一、位置：地处贵州省六盘水市南东30公里，距滇黔铁路滥坝车站11公里，矿区至滥坝有公路相通，交通尚称方便。
二、矿石特性：矿床属层控改造硫化铅锌矿床。主要金属矿物有：方铅矿、闪锌矿、黄铁矿，其次有褐铁矿、铁闪锌矿、白铅矿等。脉石矿物主要有方解石、白云石、铁方解石，其次为石英、重晶石等。矿石中矿物的相对含量表1。
表1 矿物相对含量
矿物名称
含量（%）
矿物名称
含量（%）
矿物名称
含量（%）
灰黑色方解石
46.92
氢氧化铁
0.94
粘土
0.63
方解石
22.81
白铅矿
0.11
煤炭
0.28
黄铁矿
15.01
异极矿
0.09
重晶石
0.19
闪锌矿
10.26
石英
0.16
毒重石
0.12
方铅矿
1.79
高岭土
0.67
可见矿石主要由灰黑色方解石所组成。有用矿物以黄铁矿为主，多呈致密的干的碎状和自形、半自形晶的粒状所构成的块状产出，粒度一般为0.5～0.096毫米，方铅矿主要和闪锌矿构成致密块状产出，中间分布有少量的黄铁矿，其余呈结晶较好的块状分布在闪锌矿中，其粒度为0.4～0.8毫米，也有部分方铅矿呈极细的点状和带状产出，粒度为0.001～0.0004毫米，边缘上局部有白铅矿分布，幅宽0.8～0.06毫米左右。闪锌矿主要与黄铁矿，方铅矿构成致密块状产出，有少量构成较大的粒状嵌布在方铅矿中，矿石品位，块状富矿中含Pb一般为3%～4%，含Zn一般在15%～20%，含S一般为8%～24%，浸染状贫矿中傐Pb一般为0.8%，含Zn一般为2.5%。
矿石密度为2.79～4.4吨/米3，松散密度为1.972吨/米3，（－13毫米），矿石布氏系数为10～13，安息角：40～42°（－13毫米时之安息角）。
三、厂史：1958年昆明冶金研究所提出“贵州水城杉树林铅锌矿选矿试验报告”，1965年12月贵州省冶金地质勘探公司二勘队提交了“贵州水城杉树林铅锌矿床补充勘探报告”，根据这两份报告在赫章杉树林建设300吨/日的铅锌选矿，选厂始建于1966年6月、投产于1970年7月，原设计年处理矿石90，000吨，服务年际15年，实际年处理矿石6万吨～7万吨，尚可服务6～7年。
四、生产概况：选厂每天处理300吨矿石，至今尚有储量见表2。
表2 赫章铅锌矿储量消耗情况
储量
级别
矿石储量（万吨）
铅金属量（万吨）
锌金属量（万吨）
储量
消耗
剩余
储量
消耗
剩余
储量
消耗
剩余
C级
147.6
88.55
59.05
4.9478
2.9647
1.877
20.5738
12.3369
7.9083
D级
15.9
15.9
0.2994
0.9870
0.9870
选矿自1970年投产到85年11月止，共创利2634.036910万元，上缴税金30.919355万元，利税合计：2664.956265万元，选矿设资409.326万元，净为国家创利2200万元。
离主井口400米处，设有150吨的原矿仓一座，该选厂还收购高品位矿与自产矿石混合入选，为作好配矿工作，1985年修建了约500米2的堆矿场。
选厂破碎流程原设计是三段一闭路流程，后改为两段开路流程，实践证明，效果良好。该厂第二段破碎设备φ1200毫米圆锥破碎机，是二、三十年代日产老设备，原电机为75瓩功率，后用40瓩功率的电机代替了它，经四年使用，未出现异常现象，节约了电能。磨矿为一段闭路，细度为－200目70－75%，选别流程原设计为优先浮选流程，直到1978年，才改为部分混选，即先铅硫混选，其尾矿选锌，混精进行铅硫分离选出铅精矿和硫精矿，而后两段脱水，精矿存仓外运。浮选流程改造后，该厂开始回收硫精矿，每年为企业增收20～30万元。现选厂生产硫化铅精矿（四级品），硫化锌精矿（三级品），硫精矿等三种产品，实际年产铅，锌精矿中金属含量6000～7000吨，年产硫精矿2800～3600吨，产品销售给株州冶炼厂，水口山矿务局，上海冶炼厂，四川化肥厂，昆明化肥厂等地。
原矿银含量达27.6克/吨有回收价值，银随铅，锌精矿产出销售时计价，各产品中银的回收情况见表3，主要产品中含解情况见表4。
表3 各产品中银的回收情况
原矿品位克/吨
铅精矿
锌精矿
硫精矿
尾矿
备注
品位克/吨
回收率%
品位克/吨
回收率（%）
品位克/吨
回收率%
品位克/吨
回收率%
72
258
13.10
258
58.7
34.4
3.43
12.9
24.7
850年
69
212
14.98
233
76.92
14
2.63
7
5.47
8.12.7
表4 铅锌精矿中含银情况
产品
名称
1983
1984
1985
品位
（克/吨）
含银量
（公斤）
品位
（克/吨）
含银量
（公斤）
品位
（克/吨）
含银量
（公斤）
铅精矿
210
468
210
460
208
448.5
锌精矿
190
1681
190
1807
198
2101.65
五、工艺流程：见图1
图1 赫章铅锌矿杉树林选矿生产流程
六、生产指标：见表5。
表5 300吨/日选厂历年来的生产指标
项目
单位
1971年
1975年
处理量
吨/日
275
186
吨/年
74688
54584
原矿品位（%）
Pb
2.44
1.75
Zn
9.11
8.06
Fe
9.68
铅锌矿品位（%）
Pb
52.571
57.40
Zn
2.96
4
Fe
19.88
锌精矿品位（%）
Pb
0.75
0.91
Zn
51.98
53.80
Fe
31.06
硫精矿品位（%）
Pb
0.51
Zn
1.33
Fe
41.540
铅精矿含量（吨）
Pb
1567.360
810.000
Zn
88.154
56.401
Fe
29.902
锌精矿含量（吨）
Pb
90.706
68.662
Zn
6325.996
4064.870
Fe
271.596
硫精矿含量（吨）
Pb
2.531
Zn
6.613
Fe
206.600
回收率（%）
铅
86.12
84.40
锌
92.97
92.43
铁
32.95
续表5
项目
单位
1980年
1985年
1986年
1987年
处理量
吨/日
211
吨/年
68554
58444
59500
57600
原矿品位（%）
Pb
2.54
2.969
2.76
2.54
Zn
10.04
10.377
11.54
8.74
Fe
8.19
