黑龙江省有色金属选矿生产始于“大跃进”时期。1959年5月多宝山铜矿最先开始建设日
处理50吨的小选厂，以后又有宾县铜矿、小裕丰锌矿、西林铅锌矿、石发铅锌矿、秋皮沟铜
矿、铁力二股锌矿、黑河桦皮窑铅锌矿等也建设一批小选厂，至1960年全省共建设日处理50
吨的简易小选厂14套。这批小选厂，都是土法上马，设备简陋，不具备正常生产条件，有的
简易投产也没有生产出合格产品，有的（如桦皮窑）还没有建成，有的（如西林铅锌矿共建
成4套）一直没有生产。在1961年国民经济调整中大部分“下马”，小裕丰锌矿断断续续生产
到1965年，多宝山铜矿于1963年改造成日处理120吨，继续生产。
1966年，重点建设西林铅锌矿，开始建设日处理1200吨的选矿厂，多宝山铜矿将日处理
120吨选厂迁建到三矿沟矿区，石发铅锌矿开始建设日处理50吨的小选厂厂（于1975年停产）
。1970年松江铜矿开始建设日处理300吨，秋皮沟铜矿开始建设日处理100吨的选矿厂（于19
81年停产）。1977年松江铜矿选厂改扩建为日处理500吨。
经过多年的不断改造，完善配套，至1985年全省共有铜、铅、锌选矿厂3个，总能力为日
处理1550吨，其中多宝山铜矿日处理250吨，松江铜矿日处理500吨，西林铅锌矿日处理800吨
。
1960—1985年，全省累计生产铜精矿含铜量16196吨，其中多宝山铜矿6396吨，松江铜矿
9218吨；累计生产铅精矿含铅量97967吨，其中西林铅锌矿96911吨；累计生产锌精矿含锌量
123275吨，其中西林铅锌矿116912吨，松江铜矿5727吨。此外，多宝山铜矿累计回收铁精矿
7．1万吨，西林铅锌矿累计回收硫化铁精矿151．2万吨。
一、铜选矿
（一）多宝山铜矿选厂
1959年5月，随着多宝山铜矿的多宝山矿区的开发，开始建设黑龙江省第一个铜选矿厂。
厂址选在多宝山矿区南侧的小山南坡，由北京有色金属设计院和黑龙江省冶金设计院设计，
设计能力为日处理矿石50吨，自行施工，土法上马，仅用4个多月的时间，盖起了250平方米
的厂房，安装了175×250毫米的颚式破碎机1台，1000×1000毫米的球磨机2台，500×4500毫
米单螺旋分级机2台，3A木制浮选机14台，还建有3×6米水泥结构沉淀池3个。所有设备都是
“大跃进”中的粗制滥造产品，因为没有电力而直接用柴油机带动，有的设备是木制皮带轮
，有的球磨机用250毫米宽的皮带绕在球磨机筒身上直接传动，设备十分简陋。1959年10月1
日投产。选矿流程是一段开路碎矿，一段闭路磨矿，“一粗一精一扫”的选矿工艺。矿石运
到选厂后，先由人工用大锤把矿石砸到200毫米左右的粒度，再用铁锹喂入颚式破碎机，将矿
石破碎到25毫米
左右，然后人工装入球磨机进行磨矿，经分级机进入浮选机，选后所得精矿到沉
淀池自然沉淀，沉淀后的精矿人工挖出，送干燥炕干燥后入库。入选矿石为多宝山斑岩
型铜矿；选矿用起泡剂是人工搓的肥皂液或用锅熬制的松树汁代替，捕收剂是用硫磺、强碱
和酒精制造出来的液体代替；水是从1公里外的小溪用6台2时水泵供给，有时供水不足，就由
职工挑水或用洗脸盆端水维持生产。由于设备过于简陋，柴油机转数时快时慢，分级机溢流
时大时小，浮选液面时高时低，生产很不正常，一直到1961年10月停产，没有生产出合格产
品。
1962年10月，根据黑龙江省机械冶金厅的决定，多宝山铜矿日处理50吨的选厂恢复生产
。由于先天不足，1963年7月开始改、扩建，规模为日处理120吨。在改、扩建中，更新了必
要的生产设备，增加了生产设施和设备，改进了生产工艺。改汽车运矿为轻轨矿车运矿，从
