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1、表6 主要矿物嵌布粒度粒 级(mm)磁黄铁矿闪锌矿方铅矿黄铁矿含量(%)累计(%)含量(%)累计(%)含量(%)累计(%)含量(%)累计(%)21.6511.131.131.6511.1683.564.691.1680.8336.1710.860.8330.58911.8922.753.103.100.5890.4178.3831.133.116.210.4170.29510.5441.674.3910.604.804.800.2950.2087.7449.4112.2922.893.458.250.2080.1477.9157.329.7132.64.8013.050.1470.10411.

2、1968.5113.2045.88.4021.453.993.990.1040.0748.8977.411.0756.8710.2031.655.159.140.0740.04311.0988.4919.4976.3618.7850.4310.1119.250.0430.0207.1195.616.5892.9428.0178.4433.2952.540.0200.0151.8297.423.7196.6511.9290.3624.5977.130.0150.0101.9899.402.2598.907.6097.9617.1694.29<0.0100.06100.001.10100.0

3、02.04100.005.71100.00粒级>0.341.6710.604.80.00中粒0.30.07435.7346.2726.859.14细粒0.0740.0122.0042.0366.3185.15微细粒<0.010.061.102.045.718、小结 (1)丁家山铅锌矿为原生多金属硫化矿,金属矿物主要有磁黄铁矿,闪锌矿、方铅矿,其次有黄铁矿、黄铜矿。脉石矿物主要有透辉石,其次为绿帘石,绿泥石、透闪石、阳起石。有价元素主要为锌、铅。铜、铋、银可考虑综合回收。(2)丁家山铅锌矿按自然类型划分有四种矿山类型: 方铅矿闪锌矿矿石 闪锌矿矿石 闪锌矿磁黄铁矿矿石方铅矿闪锌矿黄铜

4、矿黄铁矿矿石 该样品磁黄铁矿占总矿物量的36%,占硫化矿物量的73.20.%。磁黄铁矿占有绝对的主体地位。因此,本次采取的试验样品应为闪锌矿磁黄铁矿类型矿石。 (3)本样品有用矿物嵌布关系复杂,嵌布粒度粗细不均,而以中细粒为主体,闪锌矿的细粒和微细粒级占43.13%。方铅矿的细粒及微细粒级占68.35%。黄铜矿的细粒及微细粒级占90.86%。明显地展示出在选矿工艺过程应选择适宜的磨矿段数及适宜的磨矿粒度。 (4)闪锌矿含铁在7.510.59%之间,应属于铁闪锌矿。具有铁闪锌矿的一切特征。 (5)从以上物质组成研究表明,该矿样为闪锌矿磁黄铁矿类型,两种矿物彼此共生嵌布错综复杂。磁黄铁矿本身含有C

5、u 0.05%。足以活化磁黄铁矿,使磁黄铁矿具有良好的浮游性。因此,本矿样实为铁闪锌矿与磁黄铁矿的分离问题。四、按 生 产 流 程 进 行 试 验 福建省尤溪金东矿业 已建成200t/d的采选联合企业。选矿厂采用两段一闭路的破碎流程。一段磨矿,磨矿细度为65%0.074mm。浮选采用优先浮选流程,铅浮选为一粗二扫四精的选别流程,锌浮选为一粗二扫三精的选别流程。采用的浮选药剂:石灰、丁铵黑药、乙硫氮、丁黄药、硫酸锌、硫酸铜、2号油。选矿最终产品为铅精矿,锌精矿和尾矿。硫化铁未回收,随尾矿一同排至尾矿坝。试验的宗旨是在现场生产的现有流程基础上,最好是保持磨矿细度在65%0.074mm 的情况下,完

6、善浮选流程,改善浮选工艺,应用更适宜的浮选药剂,可能达到的选别结果,并争取达到良好的选别效果。因此,首先在现场粗磨的条件下,即磨矿细度为65%0.074mm 的磨矿粒度进行试验。1. 预选试验 预选试验的流程如图1和图2。试验结果见表7和表8。从表7的结果可看出选别结果较好,铅、锌回收率在80%以上,从表8结果看出铅精矿品位可达50%,但回收率较低。铅锌矿经两次精选品位28.91%,可见提高锌精矿品位是试验的重点和难点。铅、锌精矿中含铜分别为0.57%和0.33%,这样就不必为铅、锌精矿中铜杂质含量超标而担心了。表7 预 选 试 验 结 果产品名称产率(%)品位(%)回收率(%)PbZnPbZ

