下降，硫氮。