一、位置：位于四川省凉山州会东县城南东，行程67公里，距成昆铁路的永郎站为214公里，各种物资由此集散。
二、矿石特性：会东大梁子铅锌矿为以锌为主的多金属矿床，以硫化矿和混合矿为主，矿石中除铅、锌外，尚有镉、银、锗等多种金属。原矿含铅0.299%；锌6.99%；银47.14克/吨。矿石共分四种类型：细脉浸染状、角砾状、致密块状、黑色破碎带。矿石整体以细脉浸染状为主，约占50%以上；锌品位较低，角砾状和致密块状矿石含锌极高，有的高达40%以上，但所占比例不大；黑色破碎带矿石主要由黑色泥质白云岩及软泥组成，锌含量变化较大，最小者小于1%，最大者在于20%，一般为5%～20%。闪锌矿嵌布粒度主要呈不规则块状，最大块为20×25×40毫米，呈粒状产出的粒度为1.6～0.21毫米，不论粒状或块状，其中均嵌布其它矿物。方铅矿主要呈粒状嵌布在闪锌矿中，以闪锌矿为基质，方铅矿聚集嵌布其中，其他则与闪锌矿、黄铁矿、方解石结合一起组成块状产出或在石英中分散成粒状嵌布，一般粒度为0.082～0.35毫米，最大为1.32毫米。矿石中含锌较高，硫化矿铅锌比为1∶20，氧化矿为1∶7。矿石密度2.85吨/米3，松散密度1.77吨/米3，安息角为35°左右，摩擦角30左右，可磨性系数为1.22（标准矿石为云南易门铜矿矿石）。
三、厂史:选矿厂由昆明有色冶金设计院设计，1969后开建设，1975年9月建成，1976年正式投产。选厂设计规模为250吨/日，实际可达300吨/日。
四、生产概况：1979年至1983年四川冶金地质勘探公司603队对大梁子铅锌矿进行了补勘，勘查结果锌升为大型矿床；银升为特大型矿床，矿床资源见表1。
表1 矿石量及金属品位
矿石量（万吨）
品位 %
Pb
Zn
Ag克/吨
Cd
Ge
Ga
S
1718.6
0.7
12.25
432
0.143
0.00125
0.00112
5.65
上表为1985年保有的储量，按目前规模计算服务年限可百年以上，因此，会东铅锌矿具有建成大矿的条件。
破碎采用二段一闭路流程，原矿最大给矿粒度为350毫米，最终产品粒度小于25毫米。磨矿为一段闭路磨矿，磨矿细度为－200目占70%左右。浮选为优先浮选流程，先铅后锌，铅系统是一粗、二扫、五精，铅精矿含铅61.84%，含锌6.8%，回收率为52%。锌系统是一粗、二扫、三精，锌精矿含锌56.66%，含铅1.15%，二氧化硅4.52%，锌回收率83.37%。铅锌精矿的脱水均由浓缩、过滤两段作业完成，最终精矿产品含水10%左右。原矿中铅锌比值相差较大，当原矿中含铅小于0.5%时，对锌精矿质量并无影响，而当铅小于1.5%时，影响较大，可停止选铅而只选锌，流程上具有较大灵活性。生产的锌精矿由本矿冶炼厂冶炼。
原尾矿库只能存2～3年，现已不能适应生产要求，拟新建一个库容为230万米3的尾矿库，予计投资290万元，1988年建成。
五、生产指标：见表2。
表2 主要生产指标
项目
单位
设计
历史最好水平
1
2
3
4
处理矿量
吨/日
250
万吨/年
8.25
7.32（78年）
原矿品位（%）
Zn
7.5～12
16.61（81年）
Pb
0.23
0.97（80年）
Ag(克/吨)
47.14
Cu
0.11
SiO2
34.59
锌精矿品位（%）
Zn
50～55
58.99（81年）
Pb
1.42～1.83
0.43（81年）
S
25～28
SiO2
2.42
4.05（81年）
锌精矿含量
（万吨/年）
Zn
0.575～0.9405
0.7926（79年）
Pb
0.0208（79年）
SiO2
0.0637（79年）
回收率（%）
Zn
93～95
92.63（79年）
续表2 主要生产指标
项目
1980年
1985年
1986年
1987年
1
5
6
7
8
处理矿量
214
234
60883
44019
原矿品位（%）
1076
11.13
0.97
0.46
锌精矿品位（%）
57.79
56.64
1.08
1.33
4.11
4.35
锌精矿含量（%）
0.5005
0.4303
0.0094
0.0101
0.0356
0.0331
回收率（%）
76.39
81.15
六、消耗指标：见表3至表9。
表3 材料消耗、成本、劳动生产率
项目
单位
设计
历史最好水平
1
2
3
4