7、n铅精矿8.1014.848.4182.3510.01锌精矿25.710.5921.6610.3981.82尾 矿66.190.160.847.268.17原 矿100.001.466.81100.00100.00表8 开 路 预 选 试 验 结 果产品名称产率(%)品 位 (%)回收率(%)CuPbZnCuPbZn铅精矿1.660.5750.278.085.8656.592.13中矿15.400.407.378.1013.3826.996.94中矿24.360.871.916.2823.505.654.34铅精矿11.530.330.3328.9123.572.5852.87中矿314.33

8、0.200.2311.8217.762.2426.86尾 矿62.720.0410.140.6915.935.596.86原 矿100.000.1611.4756.305100.00100.00100.002. 高碱流程方案的试验 高碱流程是在高PH值条件下,一般PH值在13以下进行铅与锌硫分离,它是处理含硫高的铅锌矿石,得到有效分选的流程方案之一。本样品含硫18.35%,已属高硫矿石。试验流程如图 3。试验结果见表 9。高碱流程可获得良好的选别效果,铅精矿品位50.07%,回收率70.32%。但药剂消耗过多。因此,暂不考虑。表 9 高碱流程方案试验选别结果产品名称产率(%)品位(%)回收率(

9、%)PbZnPbZn铅精矿中矿尾矿原矿2.123.9493.94100.0050.075.650.241.518.5311.706.877.09570.3214.7514.93100.002.556.5090.95100.003.选石灰用量试验试验流程如图4。试验结果见表10。石灰用量以5001000g/t 为宜。表10 石 灰 用 量 试 验 结 果石灰用量( g/t )产品名称产率(%)品 位(%)回 收 率(%)PbZnPbZn0PH 7.5铅精矿尾 矿原 矿16.6083.40100.008.580.241.624.837.817.3287.6812.32100.0010.9689.0

10、4100.00500PH 8.5铅精矿尾 矿原 矿8.1091.90100.0014.840.341.468.416.446.6082.3517.65100.0010.3289.68100.001000PH 9.0铅精矿尾 矿原 矿4.0295.98100.0026.190.351.397.515.805.8775.8124.19100.005.1494.86100.004.腐植酸钠用用量试验 试验流程如图5。试验结果见表11。腐植酸钠对锌矿物油明显地抑制作用,使铅精矿中锌由7.4%降低到4.75%。考虑到工艺的简化和减少成本,暂不用腐植酸钠。表11 腐 植 酸 钠 用 量 试 验 结 果用

11、量( g/t )产品名称产率(%)品 位(%)回 收 率(%)PbZnPbZn0铅精矿尾 矿原 矿11.4288.58100.0011.520.181.4757.406.156.03589.1910.81100.0013.4186.59100.00100铅精矿尾 矿原 矿18.9981.01100.007.140.131.4613.327.516.71492.797.21100.009.3986.59100.00200铅精矿尾 矿原 矿12.1287.88100.0010.320.241.4624.757.146.8585.5714.43100.008.4091.60100.00 5.捕收剂及

12、起泡剂种类试验试验流程如图 6。试验结果见表 12。从试验结果看出,采用乙硫氨或黄药与丁黄药联合使用均效果较好,为减少决定选用丁黄药与乙黄药联合使用。采用 BK204 药剂为起泡剂时,可获得高质量的铅精矿,具有良好的选择性。因此选用BK204药剂为起泡剂。表12 捕 收 剂 及 起 泡 剂 种 类 试 验 结 果药剂种类及用量(g/t)产品名称产率(%)品 位 (%)回 收 率 (%)PbZnPbZn乙黄药 602号油 30铅锌矿尾矿原矿7.1192.89100.0016.200.301.437.596.076.1780.5219.48100.008.7391.27100.00乙黄药 25丁黄

13、药 252号油 30铅锌矿尾矿原矿11.6388.37100.0010.680.191.416.386.236.2588.0911.91100.0011.8888.12100.00乙硫氮 20乙黄药 202号油 30铅锌矿尾矿原矿15.2384.77100.008.880.191.514.846.145.9489.3610.64100.0012.4187.59100.00乙硫氮 302号油 30铅锌矿尾矿原矿12.9887.02100.0010.110.181.474.965.865.7489.3410.66100.0011.2188.79100.00丁黄药 50BK204 40铅锌矿尾矿原矿

14、6.8593.15100.0017.020.241.397.115.946.0283.5516.45100.008.0991.91100.00 6.铅粗选石灰及硫酸铜用量试验 试验流程如图7。试验结果见表 13及表 14。石灰用量以4000g/t硫酸铜用量以300g/t 为宜。表13 锌 粗 选 石 灰 用 量 试 验 流 程石灰用量(g/t)产 品 名 称产 率(%)品 位Zn(%)作业回收率Zn(%)3000PH 10.5锌精矿尾 矿给 矿29.1170.89100.0019.440.696.1592.047.96100.004000PH 11.5锌精矿尾 矿给 矿19.2280.7810

15、0.0027.791.276.3783.8916.11100.006000PH 13.0锌精矿尾 矿给 矿12.7387.27100.0030.332.486.0364.0835.92100.00表 14 锌粗精硫酸铜用量试验结果石灰用量(g/t)产 品 名 称产 率(%)品 位Zn(%)作业回收率Zn(%)250锌精矿尾 矿给 矿13.9586.05100.0032.241.685.9475.6824.32100.00300锌精矿尾 矿给 矿19.2280.78100.0027.791.276.3783.8916.11100.00400锌精矿尾 矿给 矿27.9772.03100.0021.