采矿场到选厂铺设了1．5公里的轻轨道。碎矿工序新建了贮量为20吨的原矿仓，扩建了粉矿
仓，贮量为30—40吨。新建8米长、4米宽的皮带通廊，安装了2台皮带机，改人工给矿为皮带
机给矿。增加了1台反击式破碎机，改一段破碎为二段破碎，碎矿粒度15毫米左右。磨矿工序
，扩建了60平方米厂房，增加1500×1500毫米球磨机1台、750×1500毫米分级机1台，将原1
00×100毫米球磨机改成1000×120毫米，提高了磨矿能力，达日处理120吨。浮选工序，扩建
了厂房，更新了16台3A浮选机，增设了药台，添置了给药机，配备了化验室。同时新建250马
力锅驼机发电的小电厂，动力设备由柴油机改为电动机驱动。历时1年，完成了改、扩建工程
，于1964年7月投入生产。磨矿细度－200目占60%，溢流浓度28%—31%，回收率达83%－85%，
精矿品位15%—18%。生产中浮选剂直接加入分级溢流，捕收剂采用丁基黄药，添加量为每吨
60—70克，起泡剂采用2号浮选油，添加量每吨50—60克。精选后的精矿经沉淀池沉淀后，用
干燥炕烘干，精矿水分降到12%左右。该选厂生产1年多时间，于1965年冬季停产。
由于开发多宝山矿区经济效益差，连年亏损，从1959年到1962年亏损146万元，从1963年
到1965年亏损104．7万元。从而决定多宝山铜矿迁到三矿沟，开发小而富的三矿沟矿区。三
矿沟日处理120吨选厂由东北有色金属工业管理局设计，1966年6月中旬开工建设，10月中旬
建成新厂房1055平方米，将原选厂设备向新厂房搬迁，同时按设计又添置了一些设备，这些
设备由东北有色金属工业管理局从其它有色金属矿山调来，比较陈旧，有的是报废淘汰设备
。由于受“文化大革命”的影响，设备安装工作进度迟缓，到1968年4月才安装完。选矿工艺
流程有所改进，趋于合理。碎矿工序，由二段破碎改为三段闭路破碎，增加1台22KW卷扬机，
1台400×600毫米颚式破碎机，2台3呎圆锥破碎机，1台1250×2500毫米振动筛和自动给矿机
，3台皮带运输机。磨矿工序为一段闭路磨矿，增加1台3×6呎圆锥型球磨机，1台耙式分级机
，3台1000毫米搅拌槽，更新36台4A浮选机，修筑了浓密池，配备了10平方米真空过滤机，2
台2时卧式砂泵，形成综合生产能力，1968年10月1日投产。矿石由电机车从采场运到选厂下
调车场，通过260米轻轨斜坡道用22KW卷扬机拉到上调车场，用人工将矿车推到翻车器翻入贮
量80吨的原矿仓，由人工填到颚式破碎机破碎到70毫米左右，由1号皮带机送到3呎圆锥破碎
机进行二次破碎，粒度25—30毫米，经2号皮带运输机送至振动筛，筛孔10毫米，筛下矿物进
入贮量为250吨的粉矿仓，筛上矿物通过3号皮带运输机返回圆锥破碎机，进行三次破碎，排
矿粒度8—12毫米，再通过2号皮带运输机送到振动筛，形成三段闭路碎矿。粉矿通过粉矿仓
漏斗用皮带机给人3呎圆锥型球磨机进行磨矿，达到粒度要求的矿粉在分级溢流中进入浮选机
，不合要求的返回球磨机再磨。进入浮选的矿浆浓度为25—30%，细度为—200目的占50—60
%。由于矿石是比较难选的地表氧化矿，因而添加的药剂段数多，用药量大，每吨矿加入硫化
钠2000克，丁基、乙基黄药为200—300克，2号浮选油200—300克。浮选后的精矿进入沉淀池
中沉淀，由2时砂泵打入10平方米真空过滤机，过滤后的水分为20%左右，然后用人工在干燥
炕上烘干到水分为8%左右。由于人选矿石为地表氧化矿，氧化率高，可选性差，精矿品位不
高，含铜量一般在12—15%，回收率只有80%左右，经济效益差，1968年亏损17．98万元，19
69年亏损51．85万元。
