中南大学学士学位论文（设计） 黄沙坪铅锌选矿厂设计（4500t/d）
3) 减少装机容量180千瓦。 缺点：
1) 丢掉了22%左右的硫回收率。 (6) 全优浮选流程
随着井下开采的向下延伸，储藏于深部矿体矿石性质发生了很大变化，严重影响了选矿工艺技术经济指标，生产上一度走向低谷，在严重的情况下选矿厂于2000年3月对深部矿体主要采场矿物进行了可选性研究，黄沙坪深部矿体内约占50%以上的采场为带弱酸性矿物，这部分矿物可浮性差，上浮速度慢，粗选作业回收率低，然而，等可浮流程又限制了铅区回收率，它是在自然pH值条件下无调整剂的浮选工艺，在生产实践中铅等可浮区pH值有时仅为5～6，铅达不到适宜的浮选条件而造成技术经济指标严重滑坡的现象，在这种情况下要随着矿石性质的变化而变化，并提出了随着矿石性质的变化如何稳定提高选矿技术指标降低选矿成本的全优专项研究课题。
1）经过科学、充分的全优小型浮选试验后，得出以下结果：
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，可以在浮选作业之前添加介质pH调整剂及抑制剂，有效的实现了铅锌、锌硫的分离。
b：用全优浮选工艺流程适合于黄沙坪矿石性质的变化带来的影响，铅区采用乙硫氮和乙丁黄药作为组合捕收剂，实现了对较难选矿物的有效捕收，获得了高质量的产品，特别是锌精矿的品位可稳定在45%以上。
c：适应现有磨矿细度，简化了工艺流程，降低了能耗、药耗等成本，操作简便，中矿循环量少，少跑槽，对矿物适应性强。
d：寻找出了理想的浮选条件，pH值在10～11范围内为最佳状态。 e：减少了石灰用量，减低了PH值，总尾矿水可直接外排具有良好的社会及环保效益。
f：提高了产品质量及回收率，包括银回收率，总体经济效益显著。 2) 工业试验评述 a：铅精矿品位的提高
由于石灰和硫酸锌等抑制剂都被提前加在球磨机内，铁闪锌矿和黄铁矿都与抑制剂和调整剂充分接触，且作用时间长，相对等可浮流程抑制更加稳定，故铅精矿中的闪锌矿和黄铁矿含量下降，主品位得到稳定提高。
b：铅回收率的提高
首先在铅区采用乙硫氮和丁黄药作组合捕收剂剂，选择性好，选择能力强，其次等可浮流程中，铅等可浮混选和铅锌分离两个作业都会损失铅，相当于两个缺口跑铅，操作控制较难，而全优浮选只有铅优先扫选一个缺口损失铅，易
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控制，所以铅回收率较等可浮流程时有明显提高。
c：锌精矿品位提高
一方面是使磨矿细度-74um由65～70%提高到70～75%，铁闪锌矿单体解离更加充分。另一方面抑制黄铁矿的石灰乳由锌粗选前添加改为在球磨机内添加。使石灰乳与黄铁矿及其他杂质的作用时间延长了一倍以上，抑制剂效果更加理想，所以锌质量稳定突破45%以上。
d：锌回收率的提高
由于石灰提前加载球磨机内，且属于一次性添加，用量减少一半，使得锌优先区的pH值由原来的12以上控制到10左右，为轻拉轻压创造了条件，在保证黄铁矿不被活化的前提下，铁闪锌矿都充分上浮，锌尾损失率由原来的6.32%减为5.39%。
缺点:使硫回收困难。
经过以上对比分析，在本设计中采用等可浮浮选流程见图2-3。
图2-3等可浮浮选流程图
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2.4 脱水流程的论证及选择
一般地，当要求浮选精矿含水量为10%～15%时，采用浓缩和过滤两段脱水流程就能满足要求，根据黄沙坪的矿石性质，用户对产品的要求以及国家对产品含水的有关规定，本设计确定各精矿产品含水量为：铅精矿10%，锌精矿9.8%。因此，脱水流程可选择两段脱水流程见图2-4。
浮选精矿1浓缩脱水23过滤脱水45过滤精矿水图2-4 脱水流程图
2.5选厂工作制度及车间生产能力
(1) 车间工作制度
参照我国矿山生产实际，选矿厂各车间的工作制度设定如下： 1) 破碎车间：设备年运转天数330天，3班/天，6小时/班； 2) 磨浮车间：设备年运转天数330天，3班/天，8小时/班； 3) 脱水车间：设备年运转天数330天，3班/天，8小时/班。 (2) 车间生产能力