8.182
铅锌矿品位（%）
Pb
58.61
56.126
58.0
58.04
Zn
4.13
4.020
Fe
14.18
10.754
锌精矿品位（%）
Pb
1.031
Zn
56.076
56.0
55.76
Fe
5.383
硫精矿品位（%）
Pb
1.944
Zn
3.453
Fe
43.780
铅精矿含量（吨）
Pb
1318.161
Zn
94.412
1269.0
1132.0
Fe
183.082
锌精矿含量（吨）
Pb
109.410
Zn
5845.980
6372.0
5454.0
Fe
430.466
硫精矿含量（吨）
Pb
113.852
Zn
202.216
Fe
2391.019
回收率（%）
Pb
75.974
77.04
74.56
Zn
90.484
92.79
92.25
Fe
50
七、消耗指标：见表6至表11。
表6 选厂历年每吨原矿的单耗
年份
乙黄药
丁黄药
2#油
石灰
苏打
硫酸铜
硫酸锌
大苏打
钢球
电耗
71
413
9200
312
4
1.25
27
72
400
14800
340
0.89
21.4
73
670
12900
320
1.62
15.7
74
560
20000
400
1.50
22
75
680
21000
5800
350
1.28
27.4
76
560
15200
310
0.94
34.2
77
530
18200
290
0.93
26.7
78
850
42
21070
1092
480
820
699
0.85
30.1
79
350
330
54
21000
1379
490
473
579
0.69
32
80
822
335
61
13400
1482
589
403
803
0.676
30.2
81
362
356
84
11280
1297
593
539
486
0.723
35.46
82
230
330
106
11700
1007
490
287
319
0.684
37.31
83
221
321
111
14205
864
591
421
396
0.654
43.34
84
321
250
161
14972
872
470
413
495
0.606
42.27
85
200
258
86
14565
605
412
131
128
0.599
41.37
注：1、水耗，83年测定一次为：5.57米3/吨。
2、钢球消耗单位为：公斤/吨；电耗单位为：度/吨，其余均以克/吨为单位。
表7 破碎机衬板消耗
项目
材质
寿命（月）
消耗量（公斤/吨矿）
固定衬板
ZGMn13
18
0.0027
400×600颚式破碎机（复摆）
活动衬板
″
18
0.0027
″ ″
动锥衬板
″
84
0.0013
φ1200圆锥破碎机
轧 臼
″
96
0.0012
″ ″
表8 磨矿机衬板消耗（1500×3000格子型球磨机）
项目
材质
寿命
（年）
消耗
（公斤/吨）
项目
磨矿介
质尺寸
装载负荷
%
消耗量
（公斤/吨）
材质
简体衬板
ZGMn13
1
0.23
钢球
φ120
31%
″
φ100
25%
0.67
锻钢
端衬板
″
1
0.032
φ80
25%
磨机口衬板
″
1
0.028
φ60
19%
表9 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
滤布
尼龙布
3
5m2·10m2过滤机
砂泵叶轮
硬质耐酸橡胶
6
2PNJA
砂泵壳护套
″ ″
6
2PNJA
浮选轮机叶轮
稀土铸铁
4
0.201
XJK0.62
浮选机盖板
″ ″
4
0.201
″ ″
表10 电力消耗分布情况（度/吨·原矿）
项目
百分比%
消耗（度/吨）
1、破碎
4.5
1.80
2、磨矿分级
31.20
12.40
3、选别
32.30
12.80
4、脱水
21.20
8.40
5、其它（照明、水泵、机修）
10.80
4.30
总计
100
39.70
表11 生产用水
实际总耗水量
1671米3/日
新鲜水量
1671″
每吨原矿消耗新水量
5.57米3/吨
八、主要设备能力：见表12。
表12 主要设备能力
项目
台数
最大处理量
粗碎
中细碎
一、碎矿
吨/台·时
产品粒度（毫米）
排矿口（毫米）
矿石松散密度
400×600颚式
1
27
100
80
吨/米3
φ1200圆锥
1
57.143
35
25.3
1.580
一段
二、磨矿、分级
给矿粒度
磨矿细度
φ1.5×3球磨
1
7.65
15～20毫米
－200目，70～75%
三、浮选部份混合浮选
66槽
米3/吨·日26.93
作业浓度，%
50%～55%
给矿粒度
－200目，70%～75%
四、脱水
吨/米2·日
给矿浓度%
排矿浓度滤并水份%
精矿密度，吨/米3
1、浓缩
铅精矿
φ6米浓缩机
1
2.32
17～21
60～70
4.8～5.8
锌精矿
φ9米浓缩机
1
7.56
23～27
65～71
3.8～4.0
硫精矿
φ9米浓缩机
1
5.80
8.67～10
70～75
3.4～4.34
2过滤
铅精矿
5米2圆鼓过滤
1
2.78
8～12
锌精矿
10米2圆鼓过滤机
1
6.80
8%～12%
硫精矿
10米2圆鼓过滤机
1
5.22
8%～12%
九、选矿成本：见表13。
表13 1984年选矿生产成本
序号
项目
单耗
单价（元/公斤）
金额（元/公斤）
1
原矿
198.82元/吨
2
辅助材料
公斤/吨·矿
钢球
0.598
0.9
5.04元/吨
捕收剂：乙黄
0.321
2.2
6.62
丁黄
0.250
2.8
6.56
起泡剂 2#油
0.090
2.2
1.85
调整剂：硫酸铜
0.470
2.0
8.82
硫酸锌
0.413
0.6
2.32
大苏打
0.496
0.7
3.25
土碱
0.863
0.4
3.24
石灰
14.876
0.025
3.49
3
电
41.6度/吨
0.095元/吨
37.84
4
生产工人工资
1.83
17.17
5
生产工人附加工资
6
固定资产折旧
2.41
22.62
7
大修理基金
3.53
33.09
8
车间经费
1.61
15.06
选矿单位成本
17.83