为了进一步改善多宝山铜矿生产经营状况，1970年初决定将选矿厂改建、扩建，使生产
能力达到日处理300吨。由长春黄金设计院设计，本着边生产边扩建的原则，重点工程当年开
始施工，选厂厂房扩建和新增设备的安装也同时展开。1972年安装1500×2400毫米球磨机（
2号）1台及与之相配套的直径1500毫米的分级机，将3×6呎圆锥球磨机的耙式分级机拆除，
换上了直径1000毫米螺旋分级机，碎矿工序安装了板式给矿机（1982年又更换为振动给矿机
），结束了人工给矿的历史。1974年将脱水2时卧式真空泵改为3时水环式真空泵。1981年7月
安装了1台2100×2200毫米格子型球磨机（3号）及其配套的直径1500毫米分级机，拆除14台
4A浮选机，换上8台6A浮选机。1985年改轻轨电机车运矿为汽车运矿。至此日处理300吨改、
扩建工程全部完成。经黑龙江省冶金工业厅核定，多宝山铜矿生产能力为日采、选250吨。碎
矿工序是三段一闭路流程，矿石经原矿仓，通过振动给矿机，加入400×600毫米颚式破碎机
进行粗碎，经皮带运输机运送到直径900毫米圆锥破碎机进行中碎，再经过振动筛和直径900
毫米圆锥破碎机形成闭路循环破碎，符合粒度要求的矿石进入粉矿仓。磨矿工序，使用1台3
×6呎圆锥型球磨机、1台1．5×2．4米圆筒型球磨机、1台2．1×2．2米圆筒型球磨机，分别
由直径为1米、1．5米、2米的螺旋分级机组成3个独立的一段闭路磨矿系统。粉矿经皮带运输
机加入球磨机后，经磨剥，通过流槽进入分级机，分级后，占60%左右－200目的矿浆从分级
机溢出进入浮选机，粗矿粒经分级机返回球磨机再磨，形成闭路循环作业。选矿工序，是一
次粗选，二次精选，二次扫选，使用设备主要是6A浮选机、4A浮选机。脱水工序，浮选后的
精矿泡沫进入直径8米的浓密机，沉淀浓度为60%，精矿再经10平方米的外滤式真空过滤机，
过滤后的精矿进入精粉库，含水量13%以下。由于设备不断更新改进，生产技术水平逐步提高
，管理工作通过整顿得到加强，以及1983年以后使用的井下矿石氧化程度大大降低，选矿指
标大幅度提高，回收率在90%左右，铜精矿品位稳定在20%—22%。
（二）松江铜矿选厂
松江铜矿的前身是宾县弓棚子铜矿，于1959年10月开始建设日处理50吨的简易小选厂，
1961年8月建成投产。选矿工艺是100×200毫米颚式破碎机1台一段开路破碎，土造1×2呎球
磨机1台一段开路磨矿，小型浮选机5台一次选别。由于工艺简陋，设备故障多，入选氧化铜
矿成分复杂，铜的回收率只有7%左右，精矿品位低，开开停停生产3个月，生产出40吨铜精矿
，运到沈阳冶炼厂不能使用而废弃。该选厂在国民经济调整中于1961年10月停产。
1970年4月，松江铜矿重新建设日处理200吨的选矿厂，由东北有色金属工业管理局设计
院设计，工艺比较完整。但当时由于“左”的思想影响，片面强调“石基础、泥墙壁、草屋
顶、土厂房、洋设备”的所谓土洋结合，没有按设计施工，磨矿以下工序的厂房是下半截砌
砖，上半截是“拉合辫”的砖泥混合结构，1971年末建成，面积2736平方米，安装了设备。
1972年7月16日选矿厂日处理矿石100吨的一系列正式投产。碎矿工序是二段一闭路的碎矿工
艺，粗破碎使用400×600毫米颚式破碎机及格条筛，碎后矿石的最大粒度为112毫米；中碎使
用直径900毫米圆锥破碎机和1500×3000毫米振动筛，筛孔为18毫米。磨矿工序使用1台3×6
呎溢流型球磨机与耙式分级机组成一段闭路磨矿流程。选矿工序，为一次粗选、二次精选、
二次扫选工艺，共安装40台5A浮选机，其中19台直接用于选铜。脱水工序使用1台5平方米外
