宝山375td铅锌选矿厂设计设计教学教材.docx

此文档收集于网络，如有侵权请联系网站删除湖南有色金属职业技术学院毕业设计题目： 湖南宝山3175t/d铅锌选矿厂设计 系 部： 资源环境系 专业班级： 选矿1302 姓 名：傅熙康 学 号：2013540502213指导教师：杨自然 职 称：高级工程师张宝红 年 月 日目 录第1章 绪 论11.1 建厂地区概况11.2 选厂厂址基本特点11.2.1 厂址选择21.2.2 供电和供水21.2.3 尾矿输送与处理31.2.4 原矿和精矿产品运输31.3 采矿基本情况31.4 选矿设计指标和产品41.5 其它情况5第2章 设计流程论述62.1 矿床性质62.2 原矿基本性质62.2.1 岩矿鉴定62.2.2 原矿化学分析和物相分析82.2.3 原矿基本物理性质82.3 流程论述92.3.1 破碎流程论述92.3.2 磨矿流程论述112.3.3 选别流程论述122.3.4 脱水流程论述182.3.5 设计的工艺流程19第3章 车间工作制度和生产能力213.1 车间工作制度213.2 车间生产能力21第4章 工艺流程和工艺设备224.1 破碎流程和破碎设备的选择与计算224.1.1 破碎流程计算224.1.2 破碎、筛分设备选择和计算254.2 磨矿流程的计算304.3 浮选流程的计算314.4 矿浆流程计算424.4.1 磨矿流程424.4.2 选别流程434.4.3 脱水流程矿浆计算484.5 磨机、分级机的选择与计算494.5.1 磨机的选择与计算494.5.2 螺旋分级机的选择与计算514.6 浮选机选择与计算534.6.1 浮选机选择与计算534.6.2 搅拌槽的选择与计算624.7 脱水设备的选择与计算634.7.1 浓缩机的选择与计算634.7.2 过滤机的选择与计算634.8 辅助设备的计算644.8.1 矿仓644.8.2 胶带机的选择与计算684.8.3 其他辅助设备的选择与计算70第5章 总体布置与设备配置735.1 厂房的总体布置735.2 厂内设备配置745.2.1 破碎厂房的设备配置745.2.2 磨浮车间设备配置745.2.3 脱水车间设备配置75参 考 文 献76成 果 总 结77致 谢79湖南有色金属职业技术学院毕业设计任务书题目郴州宝山3175t/铅锌矿选矿厂设计 学生姓名专业班级学号联系电话电子信箱/QQ 傅熙康选矿1302201354050221618673762125102849464 指导教师工作单位职称联系电话电子信箱/QQ 杨自然宝山矿业公司高级工程师 张宝红湖南有色金属职业技术学院1397511783261605678设计目标任务 (1) 按原矿计的生产能力为（ 3175 ）t/d； (2) 破碎车间为间断工作制度，年工作330天，每天3班，每班6小时； (3) 矿石属中等可碎性矿石，矿石密度=3.72t/m3，原矿水分4%。 (4) 原矿最大粒度Dmax=580mm，最终破碎粒度为14mm； (5)磨矿细度：-0.074mm含量占72% (6)年工作330天,日工作三班,每班工作8小时设计要求 设计要求：1、毕业设计（论文）教学环节是综合性的实践教学活动，不仅可使学生综合运用所学过的知识和技能解决实际问题，还训练学生学习、钻研、探索的科学方法，提供学生自主学习、自主选择、自主完成工作的机会。2、毕业设计（论文）是在指导教师的指导下，使学生受到解决工作实际问题、进行科学研究的初步训练。学生应充分认识此项工作的重要性，要有高度的责任感，在规定的时间内按要求全面完成毕业设计（论文）的各项工作。3、学生在接到毕业设计（论文）任务书后，在领会课题的基础上，了解任务的范围及涉及的素材，查阅、收集、整理、归纳技术文献和科技情报资料，结合课题进行必要的资料阅读。4、学生应主动接受教师的检查和指导，定期向指导教师汇报工作进度，听取教师对工作的意见和指导。5、毕业设计（论文）是对学生工作能力的训练，学生在毕业设计（论文）中应充分发挥主动性和创造性，独立完成任务，树立实事求是的科学作风，严禁抄袭他人的设计（论文）成果，或请人代替完成毕业设计（论文）。6、学生在毕业设计（论文）答辩结束后，必须交回毕业设计（论文）的所有资料。7、学生应做好毕业设计（论文）的总结。在提交的成果中总结业务上的收获、思想品德方面的提高。 8、学生在毕业设计（论文）期间要遵守学校、学院的规章制度。设计成果：设计说明书和设计图纸进度安排5.115.20收集设计对象资料，明确矿石性质，初步拟定设计提纲；5.205.31设计破碎筛分段流程，并计算论证，选择设备型号、台数；6.16.10设计磨矿浮选段流程，选定药剂制度，明确总设备流程图，并计算论证，选择设备型号台数；6.116.13设计干燥脱水流程图，明确各类辅助设备选择；6.146.16进行部分细节修改，排版打印，装订成册；6.176.18毕业答辩。教研室意见 教研室主任签名： 年 月 日 系部意见 系主任签名： 年 月 日说明：本表由指导教师填报，一式三份，系部、指导教师和学生各留存一份。