黄药
克/吨
137（77年）
乙基黄药
克/吨
50（77年）
丁基黄药
克/吨
250
87（77年）
25#黑药
克/吨
24（83年）
2号油
克/吨
4（80年）
碳酸钠
克/吨
500
1297（84年）
硫酸铜
克/吨
300
580（77年）
硅酸钠
克/吨
450
硫酸锌
克/吨
133（84年）
硫代硫酸钠
克/吨
52（84年）
钢球
公斤/吨
1
0.64（81年）
水
米3/吨
4
4.5
电耗：全厂
度/吨
40.4
16.99（77年）
其中：磨浮
度/吨
成本：全厂
元/吨·原矿
选矿车间
元/吨·原矿
11.6
10.76（77年）
全员劳动生产率
吨/人·年
948.3
530.64（78年）
工人劳动生产率
吨/人·年
1145.8
671.32（78年）
续表3 材料消耗、成本、劳动生产率
项目
单位
1980年
1981年
1982年
1983年
1984年
1985年
5
6
7
8
9
10
药剂：黄药
克/吨
350
440
870
603
504
630
乙基黄药
克/吨
170
240
360
340
243
310
丁基黄药
克/吨
180
200
510
263
261
320
25#黑药
克/吨
55
70
40
24
41
50
2号油
克/吨
40
50
60
54
65
70
碳酸钠
克/吨
2340
2780
3120
2366
1297
1540
硫酸铜
克/吨
900
500
1250
1040
1020
1230
硅酸钠
克/吨
10
0
0
0
0
0
硫酸锌
克/吨
510
530
230
174
133
280
硫代硫酸钠
克/吨
360
450
160
179
52
0
钢球
公斤/吨
0.86
0.64
0.67
0.84
0.96
1.02
水
米3/吨
4.04
4.04
4.04
4.04
4.04
4.04
电耗：全厂
其中：磨浮
度/吨
44.96
41.07
40.29
64.65
27.36
33.76
成本：全厂选矿车间
元/吨·原矿
22.67
21.55
23.34
19.32
23.05
20.71
全员劳动生产率
吨/人·年
441.18
301.21
268.88
226.81
321.19
318.98
工人劳动生产率
吨/人·年
553.50
381.35
340.42
237.16
406.64
403.84
表4 破碎机衬板消耗
项目
衬板
寿命（月）
消耗量 公斤/吨矿
破碎机规格
固定鄂板
ZGMn13
12
0.003
PEE400×600
动 颚 板
ZGMn13
12
0.003
复摆颚式破碎机
动锥衬板
ΓB－∧
12
0.004
PYB－900
轧 臼
ΓB－∧
12
0.004
标准圆锥
表5 磨机衬板消耗
项目
球磨机
材质
寿命（年）
消耗公斤/吨
磨机规格
MQG1500×3000湿式格子型球磨机
筒体衬板
ZGMn13
0.67
0.055
提升板
ZGMn13
0.67
0.002
端衬板
ZGMn13
0.5
0.001
磨机口衬板
ZGMn13
2
0.002
表6 钢球、钢棒消耗
产品－200目%
固体（%）
磨矿介质尺寸
装载负荷（%）
消耗量（公斤/吨）
材质
棒磨球磨再磨
70±
70
60～120
86.19
1
锰钢
表7 筛网、滤布、砂泵、浮选机磨耗或寿命
项目
材质
寿命（月）
消耗（公斤/吨）
设备规格
筛板
普通钢
1
0.01
SZZ900×1800自定中心振动筛
滤布
乙睛纶
6
0.022米/吨精矿
PG18－（1.8/4）圆盘真空过滤机
砂泵
2PN
叶轮
白口铁
1
0.003
泵壳
白口铁
1
0.008
浮选机
叶轮
铸铁衬胶
12
0.015（0.004）
XJK1.1（0.35）
盖板
铸铁衬胶
12
0.017（0.007）
XJK1.1（0.35）
表8 电力消耗
项目
消耗（度/吨原矿）
破碎、运输和筛分
3.93
磨矿、分级（包括再磨）
8.04
选别
8.11
脱水
2.40
其它（照明、水泵、机修）
10.88
总计
33.36
表9 生产用水
实际总耗水量
1010吨/日
回水利用率
0%
新水量
1010吨/日
每吨原砂消耗新水量
4.04米3/吨
注：表内总计电力消耗按选厂1976年－1985年平均值计