滤式圆筒型真空过滤机。1973年6月1台2700×1200毫米球磨机及1台1500毫米双螺旋分级机组
成新的一段闭路磨矿系统，取代了3×6呎球磨机和耙式分级机的磨矿系统。7月脱水工序安装
了1台7平方米的外滤式真空过滤机和2台SE—9浓缩机（1台供选铜）代替了原5平方米的真空
过滤机，形成二段脱水工艺。至此，形成日处理200吨原矿的选矿能力。生产过程是用1吨“
U”型矿车将原矿运入82．3立方米的原矿仓，通过500×1000毫米链式给矿机，用700毫米宽
皮带运输机送到颚式破碎机进行粗破碎，矿块用600毫米宽皮带运输机运到格条筛，筛上矿块
给圆锥破碎机，进行中破碎，经中破的矿块和格条筛下的矿块由640毫米宽皮带运输机运到振
动筛，筛下16毫米以下的矿粒由500毫米的皮带运输机送入432立方米的粉矿仓，筛上矿块再
返回圆锥破碎机重新破碎。粉矿由粉矿仓用闸板式手动给矿放到500毫米宽皮带运输机上，运
到球磨机，进行磨剥，分级机将粒度－200目占63%左右的矿浆溢流到浮选机，使用氰化物和
硫酸锌作为闪锌矿的抑制剂，抑制锌，优先选铜。铜精矿经真空过滤机脱水后入库。铜精矿
品位21%左右。
1975年对松江铜矿选矿系统进行了技术改造。将原磨矿浮选系统改造成两个铜选矿系统
，一个浮选硫化矿，一个浮选氧化矿，碎矿系统为一个，当停供氧化矿时，两个系统同时处
理硫化矿。5月建成1个48．57立方米的氧化矿的原矿仓。为使碎矿能力与磨矿、浮选能力相
一致，并扩大生产能力，碎矿工序安装了1台直径1200毫米短头型圆锥破碎机，作为细碎设备
，形成了三段一闭路碎矿工艺；磨矿工序，于10月9日重新起动了3×6呎球磨机和耙式分级机
，磨剥氧化矿，日处理原矿100吨。浮选工序，将原来选锌的5A浮选机改为浮选铜的硫化矿，
改造成一次粗选、二次精选、三次扫选工艺流程，选用硫化钠为活性剂，1号浮选油作起泡剂
，扑收剂使用丁基黄药。取消了氰化物，改用胶体碳酸锌抑制锌，实现了无氰选矿。11月25
日，硫化矿粗选改为单槽与4槽结合的粗选工艺，原矿品位高时，启用单槽，即粗选第一槽的
粗选精矿直接进入二次精选；原矿品位低时，按正常工艺，粗选精矿进行三次精选，二次扫
选。这样提高了浮选系统的效率。氧化矿浮选形成二次精选、二次扫选。选矿综合能力达到
日处理300吨原矿。
1977年改扩建松江铜矿，采选能力日处理500吨。为进一步扩大碎矿能力，调整、改造磨
矿、浮选工序。1981年初，对氧化矿磨矿工序加以改造，拆除了3×6呎球磨机和耙式分级机
，换上1台1500×3000毫米溢流型球磨机和1台高堰式FLG—1200单螺旋分级机，组成氧化矿新
的磨矿系统。浮选工序，1981年底，对两个铜浮选系统进行改造，拆除部分5A浮选机，换上
13台6A浮选机，并安装在同一标高作硫化矿粗选、扫选设备。碎矿工序，1982年6月新安装了
1台1200×600重型板式给矿机和1台600×900型复摆颚式破碎机，作为一段粗碎，用皮带运输
机与原碎矿系统组成四段一闭路碎矿系统。1984年1月在磨矿车间安装了4台直径1200毫米圆
盘给矿机，用于向球磨机给矿，实现了给矿机械化。经过这次改造，碎矿、磨矿能力达到日
处理650吨。全矿形成采、选日处理500吨综合生产能力。
通过改扩建，松江铜矿规模效益明显，铜精矿产量逐年增加，1980年只有508吨，到198
5年达到1631吨，增加了2倍多，经济效益也逐年提高，1977年亏损219．6万元，1982年扭亏
为盈，实现利润21．1万元，1985年盈利60．8万元。
另外，西林铅锌矿在选铅锌时，也副产少量铜精矿。1980年西林铅锌矿在试验室使用丁
