一、方位
坐落广东省韶关市北约48公里，仁化县城西北16公里，与韶关和仁化有公路相通。还有专用铁路8公里直达格顶站，与京广线相连接。
二、矿石特性
矿床类型属中低温热液裂隙充填告知矿床。近几年来矿床地质研讨认为是“堆积－改造型”层控矿。有用矿藏嵌布细密，矿石性质杂乱，矿藏以细粒嵌布为主，且彼此纵横交错，极不均匀。矿石均匀档次：Pb：5.24%，Zn：10.63%，S：24%，Ag：109克/吨，单一黄铁矿含硫37%。有用矿藏首要有三品种型，即块状黄铁铅锌矿石，粉状黄铁铅锌矿石，均状黄铁矿石。块状黄铁铅锌矿石为硫化矿，是矿床中铅锌矿石的首要类型，占全矿床铅锌矿石的95.5%。粉状铅锌矿石根本属氧化矿，仅占全矿床铅锌矿石的4.5%。块状黄铁矿石首要散布在金星岭北翼地表以下80米深处，脉石首要以石灰岩为主。凡口矿石矿藏组成简略，但嵌布杂乱，尤其是方铅矿粒度有些很细，大部分在0.01～0.1毫米。闪锌矿、方铅矿在矿化阶段，闪锌矿先结晶，因而粒度较粗，结晶粒度大部分在0.1～1.5毫米范围内。一部分黄铁矿在矿化阶段，热液中硫、铁浓度大，结晶粒度较粗一般在0.1毫米以上，且与方铅矿、闪锌矿的结合并不亲近。另一部分在闪锌矿、方铅矿成矿阶段生成的黄铁矿较细，在0.02～0.1毫米之间，这部分黄铁矿与闪锌矿、方铅矿联系极为亲近，因而三种矿藏难以分选。矿石密度3.8～4吨/米3。松懈密度2.5～3吨/米3，硬度f=8～10，安眠角38～40°。可磨度为1.73。
三、厂史
凡口矿区在公元十世纪已有采矿的前史，其时首要为了冶炼银而挖掘矿石。1955～1958年间，仁化县开办了小规划的厂。1958～1963年，挖掘铅锌矿石，建有一个100吨/日的小选厂，因为未做实验研讨，所产精矿质量不合格，于1962年停产，矿石外销。1965年冶金部同意凡口矿按3000吨/日规划建造。第一期1000吨/日于1968年建成投产，第二期2000吨/日因为种种原因，直至1983年才正式投入出产。在凡口矿建成投产的过程中，北京矿冶研讨总院、广州有色金属研讨院都曾做过实验研讨作业。长沙有色冶金规划研讨院为凡口矿做了规划作业。
四、出产概略
原规划年处理矿石量99万吨，效劳年限28年，投产至今，未到达规划才能，效劳年限相对延伸。矿石储量见表1、表2。
表1 1965年探明矿石量（万吨）
项目
工业储量
前景储量
算计
铅锌矿石量
2075.2
1019.5
3094.7
铅金属量
116
53.2
169.2
锌金属量
240.4
103.7
344.1
铅＋锌金属量
356.4
156.9
513.3
单一黄铁矿
620.2
140
760.21
表2 到1985年底全矿保有储量（万吨）
项目
工业储量
前景储量
算计
铅锌矿石量
2177.30
923.25
3100.55
铅金属量
109.75
45.31
155.06
锌金属量
241.49
84.03
325.52
铅＋锌金属量
351.24
129.34
480.58
单－黄铁矿
445.32
93.26
538.58
从表1、表2可见，1985年底全矿一切的储量与1965年根本共同。凡口矿有着富余的矿产资源。选厂自投产到1985年底止共处理矿石量667万吨，1982年是全厂出产目标最好的一年，其间铅精矿档次51.51%，铅收回率81.96%，锌精矿档次51.24%，锌收回率91.13%，硫精矿：38.94%，硫的收回率54.10%。其间原矿档次如下：铅：5.01%，锌：11.49%，硫：23.75%。碎矿系三段一闭路流程，粗碎用600×900颚式破碎机，破碎的终究产品粒度为－15毫米，1985年原矿泥矿增多，于1986年增加洗矿设备。磨矿选用二段磨矿硫程，铅粗选泡沫再磨的工艺，二段细磨：一段磨到－200目点65%～68%，二段磨到－200目点82%～84%，铅粗选泡沫再磨细度为－370目点92%。自投产至今选别流程改变较大，跟着产品品种的改变出产流程也相应作了调整，先后共有8次大的流程改变。现在所选用的流程是优先浮选流程，先选铅后选锌，高碱度，选铅pH=11.8～12，选锌pH=11.5～11.8。浮选过程中选用捕收才能强的丁基黄药。这样的流程和办法是比较合适凡口现在处理的矿石特性的。自1980年9月开始使用一向到现在，目标较安稳，被认为是较好的工艺流程。目标及药剂耗费见表3和表4。
表3 高碱流程出产均匀目标
产品项目
档次（%）
收回率（%）
Pb
Zn
S
Pb
Zn
S
铅精矿
51.26
4.65
80.63
3.14
锌精矿
1.74
51.25
7.22
91.22
硫精矿
1.13
1.08
42.12
6.39
2.64
51.13
尾 矿
0.67
0.82
5.76
3.00
原 矿
4.94
11.51
100
100
注：表中目标是1980～1984年出产均匀值。
表4 高碱流程药剂单耗
药剂称号
石灰
硫酸
硫酸铜
硫酸锌
单耗（克/吨）
11123
12932
844
2447
药剂称号
丁黄药
乙黄药
2号油
单耗（克/吨）
966
176
111
现在日处理矿石量3000吨。1990年将矿成4000～4500吨/日。年产铅锌金属量15万吨。出产的产品：铅精矿销往韶关冶炼厂、株州冶炼厂，水口山矿务局等地。锌精矿销往韶关冶炼厂、株州冶炼厂、白银有色公司某地。硫精矿销往广州氮肥厂、银山磷肥厂、开封化肥厂等地。
五、工艺流程
工艺流程见图1。
图1 凡口铅锌选矿厂出产流程
表1 首要出产目标
项目
单位
规划
前史最好水平
1970年
1975年
1
2
3
4
5
6
处量矿量
吨/日
3000
1548
908
1526
万吨/年
99
48.162
27.98
43.889
原矿档次
（%）
Pb
5.23
5.01
4.92
3.80
Zn
11.03
11.49
10.57
8.27
S
23.59
23.75
18.19
15.18
精矿档次
（%）
Pb
45
51.52
39.12
40.27
Zn
45
51.24
43.59
45.48
S
42
38.94
36.34
36.86
精矿含量
（万吨/年）
Pb
3.986
1.977
1.026
1.254
