柳州华锡集团优秀技改项目推荐材料.

1、柳州华锡集团优秀技改项目推荐材料长坡选矿厂简化生产工艺流程技术改造长坡选厂自从 2002年3月处理贫矿以来 , 到2005年5月一直处于 严重的亏损状态。 2005年 5 月，集团公司重新调整了长坡选矿厂的 领导班子后，厂新领导班子在集团公司的正确领导和兄弟单位的大力 支持下， 带领广大职工开展了声势浩大的扭亏为盈大会战活动， 并在 2005 年的 6、 7、8 月均实现了当月盈利，扭亏为盈大会战取得了初 步成绩，但到了 2005年 9、10月，由于原矿品位的进一步下降，又 出现了亏损， 长坡选厂通过和集团公司、 设计研究院对原有的生产工 艺流程进行深入的分析， 一致认为有必要对原有的生产工艺

2、流程进行 简化调整。1 简化生产工艺流程前的生产状况由于长坡选厂在 2002年进行的 1500吨/日技术改造 ,其设计的原 矿锡品位为 0.80%,处理矿石对象主要为 92 号矿体和部分细脉带矿 石，因此，其工艺流程很不适应处理原矿含锡品位很低的细脉带难选 火烧矿。在 2005年 9、10两个月的生产实践中，由于原矿性质的变 化、原矿锡品位由先前的0.5 %左右迅速降至0.30.4 %,而且锡石 晶体的嵌布粒度也变得相当细、 并有较大一部分呈浸染状嵌布于脉石 中。因此,由于现有选矿工艺流程不能适应原矿性质的这一变化,致 使许多还未单体解离的细粒锡石损失于较粗粒级的尾矿中（见附表 14）。另外,

3、随着粗粒锡石含量的减少,生产中抬浮摇床的锡精矿品位和回收率都大幅度下降，完全失去了抬浮摇床选别回收粗粒锡石 的优势。这些问题在很大程度上导致了生产经营指标相对较低，原矿单位生产成本较高，长此下去很难彻底摆脱生产经营亏损的局面。2005年生产经营相对较好的几个月的生产经营情况见表1。表1长坡选厂610月份生产经营情况（）月份处理量（吨）原矿品位金属回收率经营盈亏（万元）SnPb+SbZnSnPb+SbZn642740.570.510.782.3859.0660.0353.9515.00738368.420.470.782.1658.6055.5362.8010.71844212.270.490.

4、782.5058.3961.1062.1031.36946688.040.370.632.0554.5854.7758.67-40.241047235.780.330.681.9250.4459.4865.03-14.182、进行工艺流程技术改造前存在的问题（1）、原有的前重单室跳汰机处理能力小，粗粒尾矿丢废率低、对原矿产率约为17%而丢尾金属品位较高。根据使用单室跳汰机两 年多的生产实践看，该设备分选指标波动性大：当设备负荷正常、原 矿含锡0.50%左右时，跳汰丢尾品位通常较低，含锡一般为0.050.08%,锡金属损失率为34%当设备处理量大于6吨/台.时，或 原矿含锡大于0.55%,或原矿

5、中金属矿物呈浸染状嵌布的含量较高时， 跳汰丢尾品位通常较高，含锡一般高达0.10.20%，个别班的高达0.25%,尾矿中锡金属损失率达到68%（2）、2005年910月份的生产实践表明，长坡选厂原有工艺流程很不适应处理低品位的细脉带难选火烧矿。当原矿锡品位由0.5 %左右降至0.30.4 %时，原矿中锡石晶体的嵌布粒度就变得相 当细、并有较大一部分呈浸染状嵌布于脉石中，0.074mm粒级的锡石晶粒占原矿总锡比例高达 70以上。因此，随着粗粒锡石含量的 减少，生产中抬浮摇床的锡精矿品位和回收率都大幅度下降， 完全失 去了抬浮摇床选别回收粗粒锡石的优势。 另外，由于细粒锡石多呈浸 染状嵌布于脉石中

6、，而前重粗粒尾矿的丢废率高达 40左右（含螺 溜尾矿），这使得许多还未单体解离的锡石损失于较粗粒级的尾矿中。 据生产测定测算，前重丢尾锡金属损失率约为 15 18（含螺溜尾 矿）。（3）、枯水季节生产供水不足， 浑浊的水质对铅锌分离浮选指标影 响较大，应设法就近利用厂前回水。（ 4）、前重跳汰尾矿输送、堆存较困难。 2005 年以来，由于高 峰矿井下充填所需粗粒尾矿量大幅减少， 而原有的尾矿输送系统设计 输送粒度为-2mm这就使得前重粗粒尾矿不能用尾矿砂泵输送而必须 另请汽车外运堆存，结果增加了不少生产成本。3、简化生产工艺流程技术调整的依据（ 1）、 生产依据2005 年 910 月份处理低