基铵黑药作扑收剂选出的铅锌精矿，当原矿含铜在0．1%以上时，铜在铅精矿中富集，超过标
准，必须实行铜、铅分离。240米、180米、120米三个中段，平均含铜0．095%，局部高达0．
16%，为确保铅、锌精矿质量，同时回收铜精矿，增加经济效益，1980年安装了16台4A浮选机
，组成一次粗选、二次扫选、三次精选的铜铅分离、选铜工艺，间断生产。
二、铅锌选矿
（一）西林铅锌矿选厂
在1960年“大跃进”时期，西林铅锌矿同时建设4套日处理50吨的简易小选厂，由于设备
简陋，不具备生产条件，一直没有生产，以后被拆除。
1966年进行建矿大会战，重新建设日处理原矿能力1200吨的选矿厂。由东北有色金属工
业管理局设计院设计，工艺比较完整，破碎系统为600×900毫米颚式破碎机、直径1650毫米
标准圆锥破碎机、直径1650毫米短头圆锥破碎机组成的三段一闭路，磨矿系统为2700×210毫
米的格子型球磨机、270×210毫米的溢流型棒磨机组成的二段一闭路，浮选系统是优先选铅
，锌、硫部分混合浮选和锌、硫分离的浮选流程，脱水是浓缩、过滤、干燥的三段流程。指
标也较为先进：铅回收率92%，锌回收率78%，铅精矿品位55%，锌精矿品位48%，硫回收率75
%，硫精矿品位33%。
1967年6月16日，碎矿、磨矿与选矿一系列开始试生产，生产不够正常，边生产，边调整
，边改进。1968年初，将一系列铅粗选后部3个浮选槽作为一个作业区（二次精选），单独设
一条输送矿浆的管路，形成二段粗选。随后又将二次粗选作为一次扫选的前半部，10月间又
改成粗选第一槽产出的泡沫精矿与一次精选泡沫合并。脱水工序将干燥机拆除外调，改为浓
缩、过滤二段工艺。
1969年5月改革浮选工艺，将原设计锌、硫部分混合浮选改为优先选锌，因为原工艺选硫
，使锌受到损失，所以停止选硫，而浮选锌。将原来混合浮选的粗选改为两个作业区，二次
粗选精矿经2个浮选槽精选后与一次粗选精矿合并再磨；将锌、硫分离浮选改作五次锌精选及
精选尾矿的二次扫选；对第一次扫选精矿和二次精选尾矿合并再磨；二次扫选尾矿返回第二
次粗选。
1969年8月磨矿、浮选二系列投产，铅浮选工艺采用改进后的第一系列的浮选流程。
两个系列全部投产后，对原设计的两段磨矿流程没有很好的调整和应用，在遇到棒磨机
给矿量每小时超过18吨出现逆排矿的问题，为了尽快的达到设计能力，就拆除了棒磨机，将
二段磨矿改为一段磨矿，－200目只能达到60%，不能适应浮选要求。同时二系列的选锌流程
作了适当调整，一次粗选增加1台浮选机；把原来用于锌、硫分离粗选的6台浮选机用来作为
锌的第三次扫选，增加一次扫选；三次扫选精矿与一次精选尾矿合并返回二次粗选，一次粗
选精矿与二次精选尾矿再磨，五次精选后产出锌精矿。
1970年对碎矿系统进行了调整，将分散安装的中碎圆锥破碎机移至细碎破碎机附近，实
行集中控制，集中润滑，集中操作；取消了棒条筛，组成预先筛分与检查筛分合一的标准闭
路破碎系统。1月，对二系列选锌流程作了调整，取消三次扫选作业，锌粗选精矿再磨经四次
精选，一次精选的尾矿又经过一次扫选，然后返回二次粗选作业，其扫选的精矿和二次精选
的尾矿仍然再磨。3月在一系列对锌选矿尾矿又进行了一段选矿试验，效果不明显，而于4月
将精选尾矿二次扫选作业的5台浮选机补充到锌粗选和扫选，同时拆掉1台粗选搅拌槽；5月又
将五次精选改为四次精选。磨矿工序，5月1日将一系列非标准的2700×2100毫米格子型球磨
机改成溢流型球磨机，扩大了处理能力，提高了磨矿细度。5月至8月在第二系列进行铅阶段
磨浮试验，首先对粗选尾矿分级，粗粒通过原矿球磨机再磨，同原矿一同进入粗选；细粒级