湖南有色金属职业技术学院毕业设计方案开题报告 题 目郴州宝山3525t/铅锌矿选矿厂设计 学生姓名专业班级 学号 联系电话电子信箱/QQ 傅熙康选矿1302 201354050221618673762125 1028489464 指导教师工作单位 职称 联系电话 电子信箱/QQ 杨自然 宝山矿业公司高级工程师 张宝红湖南有色金属职业技术学院13975117832 61605678需解决的问题破碎，磨矿，选别，脱水流程的数据计算，根据计算进行设备选型，最 终根据这些条件，进行选矿厂整体的布局。重点难点破碎,磨矿，选别流程的计算，已经各个流程所需设备的选择和计算设计思路破碎，磨矿，选别，脱水流程的数据计算，根据计算进行设备选型，最 终根据这些条件，进行选矿厂整体的布局。技术路线首先完成破碎，磨矿选别等流程的计算，然后开始计算设备选型的计算等，最后在把自己不会的通过问指导老师和查阅资料来解决.工具设备要求符合设计要求的计算机软件以及绘图、计算工具。技术规范严格按照计算出来的数据结合参考文献内的设备型号，进行设备选型。并严格按照学校给出的毕业设计规范制度进行格式编排.指导教师意见 指导教师签名： 年 月 日 教研室意见教研室主任签名： 年 月 日注：本方案/报告一式三份，教研室、指导教师和学生各留存一份。中 文 摘 要按照毕业设计任务书的要求，进行了宝山铅锌矿优先浮选3175吨/日选矿厂设计，产品为铅精矿和锌精矿。在湖南郴州的宝山铅锌矿进行了为期三周毕业实习，收集相关设计资料的基础上。确定了各车间的工作制度，对设计工艺流程进行了选择和论证，确定了设计的工艺流程，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，精矿采用先浓缩后过滤的两段脱水。对设计工艺流程进行了工艺指标计算，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了选择计算，确定了工艺所需的工艺设备。根据计算确定了用以下设备：粗碎拟定9001200mm颚式破碎机中碎 第一段破碎的预先筛分采用固定条筛中碎用1750弹簧标准圆锥破碎机 第二段破碎的预先筛分选用一台SZZ215003000双层自定中心振动筛 细碎选用2200弹簧短头型圆锥破碎机第三段破碎的检查筛分选用一台YA1236单层圆振筛 磨机采用格子型，选择32004500mm球磨机分级选用2FG-202000高堰式双螺旋分级机铅锌浮选拟定XJQ-80浮选机 铅粗选选2槽KCF-16浮选机，4槽KYF-16浮选机 铅精选一、二、三、四拟定选XJ-58型机械式搅拌式浮选机 铅扫选选2槽KCF-16浮选机，4槽KYF-16浮选机锌粗选选2槽KCF-16浮选机，4槽KYF-16浮选机锌精选一选2槽KCF-16浮选机，2槽KYF-16浮选机锌精选二、三拟定选XJ-58型机械式搅拌式浮选机 锌扫选选2槽KCF-16浮选机，4槽KYF-16浮选机铅锌浮选前搅拌槽选XB-3500浮选用搅拌槽 Zn粗选前搅拌槽选用XB-3000浮选用搅拌槽 Pb精矿浓缩机选择用NG-18浓缩机 Zn精矿浓缩机选择用NG-30浓缩机 铅精矿过滤应选1台GP-58过滤机 锌精矿过滤应选2台GP-58过滤机 关键词：选矿厂设计 铅锌矿 浮选 宝山此文档仅供学习和交流第1章 绪 论按照设计任务书的要求，毕业设计题目是：宝山铅锌矿优先浮选3175吨/日选矿厂设计，属于工程设计。设计的选厂仍位于宝山铅锌矿选矿厂现在的位置，处理量为3175吨/日，选别方法为优先浮选，选矿产品有铅精矿和锌精矿。1.1 建厂地区概况宝山铅锌矿位于湖南省桂阳县西南九公里处，行政区划，辖属桂阳县黄沙坪镇。地理坐标东经1124042，北纬253931。矿区东北至桂阳县城9公里，至郴州市45公里，矿区以西至嘉禾县城37公里，至兰山县78公里，至香花岭锡矿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连，往北290公里至株州冶炼厂，交通比较方便。矿区地势平坦、开阔，属丘陵地带。山脉走向近于北东，地形属于构造剥蚀地带，山列之间形成大沟谷，山峰高度大都在海拔300米左右。矿区主峰宝岭，海拔标高505.83米。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。1.2 选厂厂址基本特点宝山铅锌矿位于湖南省桂阳县西南九公里处，行政区划，辖属桂阳县黄沙坪镇。地理坐标东经1124042，北纬253931。矿区东北至桂阳县城9公里，至郴州市45公里，矿区以西至嘉禾县城37公里，至兰山县78公里，至香花岭锡矿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连，往北290公里至株州冶炼厂，交通比较方便。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/cm,最多132.3千卡/cm，最少104.9千卡/cm。历年平均气温17.3C，最高平均18.1C，最低年平均16.8C；历年日平均温度340C 10天，最多日平均温度30C 29天。每年七、八月份最热，一般在37C -38C之间，最高气温41C，一、二月份最冷，一般在5C -6C，历史上最冷为-9C，每年在0C以下约20天。