0123生产能力核定课件Word下载.docx
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经岩矿反复监定均未发现铋的单独矿物，由硫化矿单矿物化学分析：
方铅矿含Bi=1.5~1.8%，毒砂含Bi=0.06%，磁黄铁矿含Bi=0.05%，黄铁矿中含Bi=0.04%，闪锌矿中含Bi=0.03%，经推算知绝大部分铋存在于铅矿中呈类质同象混入物产出。
非金属矿物性质如下：
钙铁辉石：
暗绿色自形粒状，有的聚合为团块状，有的与石榴子石呈条廉状，更多的是与柘榴子石呈不规则粒状互相穿插共生。
辉石被所有的萤石、石英、长石交替剧烈的矽卡岩、辉石、石榴子石含量相对减少。
石榴子石：
呈褐红色粒状，结构与辉石相似并与之共生密切，晶体内常被小块粒状之石英、方解石、萤石交替。
萤石：
多呈块状、粒状或脉状出现，分布普遍与石英、长石及硫化矿共生密切，萤石交替长石、石英、但它又被磁黄铁矿等硫化矿交替，萤石交替白钨，包裹白钨的情况也甚为普遍。
正长石：
多呈块状、长条状产生，共生情况与萤石相似，晶面常为绢云母化、高岭土化，部份乃蚀变为白云母。
石英：
呈块状、粒状或小脉穿插，共生情况与萤石相似。
方解石：
多为不规则粒状，分布普遍，但与石英共生密切，并有呈小脉状穿插于岩裂隙。
3、原矿物理性质
矿石比重3.39t/m3，安息角37°
2，松散系数1.35，摩擦角30°
（其中大于100mm26°
，50~100mm29°
，－50mm30°
）。
围岩硬度：
大理岩f=11－12，花岗岩f=7－8，矽卡岩f=6－7。
网目
产率（%）
品位（%）
金属分布率（%）
Pb
Zn
Cu
WO3
+60
2.64
0.371
0.276
0.078
0.51
0.55
1.51
0.42
+80
3.61
0.479
0.323
0.08
0.084
0.91
0.88
2.08
0.60
+100
0.26
0.483
0.341
0.074
0.110
0.07
0.14
0.06
+120
8.94
0.516
0.392
0.069
2.41
2.62
4.45
+140
1.99
0.631
0.071
0.091
0.49
0.94
1.01
0.36
+160
7.59
0.474
0.791
0.083
0.123
1.88
4.48
4.66
1.86
+180
0.71
0.588
1.154
0.095
0.170
0.21
0.61
0.50
0.24
+200
1.29
0.572
1.190
0.103
0.169
0.39
1.15
0.93
0.44
+300
37.22
2.407
1.659
0.134
0.657
44.30
43.27
36.35
47.23
+400
19.70
2.731
1.813
0.175
0.641
26.60
25.03
25.17
24.38
16.08
2.880
0.198
0.739
22.23
20.40
23.21
22.91
合计
100
4、入选原矿粒度组成
5、原矿多元素分析
原矿物质组成
物质成分
Bi
Mo
As
Sn
S
品位%
0.56
4.42
3.88
0.146
0.18
0.001
0.05
0.005
11.88
P
Fe
Sv
Ma
Ca
CaF2
Bo
Sio2
Ag
0.0035
15.76
0.312
0.47
7.41
18.30
0.016
25.07
0.03
原矿光谱定性分析
品位
元素名称
>
1%
SiPbFeCaMgSZnK
0.1~1%
WCuMn
0.01~0.1%
ASBBeLi
<
0.01%
SnBaTiAgGa
原矿物相分析
名称
钨
铅
锌
铜
矿物名称
白钨矿
钨华
黑钨矿
硫化铅矿
氧化铅矿
硫化锌矿
氧化锌矿
硫化铜矿
氧化铜矿
0.485
0.04
0.035
4.15
0.34
3.80
0.044
0.168
0.012
含率%
86.61
7.14
6.25
93.89
6.11
97.94
2.06
93.33
6.67
6、矿石可选性分析
宝山矿区矿石，为原生矽卡岩型细粒嵌布的多金属矿。
主要回收对象方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、白钨矿等，均具良好的可浮性，其解离度亦较一致，即要150目左右，目的矿物基本解离。
用单一浮选的方法，完全可以有效的回收上述矿物。
由于硫化矿物的可浮性相近，往往造成硫化矿物各精矿中混杂率较高。
如Zn在铜、铅精矿中的损失率高达10%以上。