七、主要设备能力见表10。
表10 主要设备能力
项目
名称及规格
台数
最大处理量
一、碎矿
吨/台·时
产品粒度
（毫米）
排口宽度
（毫米）
矿石松散密度（吨/米3）
粗碎
PEE400×600复摆颚式破碎机
1
22
80
50
中碎
细碎
PYB－900标准圆锥
1
23.5
25
13
二、磨矿、分级
吨/台·时
给矿粒度
磨矿细度
一段
MQG1500×3000湿式格
2
3
0－25
－200目占28.06%
子型球磨机
三、浮选
米3/吨·日
作业浓度
给矿粒度
浮选
（粗、精、扫）
%
锌系统
－200目占70%±
粗选（XJK－1.1）
8
0.2
22
精选（XJK－0.35）
20
0.3
18
扫选（XJK－1.1）
8
0.18
19
四、脱水
吨/米2·日
给矿浓度（%）
排矿浓度滤并浓度（%）
精矿密度
吨/米3
浓缩
TNZ－12中心传动式
1
0.55
33%
55%±
3.23
TNZ－3.6中心传动式
1
PG18－（18/4）盘式真空
1
0.29
55%
10%
3.23
TZG－5米2圆筒真空过滤机
2
八、选矿成本：表11。
表11 选厂生产成本
项目
单耗
单价 元/公斤
金额（元/吨）
补助材料
公斤/吨·矿
钢球
1
5.924
浮选药剂
5.402
33.93
电
0.03
18.12
生产工人工资
3.822
15.5
提取职工福利基金
1.44
大修基金
车间经费
55.14
选矿单位成本
130.054
精矿单位成本
318.504
注：表内数据为1985年指标，表内其它指标进入车间经费。
九、主要设备负荷率：见表12。
表12 主要车间及设备负荷率、运转率
车间名称
综合生能力（额定）
负荷率%
运转率%
一、碎矿车间
250吨/日
粗碎机
250吨/日
81.17
33.33
细碎机
231.95吨/日
70.5
33.33
二、磨浮车间
250吨/日
磨矿机
0.31吨/米3·时（按新生－200目计算）
80.87
66.33
浮选机
0.2米3/吨·日
80.87
66.33
三、脱水车间
62（精矿）米3/吨
过滤机
3.44吨·米2·吨
50
干燥机
吨/日
注：1、车间综合生产能力指可能达到的最大生产能力。
2、设备综合生产能力指同类型设备的总能力。
十、投资效果：会东铅锌矿包括采、选、冶。整个企业投资为3653.3元；截至1985年低，选厂总投资为181.26万元，单位投资为21.94元/吨·年；选矿固定资产总值178.2万元，净值为107.68万元。
选矿厂主要效益指标见表13。
表13 选矿厂主要效益指标
企业投资返本年限（年）1年（1969年－1975年建成1976年返本）。
企业投资收益率（元/100元）、150（76～85年平均指标）。
全员劳动生产率（吨/人·日）历史最好：1.96，83年：1.12
工人劳动生产率（吨/人·日）历史最好：2.48 83年：1.42
每吨原矿安装功率（瓩/吨）：3.51
职工总人数：新定员：157 实际人员：138
其中工人：128 109
技术人员：10（包括管理人员） 5
服务及其他：19 24
综合利用： 镉 银 镓 锗
半生金属含量：0.6765%， 243克/吨 0.0028% 0.00665%
已回收金属： 599.98吨 21.551吨 2.483吨 5.898吨
注：1、企业投资返本年限及企业投资效益率指选厂部分；
2、职工总人数指选矿厂部分；
3、伴生金属含量来源于表4，已回收金属按投产至85年锌精矿实物量计算。
十一、其它
（一）矿石物相及化学分析：见表14。
项目
相别
原矿
精矿
尾矿
含量%
分布%
含量%
分布%
含量%
分布%
锌
物
相
ZnS
5.923
82.45
54.46
95.73
0.263
37.84
ZnCO3
0.651
9.06
0.644
1.13
0.334
48.06
ZnSiO3
0.519
7.22
1.217
2.13
0.050
7.2
其它锌
0.091
1.27
0.576
1.01
0.048
6.90
全Zn
7.184
100
56.90
100
0.695
100
氧化率：11.32%（83－85年实际生产年平均值）
多
元
素
分
析
Zn%
12.6
59.35