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450米以上，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1.2.1 厂址选择宝山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）、距尾砂池近，生产前期的尾砂可以自流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335米，最低点为300米，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3.5万伏线路送至宝山变电站，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300毫米管道两段扬送至选厂；由于选矿厂每日处理矿石1750吨/日，耗水量比较大，又从距选厂20.18公里的春菱江引水，用800mm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，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2814600米3，有效容积为2000000米3，生产前期尾砂直接用200毫米管道架空自流输出，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砂地，管路全长941米，粒度过小的尾砂经矿泵扬送入尾砂池，输送管道长900-1200米；后期尾矿需砂泵扬送，扬程47米，电机配备55千瓦，尾矿水所需澄清距离为108米，实际达到128米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346米）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1.2米3固定式矿车一次牵引20辆，线路坡度9%0 ，轨距600毫米，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（部分用汽车运往水口山冶炼厂）和化工厂。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，因为宝山矿石品位高，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：矿石回采率高，平均在95%以上； 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；木材消耗量小；采空区已充填，可以防止以后岩石移动，避免资源损失；安全通风条件好；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根据设计任务书、矿石性质及现场生产情况，选矿产品有铅精矿和锌精矿，其选矿产品设计指标如表1.1所示。表1.1选矿产品设计指标产 品名 称水份% 品 位 % 回 收 率 % pb Zn pb Zn铅 精 矿10702.4911.68锌 精 矿100.7452.6692原 矿33.56.5100100 表1.1中各精矿的主金属品位及其回收率和精矿水份是根据设计要求及黄沙坪铅锌矿的生产实践而定的，达到了设计指标，其它数据是根据现场生产情况和流程查定数质量流程图选取和计算出来的。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。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。第2章 设计流程论述2.1 矿床性质宝山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、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0.043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0.043毫米以上者占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状嵌布于铁闪锌矿中，粒径在0.043毫米以上者占54.5%。黄铁矿：一般呈粒状集合体，其粒径在0.043毫米以上者占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0.02-0.03毫米之间，部分较大的再0.09-0.12毫米之间，小的也有0.002毫米左右，他形精装的颗粒一般都较小；在0.01-0.02毫米之间，显微镜的所见锡石多为板状，其长度一般在0.15-0.02毫米之间，个别长的为0.3-0.4毫米之间，短的也有0.03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0.01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0.05-0.08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0.05-0.08毫米之间。