进行扫选，然后用1500×300毫米球磨机再磨，再磨后进入粗选作业；最后进行粗选尾矿闭路
的分级再磨试验。试验结果，以最后这种阶段磨矿、阶段选别的效果最好，铅精矿品位达到
56．27%，回收率90%。由于试验占用锌中矿再磨设备，选锌指标下降，为不影响锌浮选的正
常生产而停止试验，以后也没有应用此项技术。
1971年8月，在磨矿工序进行控制分级的工业试验，自制1台直径340毫米水力旋流器，安
装在二次磨矿球磨机之后，控制分级，效果显著，磨矿能力提高11—22%，磨矿细度—200目
由60%提高到77%。这次试验成果，纳入正常生产工艺。浮选工序，在一系列选锌流程，停止
使用7台精选浮选机，把精选变成一排，三次精选尾矿改成顺序返回，为一次精选尾矿返回二
次粗选作业；年末将二系列锌的精选也改作一排，为一次精选尾矿返回二次粗选作业。两个
系列的流程基本形式一样。
1976年开展了二段磨矿试验。试验工作由辽宁省冶金研究所、黑龙江省冶金研究所、东
北工学院联合攻关小组组织进行。新安装1台2700×3600毫米格子型球磨机与一系列的2700×
2100毫米格子型球磨机均作为一段磨矿使用；二系列的2700×2100毫米格子型球磨机改为溢
流型，用于二段磨矿，细度得到提高，平均达到－200目占80—85%，提高了生产能力，达到
日处理600—800吨原矿。1977年，将2台34平方米的圆盘过滤机更换为2台40平方米的外滤式
圆筒型真空过滤机，精矿含水分下降到8．5%—12%。
1978年2月和5月对浮选工艺进行了调整，铅浮选调整为一次精选增加1个浮选槽，成为完
全的顺序返回的一次粗选，两次扫选，三次精选的正规流程；锌浮选流程成为一次粗选，三
次扫选，四次精选。
由于原矿中含泥多，水分大，影响中碎正常生产，降低磨矿效率，浮选难以控制，自行
设计了洗矿工艺，经过全矿会战，1978年5月完成了洗矿工程，安装了3时水泵，直径2000×
2000毫米单螺旋分级机及筛子。处理粘而稀的矿石，原矿中小于12毫米粒级占52‰，洗矿筛
下小于1毫米级别计的脱泥率达98%，分级机以－200目级别计的脱泥率为90．2%；处理干而粘
的矿石，原矿中小于12毫米粒级占45%，洗矿筛脱泥率达97．42%，分级机脱泥率达92．68%。
总脱泥效率在90%以上。矿泥产率17．5%－21．2%。脱出的矿泥产物中－200目占86．8%－91
．8%。通过洗矿实现了正常生产，提高了效率，降低了磨矿介质消耗，缩小了碎矿粒度，提
高球磨机处理能力达1／3，改善了选矿指标。
经过不断总结生产经验，结合实际对原设计的工艺流程和选用设备的不断改进、调整、
更换，逐步完善，逐渐适应生产需要。工艺基本稳定：碎矿工序是中碎前带洗矿作业的三段
一闭路流程，最大处理能力每小时140吨。粗碎设在井下，由重型1200×3600毫米给矿机向6
00×900毫米颚式破碎机给矿，经粗碎粒度达200—0毫米，经水洗后用2台800×2200毫米中型
板式给矿机送给SSZ2型1500×5500毫米双层直线式振动筛，上筛孔径25毫米，下层10毫米，
筛上矿物送中碎，筛下10—0毫米矿物送往直径2000毫米单螺旋分级机进行脱泥，脱出细度9
0%－200目浓度15%～30%。中碎由直径1650毫米标准圆锥破碎机完成，排矿粒度小于60毫米，
经过2台1250×320毫米座式自定中心振动筛，到细碎，用直径1650毫米短头圆锥破碎机作业
，产品由16×16毫米筛孔控制，排矿最大粒度14毫米。
磨矿工艺为二段闭路式。8个100吨的粉矿仓，由直径1500毫米圆盘给料机按每小时25吨
的速度向一段磨矿2700×2100毫米湿式格子型球磨机供矿（磨矿细度60%－200目），球磨机