精矿金属单位成本
365.79元/吨
十、设备负荷率
表14 主要车间及设备负荷率运转率
车间名称
综合生产能力（额定）
负荷率%
运转率%
一、碎矿车间中、细碎机
567吨/日
47.62
34.27
567 ″
47.62
34.27
1200 ″
22.50
34.27
二、磨浮车间
300 吨/日
70.63
磨矿机
1.13吨/米3·时台（按－200目计）
53
浮选机
26.93米3/吨·日
56
三、脱水车间
浓缩机
<, ;, ;, P align=center>铅精矿
60
锌精矿
60
硫精矿
60
过滤机
铅精矿
35
锌精矿
48
硫精矿
48
十一、三废治理：选厂年排放尾矿矿浆量20万吨，16.8万米3，其中含干矿量3.42万米3。尾矿中有害杂质浓度较高，长期来，均排入竹林河林中，沿河两岩农民深受其害，反应强烈，贵州省环保局和六盘六市环保局均要求缴纳排污弗，1982～1985年缴钠的排污费就达18万多元，并通令限期冶理。选厂于82年底组织力量，对尾矿治理进行了可行性研究，确定了尾矿库迁址于牛头山，并委托跟贵州省铜仁水电勘探设计队施工设计，85年5月29日破土施工。
牛头山尾矿库，库容20.5万米3，服务年限6年，设计单位投资2.72元/米3。选厂排出的污水和尾矿浆，经砂泵站相送至尾矿库，放矿点布置在上游坝彼岸，放矿方式为轮流集中放矿。尾矿水中有害物质含量见下表15。
表15 尾矿水中有害物质含量
有害物质
浓度（毫克/升）
备注
最高允许排放浓度
本选厂有害成份浓度
pH
6～12
12
硫化物
1
3.5
Cd
0.1
未检出
Pb
1.0
24.34
Zn
5.0
16.5
Cu
1.0
0.099
悬浮物
500
257.5
黄药
未检
十二、投资效果
（一）总投资及单位投资
企业总投资409.326万元，单位投资58.48元/吨。
（二）选矿投资及单位投资
选厂投资203.126万元，单位投资29.62元/吨。
（三）选矿因定资产总值及净值
选矿固定资产总值及净值未做。只有杉树林分矿固定资产原值为6471971.72元，净值（到1985.11.止）5606892.93元。
（四）选矿厂主要效益指标表
表16 选矿厂主要效益指标
企业投资返佛年限（年）：2.5
企业投资收益率（元/100元）：651.06/100元
全员劳动生产率（吨/人·年）历史最好：（80年）652.89；（83年）468
每吨原矿安装功率（瓩/吨）：3.49
职工总人数：116人
其中工人：111人
技术人员：5人
综合利用：
伴生金属含量：Ag73.8吨八五年保有Ag31.5吨
已回收金属：
十三、其它
（一）原矿物相及化学分析：见表17至表21。
表17 原矿分析结果
全分析
物相分析
元素
含量%
成份
含量%
备注
成分
元素
Pb
3.00
PbSO4
0.146
Pb0.100
其中
Zn
11.710
PbO
0.218
Pb0.202
1、锌氧化率0.7%
S（有效）
14.220
PbS
3.145
Pb2.726
铅氧化率10.067%
S（全）
16.170
ZnCO3＋ZnO
0.069
Zn0.055
铁氧化率4.99%
Fe
8.713
ZnSiO3
0.069
Zn0.027
2、银含量：
Cd
0.018
ZnS
17.32
Zn11.628
Ag=58克/吨
Sb
0.088
FeCO3
0.790
Fe0.380
SiO2
6.30
Fe2O3
0.716
Fe0.055
CaO
21.90
FeS2
18.017
Fe8.378
MgO
0.07
Al2O3
4.90
表18 铅精矿分析结果
全分析
物相分析
元素
含量%
成份
含量%
备注
成分
元素
Pb
58.06
PbSO4
0.307
Pb0.210
其中
Zn
4.09
PbO
1.30
Pb1.207
含银205克/吨
S
20.77
PbS
65.084
Pb56.345
Fe
10.08
ZnCO3＋ZnO
0.024
Zn0.019
Cd
0.00769
ZnSiO3
0.028
Zn0.011
Sb
0.164
ZnS
6.049
Zn4.06
SiO2
0.700
FeCO3
0.071
Fe0.034
CaO
0.900
FeS2
19.453
Fe9.048
MgO
0.040
Fe2O3
1.42
Fe0.0997
Al2O3
2.600
表19 锌精矿分析结果
全分析
物相分析
元素
含量%
成份
含量%
备注
成分
元素
Pb
0.79
PbSO4
0.187
Pb0.114
其中含银：
Zn
58.20
PbO
0.130
Pb0.121
Ag:200克/吨
S
29.99
PbS
0.634
Pb0.549
Fe
4.69
ZnCO3＋ZnO
0.437
Zn0.344
Cd
0.0821
ZnSO4
0.120
Zn0.047
Sb
微量
ZnS
86
Zn57.809
SiO2
1.80
FeCO3
0.104
Fe0.05
CaO
2.20
FeS2
9.675
Fe4.05
MgO
0.04
Fe2O3
0.202
Fe0.014
Al2O3
2.20
表20 硫精矿分析结果
全分析
物相分析
元素
含量%
成份
含量%
备注
成分
元素
Pb
2.06
PbSO4
0.098
Pb0.067
其中含Ag：
Zn
2.85
PbO
0.311
Pb0.289
78克/吨
Fe
38.68
PbS
1.919
Pb1.686
S
43.26
ZnCO3＋ZnO
0.069
Zn0.055
Cd
0.00513
ZnSiO3
0.057
Zn0.022
Sb
0.191
ZnS
4.127
Zn2.773
SiO2
4.10
FeCO3
0.210
Fe0.101
MgO
1.49
FeS2
80.346
Fe37.367
Al2O3
1.848
Fe2O3
1.740
Fe1.217
CaO
0.20
表21 尾矿分析结果
全分析
物相分析
元素
含量%
成份
含量%
备注
成分
元素
Pb
0.24
PbSO2
0.070
0.048
其中：
Zn
0.73
PbO
0.094
0.037
含Ag15克/吨
S
4.91
PbS
0.133
0.115
Fe
5.25
ZnCO3＋ZnO