硫化铁矿物（主要为磁黄铁矿）是影响铜、铅、锌精矿质量的主要杂质。
闪锌矿含Fe高达12%，含Zn仅54%，这也导致锌精矿质量不可能进一步提高。
白钨矿与可浮性相近的非金属矿物（方解石、萤石、钙铁辉石等）的分离本是较复杂的问题，但多年生产实践证明，浮选在常温下进行仍可较好的获取含WO3>
65%的商品精矿，经常还可产出含WO370%~74%的高品位精矿（注：
宝山白钨矿纯矿物含WO376%）。
伴生有益元素，如Ag、Bi、Ca、Mo等，均能不同程度的富集在某些精矿产品中，有的元素含量达结价标准。
白钨矿性脆，易泥化。
因而，当满足硫化矿物的解离又要避免白钨矿的过粉碎，是磨矿工艺中应予研究的问题。
近年来，由于矿山向深部和边缘采掘，原矿品位日渐降低，矿石组成含量亦趋复杂，给选别工艺带来一些新的课题。
二、选厂加工工艺
1、选厂流程的演变
（1）碎矿流程的演变
宝山选厂碎矿工艺流程原来是三段一闭路流程，采用的设备是粗碎PEF400×
600mm的老虎口，中碎也采用PEF400×
600mm的老虎口，细碎采用φ600×
650mm的对辊机，闭路筛分采用1250×
2500mm振动筛，各破碎作业前均采用了预先筛分。
1968年大修时，为提高处理能力，更换了原设计中的中、细碎设备，采用φ900mm的标准、短头园锥碎矿机，为提高闭路筛分效率，闭路筛分增设1250×
2500mm振动筛一台。
1975年为解决大块矿石的二次爆破问题，在原粗碎前增设一台PEF600×
900mm老虎口，形成目前生产的碎矿流程，即四段一闭路流程。
1985年底在碎矿段增设了手选工艺。
（2）磨矿选别流程的演变
原设计的工艺流程是全浮硫化矿，所得硫化矿再磨，脱药进行硫化矿分离，全浮后的尾矿浮白钨，所得粗精矿采用“彼德罗夫法”加温浮选。
1968年底改革原设计的以氰化钠作抑制剂的浮铅抑铜的铜铅分离工艺，为用重铬酸钾（钠）为抑制剂的浮铜抑铅工艺。
1969年底改革硫化矿全浮工艺，采用硫化矿部分混合浮选流程。
1970年5月底改原加温浮选白钨的工艺，为用731氧化石腊皂为捕收剂的常温浮选白钨矿的工艺流程。
2、目前生产加工流程
宝山选厂现有生产工艺流程示意图如下：
出窿原矿
一段粗碎合格矿
手选磨矿
二段粗碎铜铅浮选
中细碎锌硫浮选
白钨浮选
工艺流程详图见附件1。
（1）目前生产加工流程，简言之，即：
四段一闭路碎矿流程；
一段三循环磨浮流程。
流程描述：
原矿由电机车牵引至选厂，用倒矿器逐车倾倒，经480×
480mm格筛，入第一段PEF600×
900mm鄂式碎矿机粗碎，矿石破碎至－120mm，经皮带运输机运至原矿仓。
矿仓排矿经铁板给矿机入SZ11250×
2500惯性振动筛洗矿分级。
—10mm矿石流入φ900mm单螺旋分级机，+10—25mm、+25mm分两条皮带进行正手选，合格矿合并进入第二段PEF400×
600mm鄂式碎破机粗碎，矿石破碎至－80mm。
以PYBφ900mm标准园锥碎矿机为中碎，碎至－40mm；
PYDφ900mm短头园锥碎矿机为细碎，碎至约－15mm，中碎产品与细碎产品均经过孔径10×
10mm的SZ11250×
2500mm惯性振动筛，筛下产品即破碎最终产品，粒度为－10mm，送入细矿仓（60m3×
4）。
磨矿流程为φ1500mm高堰式双螺旋分级机与φ1800×
3000mm溢流型球磨机闭路磨矿，两组闭路机台平行作业，分级机溢流合并即为入选原矿浆，其细度：
－200目占60~65%；
浓度40~43%。
浮选流程采用硫化矿部分混合浮选流程，即主干矿浆先浮铜铅，铜铅混合精矿再行分离；
铜铅尾矿浮锌硫，锌硫混合精矿再行分离；
锌硫尾矿再浮白钨的流程，分别产出铅、铜、锌、硫、白钨精矿。
（硫精矿因无销路仍然废弃）。
（2）碎矿段、磨矿段、浮选段的设备及技术操作条件
破碎设备技术操作条件
段别
设备名称
排矿口尺寸mm
给矿粒度mm
破碎比
最大产品粒度mm
功率（kw）
设计
实际
一段粗碎
PEF600×
900mm
75-200
120
480
4
80
二段粗碎
PEF400×
600mm
40-100
1.5
28
三段中碎
PYBφ900标准
15-50
40
2
50
四段细碎
PYDφ900短头
3-13
10
球磨机技术操作条件
序号
设备名称及规格
实际生产能力（t/台·
h）
转速
（转/分）
给料
粒度
排料
磨矿浓度
功率（kw）
1
φ1800×
3000mm
7.9~9.4
33.5
－10mm
－1.5mm
75~80%
155
溢流型球磨机
32.5
注：
球磨机为非标准设备。
浮选段各循环技术条件和指标
循环
回路
项目
元素
设备及数量