与直径2000毫米高堰式双螺旋分级机组成闭路进行检查分级；二段磨矿为270×2100毫米溢流
型球磨机与铸石内衬的直径350毫米水力旋流器组成闭路，进行控制分级，磨矿细度80%－85
%－200目，溢流浓度为40%±20%（经过洗矿后而贮存在直径1800毫米浓密机中的矿物溢在二
段磨矿分级前，一部分加入二段磨矿，一部分返回浓密机，构成循环，浓密机无溢流，用砂
泵排矿）。
浮选工艺，全部使用6A搅拌式浮选机。铅矿物优先浮选为一次粗选（7台）两次扫选（1
2台）三次精选（6台），共25台浮选机，用直径2000×2000毫米搅拌槽作一次调浆搅拌，扑
收剂以丁基铵黑药为主，配合少量丁、乙基黄
药，起泡剂使用2号浮选油，调整剂是硫酸锌、硫酸钠抑制锌，精选用微量氰化物抑制锌、铁
矿物，属微氰浮选。锌矿物的优先浮选为一粗（4台）三扫（15台）四精（11台），共31台浮
选机，用直径2000×2000毫米搅拌机作两次调浆搅拌，采用丁基黄药作扑收剂，用硫酸铜作
活化剂，用2号浮选油作起泡剂，用石灰乳调整碱度，控制PH值在11以上，抑制铁矿物。粗选
精矿和一次精选尾矿通过直径300毫米水力旋流器分级后，粗粒进入直径1500毫米×3000毫米
球磨机再磨，磨矿细度100%－200目，使矿石中的连生体得到充分解离，磨细后以直径1500×
1500毫米搅拌槽加石灰乳搅拌后精选。
脱水工序，为两段脱水，第一段使用直径12米中心传动式浓密机浓缩，排矿浓度30%－6
0%；第二段使用40平方米外滤式圆筒形真空过滤机，精矿水分8．5%－12%。
（二）松江铜矿选锌系统
松江铜矿是铜、锌共生矿床，1970年在建设选矿厂时就确定综合回收利用，选矿工艺设
计采取优先选铜，以选铜之后的尾矿作原料，再浮选锌，浮选锌成独立系统。1972年7月选矿
一系列（100吨／日）投产时，选锌工艺为一次粗选、三次精选、三次扫选。全部使用5A浮选
机，粗选4台，一次精选2台，二次精选1台，三次精选2台，一次扫选4台，二次扫选4台，三
次扫选4台。脱水工序使用1台SN－9浓缩机和1台5平方米外滤式真空过滤机。年产锌精矿含锌
量可达400吨。
1975年对选锌系统进行了技术改造，改进了工艺，更新了设备，扩大了生产能力。浮选
工艺改为一次粗选、二次扫选、三次精选，粗选和扫选改用6A浮选机，粗选4台，二次扫选各
3台。三次精选各1台5A浮选机。改造后的生产能力有很大提高，1985年生产锌精矿含锌量达
到1120吨。
（三）其他铅、锌选矿
小裕丰锌矿于1959年建设日处理50吨的简易选矿厂，安装有400×250颚式破碎机、1000
×1200毫米球磨机、木制4A浮选机等设备，于1961年投产、断断续续生产到1964年，共选出
锌精矿含锌量320吨，于1965年停产。
石发铅锌矿于1966年建设日处理50吨小选厂，主要设备是从已停产的小裕丰锌矿搬迁过
来，于1968年投产。由于采矿没有投产，选矿生产使用的原矿是手捡矿石和井硐开拓的副产
矿石，开开停停，每年只选出铅锌金属矿含量20－30吨。1972年进行技术改造，将腐烂的木
制浮选槽改为钢板浮选槽和塑料板的浮选流槽，铅锌金属含量达到年产45吨。1975年1月4日
，石发水泥厂在距石发铅锌矿40米处进行开采石灰石的大爆破，毁坏了石发铅锌矿选矿厂，
被迫停产。从1968年至1974年累计选出铅锌金属含量179吨。
多宝山铜矿为了综合利用资源和提高铜精矿质量，于1983年投资18万元，建设了选锌系
统，利用铜尾矿，采用一次粗选、三次精选、二次扫选的工艺回收锌。至1985年共生产锌精
矿含量108吨。