Zn
10.046
5.042
2.619
3.251
S
9.341
5.557
1.376
2.657
收回率
（%）
Pb
77
81.96
74.42
75.05
Zn
92
91.13
88.54
89.57
S
40
54.00
27.05
39.90
续表5
项目
1980年
1985年
1986年
1987年
1
7
8
9
10
处理矿量
1429
1992
45.596
60.550
68.799
77.266
原矿档次
（%）
5.11
5.08
4.62
4.71
12.11
11.81
11.28
11.46
20.82
28.01
24.34
精矿档次
（%）
52.62
50.07
51.08
52.39
51.04
50.91
51.33
52.4
32.59
45.31
精矿含量
（万吨/年）
1.805
2.4272
2.5049
2.4393
5.031
6.4698
7.0405
6.7182
1.293
6.2695
收回率
（%）
77.50
91.12
13.63
78.80
78.77
82.14
90.45
90.74
92.69
36.96
41.54
注：1、1982年曾经是理论目标；
2、1983年今后是实践目标；
3、1982年至1984年硫收回率高，一个系列选用全浮一个别离工艺流程。
七、耗费目标：见表6至表12。
表6 材料耗费、本钱、劳动出产率
项目
单位
规划
前史最好水平
1970年
1975年
1
2
3
4
5
6
药剂：黄药
克/吨
302
888
569
608
其间丁黄药
″
267
761
379
474
2号油
″
182
140
58
179
石灰
″
6600
15893
3933
硫酸铜
″
405
785
674
829
硫酸锌
″
595
2371
3309
2149
钢球
公斤/吨
1.40
1.64
1.50
1.20
水
米3/吨
4.295
11.462
电耗：全厂
其间：磨浮
度/吨
39.9
61.30
48.68
60.98
本钱：全厂
元/吨·原矿
9.55
21.375
″
全员劳动出产率工人劳动出产率
吨/人·月
41.10
54.77
″
79.33
124.64
注：规划流程为铅锌混合选浮流程，1974年4月起逐渐改为优选浮选流程，并且选铅部分的流程也演化屡次。
续表6 材料耗费、本钱、劳动出产率
项目
单位
1980年
1981年
1982年
1983年
1984年
1985年
7
8
9
10
11
12
药剂：黄药
克/吨
1004
1128
888
1189
1142
1211
其间：丁黄药
″
754
1128
761
874
966
1047
乙黄药
315
176
164
2号油
″
101
158
140
318
111
127
石灰
″
24243
24370
15893
16.62
11123
12997
硫酸铜
″
1300
839
785
879
844
911
硫酸锌
″
2163
2488
2371
1856
2447
2480
硫酸
″
12485
12932
14794
钢球
公斤/吨
1.290
1.378
1.640
2.380
3.332
3.190
水
米3/吨
11.458
11.543
11.460
10.863
10.158
9.357
电耗：全厂
其间：磨浮
度/吨
64.56
62.15
61.30
64.78
58.94
67.474
″
64.56
44.50
42.10
50.20
47.40
53.271
本钱：全厂
选矿车间（磨浮）
元/吨·原矿
21.777
21.005
21.373
23.736
23.736
27.118
″
15.12
16.526
18.728
18.489
21.021
全员劳动出产率
工人劳动出产率
吨/人·月
90.68
95.16
92.05
101.33
102.18
99.72
″
102.69
108.20
105.34
115.46
116.14
123.37
表7 破碎机衬板耗费
项目
原料
寿数（月）
耗费量公斤/吨·矿
破碎机规格
固定颚板
13%锰钢
600×900颚式破碎机
动颚板
″
″
动锥衬板
″
24
中碎 0.0017
细碎 0.0027
中碎φ650标准型圆锥破碎机
细碎φ2200短头型圆锥破碎机
轧 臼
″
24
中碎 0.0016
细碎 0.0028
″
表8 磨机衬板耗费
项目
球磨机
原料
寿数（年
耗费（公斤/吨）
磨机规格
φ2700×3600
φ2100×3000
筒体衬板
13%锰钢
8个月
0.690
提高板
13%锰钢
8个月
0.690
端衬板
13%锰钢
6个月
0.690
磨机口衬板
13%锰钢
8个月
0.690
表9 钢球耗费
产品－200目%
固体（%）
磨矿介质尺度（毫米）
装载负荷（%）
耗费量（公斤/吨）
原料
球磨
84
38
φ100
φ80
φ60
95
2.1
普通钢
再磨
92
37
φ40
90
1.0
①
②
③
注：①普通钢球；②中锰、稀土铸铁球；③高铬钢球。
表10 筛网、滤布、砂泵、浮选磨耗或寿数
项目
原料
寿数（月）
耗费公司/吨
设备规格
补白
筛网
1500×3000单层
上层
钢线
7天
振动筛
滤布
120～15涤纶布（正）
0.015米2/吨
68米2盘式过滤机
砂泵
叶轮
衬胶
15天
4PNJ
泵壳
衬胶
15天
浮选机
叶轮
衬胶
4～8
5A（6A）浮选机
盖板
衬胶
4～8
表11 电力耗费
项目
耗费（度/吨）
破碎、运送和筛分
2.527
磨矿、分级（包含再磨）
26.212
选别
25.314
脱水
7.473
其它（照明、水泵、机修）
1.500
总计
63.026
表12 出产用水
实践总耗水量
36273吨/日
补白
回水利用率
20%
6045吨/日
新水量
30228吨/日
每吨原矿耗费新水量
10.076米3/吨
八、首要设备及才能：见表13。
表13 首要设备才能
项目
称号及规格
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）