1.89
Pb%
0.53
0.62
0.405
Cl%
0.1465
0.6765
0.02
Ga%
0.00115
0.0028
0.000125
Ge%
0.00175
0.00665
0.00041
In%
0.00025
0.00063
0.000055
Ag（克/吨）
53.25
243.00
10.00
S%
6.04
28.27
0.43
Cu%
0.021
0.133
0.02
注：资料来于603队1981年在选厂取样分析
（二）产品质量规划：见表15。
表15 产品质量规划
时间
锌精矿品位 %
回收率 %
Zn
Pb
SiO2
Zn
Pb
1984年末
57.34
1.04
4.16
88.06
56.44
1987年末
57
1.5
＜4.5
87.44
49.85
1990年末
57
1
＜4
94.06
41.79
（三）原矿粒度分析：见表16。
表16 粒度分析
项目
产品
粒度
（毫米）
品位%
分布率%
Zn
Pb
Zn
Pb
原矿
13～9
4.25
0.18
12.85
14.39
9～6
5.74
0.23
13.62
14.47
6～6
6.21
0.17
18.83
13.74
3～2
7.47
0.29
15.36
15.81
2～1
9.16
0.31
17.36
15.54<, /P>
1～0.5
10.31
0.44
6.79
7.55
0.5～0.2
13.67
0.47
6.23
5.61
0.2～0.074
13.67
0.51
4.23
4.11
－0.074
6.98
0.51
4.61
8.78
合计
6.91
0.26
100
100
精矿
粒度
（微米）
分布率
（%）
品位（%）
分布率（%）
Zn
Pb
Zn
Pb
＋74
9.05
57.39
0.21
9.10
1.34
74～37
57.92
58.87
1.30
59.74
53.22
37～19
19.01
56.47
2.05
18.81
27.54
19～10
6.79
55.44
2.10
6.57
10.08
－19
7.23
45.51
1.53
5.76
7.82
合计
100
57.08
1.42
100
100
尾矿
粒度
（微米）
分布率
（%）
品位（%）
分布率（%）
Zn
Pb
Zn
Pb
＋74
16.43
0.70
0.027
15.37
7.87
74～37
35.94
0.79
0.093
38.15
59.63
37～19
17.98
0.61
0.052
14.37
16.68
19～10
9.81
0.60
0.064
7.91
11.20
－10
19.93
0.89
0.13
23.84
4.62
合计
100
0.74
0.056
100
100
（四）磨矿分级产品筛析：见表17。
表17 磨矿分级产品筛析
粒度（毫米）
通过量累积百分数
球磨给矿
球磨排矿
分级机底流
分级机溢流
＋18
40.27
1.97
2.50
－18＋12
11.27
2.17
2.77
－12＋10
5.75
1.02
1.38
－10＋8
4.72
0.78
1.07
－8＋6
6.98
0.87
1.33
－6＋4
6.75
1.18
1.86
－4＋2
4.17
1.28
1.60
－2＋1
5.17
4.25
6.00
0.05
－1＋0.3
4.13
19.92
28.43
0.08
－0.3＋0.076
4.22
38.50
44.82
26.35
－0.076
6.57
28.06
8.24
73.52
浓度%
95
80
83.33
28－34
（五）螺旋分级机筛析：见表18。
（六）料仓贮量：见表19。
表18 螺旋分级机筛析
粒级（网目）
重量百分数%
给矿
溢流
底流
＋48
33.44
0.13
46.94
－48～＋65
38.50
26.35
44.82
－65～＋100
－100～＋150
－150～＋200
－200～＋350
28.06
73.52
8.24
－350
浓度（%）
80
34
83.33
表19 料仓贮量
料仓类型
物料粒度（毫米）
贮存时间（时）
有效容积（米3、吨）
料仓结构特点
粗碎受矿仓
0－350
12
125t
高架式
中间矿仓
－
－
－
半地下、高架式
粉矿仓
0－25