萤石：多呈细脉（脉宽一般为0.01-0.03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。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 原矿化学分析元素成份CuRbZnSFeMnSiO2CaOMgO含量（%）0.213.896.5016.7315.972.3023.094.49(Mg)1.40元素成份Al2O3FAsSbSnBiMoAg(g/T)Ti含量（%）4.650.540.960.0250.130.0250.005990.096表2.2 原矿物相分析分析元素铅锌铜氧化铅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（%）0.59/3.504.090.456.146.590.160.040.20占有率（%）14.42/85.58（95.86）1006.2293.7810080201002.2.3 原矿基本物理性质矿石真密度3.45，假密度2.16，硬度f=4-6,围岩f=4-12,含水3%，含泥量小，堆积角=38，陷落角=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 近几年原矿品位时间PbZnCu 1996.1-1996.124.46.1616.45 1997.1-1998.123.976.2117.941999.1-2000.63.786.9818.982000.9-2003.13.637.2919.50有上表可知，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580mm，破碎最终产物粒度为14mm。则总破碎比S=41.4。选三段满足教材P20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，因此选用三段破碎流程。(2)、预先筛分的必要性 由图2.1、表2.4可以看出原矿中含有符合粗碎产物粒度要求的物料含量较高，约为50%，在粗碎前应设置预先筛分，可用固定筛。粗碎产物中符合最终破碎产物粒度要求（-10mm）的物料约为30，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，也可避免矿石过粉碎。表2.4 原矿与粗碎产物粒度分析表粒级mm 原矿粒度分析600900虎口破碎机排矿口产率%累积%产率%累积%3004.38300-2508.4512.83250-15012.6425.4710.49150-1009.1234.5913.5524.04100-5012.8147.417.6841.7250-209.9257.3213.7355.45201011.3568.6710.3565.81082.5571.224.9670.76833.1474.361.7672.52318.1982.559.0781.591-0.07610.6993.2411.4393.020.0766.761006.98100100100图2.1 宝山矿原矿与粗碎产物粒度特征曲线(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，如教材P23表4-4（破碎机排矿产物中过大颗粒含量与最大相对粒度Zmax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。综上所得，破碎应选用三段一闭路流程，其流程图如图2.2。图2.2 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确定磨矿段数的主要依据。根据技术经济比较和生产实践，磨矿细度不超过72小于0.074mm（相当于0.15mm），宜采用一段磨矿。根据宝山铅锌矿现场生产实践，确定设计的磨矿细度为72（67-72）小于-0.074mm，因此，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，在磨矿时应采用检查分级。综上所得，磨矿流程应采用一段闭路流程，如下图2.3所示：图2-3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。它选择得是否正确，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。宝山铅锌矿选矿厂于1958年建矿，1967年1月选厂投产，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（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（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） 、生产指标a：设计指标表2.5 两段磨矿全浮设计指标指标精矿品位（%）回收率（%）Kpb6592.5Kzn4594.47Ks4057.5b：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2.6。