矿石松懈密度，（吨/米）
粗碎
600×900颚式破碎机
2
270
180～0
120
2.5
中碎
φ1650标准型圆锥破碎机
1
401
55～0
30
2.5
细碎
φ2200短头型圆锥破碎机
1
350
15～0
12
2.5
二、磨矿、分级
吨/台·时
给矿粒度
磨矿细度
一段
φ27×3.6格子型球磨机
3
42
15～0
φ27×3.6溢流型球磨机
3
二段
φ2米双螺旋分机
3
－0.076毫米84%
φ2.1×3米溢流型球磨机
3
φ350水力旋流器
12
0.105～0
－0.038毫米92%
三、浮选
作业浓度
给矿粒度
浮选
（精、粗、扫）
米3/吨日
（毫米）
6A浮选机
230
0.2411
＋0.015～0
5A浮选机
8
8米3JJF－8浮选机
4
4米3JJF－4浮选机
2
四、脱水
吨/米2日
给矿浓度
%
排矿浓度滤饼水分%
精矿密度、
吨/米3
浓缩
φ30米浓缩机
3
Pb0.125
14
60
5.6
φ24米浓缩机
1
Zn0.543
30
60
4.0
φ18米浓缩机
2
S0.78
43
60
4.4
过滤
68米2盘式过滤机
12
吨/米2日
Pb0.186
60
12.01
5.6
Zn0.235
60
12.65
4.0
S0.338
60
10.02
4.4
九、选矿本钱：见表14。
表14 选矿出产本钱
项目
单耗
单价
金额
辅助材料
公斤/吨·矿
元/公斤
（元/吨）
钢球
3.190
1.20
3.828
衬板
0.690
2.128
1.468
药剂
丁黄药
1.047
3.376
3.535
乙黄药
0.164
2.709
0.444
二号油
0.127
3.374
0.428
石灰
12.782
0.048
0.614
硫酸
14.794
0.199
2.944
硫酸铜
0.911
2.436
2.219
硫酸锌
2.480
0.732
1.815
滤布
0.015米/吨
11.4元/米
0.171
水
9.357米3/吨
10.04元/吨
0.374
电
67.474度/吨
0.10元/度
6.747
出产工人工资
0.663
固定资产折旧
0.715
车间, 经费
1.730
选矿单位本钱
27.118
精矿单位本钱
42.676元/吨精矿
十、设备负荷率：见表15、表16。
表15 首要车间及设备负荷率、工作率
车间称号
归纳出产才能（额余）
负荷率%
工作率%
一、破碎车间
规划3240吨/日
中碎机
3248″
43.4
35.8
细碎机
3248″
49.8
35.8
二、磨浮车间
规划3000吨/日
磨矿机
1.556吨/米3·时，（按重生－200目核算）
85.2
70.16
浮选机
0.2411米3/吨日
三、脱水车间
1055（精矿）吨/日
过滤机
铅4.268 硫7.992 锌5.38吨/米2·日
干燥机
表16 磨机工作率、利用率
项目
单位
前史最好
1984年
年作业日
天
319
289
磨机工作率
%
70.16
51.78
磨机利用率
%
0.75
0.75
泊车首要原因及所占工时
停电 无矿 查看
容积利用系数
吨/米3时
十三、三废处理
规划每日尾矿排出量1124.4吨，全年尾矿量37万多吨，选厂尾矿体系选用压力运送，经四段尾矿泵站运往尾矿坝，管路全长10.677公里。尾矿运送管为φ300毫米铸铁管道，四个泵站都是选用的8PNJ衬胶砂泵，每个泵站用2台，1台出产，1台备用。还有2个污水泵站，用一条φ350毫米的铸铁管，将选厂污水扬至尾矿坝。尾矿由一号泵站扬出经φ350毫米水力旋流器分级，＋37微米的尾砂做井下充填料，－37微米的尾砂做井下充填料，－37微米的尾矿经2号泵站扬至3号泵站，然后第又经4号泵站直至尾矿坝。尾矿运送浓度为15%。凡口铅锌矿选厂共建出两个尾矿库。第一个尾矿库叫老鸦山尾矿库，规划库容55.5万米3，寿数自1968年9月到1975年12月装满止。第二个尾矿库叫黄子塘尾矿库，规划库容190万米3，规划效劳年限10年，1976年1月开始使用。尾矿库结构：用亚粘土机械分层夯实，块石、碎石做反滤层。不另做防渗层。第一个用溢流井，第二个用溢流沟。从溢流沟排出的水量每天达14000～20000吨，pH值高，用硫酸中和到小于9排放。有害成分含量（毫克/升）如下：
铅：0.0773，锌：0.0324，：0.0001，镉：0.038，砷：0.013。
十二、出资作用：选厂首要效益目标见表17。
表17 选矿厂首要效益目标
厂商出资返本年限（年）：5
全员劳动出产率（吨/人·日）前史最好：3.995 1986年：3.965
工人劳动出产率（吨/人·日）前史最好：4.878 1983年：4.691
每吨原矿装置功率（度）：4.766
员工总人数：451
其间工人：359
技术人员：11
效劳及其他：81
归纳利用：
伴生金属含量：铅5%；锌10.35%；铁19.35%；硫24.93%；银110克/吨。
已收回金属：铅、锌、硫、银。
注：1、厂商出资返本年限及厂商出资收益率指整个厂商。
2、员工总人数指选矿厂部分。
十三、其他
（一）矿石物相及化学分析：见表18、表19、表20。
表18 原矿铅的物相分析
相别
氧化铅
硫化铅
总铅
含量（%）
0.33
4.67
5.00
占有率（%）
6.60
93.40
100.00
表19 原矿锌的物相分析
相别
氧化锌
硫化锌
总锌
含量（%）
0.21
10.14
10.35
占有率（%）
2.03
97.97
100.00
表20 黄铁矿的相物分析
相别
黄铁矿
磁性铁
其他氧化铁
总铁
含量（%）
18.91
0.33
0.75
20.02
占有率（%）
94.61
1.65
3.74
100.00
氧化率 铅6%～8%；锌2%2.5%
多
元
素
分
析
元 素
Pb
Zn
Fe
含量（%）
5.00
10.35
19.35
元 素
S
Au
Ag
含量（%）
24.93
0.17克/吨
110克/吨
元 素
Ge
Ga
Cd
含量（%）
0.0027
0.0068
0.025
元 素
Cu
Sn
Hg
含量（%）
0.015
0.005