32
500
高架式
成品仓
24
70
半地下
二、矿石特性：会东大梁子铅锌矿为以锌为主的多金属矿床，以硫化矿和混合矿为主，矿石中除铅、锌外，尚有镉、银、锗等多种金属。原矿含铅0.299%；锌6.99%；银47.14克/吨。矿石共分四种类型：细脉浸染状、角砾状、致密块状、黑色破碎带。矿石整体以细脉浸染状为主，约占50%以上；锌品位较低，角砾状和致密块状矿石含锌极高，有的高达40%以上，但所占比例不大；黑色破碎带矿石主要由黑色泥质白云岩及软泥组成，锌含量变化较大，最小者小于1%，最大者在于20%，一般为5%～20%。闪锌矿嵌布粒度主要呈不规则块状，最大块为20×25×40毫米，呈粒状产出的粒度为1.6～0.21毫米，不论粒状或块状，其中均嵌布其它矿物。方铅矿主要呈粒状嵌布在闪锌矿中，以闪锌矿为基质，方铅矿聚集嵌布其中，其他则与闪锌矿、黄铁矿、方解石结合一起组成块状产出或在石英中分散成粒状嵌布，一般粒度为0.082～0.35毫米，最大为1.32毫米。矿石中含锌较高，硫化矿铅锌比为1∶20，氧化矿为1∶7。矿石密度2.85吨/米3，松散密度1.77吨/米3，安息角为35°左右，摩擦角30左右，可磨性系数为1.22（标准矿石为云南易门铜矿矿石）。
三、厂史:选矿厂由昆明有色冶金设计院设计，1969后开建设，1975年9月建成，1976年正式投产。选厂设计规模为250吨/日，实际可达300吨/日。
四、生产概况：1979年至1983年四川冶金地质勘探公司603队对大梁子铅锌矿进行了补勘，勘查结果锌升为大型矿床；银升为特大型矿床，矿床资源见表1。
表1 矿石量及金属品位
矿石量（万吨）
品位 %
Pb
Zn
Ag克/吨
Cd
Ge
Ga
S
1718.6
0.7
12.25
432
0.143
0.00125
0.00112
5.65
上表为1985年保有的储量，按目前规模计算服务年限可百年以上，因此，会东铅锌矿具有建成大矿的条件。
破碎采用二段一闭路流程，原矿最大给矿粒度为350毫米，最终产品粒度小于25毫米。磨矿为一段闭路磨矿，磨矿细度为－200目占70%左右。浮选为优先浮选流程，先铅后锌，铅系统是一粗、二扫、五精，铅精矿含铅61.84%，含锌6.8%，回收率为52%。锌系统是一粗、二扫、三精，锌精矿含锌56.66%，含铅1.15%，二氧化硅4.52%，锌回收率83.37%。铅锌精矿的脱水均由浓缩、过滤两段作业完成，最终精矿产品含水10%左右。原矿中铅锌比值相差较大，当原矿中含铅小于0.5%时，对锌精矿质量并无影响，而当铅小于1.5%时，影响较大，可停止选铅而只选锌，流程上具有较大灵活性。生产的锌精矿由本矿冶炼厂冶炼。
原尾矿库只能存2～3年，现已不能适应生产要求，拟新建一个库容为230万米3的尾矿库，予计投资290万元，1988年建成。
五、生产指标：见表2。
表2 主要生产指标
项目
单位
设计
历史最好水平
1
2
3
4
处理矿量
吨/日
250
万吨/年
8.25
7.32（78年）
原矿品位（%）
Zn
7.5～12
16.61（81年）
Pb
0.23
0.97（80年）
Ag(克/吨)
47.14
Cu
0.11
SiO2
34.59
锌精矿品位（%）
Zn
50～55
58.99（81年）
Pb
1.42～1.83
0.43（81年）
S
25～28
SiO2
2.42
4.05（81年）
锌精矿含量
（万吨/年）
Zn
0.575～0.9405
0.7926（79年）
Pb
0.0208（79年）
SiO2
0.0637（79年）
回收率（%）
Zn
93～95
92.63（79年）
续表2 主要生产指标
项目
1980年
1985年
1986年
1987年
1
5
6
7
8
处理矿量
214
234
60883
44019
原矿品位（%）
1076
11.13
0.97
0.46
锌精矿品位（%）
57.79
56.64
1.08
1.33
4.11
4.35
锌精矿含量（%）
0.5005
0.4303
0.0094
0.0101
0.0356
0.0331
回收率（%）
76.39
81.15
六、消耗指标：见表3至表9。
表3 材料消耗、成本、劳动生产率
项目
单位
设计
历史最好水平
1
2
3
4
黄药
克/吨
137（77年）
乙基黄药
克/吨
