中南大学学士学位论文（设计） 黄沙坪铅锌选矿厂设计（4500t/d）
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。
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第2章 设计流程选择与论证
2.1 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=401/3=3.42，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2-1所示。
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2.2 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%-0.074mm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(-0.074mm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2-2。
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粉矿12磨矿3检查分级-+45返砂溢流图2-2 磨矿流程图 2.3 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2000年6月为一段磨矿部分优先浮选，2000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（1966.10～1966.12） 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（1967～1968.12）
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优点：
1) 铅回收率高，生产指标铅回收率89.40%，锌回收率91.57； 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19.78%；
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，硫氮使用成功，取消氰化物，SN-9对铅捕收性好；
3) 硫回收率最高，达到50%；
4) 选矿药剂成本低于前三个流程，平均仅3.82元/t； 5) 流程稳定，操作简单。 缺点；
1) 设备装机容量大，浮选机机容积高于前三种流程,达161.7m3 (两段磨矿浮选的浮选机容积113.4m3,部分混合浮选机容积134m3,一段磨矿全浮浮选机容积134m)；
2) 浮选时间长，铅损失于铅混选尾矿和铅分离尾矿两处，操作较难控制； 3) 硫精矿质量差，品位只有32%； 4) 锌精矿质量较差，品位只有44%左右。 (5) 部分优先浮选流程（99.1～2000.6） 优点：
1) 保留了原等可浮的优点；
2) 硫精矿品位达40%，锌精矿品位达45%；
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