0.0111
元 素
U
As
SiO2
含量（%）
0.0004
0.10
12.95
元 素
CaCO3
Al2O3
MnO2
含量（%）
11.06
2.52
0.44
（二）产品质量规划：见表21。
表21 产品质量规划
时刻
精矿档次%
收回率%
Pb
Zn
S
Pb
Zn
S
1984年底
51.16
50.72
45.69
80.20
88.81
46.89
1987年底
50
50
43
78.7
90
45
1990年底
50
50
43
79.5
90.2
45
（三）化学分析及粒度分析：见表22。
表22 化学分析及粒度分析
产
品
项目
粒度分析
化学分析
粒级（毫米）
产率（%）
粒级（毫米）
产率（%）
原
矿
Pb
Zn
S
Au
Ag
＋0.147
3.13
＋0.020
29.69
15.0
10.35
24.93%
0.17克/吨
110克/吨
＋0.105
2.19
＋0.010
13.54
GFe
Ga
Cp
Cu
Sn
＋0.097
1.04
＋0.055
57.3
0.00027
0.0068
0.025
0.015
0.005
＋0.076
5.21
－0.005
18.74
SO2
Al2O3
CaCo3
MnO
＋0.052
7.81
算计
100.00
12.95
2.52
11.06
0.44
＋0.038
12.92
铅
精
矿
（%）
Pb
Zn
Fe
S
As
Cu
铅精矿
锌精矿
52.5
4.73
12.65
24.49
0.33
0.023
粒级（毫米）
产率（%）
粒级（毫米）
产率（%）
SiO2
CaO
Al2O3
Mn
Sn
Ag克/吨
＋0.020
10.55
＋0.076
3.45
1.80
0.35
0.60
0.004
＜0.01
612.50
＋0.010
26.13
＋0.053
8.66
Ca0.0021；Ge0.0006；In＜0.0004；Hg0.0064
＋0.005
20.10
＋0.038
12.22
铅
精
矿
（%）
Pb
Zn
Fe
S
As
Cu
－0.005
43.22
＋0.020
28.18
1.50
51.75
6.005
31.74
0.13
0.106
算计
100.00
＋0.010
17.22
SiO2
CaO
Al2O3
Mn
Sn
Ag克/吨
＋0.005
14.61
4.34
0.68
0.70
0.014
＜0.01
206.56
－0.005
15.66
Ga
Ge
In
Hg
算计
100.00
0.019
0.010
＜0.0004
0.058
尾
矿
（%）
Pb
Zn
Fe
S
Ag
粒极（毫米）
产率（%）
0.73
0.93
6.16
5.50
15.80克/吨
＋0.074
40.8
SiO2
CaCO3
Al2O3
MgO
＋0.053
11.2
34.52
20.50
5.93
0.126
＋0.043
5.1
＋0.038
7.5
－0.038
35.4
算计
100
（四）磨矿分级产品和再磨旋流品产品筛析：见表23、表24。
表23 磨矿分级产品筛析
网目
通过量累积百分数
球磨给矿
（%）
球磨排矿
（%）
螺旋分级机
底流（%）
螺旋分级机（即进第二台球磨机旋流器给矿）溢流（%）
原
矿
第
一
台
球
磨
机
16（毫米）
13.68
－16＋10
20.29
4.78
―10＋6
15.09
8.27
―6＋2
16.36
2.03
－2＋1
4.10
8.70
5.94
―1＋0.5
4.17
6.28
13.08
―0.5＋0.1
7.98
37.17
50.19
17.59
－0.1＋0.076
2.98
10.25
5.27
14.57
―0.076＋0.038
4.51
11.54
4.16
15.08
―0.038
10.84
26.06
6.28
52.76
算计
100.00
100.00
100.00
100.00
浓度（%）
92.7
79.1
89.5
37.00
原
矿
第
二
台
球
磨
机
＋0.15
1.60
5.83
1.60
旋流器溢流即铅粗选给矿
―0.15～0.105
35.05
11.18
35.05
10.20
―0.105～0.076
25.73
23.31
25.73
12.25
－0.076～0.038
22.98
26.79
22.98
24.29
―0.038～0.020
4.10
7.38
4.10
15.31
―0.020～0.0010
5.56
12.76
5.56
10.20
－0.010～0.005
3.22
8.05
3.22
18.31
―0.005
1.76
4.70
1.76
9.38
算计
100.00
100.00
100.00
100.00
浓度（%）
75
75
75
38
表24 铅粗精矿再磨水力旋流器给矿及产品筛析
粒级（毫米）
分量百分数%
给矿（%）
溢流（%）
底流（%）
球磨机排矿（%）
－0.105～0.076
2.02
4.66
1.09
－0.076～0.038
15.15
15.00
29.02
21.20
－0.038～0.020
34.34
32.00
37.14
50.19
－0.020～0.010
37.38
40.00
17.24
12.95
－0.010～＋0.005
8.08
10.00
3.98
11.3
－0.005
3.03
3.00
7.96
3.24
算计
100.00
100.00
100.00
100.00
浓度%
58.2
55
77.4
注：旋流器规格φ350、锥角20°、给矿粒度－0.105～0、给矿口50×90、沉砂管φ24、溢流管φ80、处理量21.1吨/时。
（五）料仓储量：见表25。
表25 料仓贮量
料仓类型
物料粒度
储存时刻（时）
有用容积米3（吨）
料仓结构特色
粗碎受矿仓
200～0
320；800
井下
中间矿仓
60～0
2
245；539
高架式
粉矿仓
15～0
48
2900；6100
″
制品仓
Pb＋000.2～0
Zn＋0.105～0
S＋0.105～0
72－96
22188；48813