0.115
0.092
Cd
微
ZnSiO3
0.056
0.022
SiO2
10.90
ZnS
0.919
0.617
Sb
微
FeCO3
0.976
0.469
CaO
32.90
FeS2
9.611
4.468
AgO
3.7
Fe2O3
0.305
0.213
Al2O3
5.43
（二）产品质量规划：见表22
表22 产品质量规划
时间
精矿品位%
回收率%
铅精矿
锌精矿
硫精矿
Pb
Zn
Fe
Pb
Zn
Fe
Pb
Zn
Fe
Pb
Zn
Fe
1985年末
56.106
4.020
1.031
55.0
1.944
3.453
43.78
75.947
90.484
50
1987年末
60
＜5
＜1.00
57.0
＜6
＜1.00
＜2
43
75
92
60
1990年末
60
＜5
＜1.00
57.0
＜6
＜1.00
＜1.5
43
81
92
60
（三）原矿矿物组成：见表23。
（四）粒度分析：见表24至表27。
表23 原矿矿物组成
矿物名称
含量（%）
矿物名称
含量（%）
矿物名称
含量（%）
灰黑色方解石
46.92
氢氧化铁
0.94
粘土
0.63
方解石
22.81
白铅矿
0.11
煤炭
0.28
黄铁矿
15.01
异极矿
0.09
重晶石
0.19
闪锌矿
10.26
石英
0.16
毒石
0.12
方铅矿
1.78
高岭土
0.67
表24 铅精矿筛析结果
纲目
产率（%）
品位（%）
金属分布率（%）
Pb
Zn
Fe
Pb
Zn
Fe
－120＋160
2.005
62.768
4.753
8.605
2.116
2.799
1.63
－160＋200
3.998
56.473
5.516
11.004
3.797
6.477
4.630
－200
93.997
59.530
3.286
10.591
94.087
90.724
94.204
合计
100
59.473
3.405
10.568
100
100
100
表25 锌精矿筛析结果
纲目
产率（%）
品位（%）
金属分布率（%）
Pb
Zn
Fe
Pb
Zn
Fe
－40＋80
4.500
1.059
52.612
5.295
4.678
4.123
7.804
－80＋100
5.584
0.985
54.980
3.280
5.398
5.345
9.382
－100＋120
6.531
0.824
56.532
4.551
5.308
6.428
9.735
－120＋160
6.669
0.676
57.594
4.551
4.424
6.687
9.940
－160＋200
9.213
0.529
58.412
3.475
4.799
9.400
10.519
－200
66.973
1.147
58.330
2.399
75.393
68.017
52.62
合计
100
1.019
57.435
3.053
100
100
100
表26 硫精矿筛析结果
纲目
产率（%）
品位（%）
金属分布率（%）
Pb
Zn
Fe
Pb
Zn
Fe
－40＋80
1.402
2.000
2.692
29.952
1.589
1.309
1.062
－80＋100
1.883
1.630
2.447
39.715
1.738
1.595
1.892
－100＋120
2.965
1.259
2.184
41.039
2.115
2.242
3.078
－120＋160
4.487
1.111
2.211
42.363
2.824
3.434
4.803
－160＋200
9.575
0.882
1.974
42.446
4.784
6.543
10.280
－200
79.688
1.926
3.077
39.136
86.950
84.880
78.880
合计
100
1.765
2.889
39.536
100
100
100
表27 尾矿筛析结果
纲目
产率（%）
品位（%）
金属分布率（%）
Pb
Zn
Fe
Pb
Zn
Fe
＋40
2.318
0.309
1.474
1.654
1.241
2.684
1.010
－40＋80
17.537
0.353
0.645
1.738
10.730
8.883
8.030
－80＋100
7.153
0.382
0.581
2.648
4.735
3.264
4.990
－100＋120
5.056
0.353
0.516
2.979
3.094
2.049
3.963
－120＋160
4.251
0.324
0.452
3.227
2.389
1.509
3.614
－160＋200
5.423
0.382
0.500
3.310
3.591
2.130
4.728
－200
58.262
0.735
1.737
4.799
74.222
79.481
73.660
合计
100
0.577
1.273
3.796
100
100
100
（四）磨矿分级产品筛析：见表28。
表28 入选原矿筛析结果（分级溢流）
纲目
产率（%）
品位（%）
金属分布率（%）
Pb
Zn
Fe
Pb
Zn
Fe
＋40
1.69
0.265
0.993
1.654
0.121
0.110
0.310
－40＋80
12.94
0.324
4.573
2.234
1.113
3.892
3.206
－80＋100
5.75
0.765
12.425
4.468
1.175
4.698
2.649
－100＋120
5.13
1.103
17.275
7.281
1.512
5.828
4.143
－120＋160
5.35
2.00
19.723
8.770
2.857
6.939
6.204
－160＋200
8.53
2.593
19.862
12.569
5.927
11.18
12.018
－200
60.58
5.396
16.906
10.756
81.295
67.352
72.270
合计
100
3.745
15.206
9.016
100
100
100
五、料仓贮量：见表29。
表29 料仓贮量状况
料仓类型
物料粒度（毫米）
存时间（时）
有效容积（米3）
料仓结构特点
粗碎受矿仓
300
6
70
高架式
粉矿仓