药剂条件（g/t）
铜铅循环
铜铅混浮
原矿品位%
1.0
0.75
0.065
0.30
6A浮选机12槽
丁铵黑药50~70
硫酸锌200~300
亚硫酸钠30
混精品位%
55
3
0.1
回收率
89
75
0.5
铜铅分离
铜精矿品位%
5
7
20
15＃法连瓦尔16槽
重铬酸钾80~100
铅精矿品位%
55.5
3.5
0.3
98
90
综合回收率
87
67
硫
循
环
锌硫混浮
给矿品位%
~1.5
6A浮选机8槽
硫酸铜80~120
丁黄药80~100
~30
锌硫分离
锌精矿品位%
0.6
45.5
石灰1000~2000
氢化钠5;
硫酸铜30
锌回收率%
95
78
白
6A16槽15#·
3槽
碳酸钠1000~1500水玻璃8000~10000
氧化石腊皂300~500
氢化钠5~10
精矿品位%
65
综合回收率%
78.5
三、选厂生产能力评述
1、碎矿段生产能力评述
碎矿机生产能力核定结果
作业
设备
排矿口宽度（mm）
理论生产
能力（t/h）
实际生产能力（t/h）
负荷率（%）
600×
900mm老虎口
130
39
400×
600mm老虎口
60
35
58
φ900mm标准园锥
φ900mm短头园锥
57
选厂目前的碎矿段设备配置，整个破碎系统生产能力完全可满足500t/d的处理量。
2、磨矿段生产能力评述
磨矿段实际生产能力核定
理论生产能力
（t/台·
实际生产能力
负荷率
（%）
备注
10.83
8.3~9.4
76.64~86.8
磨矿实际生产能力受很多因素的制约，主要是矿石性质的变化，矿石平均硬度的变化。
此外，（每月）装球配比、充填率，以及操作技术水平等因素都直接影响到磨矿机生产率，综合现阶段实际情况，磨矿段生产能力可达450t/d。
3、浮选段生产能力评述
据目前工艺流程及设备规格，以主干矿浆各作业理论所需浮选时间，与生产实际处理量（380t/d~450t/d）浮选时间对比如下：
作业名称
浮选时间（min）
处理能力（m3/min）
试验
理论
负荷率%
（粗、扫）
6A×
9
18
27
40~50
0.48~0.63
51~67
矿浆浓度
R=40%
锌、硫、混浮（粗、扫）
15
18~25
0.57~0.75
61~80
R=35%
未扣除Cu、Pb精矿
白钨浮选
34~45
0.56~0.74
62~79
R=30%
硫化矿产率=20
理论浮选时间是指矿浆在槽中停留的设计所需要时间，此处全以“3min/每槽”平均数计算，与实际不甚相符。
表中结果表明：
实际浮选时间都大于理论和试验浮选时间，说明浮选段生产能力完全可达450t/d。
四、选厂生产能力核定
有色金属选矿厂的生产能力，取决于主厂房各工序的生产能力。
宝山选厂即取决于破碎、磨矿、浮选三大环节的综合能力。
选厂的生产能力主要决定于磨矿段的生产能力（即各段生产能力中最小上限能力），故选厂生产能力核定为450t/d。
宝山选矿厂生产能力核定表
工序
计算单位
生产能力
2000年
2001年
2002年
2003年
2004年
核定
碎
矿
段
处理原矿量
万t/a
12.0983
15.7630
13.0004
9.7301
10.138
9.08
综合品位
%
2.654
2.571
2.068
2.726
2.338
1.78
磨
处理合格矿量
t/d
374
481
384
301
313
278
日工作时
h/d
24
24
浮
选
处理量
t/d
278
3.035
2.984
2.538
3.118
2.716
2.10
精矿产量
8.677
12.010
7.116
7.338
5.743
4.090
7.921
8.770
6.619
6.249
5.858
3.662
1.197
1.341
0.958
0.911
0.934
0.652
白钨
1.470
1.904
1.311
1.330
1.418
1.265
精矿品位
56.46
56.66
57.81
56.90
58.81
45.85
45.96
45.84
46.20
46.43
20.96
20.70
20.75
21.06
21.12
20.0
白钨
65.48
65.57
66.24
66.26
66.13
65.5
回收率：
88.62
88.41
88.51
88.48
87.75
79.79
79.91
81.24
82.21
82.72
67.92
67.99
67.67
67.82
67.31
78.62
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