装车仓
坐落广东省韶关市北约48公里，仁化县城西北16公里，与韶关和仁化有公路相通。还有专用铁路8公里直达格顶站，与京广线相连接。
二、矿石特性
矿床类型属中低温热液裂隙充填告知矿床。近几年来矿床地质研讨认为是“堆积－改造型”层控矿。有用矿藏嵌布细密，矿石性质杂乱，矿藏以细粒嵌布为主，且彼此纵横交错，极不均匀。矿石均匀档次：Pb：5.24%，Zn：10.63%，S：24%，Ag：109克/吨，单一黄铁矿含硫37%。有用矿藏首要有三品种型，即块状黄铁铅锌矿石，粉状黄铁铅锌矿石，均状黄铁矿石。块状黄铁铅锌矿石为硫化矿，是矿床中铅锌矿石的首要类型，占全矿床铅锌矿石的95.5%。粉状铅锌矿石根本属氧化矿，仅占全矿床铅锌矿石的4.5%。块状黄铁矿石首要散布在金星岭北翼地表以下80米深处，脉石首要以石灰岩为主。凡口矿石矿藏组成简略，但嵌布杂乱，尤其是方铅矿粒度有些很细，大部分在0.01～0.1毫米。闪锌矿、方铅矿在矿化阶段，闪锌矿先结晶，因而粒度较粗，结晶粒度大部分在0.1～1.5毫米范围内。一部分黄铁矿在矿化阶段，热液中硫、铁浓度大，结晶粒度较粗一般在0.1毫米以上，且与方铅矿、闪锌矿的结合并不亲近。另一部分在闪锌矿、方铅矿成矿阶段生成的黄铁矿较细，在0.02～0.1毫米之间，这部分黄铁矿与闪锌矿、方铅矿联系极为亲近，因而三种矿藏难以分选。矿石密度3.8～4吨/米3。松懈密度2.5～3吨/米3，硬度f=8～10，安眠角38～40°。可磨度为1.73。
三、厂史
凡口矿区在公元十世纪已有采矿的前史，其时首要为了冶炼银而挖掘矿石。1955～1958年间，仁化县开办了小规划的厂。1958～1963年，挖掘铅锌矿石，建有一个100吨/日的小选厂，因为未做实验研讨，所产精矿质量不合格，于1962年停产，矿石外销。1965年冶金部同意凡口矿按3000吨/日规划建造。第一期1000吨/日于1968年建成投产，第二期2000吨/日因为种种原因，直至1983年才正式投入出产。在凡口矿建成投产的过程中，北京矿冶研讨总院、广州有色金属研讨院都曾做过实验研讨作业。长沙有色冶金规划研讨院为凡口矿做了规划作业。
四、出产概略
原规划年处理矿石量99万吨，效劳年限28年，投产至今，未到达规划才能，效劳年限相对延伸。矿石储量见表1、表2。
表1 1965年探明矿石量（万吨）
项目
工业储量
前景储量
算计
铅锌矿石量
2075.2
1019.5
3094.7
铅金属量
116
53.2
169.2
锌金属量
240.4
103.7
344.1
铅＋锌金属量
356.4
156.9
513.3
单一黄铁矿
620.2
140
760.21
表2 到1985年底全矿保有储量（万吨）
项目
工业储量
前景储量
算计
铅锌矿石量
2177.30
923.25
3100.55
铅金属量
109.75
45.31
155.06
锌金属量
241.49
84.03
325.52
铅＋锌金属量
351.24
129.34
480.58
单－黄铁矿
445.32
93.26
538.58
从表1、表2可见，1985年底全矿一切的储量与1965年根本共同。凡口矿有着富余的矿产资源。选厂自投产到1985年底止共处理矿石量667万吨，1982年是全厂出产目标最好的一年，其间铅精矿档次51.51%，铅收回率81.96%，锌精矿档次51.24%，锌收回率91.13%，硫精矿：38.94%，硫的收回率54.10%。其间原矿档次如下：铅：5.01%，锌：11.49%，硫：23.75%。碎矿系三段一闭路流程，粗碎用600×900颚式破碎机，破碎的终究产品粒度为－15毫米，1985年原矿泥矿增多，于1986年增加洗矿设备。磨矿选用二段磨矿硫程，铅粗选泡沫再磨的工艺，二段细磨：一段磨到－200目点65%～68%，二段磨到－200目点82%～84%，铅粗选泡沫再磨细度为－370目点92%。自投产至今选别流程改变较大，跟着产品品种的改变出产流程也相应作了调整，先后共有8次大的流程改变。现在所选用的流程是优先浮选流程，先选铅后选锌，高碱度，选铅pH=11.8～12，选锌pH=11.5～11.8。浮选过程中选用捕收才能强的丁基黄药。这样的流程和办法是比较合适凡口现在处理的矿石特性的。自1980年9月开始使用一向到现在，目标较安稳，被认为是较好的工艺流程。目标及药剂耗费见表3和表4。
表3 高碱流程出产均匀目标
产品项目
档次（%）
收回率（%）
Pb
Zn
S
Pb
Zn
S
铅精矿
51.26
4.65
80.63
3.14
锌精矿
1.74
51.25
7.22
91.22
硫精矿
1.13
1.08
42.12
6.39
2.64
51.13
尾 矿
0.67
0.82
5.76
3.00
原 矿
4.94
11.51
100
100
注：表中目标是1980～1984年出产均匀值。
表4 高碱流程药剂单耗
药剂称号
石灰
硫酸
硫酸铜
硫酸锌
单耗（克/吨）
11123
12932
844
2447
药剂称号
丁黄药
乙黄药
2号油
单耗（克/吨）
966
176
111
现在日处理矿石量3000吨。1990年将矿成4000～4500吨/日。年产铅锌金属量15万吨。出产的产品：铅精矿销往韶关冶炼厂、株州冶炼厂，水口山矿务局等地。锌精矿销往韶关冶炼厂、株州冶炼厂、白银有色公司某地。硫精矿销往广州氮肥厂、银山磷肥厂、开封化肥厂等地。
五、工艺流程
工艺流程见图1。
图1 凡口铅锌选矿厂出产流程
表1 首要出产目标
项目
单位
规划
前史最好水平
1970年
1975年
1
2
3
4
5
6
处量矿量
吨/日
3000
1548
908
1526
万吨/年
99
48.162
27.98
43.889
原矿档次
（%）
Pb
5.23
5.01
4.92
3.80
Zn
11.03
11.49
10.57
8.27
S
23.59
23.75
18.19
15.18
精矿档次
（%）
Pb
45
51.52
39.12
40.27
Zn
45
51.24
43.59
45.48
S
42
38.94
36.34
36.86
精矿含量
（万吨/年）
Pb
3.986
1.977
1.026
1.254