7、品位细脉带难选火烧矿的生产实践表 明，当原矿含锡降至 0.30.4时，原矿中锡石晶体的嵌布粒度就 变得相当细、并有较大一部分呈浸染状嵌布于脉石中，0.074mm粒级的锡石晶粒占原矿总锡比例高达 70以上。因此，生产中抬浮摇床的锡精矿品位和回收率都大幅度下降，完全失去了抬浮摇床选别回 收粗粒锡石的优势。表2的数据说明：当原矿含锡小于0.40 %时，抬 浮摇床粗选锡精矿及全厂总锡精矿的品位和回收率均明显下降，抬浮中矿再选锡精矿的品位也同样显著下降。因此，若以后继续生产处理类似的低品位难选火烧矿，则抬浮系统完全有必要取消，以便尽可能 地简化生产流程，降低生产成本。表2长选610月份重选锡精矿数质量变

8、化表（）月份原矿 含锡锡精矿品位锡回收率抬浮粗选抬浮中矿全厂总锡抬浮粗选抬浮中矿全厂总锡60.5149.4653.4047.9425.766.2859.0670.4745.8450.4946.5423.656.0958.6080.4947.5051.5147.8522.835.8158.3990.3744.2047.0046.2116.946.4954.66100.3341.6046.2344.9418.075.2250.41另外，由于细粒锡石多呈浸染状嵌布于脉石中， 而前重单室跳汰机的处理能力不足，再加上班中给矿量波动较大，致使跳汰尾矿中的金属损失较大（见附表 7）。另外，前重扫选螺溜尾矿及

9、后重尾矿螺旋分级返砂中，目的矿物的金属损失率均相对较大。附表15数据说明：粗粒尾矿中+0.5mm粒级的金属分布率均超过 60%，这使得许 多还未单体解离的细粒金属矿物损失于较粗粒级的尾矿中。据生产测定数据测算，当处理低品位难选火烧矿时，前重丢尾锡金属损失率高 达1518%;而一般情况下的损失率仅为 812%。（2）、试验参考依据2005年10月份完成的提高长坡选厂难选硫化矿选别指标的 试验研究课题的试验结果表明：当原矿磨至0.3mm粒级入选时,筛分+0.3mm粒级的锡石矿物单体解离度仅有 44.44 %、锡金属分布 率为0.9 %; +0.15mm粒级的锡石单体解离度和锡金属分布率也分别 为7

10、7.42 %、6.26 % (见表3、4)。因此，在目前处理的难选火烧矿 中，由于锡石的结晶粒度相对较细，适合于抬浮摇床选别的粗粒锡 石含量的确较少。表3入选给矿粒度分析结果()粒级(mm)产率品位分布率SnPbZnSnPbZn0.305.100.070.080.170.901.110.500.1517.670.140.090.576.264.315.820.07431.430.380.251.5330.2321.3127.79-0.07445.800.540.592.4962.6073.2765.89合计100.000.400.371.73100.00100.00100.00表4入选给矿矿物

11、解离度测定结果矿物名称各粒级单体解粒J%)(综合含量 m m (%) 0 . 3 m m0 . 1 5mm0 . 0 7 4 m r 0. 0 74锡石单体44.4477.4294.7498.3690.54连生体55.5622.585.261.649.46合计100.00100.00100.00100.00100.00铅锑单体:66.6791.2295.52100.0095.37连生体33.338.784.480.004.63合计100.00100.00100.00100.00100.00锌矿单体60.8789.8099.1099.3395.49连生体39.1310.200.900.274.5

12、1合计|100.00100.00100.00100.00100.00该试验的铅锌浮选闭路试验结果及全浮尾矿用生产摇床分选结 果见表45。试验结果表明：尽管试验原矿中，锡品位为 0.39 %, 且铅、锑、锌矿物的氧化率分别高达 44%、35%和11%，但试验 采用简单的磨矿一全浮、分离一摇床选别工艺流程，仍获得了较好的 试验指标，尤其是锌精矿的回收率高达 81.17 %，锡精矿的回收率也 有 66.97 %。表5铅锌混合浮选、分离闭路试验结果（）产品名称产率品位回收率SnPbSbZnSnPbSbZn铅精矿0.990.4825.5919.362.951.2361.0160.881.65锌精矿3.1

