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選礦設備工艺篇:铅锌选取工艺1粗2精3扫的尾矿

发布日期:16-03-16 16:12:14     浏览次数:     文章来源:Bpbp

我国铅锌资源分布广、储量大,占世界总储量的24%以上M.广东某铅锌矿石性质复杂,铅锌矿物共生关系密切,分离难度大,要获得优质铅、锌精矿必须细磨,且该矿石铅氧化率和含炭量均较高,对铅矿物浮选影响较大、铅精矿铅品位难以提高。通过多流程探索,较终采用铅锌等可浮-混浮尾矿再选思思99热久久精品在线6锌精矿的流程获得了较好的选矿指标H. 1原矿性质广东某铅锌矿属于层控型隐晶质铅锌矿床,主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿,另有少量的白铅矿、铅钒、菱铁矿等,脉石矿物有炭质、石英、方解石及硅酸盐矿物等。原矿多元素分析结果见表1,铅、锌物相分析结果与讨论为了确定该铅锌矿選礦工藝流程路线,原矿多元素分析结果元素Pb含量兀素Cu含量注:Ag的含量单位为g/t.表2原矿铅物相分析结果铅物相含量分布率硫化铅氧化铅总铅表3原矿锌物相分析结果锌物相含量分布率硫化锌氧化锌总锌细度为-200目占70%的条件下进行优先浮选工艺流程和等可浮工艺流程对比试验,结果表明,等可浮流程可取得较好的分选指标。因此,本试验对等可浮流程进行了工艺条件研究。
铅锌矿现场  鉛鋅等可浮條件試驗2.1.1鉛鋅等可浮石灰用量試驗探索試驗表明,石灰作爲礦漿pH調整劑,適量添加可活化鉛礦物、抑制鋅礦物上浮。因此,首先對石灰用量進行了研究。
试验在磨矿细度为-200目占70%的情况下,采用1次粗选流程,丁基黄药+乙硫氮用量为60+60g/t,起泡剂松醇油为30g/t,试验结果见表4.表4石灰用量试验铅锌混合精矿指标石灰用量品位/%回收率/%从表4可以看出,石灰用量从1kg/t增加到7kg/t,混合粗精矿铅品位从18. 45%提高到26.95%、铅回收率从84.46%上升到90.16%,锌品位和锌回收率则随石灰用量的增加而下降。综合考虑,确定铅锌等可浮试验的石灰用量为3kg/t. 2.1.2丁基黄药+乙硫氮用量试验在探索试验确定了铅锌等可浮适宜药剂为丁基黄药+乙硫氮,质量比为1:1情况下,进行了丁基黄药+乙硫氮用量试验。
丁基黄药+乙硫氮总用量试验采用1次粗选流程,磨矿细度为-200目占70%,石灰用量为3kg/t,松醇油为30g/t,丁基黄药+乙硫氮用量试验混合粗精矿指标丁基黄药+乙硫氮总用量g/t)品位/%回收率/%从表5可以看出,丁基黄药+乙硫氮总用量从80g/t增加到150g/t,混合粗精矿铅品位下降,铅回收率、锌品位和锌回收率上升。综合考虑,确定铅锌等可浮丁基黄药+乙硫氮总用量为120g/t,即丁基黄药+乙硫氮用量为60+60g/t. 2.2锌粗选条件试验2.2.1硫酸铜用量试验探索试验表明,锌矿物在没有活化的情况下,其可浮性很差。因此,在混选尾矿中添加硫酸铜作为锌矿物活化剂。
锌粗选硫酸铜用量试验的给矿为铅锌等可浮1粗1精1扫的尾矿,试验流程为1次粗选流程,石灰用量为1kg/t,丁基黄药为100g/t,松醇油为22g/t,锌品位和回收率随着硫酸铜表6硫酸铜用量试验锌粗精矿指标硫酸铜用量g/t)Zn品位/ Zn作业回收率/%用量增加先上升后走平。因此,确定硫酸铜用量为2.2.2丁基黄药用量试验锌粗选丁基黄药用量试验的给矿为铅锌等可浮1粗1精1扫的尾矿,试验流程为1次粗选流程,石灰用量为1kg/t,硫酸铜为400g/t,松醇油为22g/t,试验结果见表7.表7丁基黄药用量试验锌粗精矿指标丁基黄药用量/(g/t)Zn品位/作业回收率/%从表7可以看出,随着丁基黄药用量增加,锌品位下降,锌回收率上升。综合考滤,确定锌粗选丁基黄药用量为120g/t. 2.3闭路试验在条件试验和开路试验基础上,拟定了所示的闭路试验流程,试验结果见表8.表8闭路试验结果思思99热久久精品在线6产率品位回收率混合精矿锌精矿尾矿原矿从表8可以看出,采用1粗1精1扫铅锌等可浮、1粗2精1扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石,较终可获得铅、锌品位分别为29. 79%、32.43%,铅、锌回收率分别为90.78%、6.60%的铅锌混合精矿,以及锌品位为56. 91%、锌回收率为61.41%的锌精矿,铅、锌总回收率分别达90.78%和98.01%. 3结论广东某铅锌矿属于隐晶质铅锌矿,铅氧化率含量较高,且铅锌共生关系密切,分离难度较大。铅锌矿现场
扫铅锌等可浮、1粗2精1扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石,较终获得了铅、锌品位分别为29. 79%、32.43%,回收率分别为90.78%、6.60%的铅锌混合精矿,以及锌品位为56. 91%、回收率为61. 41%的锌精矿,铅、锌总回收率分别达90.78%和98.01%.药剂用量单位:g/t丁基黄药+乙硫氮:15+15混合精选丁基黄药+乙硫氮:2.5+2.5混合扫选铅锌混合精矿:2油:22锌粗选丁基黄药:30(锌精选1丁基黄药:30锌扫选锌精选2尾矿参雷力,周兴龙,文书明,等。我国铅锌矿资源综合利用现状。
焙燒礦磨礦細度試驗原礦樣加入8%的煤粉並混勻,在850°C下焙燒60min,培燒樣磨礦思思99热久久精品在线6弱磁選磁場強度爲151.27kA/m,
磨礦細度(-200目含量)/%磨礦細度試驗結果一品位;一回收率從可看出,提高磨礦細度,精礦鐵品位先微幅升高、後明顯下降,鐵回收率先上升後維持在高位。
綜合考慮,確定焙燒樣磨礦細度爲-200目占75%.2.6流程試驗結果爲了提高精礦品位和回收率,對磨礦思思99热久久精品在线6進行了1粗1精1掃、中礦集中返回流程試驗,結果思思99热久久精品在线6産率Fe品位回收率精礦尾礦給礦從表3可看出,該礦樣采用磁化焙燒一弱磁選工藝處理,可獲得鐵品位爲61.14%、鐵回收率爲89.80%的鐵精礦。
貴州某褐鐵礦石礦物成分較簡單,金屬礦物主要爲赤褐鐵礦,脈石礦物主要爲黏土、石英等。
燒時間爲60min、焙燒産物磨礦細度爲-0.074mm75%、弱磁選場強爲151.27kA/m情況下,采用1粗1精1掃、中礦集中返回流程處理該礦石,可獲得鐵品位爲61.14%、回收率爲89.80%的鐵精礦。