Zn
10.046
5.042
2.619
3.251
S
9.341
5.557
1.376
2.657
收回率
（%）
Pb
77
81.96
74.42
75.05
Zn
92
91.13
88.54
89.57
S
40
54.00
27.05
39.90
续表5
项目
1980年
1985年
1986年
1987年
1
7
8
9
10
处理矿量
1429
1992
45.596
60.550
68.799
77.266
原矿档次
（%）
5.11
5.08
4.62
4.71
12.11
11.81
11.28
11.46
20.82
28.01
24.34
精矿档次
（%）
52.62
50.07
51.08
52.39
51.04
50.91
51.33
52.4
32.59
45.31
精矿含量
（万吨/年）
1.805
2.4272
2.5049
2.4393
5.031
6.4698
7.0405
6.7182
1.293
6.2695
收回率
（%）
77.50
91.12
13.63
78.80
78.77
82.14
90.45
90.74
92.69
36.96
41.54
注：1、1982年曾经是理论目标；
2、1983年今后是实践目标；
3、1982年至1984年硫收回率高，一个系列选用全浮一个别离工艺流程。
七、耗费目标：见表6至表12。
表6 材料耗费、本钱、劳动出产率
项目
单位
规划
前史最好水平
1970年
1975年
1
2
3
4
5
6
药剂：黄药
克/吨
302
888
569
608
其间丁黄药
″
267
761
379
474
2号油
″
182
140
58
179
石灰
″
6600
15893
3933
硫酸铜
″
405
785
674
829
硫酸锌
″
595
2371
3309
2149
钢球
公斤/吨
1.40
1.64
1.50
1.20
水
米3/吨
4.295
11.462
电耗：全厂
其间：磨浮
度/吨
39.9
61.30
48.68
60.98
本钱：全厂
元/吨·原矿
9.55
21.375
″
全员劳动出产率工人劳动出产率
吨/人·月
41.10
54.77
″
79.33
124.64
注：规划流程为铅锌混合选浮流程，1974年4月起逐渐改为优选浮选流程，并且选铅部分的流程也演化屡次。
续表6 材料耗费、本钱、劳动出产率
项目
单位
1980年
1981年
1982年
1983年
1984年
1985年
7
8
9
10
11
12
药剂：黄药
克/吨
1004
1128
888
1189
1142
1211
其间：丁黄药
″
754
1128
761
874
966
1047
乙黄药
315
176
164
2号油
″
101
158
140
318
111
127
石灰
″
24243
24370
15893
16.62
11123
12997
硫酸铜
″
1300
839
785
879
844
911
硫酸锌
″
2163
2488
2371
1856
2447
2480
硫酸
″
12485
12932
14794
钢球
公斤/吨
1.290
1.378
1.640
2.380
3.332
3.190
水
米3/吨
11.458
11.543
11.460
10.863
10.158
9.357
电耗：全厂
其间：磨浮
度/吨
64.56
62.15
61.30
64.78
58.94
67.474
″
64.56
44.50
42.10
50.20
47.40
53.271
本钱：全厂
选矿车间（磨浮）
元/吨·原矿
21.777
21.005
21.373
23.736
23.736
27.118
″
15.12
16.526
18.728
18.489
21.021
全员劳动出产率
工人劳动出产率
吨/人·月
90.68
95.16
92.05
101.33
102.18
99.72
″
102.69
108.20
105.34
115.46
116.14
123.37
表7 破碎机衬板耗费
项目
原料
寿数（月）
耗费量公斤/吨·矿
破碎机规格
固定颚板
13%锰钢
600×900颚式破碎机
动颚板
″
″
动锥衬板
″
24
中碎 0.0017
细碎 0.0027
中碎φ650标准型圆锥破碎机
细碎φ2200短头型圆锥破碎机
轧 臼
″
24
中碎 0.0016
细碎 0.0028
″
表8 磨机衬板耗费
项目
球磨机
原料
寿数（年
耗费（公斤/吨）
磨机规格
φ2700×3600
φ2100×3000
筒体衬板
13%锰钢
8个月
0.690
提高板
13%锰钢
8个月
0.690
端衬板
13%锰钢
6个月
0.690
磨机口衬板
13%锰钢
8个月
0.690
表9 钢球耗费
产品－200目%
固体（%）
磨矿介质尺度（毫米）
装载负荷（%）
耗费量（公斤/吨）
原料
球磨
84
38
φ100
φ80
φ60
95
2.1
普通钢
再磨
92
37
φ40
90
1.0
①
②
③
注：①普通钢球；②中锰、稀土铸铁球；③高铬钢球。
表10 筛网、滤布、砂泵、浮选磨耗或寿数
项目
原料
寿数（月）
耗费公司/吨
设备规格
补白
筛网
1500×3000单层
上层
钢线
7天
振动筛
滤布
120～15涤纶布（正）
0.015米2/吨
68米2盘式过滤机
砂泵
叶轮
衬胶
15天
4PNJ
泵壳
衬胶
15天
浮选机
叶轮
衬胶
4～8
5A（6A）浮选机
盖板
衬胶
4～8
表11 电力耗费
项目
耗费（度/吨）
破碎、运送和筛分
2.527
磨矿、分级（包含再磨）
26.212
选别
25.314
脱水
7.473
其它（照明、水泵、机修）
1.500
总计
63.026
表12 出产用水
实践总耗水量
36273吨/日
补白
回水利用率
20%
6045吨/日
新水量
30228吨/日
每吨原矿耗费新水量
10.076米3/吨
八、首要设备及才能：见表13。
表13 首要设备才能
项目
称号及规格
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）