表2.6 两段磨矿全浮试验指标产品产率（%）品位（%）回收率（%）CuPbZnSCuPbZnSKpb5.620.9865.522.4920.7625.5292.572.207.26Kzn13.080.950.4446.2332.0657.581.4894.6826.10Ks23.160.130.520.3640.0913.953.031.3157.78尾矿58.140.120.200.202.492.952.921.818.86原矿1000.223.986.3816.07100100100100C：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：Kpb含Pb 48%含Zn 8.6%Pb 84.75%Kzn含Pb 0.88%含Zn 44.92%Zn 83.56%Ks含Pb 0.36%含Zn 1.42% , 含S 41.3%s 54.53% 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。、评价两段磨矿全浮选流程（设计流程）优缺点如下：优点：a.在全浮混选过程中，铅锌硫三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，难能正确评价。(2)、一段磨矿部分混浮流程（1967.1-1968.12） 、生产指标表2.7 一段磨矿部分混浮生产指标产品品位（%） 回收率（%）PbZnSKpb63.735.7217.6789.40Knz0.6241.1630.9591.57Ks0.971.1830.2819.78尾矿0.220.20.93/ 原矿2.96.0615.05/、评价优点：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%； b.硫不易上浮，主要在铅锌混选中硫受石灰的抑制，选硫时极难活化，造成硫 回收率仅19.78%。 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）、生产指标表2.8 一段磨矿全浮流程生产指标产品品位（%）回收率（%）PbZnSKpb61.416.6418.1088.78Knz0.5343.9331.6589.00Ks0.461.0437.1554.81尾矿0.220.372.13/原矿2.696.3412.3/、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，尤其是氧化物消耗大大超过其它三种工艺流程。(4)、一段磨矿等可浮流程（1971.4-1998.12） 、生产指标a、1971.41974.12 表2.9 一段磨矿等可浮流程生产指标（1971.41974.12）产品品位（%）回收率（%）指相对产量PbZnSKPb62.274.5617.7990.2KZn0.4944.431.889.8KS0.450.7932.2555.15尾矿0.180.322.11/原矿2.695.3912.3/b、1975.11995.12表2.10一段磨矿等可浮流程生产指标（1975.11995.12）产品品位（%）回收率（%）指相对产品PbZnSKpb71.742.1816.6291.05Knz0.9644.3732.5891.94Ks0.540.8137.4645.7尾矿0.210.347.46/原矿4.096.1317.23/ c、1996.11996.12表2.11一段磨矿等可浮流程生产指标（1996.11996.12）产品品位（%）回收率（%）指相对产品PbZnSKpb71.822.5116.3791.2Knz1.0244.4233.0091.02Ks0.60.9236.9753.6尾矿0.210.34.56/原矿4.46.1616.45/d、1997.11998.12表2.12一段磨矿等可浮流程生产指标（1997.11998.12）产品品位（%）回收率（%）指相对产品PbZnSKpb71.322.416.1690.57Knz0.9344.5332.0691.41Ks0.590.936.7853.83尾矿0.20.343.93/原矿3.976.2115.94/评价优点：a、实现无氰浮选，减少环境污染； b、如乙硫氮捕收剂，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、增加精选次数（Pb）提高了铅精矿质量； e、药剂成本低于前三种流程； f、将铅精矿6A改为5A，加强二次富集，提高铅精矿质量。缺点：a、铅锌混选中上浮的铝全部损失于锌精矿中，造成铅混选作业回收率造低。 b、未充分回收铜、银； c、浮选机容积高于前三种流程； d、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）、生产指标表2.13一段磨矿等可浮尾矿锌优选生产指标产品品位（%）回收率（%）指相对产品PbZnSKpb71.682.1516.5490.59Knz0.6244.9932.3391.45Ks0.40.5642.5333.81