20
24
180
高架式
装车仓
864
半地下式
二、矿石特性：矿床属层控改造硫化铅锌矿床。主要金属矿物有：方铅矿、闪锌矿、黄铁矿，其次有褐铁矿、铁闪锌矿、白铅矿等。脉石矿物主要有方解石、白云石、铁方解石，其次为石英、重晶石等。矿石中矿物的相对含量表1。
表1 矿物相对含量
矿物名称
含量（%）
矿物名称
含量（%）
矿物名称
含量（%）
灰黑色方解石
46.92
氢氧化铁
0.94
粘土
0.63
方解石
22.81
白铅矿
0.11
煤炭
0.28
黄铁矿
15.01
异极矿
0.09
重晶石
0.19
闪锌矿
10.26
石英
0.16
毒重石
0.12
方铅矿
1.79
高岭土
0.67
可见矿石主要由灰黑色方解石所组成。有用矿物以黄铁矿为主，多呈致密的干的碎状和自形、半自形晶的粒状所构成的块状产出，粒度一般为0.5～0.096毫米，方铅矿主要和闪锌矿构成致密块状产出，中间分布有少量的黄铁矿，其余呈结晶较好的块状分布在闪锌矿中，其粒度为0.4～0.8毫米，也有部分方铅矿呈极细的点状和带状产出，粒度为0.001～0.0004毫米，边缘上局部有白铅矿分布，幅宽0.8～0.06毫米左右。闪锌矿主要与黄铁矿，方铅矿构成致密块状产出，有少量构成较大的粒状嵌布在方铅矿中，矿石品位，块状富矿中含Pb一般为3%～4%，含Zn一般在15%～20%，含S一般为8%～24%，浸染状贫矿中傐Pb一般为0.8%，含Zn一般为2.5%。
矿石密度为2.79～4.4吨/米3，松散密度为1.972吨/米3，（－13毫米），矿石布氏系数为10～13，安息角：40～42°（－13毫米时之安息角）。
三、厂史：1958年昆明冶金研究所提出“贵州水城杉树林铅锌矿选矿试验报告”，1965年12月贵州省冶金地质勘探公司二勘队提交了“贵州水城杉树林铅锌矿床补充勘探报告”，根据这两份报告在赫章杉树林建设300吨/日的铅锌选矿，选厂始建于1966年6月、投产于1970年7月，原设计年处理矿石90，000吨，服务年际15年，实际年处理矿石6万吨～7万吨，尚可服务6～7年。
四、生产概况：选厂每天处理300吨矿石，至今尚有储量见表2。
表2 赫章铅锌矿储量消耗情况
储量
级别
矿石储量（万吨）
铅金属量（万吨）
锌金属量（万吨）
储量
消耗
剩余
储量
消耗
剩余
储量
消耗
剩余
C级
147.6
88.55
59.05
4.9478
2.9647
1.877
20.5738
12.3369
7.9083
D级
15.9
15.9
0.2994
0.9870
0.9870
选矿自1970年投产到85年11月止，共创利2634.036910万元，上缴税金30.919355万元，利税合计：2664.956265万元，选矿设资409.326万元，净为国家创利2200万元。
离主井口400米处，设有150吨的原矿仓一座，该选厂还收购高品位矿与自产矿石混合入选，为作好配矿工作，1985年修建了约500米2的堆矿场。
选厂破碎流程原设计是三段一闭路流程，后改为两段开路流程，实践证明，效果良好。该厂第二段破碎设备φ1200毫米圆锥破碎机，是二、三十年代日产老设备，原电机为75瓩功率，后用40瓩功率的电机代替了它，经四年使用，未出现异常现象，节约了电能。磨矿为一段闭路，细度为－200目70－75%，选别流程原设计为优先浮选流程，直到1978年，才改为部分混选，即先铅硫混选，其尾矿选锌，混精进行铅硫分离选出铅精矿和硫精矿，而后两段脱水，精矿存仓外运。浮选流程改造后，该厂开始回收硫精矿，每年为企业增收20～30万元。现选厂生产硫化铅精矿（四级品），硫化锌精矿（三级品），硫精矿等三种产品，实际年产铅，锌精矿中金属含量6000～7000吨，年产硫精矿2800～3600吨，产品销售给株州冶炼厂，水口山矿务局，上海冶炼厂，四川化肥厂，昆明化肥厂等地。
原矿银含量达27.6克/吨有回收价值，银随铅，锌精矿产出销售时计价，各产品中银的回收情况见表3，主要产品中含解情况见表4。
表3 各产品中银的回收情况
原矿品位克/吨
铅精矿
锌精矿
硫精矿
尾矿
备注
品位克/吨
回收率%
品位克/吨
回收率（%）
品位克/吨
回收率%
品位克/吨
回收率%
72
258
13.10
258
58.7
34.4
3.43
12.9
24.7
850年
69
212
14.98
233
76.92
14
2.63
7
5.47
8.12.7
表4 铅锌精矿中含银情况
产品
名称
1983
1984
1985
品位
（克/吨）
含银量
（公斤）
品位
（克/吨）
含银量
（公斤）
品位
（克/吨）
含银量
（公斤）
铅精矿
210
468
210
460
208
448.5
锌精矿
190
1681
190
1807
198
2101.65
五、工艺流程：见图1
图1 赫章铅锌矿杉树林选矿生产流程
六、生产指标：见表5。
表5 300吨/日选厂历年来的生产指标
项目
单位
1971年
1975年
处理量
吨/日
275
186
吨/年
74688
54584
原矿品位（%）
Pb
2.44
1.75
Zn
9.11
8.06
Fe
9.68
铅锌矿品位（%）
Pb
52.571
57.40
Zn
2.96
4
Fe
19.88
锌精矿品位（%）
Pb
0.75
0.91
Zn
51.98
53.80
Fe
31.06
硫精矿品位（%）
Pb
0.51
Zn
1.33
Fe
41.540
铅精矿含量（吨）
Pb
1567.360
810.000
Zn
88.154
56.401
Fe
29.902
锌精矿含量（吨）
Pb
90.706
68.662
Zn
6325.996
4064.870
Fe
271.596
硫精矿含量（吨）
Pb
2.531
Zn
6.613
Fe
206.600
回收率（%）
铅
86.12
84.40
锌
92.97
92.43
铁
32.95
续表5
项目
单位
1980年
1985年
1986年
1987年
处理量
吨/日
211
吨/年
68554
58444
59500
57600
原矿品位（%）
Pb
2.54
2.969
2.76
2.54
Zn
10.04
10.377
11.54
8.74
Fe
8.19
8.182
铅锌矿品位（%）
Pb
58.61
56.126