16、660.846.6690.929.08100.007.选锌试验试验流程如图8和图9。试验结果见表15和表16。相对之下,图9和表16获得的指标优于图8和表15的选别指标。明显地展示BK204药剂具有很好的选别效果。选锌应采用图9的工艺流程。表15 2号油为起泡剂的选锌试验结果产品名称产率(%)品位 (%)回收率(%)PbZnPbZn铅精矿15.876.985.3986.1613.77锌精矿10.130.3738.262.9262.38中矿12.150.5019.850.846.87中矿23.890.284.900.853.07中矿36.550.223.161.123.33尾 矿61.410.1

17、71.078.1113.91原 矿100.001.2866.213100.00100.00表16 BK204药剂为起泡剂的选锌试验结果产品名称产率(%)品位 (%)回收率(%)PbZnPbZn铅精矿锌精矿中矿1中矿2尾 矿原 矿6.858.661.013.3280.16100.0017.020.560.670.370.201.3957.1144.4317.594.901.686.02283.553.600.480.8811.49100.008.0963.902.952.7022.36100.008.闭路试验在上述试验的基础上,按现场生产流程即一段磨矿细度65%0.074mm,浮选流程结构与现场

18、完全相同,只适当调整完善一些药剂条件进行闭路试验,试验流程如图10。获得的闭路试验指标见表17。该指标不佳,其原因在于:其一磨矿细度不够。从原矿的物质组成研究已表明65%0.074mm的磨矿粒度是不能够使有用矿物达到充分单体解离,应适当增加磨矿细度。目前选矿厂是采用一段磨矿,倘若增加磨矿细度必须两段磨矿,即增加磨矿的投资和选矿成本,对小选矿厂是不适宜的。这样,在磨矿方案就势必考虑粗精矿再磨问题。其二是闪锌矿为含铁7.510.59%的铁闪锌矿。铁闪锌矿对石灰敏感,易于被石灰抑制,难于活化;因为含铁具有硫化铁一些特征,而与硫化铁矿物可浮性相近。这些促使铁闪锌矿与磁黄铁矿难于分选。其三,是磁黄铁矿本

19、身含Cu 0.05%,使磁黄铁矿具有良好的可浮性,很难抑制。这些问题在下步的试验工作中应该得到注意和解决。表17 生产流程闭路试验指标产品名称产率(%)品位(%)回收率(%)PbZnSAg(g/t)PbZnSAg铅锌矿2.3941.176.7324.23107666.632.442.9727.77锌精矿12.272.0240.8032.4220217.2978.3220.9927.57尾 矿85.410.271.4416.874716.0819.2476.0444.66原 矿100.001.436.3918.9589.9100.00100.00100.00100.00五.粗精矿再磨流程方案的试

20、验1.铅粗精矿再磨试验铅粗精矿再磨与不再磨得对比试验流程如图11。试验结果见表18。铅粗精矿再磨后,铅的选别指标有明显地提高。应采用铅粗精矿再磨工艺。2.铅粗精矿再磨工艺的局部闭路试验铅粗精矿再磨后有明显的效果,故进行闭路试验,试验流程如图12。闭路试验指标见表19。铅精矿品位由41.17%提高到61.63%。铅回收率由63.63%提高到77.23%。铅精矿中含锌由6.73%降低到3.23%。可见铅粗精矿再磨是提高铅精矿品位降低精矿中杂质及提高铅回收率的必由之路。表18 铅粗精矿再磨对比试验结果再磨细度%0.043mm产 品名 称产率(%)品位(%)回收率(%)PbZnPbZn65(不再磨)铅

21、精矿1.8343.168.5756.012.60中 矿7.114.376.1322.037.23尾 矿91.060.345.9721.9690.17原 矿100.001.416.03100.00100.0085铅精矿1.2156.913.3552.120.63中 矿4.836.298.4922.996.41尾 矿93.960.356.3324.8992.96原 矿100.001.326.40100.00100.00表19 铅粗精矿再磨闭路试验结果产 品名 称产 率(%)品 位(%)回 收 率(%)PbZnPbZn铅精矿1.8961.633.2377.230.99尾 矿98.110.356.24