50（77年）
丁基黄药
克/吨
250
87（77年）
25#黑药
克/吨
24（83年）
2号油
克/吨
4（80年）
碳酸钠
克/吨
500
1297（84年）
硫酸铜
克/吨
300
580（77年）
硅酸钠
克/吨
450
硫酸锌
克/吨
133（84年）
硫代硫酸钠
克/吨
52（84年）
钢球
公斤/吨
1
0.64（81年）
水
米3/吨
4
4.5
电耗：全厂
度/吨
40.4
16.99（77年）
其中：磨浮
度/吨
成本：全厂
元/吨·原矿
选矿车间
元/吨·原矿
11.6
10.76（77年）
全员劳动生产率
吨/人·年
948.3
530.64（78年）
工人劳动生产率
吨/人·年
1145.8
671.32（78年）
续表3 材料消耗、成本、劳动生产率
项目
单位
1980年
1981年
1982年
1983年
1984年
1985年
5
6
7
8
9
10
药剂：黄药
克/吨
350
440
870
603
504
630
乙基黄药
克/吨
170
240
360
340
243
310
丁基黄药
克/吨
180
200
510
263
261
320
25#黑药
克/吨
55
70
40
24
41
50
2号油
克/吨
40
50
60
54
65
70
碳酸钠
克/吨
2340
2780
3120
2366
1297
1540
硫酸铜
克/吨
900
500
1250
1040
1020
1230
硅酸钠
克/吨
10
0
0
0
0
0
硫酸锌
克/吨
510
530
230
174
133
280
硫代硫酸钠
克/吨
360
450
160
179
52
0
钢球
公斤/吨
0.86
0.64
0.67
0.84
0.96
1.02
水
米3/吨
4.04
4.04
4.04
4.04
4.04
4.04
电耗：全厂
其中：磨浮
度/吨
44.96
41.07
40.29
64.65
27.36
33.76
成本：全厂选矿车间
元/吨·原矿
22.67
21.55
23.34
19.32
23.05
20.71
全员劳动生产率
吨/人·年
441.18
301.21
268.88
226.81
321.19
318.98
工人劳动生产率
吨/人·年
553.50
381.35
340.42
237.16
406.64
403.84
表4 破碎机衬板消耗
项目
衬板
寿命（月）
消耗量 公斤/吨矿
破碎机规格
固定鄂板
ZGMn13
12
0.003
PEE400×600
动 颚 板
ZGMn13
12
0.003
复摆颚式破碎机
动锥衬板
ΓB－∧
12
0.004
PYB－900
轧 臼
ΓB－∧
12
0.004
标准圆锥
表5 磨机衬板消耗
项目
球磨机
材质
寿命（年）
消耗公斤/吨
磨机规格
MQG1500×3000湿式格子型球磨机
筒体衬板
ZGMn13
0.67
0.055
提升板
ZGMn13
0.67
0.002
端衬板
ZGMn13
0.5
0.001
磨机口衬板
ZGMn13
2
0.002
表6 钢球、钢棒消耗
产品－200目%
固体（%）
磨矿介质尺寸
装载负荷（%）
消耗量（公斤/吨）
材质
棒磨球磨再磨
70±
70
60～120
86.19
1
锰钢
表7 筛网、滤布、砂泵、浮选机磨耗或寿命
项目
材质
寿命（月）
消耗（公斤/吨）
设备规格
筛板
普通钢
1
0.01
SZZ900×1800自定中心振动筛
滤布
乙睛纶
6
0.022米/吨精矿
PG18－（1.8/4）圆盘真空过滤机
砂泵
2PN
叶轮
白口铁
1
0.003
泵壳
白口铁
1
0.008
浮选机
叶轮
铸铁衬胶
12
0.015（0.004）
XJK1.1（0.35）
盖板
铸铁衬胶
12
0.017（0.007）
XJK1.1（0.35）
表8 电力消耗
项目
消耗（度/吨原矿）
破碎、运输和筛分
3.93
磨矿、分级（包括再磨）
8.04
选别
8.11
脱水
2.40
其它（照明、水泵、机修）
10.88
总计
33.36
表9 生产用水
实际总耗水量
1010吨/日
回水利用率
0%
新水量
1010吨/日
每吨原砂消耗新水量
4.04米3/吨
注：表内总计电力消耗按选厂1976年－1985年平均值计
七、主要设备能力见表10。
