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某硫化铅锌矿矿石浮选工艺流程的改进

Release date:2017-04-12  source:选矿技术网  Browse times:3574

    摘  要:改进了青山矿床硫化铅锌矿石锌精矿的浮选工艺流程,指出改变流程内部结构是提高锌精矿品位和回收率的有效途径并予实现。与原流程相比,锌的回收率由原来的68.71%提高到91.59%,锌精矿品位由50.72%提高到61.03%,铅回收率由73.29%提高到83.80%,药剂用量总体减少了21%。
    0  前  言
   
贵州六盘水青山铅锌矿是八十年代以来开发的矿区,经过十余年的开发,已形成开采量300 t/d以上的规模。由于优质原料紧缺,确定适宜的浮选流程和药剂制度,以获得最佳选别指标,已成为选矿厂工业生产的迫切任务,为此,在现有原则流程的基础上,进行了浮选流程的改进研究。
   
1  试验样品及设备
   
试样采自贵州六盘水青山矿区,矿石具溶蚀、晶粒状结构及浸染状、星点状、细脉状、团块状构造。矿石中主要属矿物为方铅矿、闪锌矿和黄矿,占72.78%,伴生计价矿物主要为金属。主要脉石矿物为白云石、方解石石英等,占27.22%。试样含铅11.095%,含锌40.12%,原矿物相分析结果(分布率)为:硫化锌99.07%,氧化锌0.93%;硫化铅98.70%,氧化铅1.30%。
    试验矿样经破碎至-25 mm,进行混匀缩分,作为浮选条件试验样。
   
试验室试验设备为:240×90锥形球磨机,XFD-05升浮选机,Φ240/Φ200多用真空过滤机
   
2  试验结果讨论
  
(1)铅浮选流程
   
研究表明:铅的浮选并不复杂,而且十分稳定,过程具有较好的选择性,当采用一段磨矿细度达80%-200目,一次粗选作业中使用600 g/t硫化锌、600 g/t硫代硫酸钠和400 g/t乙黄药;精选和扫选作业中均使用200 g/t硫酸锌、200 g/t硫代硫酸钠和40 g/t乙黄药,从矿样中可回收7126%的铅,可获得含铅达58%的铅精矿。
  
(2)锌浮选流程:
   
浮选锌矿物则较为复杂,首先,在上述浮选铅流程的基础上,进行了铅系统全开路试验,同时分别考察了锌矿物活化剂硫酸用量和锌粗选捕收剂丁黄药用量条件对闪锌矿浮选指标的影响,据此结果初步选定硫酸铜用量为600 g/t,锌粗选添加丁黄药用量选为600g/t。[next]
   
本研究发现:锌粗选开始时,细泥优先吸附,降低药效,致使回收率不高。于是分段加入活化剂,增加一段粗选,使两段粗选精矿集中进行精选,经多次试验,确定锌粗Ⅰ、锌粗Ⅱ及精选、扫选的药剂制度,如图1所示,在锌浮选开路试验中,使用不同流程结构的主要工艺指标如表1所示。


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    由研究结果可知,在开路浮选中(介质pH=12),经过增加一段锌粗选,活化剂硫酸铜和捕收剂丁黄药在两段粗选中分段添加,锌精矿品位由原来的50.82%提高到53.50%。为了提高锌的回收率,在两段锌粗选的基础上,通过对增加粗选精矿的精选和粗选尾矿的扫选作业次数的比较,可知采用“二段锌粗选、一段锌精选、二段锌扫选”的流程结构,可得到含锌54.94%的锌精矿。究其原因,增加一段粗选和扫选作业,相应的浮选时间增加,使得药剂与矿物作用时间加长,可增加回收率,同时通过分批加药方式,可使闪锌矿得到充分活化,以免一次集中加入,黄药直接与硫酸铜发生化学反应,导致二者的无益消耗,使后续作业显得剂量不足。
   
(3)闭路试验
   
闭路试验工艺流程见图2(见下页),试验结果为:铅精矿产率14.00%,含铅58.55%,含锌1.96%,回收率85.43%,锌精矿产率71.20%,含锌54.46%,含铅15.6%,回收率94.58%。


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    4  结  语
   
(1)本研究以贵州西北地区(六盘水市、毕节地区、安顺地区)各选矿厂的原则流程为基础,成果适用于各选矿厂,使其在生产流程改动不大的情况下能单独处理青山硫化铅锌矿并可获得理想的浮选指标,获得较好的经济效益。
  
(2)贵铁分局织金浮选厂在处理青山硫化铅锌矿时,主要调整了药剂制度,增加锌粗选时间和扫选段数;锌的回收率由原来的68.71%提高到91.59%,锌精矿品位由50.72%提高到61.03%,铅回收率由73.29%提高到83.80%,药剂用量总体减少了21%。
   
参考文献:
   
[1] 许时编矿石可选性研究[M]北京:冶金工业出版社,1980.
  
[2] 胡熙根浮选理论与工艺第二版[M]北京:冶金工业出版社,1996.

An improvement on the floatation flowsheet for
lead and zinc sulfide ores
XIAO Xi-sheng1,ZHANG Qin2
(1.Guiyang Railway Bureau,Guiyang 550001,China;2.Institute of Resources and Environment,GUT,Guiyang 550003,China)
Abstract:This paper introduces the improvement on the floatation flowsheet for lead and zinc sulfide ores in the Qingshan mine,indicating that changing the flowsheet structure results in increasing the grade and recovery of zinc concentrateCompared with the old flowsheet,the new one improves the recovery from 68.71% to 91.59% and the grade from 50.72% to 61.03%,with the amount of reagents decreased by 21%.
Key words:lead and zinc sulfide ores;flowsheet structure;departure of lead and zinc;style of reagent added

 
 
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