根据各车间的工作制度可计算各车间的生产能力，根据设计生产规模4500t/d，计算结果如下：
破碎车间：年处理量1485000吨，日处理量4500吨，小时处理量250吨； 磨浮车间：年处理量1485000吨，日处理量4500吨，小时处理量187.5吨。
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第3章 破碎流程计算与设备选择
3.1 破碎流程计算
原矿12预先筛分-34+56预检筛分-87+ 9返矿10进入磨矿图3-1 破碎流程图及编号 3.1.1 原始指标
(1) 按原矿计的生产能力为4500t/d；
(2) 破碎车间为连续工作制度，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δ=3.45t/m3，Δ=2.16t/m3； (4) 原矿最大粒度Dmax=600mm，最终破碎粒度为15mm； 3.1.2 计算
(1) 破碎车间小时处理量Q=4500/(6×3)=250 （t/h） (2) 破碎比：S=Dmax/d=600/15=40
(3)根据总破碎比,选用三段一闭路破碎流程见图3-1。 (4) 平均破碎比: Sa=401/3=3.42，初定S1=3.2，S2=3.5 则
S3=3.57
(5) 计算各段破碎产品的最大粒度 d4=Dmax/s1=600/3.2=187.5（mm） d8=d2/s2=187.5/3.5=53.6（mm） d11=d5/s3=53.6/3.57=15.0（mm） (6) 各段破碎机排矿口宽度
初步确定粗碎用旋回破碎机，中碎用标准圆锥破碎机，细碎用短头圆锥破
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碎机，排矿口宽度为：
e4=d2/Z1max=187.5/1.6=117.2（mm），取e4=118 （mm） e8=d5/Z2max=53.6/1.9=28.2（mm），取e8=29 （mm）
采用第二种等值筛分工作制度,e13=0.8×d11=0.8×15=12 （mm）取e13=12 （mm）
(7) 各段筛子的筛孔尺寸和筛分效率
预先筛分的筛孔尺寸a的取值范围e≤a ≤dmax，闭路筛子的筛孔按等值筛分的筛孔尺寸大小确定。
粗筛: e4≤a1≤d4 即118≤a1≤188，取a1=130 （mm），E1=50% 中筛: e8≤a2≤d8 即29≤a1≤54，取a2=50 （mm），E2=80% 细筛: 采用等值筛分工作制度
a3=1.2d11=1.2×15=18,取 a3=18mm E3=65% (8) 计算各产物的产率和产量 1) 粗碎作业：
Q1=4500/（3×6）=250 （t/h）； r1=100 （%） Q2=Q1β
?1301E1=250×0.32×0.5=40 t/h
γ2＝Q2/Q1×100%=40/250=16% Q3＝Q4＝Q1-Q2＝250-40＝210 t/h γ3＝γ4＝γ1－γ2＝84％
Q5＝Q1＝250 （t/h）； r5＝r1＝100 （%） 式中β
?1301——原矿中小于130mm的粒级含量
?1301粗筛的筛孔尺寸与原矿最大粒度比值＝130/600＝0.22，在《选矿厂设计》图4－3中,查中等可碎性矿石得β
2）中碎作业： Q6=Q1β
?505＝0.32＝32％。
E2=250×0.465×0.8=93 t/h
γ6＝Q6/Q1×100%=93/250=37% Q7=Q8=Q5-Q6=157 t/h γ7＝γ8＝γ5－γ6＝63％ Q9＝Q5＝Q1＝250t/h γ9＝γ5＝γ1＝100％ 式中ββ
?505?505——产物5中小于50mm粒级含量。其数值等于原矿中小于50mmE1+β
?504粒级含量与产物4中小于50mm粒级含量之和，即：
=β
?501γ4
中筛的筛孔尺寸与原矿最大粒度比值＝50/600＝0.083，从《选矿厂设计》
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