表10 主要设备能力
项目
名称及规格
台数
最大处理量
一、碎矿
吨/台·时
产品粒度
（毫米）
排口宽度
（毫米）
矿石松散密度（吨/米3）
粗碎
PEE400×600复摆颚式破碎机
1
22
80
50
中碎
细碎
PYB－900标准圆锥
1
23.5
25
13
二、磨矿、分级
吨/台·时
给矿粒度
磨矿细度
一段
MQG1500×3000湿式格
2
3
0－25
－200目占28.06%
子型球磨机
三、浮选
米3/吨·日
作业浓度
给矿粒度
浮选
（粗、精、扫）
%
锌系统
－200目占70%±
粗选（XJK－1.1）
8
0.2
22
精选（XJK－0.35）
20
0.3
18
扫选（XJK－1.1）
8
0.18
19
四、脱水
吨/米2·日
给矿浓度（%）
排矿浓度滤并浓度（%）
精矿密度
吨/米3
浓缩
TNZ－12中心传动式
1
0.55
33%
55%±
3.23
TNZ－3.6中心传动式
1
PG18－（18/4）盘式真空
1
0.29
55%
10%
3.23
TZG－5米2圆筒真空过滤机
2
八、选矿成本：表11。
表11 选厂生产成本
项目
单耗
单价 元/公斤
金额（元/吨）
补助材料
公斤/吨·矿
钢球
1
5.924
浮选药剂
5.402
33.93
电
0.03
18.12
生产工人工资
3.822
15.5
提取职工福利基金
1.44
大修基金
车间经费
55.14
选矿单位成本
130.054
精矿单位成本
318.504
注：表内数据为1985年指标，表内其它指标进入车间经费。
九、主要设备负荷率：见表12。
表12 主要车间及设备负荷率、运转率
车间名称
综合生能力（额定）
负荷率%
运转率%
一、碎矿车间
250吨/日
粗碎机
250吨/日
81.17
33.33
细碎机
231.95吨/日
70.5
33.33
二、磨浮车间
250吨/日
磨矿机
0.31吨/米3·时（按新生－200目计算）
80.87
66.33
浮选机
0.2米3/吨·日
80.87
66.33
三、脱水车间
62（精矿）米3/吨
过滤机
3.44吨·米2·吨
50
干燥机
吨/日
注：1、车间综合生产能力指可能达到的最大生产能力。
2、设备综合生产能力指同类型设备的总能力。
十、投资效果：会东铅锌矿包括采、选、冶。整个企业投资为3653.3元；截至1985年低，选厂总投资为181.26万元，单位投资为21.94元/吨·年；选矿固定资产总值178.2万元，净值为107.68万元。
选矿厂主要效益指标见表13。
表13 选矿厂主要效益指标
企业投资返本年限（年）1年（1969年－1975年建成1976年返本）。
企业投资收益率（元/100元）、150（76～85年平均指标）。
全员劳动生产率（吨/人·日）历史最好：1.96，83年：1.12
工人劳动生产率（吨/人·日）历史最好：2.48 83年：1.42
每吨原矿安装功率（瓩/吨）：3.51
职工总人数：新定员：157 实际人员：138
其中工人：128 109
技术人员：10（包括管理人员） 5
服务及其他：19 24
综合利用： 镉 银 镓 锗
半生金属含量：0.6765%， 243克/吨 0.0028% 0.00665%
已回收金属： 599.98吨 21.551吨 2.483吨 5.898吨
注：1、企业投资返本年限及企业投资效益率指选厂部分；
2、职工总人数指选矿厂部分；
3、伴生金属含量来源于表4，已回收金属按投产至85年锌精矿实物量计算。
十一、其它
（一）矿石物相及化学分析：见表14。
项目
相别
原矿
精矿
尾矿
含量%
分布%
含量%
分布%
含量%
分布%
锌
物
相
ZnS
5.923
82.45
54.46
95.73
0.263
37.84
ZnCO3
0.651
9.06
0.644
1.13
0.334
48.06
ZnSiO3
0.519
7.22
1.217
2.13
0.050
7.2
其它锌
0.091
1.27
0.576
1.01
0.048
6.90
全Zn
7.184
100
56.90
100
0.695
100
氧化率：11.32%（83－85年实际生产年平均值）
多
元
素
分
析
Zn%
12.6
59.35
1.89
Pb%
0.53
0.62
0.405
Cl%