矿石松懈密度，（吨/米）
粗碎
600×900颚式破碎机
2
270
180～0
120
2.5
中碎
φ1650标准型圆锥破碎机
1
401
55～0
30
2.5
细碎
φ2200短头型圆锥破碎机
1
350
15～0
12
2.5
二、磨矿、分级
吨/台·时
给矿粒度
磨矿细度
一段
φ27×3.6格子型球磨机
3
42
15～0
φ27×3.6溢流型球磨机
3
二段
φ2米双螺旋分机
3
－0.076毫米84%
φ2.1×3米溢流型球磨机
3
φ350水力旋流器
12
0.105～0
－0.038毫米92%
三、浮选
作业浓度
给矿粒度
浮选
（精、粗、扫）
米3/吨日
（毫米）
6A浮选机
230
0.2411
＋0.015～0
5A浮选机
8
8米3JJF－8浮选机
4
4米3JJF－4浮选机
2
四、脱水
吨/米2日
给矿浓度
%
排矿浓度滤饼水分%
精矿密度、
吨/米3
浓缩
φ30米浓缩机
3
Pb0.125
14
60
5.6
φ24米浓缩机
1
Zn0.543
30
60
4.0
φ18米浓缩机
2
S0.78
43
60
4.4
过滤
68米2盘式过滤机
12
吨/米2日
Pb0.186
60
12.01
5.6
Zn0.235
60
12.65
4.0
S0.338
60
10.02
4.4
九、选矿本钱：见表14。
表14 选矿出产本钱
项目
单耗
单价
金额
辅助材料
公斤/吨·矿
元/公斤
（元/吨）
钢球
3.190
1.20
3.828
衬板
0.690
2.128
1.468
药剂
丁黄药
1.047
3.376
3.535
乙黄药
0.164
2.709
0.444
二号油
0.127
3.374
0.428
石灰
12.782
0.048
0.614
硫酸
14.794
0.199
2.944
硫酸铜
0.911
2.436
2.219
硫酸锌
2.480
0.732
1.815
滤布
0.015米/吨
11.4元/米
0.171
水
9.357米3/吨
10.04元/吨
0.374
电
67.474度/吨
0.10元/度
6.747
出产工人工资
0.663
固定资产折旧
0.715
车间, 经费
1.730
选矿单位本钱
27.118
精矿单位本钱
42.676元/吨精矿
十、设备负荷率：见表15、表16。
表15 首要车间及设备负荷率、工作率
车间称号
归纳出产才能（额余）
负荷率%
工作率%
一、破碎车间
规划3240吨/日
中碎机
3248″
43.4
35.8
细碎机
3248″
49.8
35.8
二、磨浮车间
规划3000吨/日
磨矿机
1.556吨/米3·时，（按重生－200目核算）
85.2
70.16
浮选机
0.2411米3/吨日
三、脱水车间
1055（精矿）吨/日
过滤机
铅4.268 硫7.992 锌5.38吨/米2·日
干燥机
表16 磨机工作率、利用率
项目
单位
前史最好
1984年
年作业日
天
319
289
磨机工作率
%
70.16
51.78
磨机利用率
%
0.75
0.75
泊车首要原因及所占工时
停电 无矿 查看
容积利用系数
吨/米3时
十三、三废处理
规划每日尾矿排出量1124.4吨，全年尾矿量37万多吨，选厂尾矿体系选用压力运送，经四段尾矿泵站运往尾矿坝，管路全长10.677公里。尾矿运送管为φ300毫米铸铁管道，四个泵站都是选用的8PNJ衬胶砂泵，每个泵站用2台，1台出产，1台备用。还有2个污水泵站，用一条φ350毫米的铸铁管，将选厂污水扬至尾矿坝。尾矿由一号泵站扬出经φ350毫米水力旋流器分级，＋37微米的尾砂做井下充填料，－37微米的尾砂做井下充填料，－37微米的尾矿经2号泵站扬至3号泵站，然后第又经4号泵站直至尾矿坝。尾矿运送浓度为15%。凡口铅锌矿选厂共建出两个尾矿库。第一个尾矿库叫老鸦山尾矿库，规划库容55.5万米3，寿数自1968年9月到1975年12月装满止。第二个尾矿库叫黄子塘尾矿库，规划库容190万米3，规划效劳年限10年，1976年1月开始使用。尾矿库结构：用亚粘土机械分层夯实，块石、碎石做反滤层。不另做防渗层。第一个用溢流井，第二个用溢流沟。从溢流沟排出的水量每天达14000～20000吨，pH值高，用硫酸中和到小于9排放。有害成分含量（毫克/升）如下：
铅：0.0773，锌：0.0324，：0.0001，镉：0.038，砷：0.013。
十二、出资作用：选厂首要效益目标见表17。
表17 选矿厂首要效益目标
厂商出资返本年限（年）：5
全员劳动出产率（吨/人·日）前史最好：3.995 1986年：3.965
工人劳动出产率（吨/人·日）前史最好：4.878 1983年：4.691
每吨原矿装置功率（度）：4.766
员工总人数：451
其间工人：359
技术人员：11
效劳及其他：81
归纳利用：
伴生金属含量：铅5%；锌10.35%；铁19.35%；硫24.93%；银110克/吨。
已收回金属：铅、锌、硫、银。
注：1、厂商出资返本年限及厂商出资收益率指整个厂商。
2、员工总人数指选矿厂部分。
十三、其他
（一）矿石物相及化学分析：见表18、表19、表20。
表18 原矿铅的物相分析
相别
氧化铅
硫化铅
总铅
含量（%）
0.33
4.67
5.00
占有率（%）
6.60
93.40
100.00
表19 原矿锌的物相分析
相别
氧化锌
硫化锌
总锌
含量（%）
0.21
10.14
10.35
占有率（%）
2.03
97.97
100.00
表20 黄铁矿的相物分析
相别
黄铁矿
磁性铁
其他氧化铁
总铁
含量（%）
18.91
0.33
0.75
20.02
占有率（%）
94.61
1.65
3.74
100.00
氧化率 铅6%～8%；锌2%2.5%
多
元
素
分
析
元 素
Pb
Zn
Fe
含量（%）
5.00
10.35
19.35
元 素
S
Au
Ag
含量（%）
24.93
0.17克/吨
110克/吨
元 素
Ge
Ga
Cd
含量（%）
0.0027
0.0068
0.025
元 素
Cu
Sn
Hg
含量（%）
0.015
0.005