58.0
58.04
Zn
4.13
4.020
Fe
14.18
10.754
锌精矿品位（%）
Pb
1.031
Zn
56.076
56.0
55.76
Fe
5.383
硫精矿品位（%）
Pb
1.944
Zn
3.453
Fe
43.780
铅精矿含量（吨）
Pb
1318.161
Zn
94.412
1269.0
1132.0
Fe
183.082
锌精矿含量（吨）
Pb
109.410
Zn
5845.980
6372.0
5454.0
Fe
430.466
硫精矿含量（吨）
Pb
113.852
Zn
202.216
Fe
2391.019
回收率（%）
Pb
75.974
77.04
74.56
Zn
90.484
92.79
92.25
Fe
50
七、消耗指标：见表6至表11。
表6 选厂历年每吨原矿的单耗
年份
乙黄药
丁黄药
2#油
石灰
苏打
硫酸铜
硫酸锌
大苏打
钢球
电耗
71
413
9200
312
4
1.25
27
72
400
14800
340
0.89
21.4
73
670
12900
320
1.62
15.7
74
560
20000
400
1.50
22
75
680
21000
5800
350
1.28
27.4
76
560
15200
310
0.94
34.2
77
530
18200
290
0.93
26.7
78
850
42
21070
1092
480
820
699
0.85
30.1
79
350
330
54
21000
1379
490
473
579
0.69
32
80
822
335
61
13400
1482
589
403
803
0.676
30.2
81
362
356
84
11280
1297
593
539
486
0.723
35.46
82
230
330
106
11700
1007
490
287
319
0.684
37.31
83
221
321
111
14205
864
591
421
396
0.654
43.34
84
321
250
161
14972
872
470
413
495
0.606
42.27
85
200
258
86
14565
605
412
131
128
0.599
41.37
注：1、水耗，83年测定一次为：5.57米3/吨。
2、钢球消耗单位为：公斤/吨；电耗单位为：度/吨，其余均以克/吨为单位。
表7 破碎机衬板消耗
项目
材质
寿命（月）
消耗量（公斤/吨矿）
固定衬板
ZGMn13
18
0.0027
400×600颚式破碎机（复摆）
活动衬板
″
18
0.0027
″ ″
动锥衬板
″
84
0.0013
φ1200圆锥破碎机
轧 臼
″
96
0.0012
″ ″
表8 磨矿机衬板消耗（1500×3000格子型球磨机）
项目
材质
寿命
（年）
消耗
（公斤/吨）
项目
磨矿介
质尺寸
装载负荷
%
消耗量
（公斤/吨）
材质
简体衬板
ZGMn13
1
0.23
钢球
φ120
31%
″
φ100
25%
0.67
锻钢
端衬板
″
1
0.032
φ80
25%
磨机口衬板
″
1
0.028
φ60
19%
表9 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
滤布
尼龙布
3
5m2·10m2过滤机
砂泵叶轮
硬质耐酸橡胶
6
2PNJA
砂泵壳护套
″ ″
6
2PNJA
浮选轮机叶轮
稀土铸铁
4
0.201
XJK0.62
浮选机盖板
″ ″
4
0.201
″ ″
表10 电力消耗分布情况（度/吨·原矿）
项目
百分比%
消耗（度/吨）
1、破碎
4.5
1.80
2、磨矿分级
31.20
12.40
3、选别
32.30
12.80
4、脱水
21.20
8.40
5、其它（照明、水泵、机修）
10.80
4.30
总计
100
39.70
表11 生产用水
实际总耗水量
1671米3/日
新鲜水量
1671″
每吨原矿消耗新水量
5.57米3/吨
八、主要设备能力：见表12。
表12 主要设备能力
项目
台数
最大处理量
粗碎
中细碎
一、碎矿
吨/台·时
产品粒度（毫米）
排矿口（毫米）
矿石松散密度
400×600颚式
1
27
100
80
吨/米3
φ1200圆锥
1
57.143
35
25.3
1.580
一段
二、磨矿、分级
给矿粒度
磨矿细度
φ1.5×3球磨
1
7.65
15～20毫米
－200目，70～75%
三、浮选部份混合浮选
66槽
米3/吨·日26.93
作业浓度，%
50%～55%
给矿粒度
－200目，70%～75%
四、脱水
吨/米2·日
给矿浓度%
排矿浓度滤并水份%
精矿密度，吨/米3
1、浓缩
铅精矿
φ6米浓缩机
1
2.32
17～21
60～70
4.8～5.8
锌精矿
φ9米浓缩机
1
7.56
23～27
65～71
3.8～4.0
硫精矿
φ9米浓缩机
1
5.80
8.67～10
70～75
3.4～4.34
2过滤
铅精矿
5米2圆鼓过滤
1
2.78
8～12
锌精矿
10米2圆鼓过滤机
1
6.80
8%～12%
硫精矿
10米2圆鼓过滤机
1
5.22
8%～12%
九、选矿成本：见表13。
表13 1984年选矿生产成本
序号
项目
单耗
单价（元/公斤）
金额（元/公斤）
1
原矿
198.82元/吨
2
辅助材料
公斤/吨·矿
钢球
0.598
0.9
5.04元/吨
捕收剂：乙黄
0.321
2.2
6.62
丁黄
0.250
2.8
6.56
起泡剂 2#油
0.090
2.2
1.85
调整剂：硫酸铜
0.470
2.0
8.82
硫酸锌
0.413
0.6
2.32
大苏打
0.496
0.7
3.25
土碱
0.863
0.4
3.24
石灰
14.876
0.025
3.49
3
电
41.6度/吨
0.095元/吨
37.84
4
生产工人工资
1.83
17.17
5
生产工人附加工资
6
固定资产折旧
2.41
22.62
7
大修理基金
3.53
33.09
8
车间经费
1.61
15.06
选矿单位成本
17.83
精矿金属单位成本
365.79元/吨
十、设备负荷率