13、00.511.020.8746.374.107.618.5781.17锌尾矿17.710.120.250.191.105.5110.6610.6911.00全浮尾矿78.200.440.110.080.1489.1620.7119.876.18给矿100.000.390.420.311.77100.00100.00100.00100.00表6全浮尾矿生产摇床试验结果 （）产品名称产率品位回收率Sn对作业对原矿锡精矿0.6451.4975.1166.97锡中矿6.810.385.905.26尾矿92.550.0918.9916.93给矿100.000.44100.0089.164、简化生产工艺流

14、程技术调整方案和调整内容（1）、调整方案为适应处理低品位难选火烧矿矿石的生产需要，根据生产实践情况，并参考相关的生产测定和试验研究结果， 确定了前重工艺流程的 调整方案（见图 1）。流程调整的主导思想是：充分利用原有场地和 设备，提高前重设备的日生产能力，简化工艺流程，采用选择性磨矿 工艺和高效分级设备，减少锡石过粉，全面提高锡、铅、锌金属的选 别指标，尽可能降低生产成本。本次流程调整的主要内容如下：（2）、工艺流程调整的主要内容A、更换跳汰机把原有 6 台单室跳汰机更换为双室跳汰机， 使其单台设备的处理 能力由 5 吨 / 台. 时左右提高到 8 吨/ 台 . 时以上， 改造完成后， 粗粒跳

15、 汰尾矿丢废率由 17提高到了 25以上，粗粒跳汰尾矿丢废率提高 了 8 个百分点；尾矿金属损失率降到 3.56%，比改造前降低了 2.44 个百分点。B、 取消抬浮系统取消抬浮系统，采用选择性磨矿新工艺，新增一台 1500 X2400mm磨矿机单独处理双室跳汰机第一室精矿，磨矿排矿用泵扬至 高频细筛形成闭路 , 尽可能减少了粗粒锡石的过粉碎，以利于提高后 重摇床的锡金属回收率，同时还大大缓解了 1球磨机的磨矿压力。第二室跳汰精矿所含粗粒锡石相对较少，进入 1#球磨机细磨， 并与单螺旋形成闭路，使结晶粒度较细的锡石能够尽量达到单体解 离，实现了粗、细矿物晶粒的粗细分磨，减少了锡石的过粉碎。C前

16、重粗粒尾矿单独存放处理前重跳汰粗粒尾矿单独采用螺旋分级机脱水后单独存放，再用汽 车运到原重介质场堆存， 缩短了运输距离 , 节约了运费 ; 螺旋溢流作就近回水D进一步完善矿浆浓缩设施加强高效浓密机的浓缩脱水效果，把高效浓密机的沉砂进行二次 浓缩，高频细筛筛下产品单独浓缩，二者的溢流再合并浓缩，溢流进 入旁边闲置的 6m浓密机， 6m浓密机沉砂进后重 18m浓密机， 溢流直接引至 7坝坝基前的大水塘澄清，实现厂内回水。脱水设施完善后，进入后重 18m 浓密机的矿浆体积量减少约 30%，浓密机的浓缩脱水效果大为改善，硫化矿混浮给矿浓度由 30 左右提高到 40以上，细泥金属矿物的归队率也有所提高。

17、另外，7坝坝基前的大水塘澄清水直接用水泵扬至厂内使用， 缓解了枯水季 节因生产供水不足而对生产指标造成不利影响。5、简化生产工艺流程技术改造完成后的效果（ 1 ）、改造后的生产指标情况简化生产工艺流程技术改造完成后，从各项生产指标来看 , 取得 了比较好的改造效果 , 具体指标比较见表 7。2006 年 17 月, 在一季度严重缺矿 ,无法正常生产的情况下 , 1 7 月累计锡回收率达 58.28%,（ 铅+锑） 回收率达 56.20%,锌回收率达 64.32%。2006 年正常生产的 47 月累计锡回收率为 58.67%,（ 铅+锑 ） 回收率达 6 1 .07%,锌回收率达 66.51%，