0.0111
元 素
U
As
SiO2
含量（%）
0.0004
0.10
12.95
元 素
CaCO3
Al2O3
MnO2
含量（%）
11.06
2.52
0.44
（二）产品质量规划：见表21。
表21 产品质量规划
时刻
精矿档次%
收回率%
Pb
Zn
S
Pb
Zn
S
1984年底
51.16
50.72
45.69
80.20
88.81
46.89
1987年底
50
50
43
78.7
90
45
1990年底
50
50
43
79.5
90.2
45
（三）化学分析及粒度分析：见表22。
表22 化学分析及粒度分析
产
品
项目
粒度分析
化学分析
粒级（毫米）
产率（%）
粒级（毫米）
产率（%）
原
矿
Pb
Zn
S
Au
Ag
＋0.147
3.13
＋0.020
29.69
15.0
10.35
24.93%
0.17克/吨
110克/吨
＋0.105
2.19
＋0.010
13.54
GFe
Ga
Cp
Cu
Sn
＋0.097
1.04
＋0.055
57.3
0.00027
0.0068
0.025
0.015
0.005
＋0.076
5.21
－0.005
18.74
SO2
Al2O3
CaCo3
MnO
＋0.052
7.81
算计
100.00
12.95
2.52
11.06
0.44
＋0.038
12.92
铅
精
矿
（%）
Pb
Zn
Fe
S
As
Cu
铅精矿
锌精矿
52.5
4.73
12.65
24.49
0.33
0.023
粒级（毫米）
产率（%）
粒级（毫米）
产率（%）
SiO2
CaO
Al2O3
Mn
Sn
Ag克/吨
＋0.020
10.55
＋0.076
3.45
1.80
0.35
0.60
0.004
＜0.01
612.50
＋0.010
26.13
＋0.053
8.66
Ca0.0021；Ge0.0006；In＜0.0004；Hg0.0064
＋0.005
20.10
＋0.038
12.22
铅
精
矿
（%）
Pb
Zn
Fe
S
As
Cu
－0.005
43.22
＋0.020
28.18
1.50
51.75
6.005
31.74
0.13
0.106
算计
100.00
＋0.010
17.22
SiO2
CaO
Al2O3
Mn
Sn
Ag克/吨
＋0.005
14.61
4.34
0.68
0.70
0.014
＜0.01
206.56
－0.005
15.66
Ga
Ge
In
Hg
算计
100.00
0.019
0.010
＜0.0004
0.058
尾
矿
（%）
Pb
Zn
Fe
S
Ag
粒极（毫米）
产率（%）
0.73
0.93
6.16
5.50
15.80克/吨
＋0.074
40.8
SiO2
CaCO3
Al2O3
MgO
＋0.053
11.2
34.52
20.50
5.93
0.126
＋0.043
5.1
＋0.038
7.5
－0.038
35.4
算计
100
（四）磨矿分级产品和再磨旋流品产品筛析：见表23、表24。
表23 磨矿分级产品筛析
网目
通过量累积百分数
球磨给矿
（%）
球磨排矿
（%）
螺旋分级机
底流（%）
螺旋分级机（即进第二台球磨机旋流器给矿）溢流（%）
原
矿
第
一
台
球
磨
机
16（毫米）
13.68
－16＋10
20.29
4.78
―10＋6
15.09
8.27
―6＋2
16.36
2.03
－2＋1
4.10
8.70
5.94
―1＋0.5
4.17
6.28
13.08
―0.5＋0.1
7.98
37.17
50.19
17.59
－0.1＋0.076
2.98
10.25
5.27
14.57
―0.076＋0.038
4.51
11.54
4.16
15.08
―0.038
10.84
26.06
6.28
52.76
算计
100.00
100.00
100.00
100.00
浓度（%）
92.7
79.1
89.5
37.00
原
矿
第
二
台
球
磨
机
＋0.15
1.60
5.83
1.60
旋流器溢流即铅粗选给矿
―0.15～0.105
35.05
11.18
35.05
10.20
―0.105～0.076
25.73
23.31
25.73
12.25
－0.076～0.038
22.98
26.79
22.98
24.29
―0.038～0.020
4.10
7.38
4.10
15.31
―0.020～0.0010
5.56
12.76
5.56
10.20
－0.010～0.005
3.22
8.05
3.22
18.31
―0.005
1.76
4.70
1.76
9.38
算计
100.00
100.00
100.00
100.00
浓度（%）
75
75
75
38
表24 铅粗精矿再磨水力旋流器给矿及产品筛析
粒级（毫米）
分量百分数%
给矿（%）
溢流（%）
底流（%）
球磨机排矿（%）
－0.105～0.076
2.02
4.66
1.09
－0.076～0.038
15.15
15.00
29.02
21.20
－0.038～0.020
34.34
32.00
37.14
50.19
－0.020～0.010
37.38
40.00
17.24
12.95
－0.010～＋0.005
8.08
10.00
3.98
11.3
－0.005
3.03
3.00
7.96
3.24
算计
100.00
100.00
100.00
100.00
浓度%
58.2
55
77.4
注：旋流器规格φ350、锥角20°、给矿粒度－0.105～0、给矿口50×90、沉砂管φ24、溢流管φ80、处理量21.1吨/时。
（五）料仓储量：见表25。
表25 料仓贮量
料仓类型
物料粒度
储存时刻（时）
有用容积米3（吨）
料仓结构特色
粗碎受矿仓
200～0
320；800
井下
中间矿仓
60～0
2
245；539
高架式
粉矿仓
15～0
48
2900；6100
″
制品仓
Pb＋000.2～0
Zn＋0.105～0
S＋0.105～0
72－96
22188；48813
装车仓