表14 主要车间及设备负荷率运转率
车间名称
综合生产能力（额定）
负荷率%
运转率%
一、碎矿车间中、细碎机
567吨/日
47.62
34.27
567 ″
47.62
34.27
1200 ″
22.50
34.27
二、磨浮车间
300 吨/日
70.63
磨矿机
1.13吨/米3·时台（按－200目计）
53
浮选机
26.93米3/吨·日
56
三、脱水车间
浓缩机
<, ;, ;, P align=center>铅精矿
60
锌精矿
60
硫精矿
60
过滤机
铅精矿
35
锌精矿
48
硫精矿
48
十一、三废治理：选厂年排放尾矿矿浆量20万吨，16.8万米3，其中含干矿量3.42万米3。尾矿中有害杂质浓度较高，长期来，均排入竹林河林中，沿河两岩农民深受其害，反应强烈，贵州省环保局和六盘六市环保局均要求缴纳排污弗，1982～1985年缴钠的排污费就达18万多元，并通令限期冶理。选厂于82年底组织力量，对尾矿治理进行了可行性研究，确定了尾矿库迁址于牛头山，并委托跟贵州省铜仁水电勘探设计队施工设计，85年5月29日破土施工。
牛头山尾矿库，库容20.5万米3，服务年限6年，设计单位投资2.72元/米3。选厂排出的污水和尾矿浆，经砂泵站相送至尾矿库，放矿点布置在上游坝彼岸，放矿方式为轮流集中放矿。尾矿水中有害物质含量见下表15。
表15 尾矿水中有害物质含量
有害物质
浓度（毫克/升）
备注
最高允许排放浓度
本选厂有害成份浓度
pH
6～12
12
硫化物
1
3.5
Cd
0.1
未检出
Pb
1.0
24.34
Zn
5.0
16.5
Cu
1.0
0.099
悬浮物
500
257.5
黄药
未检
十二、投资效果
（一）总投资及单位投资
企业总投资409.326万元，单位投资58.48元/吨。
（二）选矿投资及单位投资
选厂投资203.126万元，单位投资29.62元/吨。
（三）选矿因定资产总值及净值
选矿固定资产总值及净值未做。只有杉树林分矿固定资产原值为6471971.72元，净值（到1985.11.止）5606892.93元。
（四）选矿厂主要效益指标表
表16 选矿厂主要效益指标
企业投资返佛年限（年）：2.5
企业投资收益率（元/100元）：651.06/100元
全员劳动生产率（吨/人·年）历史最好：（80年）652.89；（83年）468
每吨原矿安装功率（瓩/吨）：3.49
职工总人数：116人
其中工人：111人
技术人员：5人
综合利用：
伴生金属含量：Ag73.8吨八五年保有Ag31.5吨
已回收金属：
十三、其它
（一）原矿物相及化学分析：见表17至表21。
表17 原矿分析结果
全分析
物相分析
元素
含量%
成份
含量%
备注
成分
元素
Pb
3.00
PbSO4
0.146
Pb0.100
其中
Zn
11.710
PbO
0.218
Pb0.202
1、锌氧化率0.7%
S（有效）
14.220
PbS
3.145
Pb2.726
铅氧化率10.067%
S（全）
16.170
ZnCO3＋ZnO
0.069
Zn0.055
铁氧化率4.99%
Fe
8.713
ZnSiO3
0.069
Zn0.027
2、银含量：
Cd
0.018
ZnS
17.32
Zn11.628
Ag=58克/吨
Sb
0.088
FeCO3
0.790
Fe0.380
SiO2
6.30
Fe2O3
0.716
Fe0.055
CaO
21.90
FeS2
18.017
Fe8.378
MgO
0.07
Al2O3
4.90
表18 铅精矿分析结果
全分析
物相分析
元素
含量%
成份
含量%
备注
成分
元素
Pb
58.06
PbSO4
0.307
Pb0.210
其中
Zn
4.09
PbO
1.30
Pb1.207
含银205克/吨
S
20.77
PbS
65.084
Pb56.345
Fe
10.08
ZnCO3＋ZnO
0.024
Zn0.019
Cd
0.00769
ZnSiO3
0.028
Zn0.011
Sb
0.164
ZnS
6.049
Zn4.06
SiO2
0.700
FeCO3
0.071
Fe0.034
CaO
0.900
FeS2
19.453
Fe9.048
MgO
0.040
Fe2O3
1.42
Fe0.0997
Al2O3
2.600
表19 锌精矿分析结果
全分析
物相分析
元素
含量%
成份
含量%
备注
成分
元素
Pb
0.79
PbSO4
0.187
Pb0.114
其中含银：
Zn
58.20
PbO
0.130
Pb0.121
Ag:200克/吨
S
29.99
PbS
0.634
Pb0.549
Fe
4.69
ZnCO3＋ZnO
0.437
Zn0.344
Cd
0.0821
ZnSO4
0.120
Zn0.047
Sb
微量
ZnS
86
Zn57.809
SiO2
1.80
FeCO3
0.104
Fe0.05
CaO
2.20
FeS2
9.675
Fe4.05
MgO
0.04
Fe2O3
0.202
Fe0.014
Al2O3
2.20
表20 硫精矿分析结果
全分析
物相分析
元素
含量%
成份
含量%
备注
成分
元素
Pb
2.06
PbSO4
0.098
Pb0.067
其中含Ag：
Zn
2.85
PbO
0.311
Pb0.289
78克/吨
Fe
38.68
PbS
1.919
Pb1.686
S
43.26
ZnCO3＋ZnO
0.069
Zn0.055
Cd
0.00513
ZnSiO3
0.057
Zn0.022
Sb
0.191
ZnS
4.127
Zn2.773
SiO2
4.10
FeCO3
0.210
Fe0.101
MgO
1.49
FeS2
80.346
Fe37.367
Al2O3
1.848
Fe2O3
1.740
Fe1.217
CaO
0.20
表21 尾矿分析结果
全分析
物相分析
元素
含量%
成份
含量%
备注
成分
元素
Pb
0.24
PbSO2
0.070
0.048
其中：
Zn
0.73
PbO
0.094
0.037
含Ag15克/吨
S
4.91
PbS
0.133
0.115
Fe
5.25
ZnCO3＋ZnO
0.115
0.092
Cd
微
ZnSiO3