22、22.7799.01原 矿100.001.506.18100.00100.003. 铅粗精矿再磨试验试验流程如图13。试验结果见表20。铅粗精矿再磨精矿再磨后可提高5%的锌品位,回收率提高1%以上。锌粗精矿再磨75%0.043mm为宜。表20 锌粗精矿再磨细度试验结果再磨细度(%0.043mm)产 品名 称产 率(%)品 位Zn(%)回收率Zn(%)62(不再磨)铅精矿9.995.539.54锌精矿8.1943.4061.36中矿13.6024.8815.46中矿23.309.785.57中矿33.802.581.69尾 矿71.120.526.38原 矿100.005.80100.0070铅

23、精矿6.387.187.22锌精矿6.2848.9648.49中矿12.3932.2112.14中矿22.7918.498.14中矿34.997.465.87尾 矿77.171.4918.14原 矿100.006.34100.0075铅精矿11.165.569.91锌精矿8.1748.0662.71中矿11.8931.379.47中矿22.4917.016.76中矿35.384.533.89尾 矿70.910.647.26原 矿100.006.26100.004. 粗精矿再磨闭路试验在上述试验的基础上进行适当的药剂调整,确定闭路试验流程如图14。闭路试验指标见表21。再磨数质量流程见图15。表

24、21 闭 路 试 验 结 果产 品名 称产率(%)品位(%)回收率(%)PbZnSAg(g/t)PbZnSAg铅精矿锌精矿尾 矿原 矿1.8312.6385.54100.0064.520.890.331.583.4741.511.066.2117.9932.5416.2718.361616124.447.285.774.957.1417.91100.001.0284.3814.60100.001.7922.3975.85100.0034.5218.3447.14100.00六、浮选锌精矿的磁选试验浮选锌精矿品位41.51%,回收率84.38%。由于铁闪锌矿与磁黄铁矿可浮性相近难于分选,故采用磁

25、选方法分选出磁黄铁矿,达到提高锌精矿品位的目的。试验流程如图16。试验结果见表22。从试验结果可展示出,随磁场强度的增加,锌精矿品位逐渐提高,锌回收率逐步下降。当磁场强度为0.4特斯拉(1特斯拉相当于10000高斯)可获得锌精矿品位51.74%,锌作业回收率79.33%,对原矿回收率66.94%。当原矿回收率75.94%。可见磁选方法是分离铁闪锌矿与磁黄铁矿的有效方法。表22 浮 选 试 验 结 果磁场强度(T)产品名称产率(%)锌品位(%)锌作业回收率(%)锌对原矿回收率(%)0.14磁性产品锌 精 矿给 矿5.0095.00100.0011.7341.6240.121.4698.54100

26、.0083.150.20磁性产品锌 精 矿给 矿10.7189.29100.009.2641.9738.472.5897.42100.0082.200.30磁性产品锌 精 矿给 矿22.0277.98100.0018.1746.2040.0310.0090.00100.0075.940.40磁性产品锌 精 矿给 矿36.3663.64100.0023.6051.7441.5120.6779.33100.0066.94七、硫的回收 目前选矿厂只回收了铅锌、浮选得出铅精矿和锌精矿。硫化铁未回收。考虑到将来有可能回收硫,因此进行硫的回收试验。试验流程如图17。采用硫酸、硫酸铜、碳酸钠、硫酸亚铁作活化

27、剂均可获得良好的选别效果。试验结果见表23。由于硫化铁主要是磁黄铁矿,所以硫精矿品位较低(磁黄铁矿含硫40%)。采用硫酸为活化剂获得的硫精矿品位35.1%,对原矿回收率65.26%。硫精矿含砷0.005%。含银43.6g/t。表23 硫 化 铁 浮 选 结 果药剂用量(g/t)PH值产品名称产率(%)品位S(%)硫的回收率(%)作业对原矿硫酸20007.5硫精矿中矿1中矿2尾 矿给 矿37.046.553.4252.99100.0035.1018.9512.350.8315.1086.078.222.802.91100.0065.26硫酸铜40010.5硫精矿中矿1中矿2尾 矿给 矿38.42

28、8.193.9549.44100.0032.0223.5018.500.4815.2080.9612.674.811.56100.0061.38碳酸钠150012.0硫精矿中矿1中矿2尾 矿给 矿28.257.067.6357.06100.0034.3317.0025.744.1415.2363.707.8812.9015.52100.0048.29硫酸亚铁500009.5硫精矿中矿1中矿2尾 矿给 矿22.2813.654.1859.89100.0036.0626.1121.304.5615.2252.7923.425.8517.94100.0040.03八、产品分析按现场生产流程(图10)获

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