0.1465
0.6765
0.02
Ga%
0.00115
0.0028
0.000125
Ge%
0.00175
0.00665
0.00041
In%
0.00025
0.00063
0.000055
Ag（克/吨）
53.25
243.00
10.00
S%
6.04
28.27
0.43
Cu%
0.021
0.133
0.02
注：资料来于603队1981年在选厂取样分析
（二）产品质量规划：见表15。
表15 产品质量规划
时间
锌精矿品位 %
回收率 %
Zn
Pb
SiO2
Zn
Pb
1984年末
57.34
1.04
4.16
88.06
56.44
1987年末
57
1.5
＜4.5
87.44
49.85
1990年末
57
1
＜4
94.06
41.79
（三）原矿粒度分析：见表16。
表16 粒度分析
项目
产品
粒度
（毫米）
品位%
分布率%
Zn
Pb
Zn
Pb
原矿
13～9
4.25
0.18
12.85
14.39
9～6
5.74
0.23
13.62
14.47
6～6
6.21
0.17
18.83
13.74
3～2
7.47
0.29
15.36
15.81
2～1
9.16
0.31
17.36
15.54<, /P>
1～0.5
10.31
0.44
6.79
7.55
0.5～0.2
13.67
0.47
6.23
5.61
0.2～0.074
13.67
0.51
4.23
4.11
－0.074
6.98
0.51
4.61
8.78
合计
6.91
0.26
100
100
精矿
粒度
（微米）
分布率
（%）
品位（%）
分布率（%）
Zn
Pb
Zn
Pb
＋74
9.05
57.39
0.21
9.10
1.34
74～37
57.92
58.87
1.30
59.74
53.22
37～19
19.01
56.47
2.05
18.81
27.54
19～10
6.79
55.44
2.10
6.57
10.08
－19
7.23
45.51
1.53
5.76
7.82
合计
100
57.08
1.42
100
100
尾矿
粒度
（微米）
分布率
（%）
品位（%）
分布率（%）
Zn
Pb
Zn
Pb
＋74
16.43
0.70
0.027
15.37
7.87
74～37
35.94
0.79
0.093
38.15
59.63
37～19
17.98
0.61
0.052
14.37
16.68
19～10
9.81
0.60
0.064
7.91
11.20
－10
19.93
0.89
0.13
23.84
4.62
合计
100
0.74
0.056
100
100
（四）磨矿分级产品筛析：见表17。
表17 磨矿分级产品筛析
粒度（毫米）
通过量累积百分数
球磨给矿
球磨排矿
分级机底流
分级机溢流
＋18
40.27
1.97
2.50
－18＋12
11.27
2.17
2.77
－12＋10
5.75
1.02
1.38
－10＋8
4.72
0.78
1.07
－8＋6
6.98
0.87
1.33
－6＋4
6.75
1.18
1.86
－4＋2
4.17
1.28
1.60
－2＋1
5.17
4.25
6.00
0.05
－1＋0.3
4.13
19.92
28.43
0.08
－0.3＋0.076
4.22
38.50
44.82
26.35
－0.076
6.57
28.06
8.24
73.52
浓度%
95
80
83.33
28－34
（五）螺旋分级机筛析：见表18。
（六）料仓贮量：见表19。
表18 螺旋分级机筛析
粒级（网目）
重量百分数%
给矿
溢流
底流
＋48
33.44
0.13
46.94
－48～＋65
38.50
26.35
44.82
－65～＋100
－100～＋150
－150～＋200
－200～＋350
28.06
73.52
8.24
－350
浓度（%）
80
34
83.33
表19 料仓贮量
料仓类型
物料粒度（毫米）
贮存时间（时）
有效容积（米3、吨）
料仓结构特点
粗碎受矿仓
0－350
12
125t
高架式
中间矿仓
－
－
－
半地下、高架式
粉矿仓
0－25
32
500
高架式
成品仓
24
70
半地下