0.056
0.022
SiO2
10.90
ZnS
0.919
0.617
Sb
微
FeCO3
0.976
0.469
CaO
32.90
FeS2
9.611
4.468
AgO
3.7
Fe2O3
0.305
0.213
Al2O3
5.43
（二）产品质量规划：见表22
表22 产品质量规划
时间
精矿品位%
回收率%
铅精矿
锌精矿
硫精矿
Pb
Zn
Fe
Pb
Zn
Fe
Pb
Zn
Fe
Pb
Zn
Fe
1985年末
56.106
4.020
1.031
55.0
1.944
3.453
43.78
75.947
90.484
50
1987年末
60
＜5
＜1.00
57.0
＜6
＜1.00
＜2
43
75
92
60
1990年末
60
＜5
＜1.00
57.0
＜6
＜1.00
＜1.5
43
81
92
60
（三）原矿矿物组成：见表23。
（四）粒度分析：见表24至表27。
表23 原矿矿物组成
矿物名称
含量（%）
矿物名称
含量（%）
矿物名称
含量（%）
灰黑色方解石
46.92
氢氧化铁
0.94
粘土
0.63
方解石
22.81
白铅矿
0.11
煤炭
0.28
黄铁矿
15.01
异极矿
0.09
重晶石
0.19
闪锌矿
10.26
石英
0.16
毒石
0.12
方铅矿
1.78
高岭土
0.67
表24 铅精矿筛析结果
纲目
产率（%）
品位（%）
金属分布率（%）
Pb
Zn
Fe
Pb
Zn
Fe
－120＋160
2.005
62.768
4.753
8.605
2.116
2.799
1.63
－160＋200
3.998
56.473
5.516
11.004
3.797
6.477
4.630
－200
93.997
59.530
3.286
10.591
94.087
90.724
94.204
合计
100
59.473
3.405
10.568
100
100
100
表25 锌精矿筛析结果
纲目
产率（%）
品位（%）
金属分布率（%）
Pb
Zn
Fe
Pb
Zn
Fe
－40＋80
4.500
1.059
52.612
5.295
4.678
4.123
7.804
－80＋100
5.584
0.985
54.980
3.280
5.398
5.345
9.382
－100＋120
6.531
0.824
56.532
4.551
5.308
6.428
9.735
－120＋160
6.669
0.676
57.594
4.551
4.424
6.687
9.940
－160＋200
9.213
0.529
58.412
3.475
4.799
9.400
10.519
－200
66.973
1.147
58.330
2.399
75.393
68.017
52.62
合计
100
1.019
57.435
3.053
100
100
100
表26 硫精矿筛析结果
纲目
产率（%）
品位（%）
金属分布率（%）
Pb
Zn
Fe
Pb
Zn
Fe
－40＋80
1.402
2.000
2.692
29.952
1.589
1.309
1.062
－80＋100
1.883
1.630
2.447
39.715
1.738
1.595
1.892
－100＋120
2.965
1.259
2.184
41.039
2.115
2.242
3.078
－120＋160
4.487
1.111
2.211
42.363
2.824
3.434
4.803
－160＋200
9.575
0.882
1.974
42.446
4.784
6.543
10.280
－200
79.688
1.926
3.077
39.136
86.950
84.880
78.880
合计
100
1.765
2.889
39.536
100
100
100
表27 尾矿筛析结果
纲目
产率（%）
品位（%）
金属分布率（%）
Pb
Zn
Fe
Pb
Zn
Fe
＋40
2.318
0.309
1.474
1.654
1.241
2.684
1.010
－40＋80
17.537
0.353
0.645
1.738
10.730
8.883
8.030
－80＋100
7.153
0.382
0.581
2.648
4.735
3.264
4.990
－100＋120
5.056
0.353
0.516
2.979
3.094
2.049
3.963
－120＋160
4.251
0.324
0.452
3.227
2.389
1.509
3.614
－160＋200
5.423
0.382
0.500
3.310
3.591
2.130
4.728
－200
58.262
0.735
1.737
4.799
74.222
79.481
73.660
合计
100
0.577
1.273
3.796
100
100
100
（四）磨矿分级产品筛析：见表28。
表28 入选原矿筛析结果（分级溢流）
纲目
产率（%）
品位（%）
金属分布率（%）
Pb
Zn
Fe
Pb
Zn
Fe
＋40
1.69
0.265
0.993
1.654
0.121
0.110
0.310
－40＋80
12.94
0.324
4.573
2.234
1.113
3.892
3.206
－80＋100
5.75
0.765
12.425
4.468
1.175
4.698
2.649
－100＋120
5.13
1.103
17.275
7.281
1.512
5.828
4.143
－120＋160
5.35
2.00
19.723
8.770
2.857
6.939
6.204
－160＋200
8.53
2.593
19.862
12.569
5.927
11.18
12.018
－200
60.58
5.396
16.906
10.756
81.295
67.352
72.270
合计
100
3.745
15.206
9.016
100
100
100
五、料仓贮量：见表29。
表29 料仓贮量状况
料仓类型
物料粒度（毫米）
存时间（时）
有效容积（米3）
料仓结构特点
粗碎受矿仓
300
6
70
高架式
粉矿仓
20
24
180
高架式
装车仓
864
半地下式