18、比 2005年最好的 612月分别 高 3.07、4.84、6.12 个百分点。同时，跳汰尾矿的丢尾率也由原来的 17%提高到了 25%，日处理 能力提高到 1 800吨以上；跳汰尾矿中锡、铅、锌分别由原来的 0.18%、0.15%、0.9%降到0.08%、0.08%、0.6%以下，降低了跳汰尾矿中有用 金属的损失，实践表明流程改造取得了初步的成功。表7简化生产工艺流程技术调整后指标情况项目原矿品位(%)回收率(%)备注时间SnPb+SbZnSnPb+SbZn2005 年 612 月0.470.732.2255.6056.2360.392006 年 17 月0.430.572.0858.285

19、6.2064.302006 年 47 月0.420.552.0958.6761.7066.5106年47月与05年612月比较-0.05-0.18-0.13+3.07+4.84+6.12百分点数06年47月与年度计划比较-0.03-0.15-0.01+2.67+5.7+6.51百分点数(2)、改造后的生产成本情况选矿生产成本由2005年的127.57元/吨原矿降低到2006年1 7月份的111.72元/吨原矿，降低了 15.85元/吨原矿，其中，药剂 单耗由19元/吨原矿下降到12元/吨原矿，节约了 7元/吨原矿，主 要药剂单耗情况见8,特别是硫酸、硫酸铜、石灰的单耗有了较大幅 度的下降，分别

20、由2005年的9.74Kg/t、0.62 Kg/t、5.46 Kg/t原矿 降低到 2006 年 1 7 月份的 4.46 Kg/t、0.45 Kg/t、4.33 Kg/t 原矿, 分别下降了 5.1Kg/t、0.17 Kg/t、1.2 Kg/t 原矿。表8技术改造后主要药剂单耗情况对比（Kg/t ）名称硫酸硫酸铜黄药2#油氰化钠石灰05年 112月9.740.620.260.180.145.4606年17月4.640.450.310.160.154.2606年 17比 05 年节(+)超(-)5.10.17-0.050.02-0.011.26、技术改造产生的经济效益（1）、生产指标提高产生的

21、经济效益按年处理原矿45万吨，原矿品位：锡0.42%、铅+锑0.55%、锌 2.09%,回收率按2006年47月的指标计算，则由于回收率的比计划 提咼而多产金属如下：锡金属=450000X 0.42%x 2.67%=50.463 吨；（铅 + 锑）金属=450000X 0.55%X 5.7%=141.075 吨；锌金属=450000X 2.09%X 6.51%=612.2655 吨。精矿产品金属价格按2006年17月的平均价格计算：锡50647.3元/吨、铅+锑9710.91元/吨、锌11657.12元/吨，则由于回收率提 高而增加的产值为：50.463 X 50647.3+141.075 X

22、 9710.91+612.2655 X 11657.12=1106.31 （万元）（2）、生产成本下降增加的经济效益按年处理45万吨原矿，生产成本按2006年17月累计生产成 本111.72元/吨原矿，计划生产成本113.36元/吨原矿计算，则年节 约生产成本为：45 X (113.36-111.72)=73.8( 万元)（3）、总效益本项技术改造总费用初步统计为 283.4万兀，则技改完成后的当 年产生的净增加效益为：（1106.31+73.8）-283.4=896.71（ 万元）。7、结论长坡选厂简化生产工艺流程技术改造完成后，不仅生产指标有 了较大的提高，生产成本有了较大的下降，取得了较

23、好的经济效益， 同时生产流程的稳定性也比原有流程有了很大的提高，职工的劳动条件和劳动环境也比原来有了较大的好转，流程改造取得了较大的成 功。&附图、附表附表1（ 05/7/12早班）跳汰尾矿粒度分析结果（%）产品名称产率品位分 布率SnPbZnSnPbZn4.002.300.160.050.341.801.922.123.0015.170.190.070.4214.0917.7017.242.0075.160.210.050.3377.1362.6467.111.004.580.150.070.363.365.344.460.501.680.160.050.211.311.400.950.07

24、40.130.250.100.260.160.220.09-0.0740.980.450.663.032.1610.788.03合计100.000.200.060.37100.00100.00100.00当班原矿品位0.380.321.69当班处理量:570.02吨附表2（05/10/10白班）跳汰尾矿粒度分析结果（）粒级(mm)产率品位分布率SnPbZnSnPbZn42.050.200.130.322.291.760.97314.340.060.380.254.8136.095.28256.120.210.070.5665.8826.0246.3217.510.210.120.718.825.977.860.511.220.120.130.957.539.6615.710.33.600.280.121.205.632.866.370.152.420.100.181.691.352.886.030.0741.000.120.282.330.671.853.43-0.0741.740.311.123.133.0212.918.