某铅锌矿选矿试验研究修改一文档格式.docx
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Ca
Ag
Zn
概量
4.0
>
10.0
1.0
0.4
3.0
0.07
0.001
0.003
1.2、原矿多元素分析
原矿多元素分析结果列于表2。
表2原矿多元素分析结果/%
Tab.2Multi-elementaryanalysisresultsofrun-of-mineore/%
Au(g/t)
Ag(g/t)
As
含量
2.65
4.03
<
0.2
22.7
0.1
9.43
S
CaO
MgO
SiO2
Al2O3
P
6.25
16.85
1.21
44.14
8.22
0.063
1.3、原矿物相分析
原矿铅物相分析结果列于表3,原矿锌物相分析结果列于表4。
表3原矿铅物相分析结果/%
Tab.3Theanalysisresultsofleadphaseofrun-of-mineore/%
相别
硫酸铅
碳酸铅
硫化物
铅铁矾及其它铅
总铅
氧化率
铅含量
0.23
0.36
1.96
0.10
26.14
铅分布率
8.68
13.58
73.96
3.78
100.00
表4原矿锌物相分析结果/%
Tab.4Theanalysisresultsofzincphaseofrun-of-mineore/%
硅酸锌
碳酸锌
锌铁尖晶石及其它锌
总锌
锌含量
0.11
3.77
0.047
6.38
锌分布率
2.73
2.48
93.62
1.17
1.4、主要金属矿物的嵌布特征
方铅矿:
含量有3.06%,矿石中铅的矿石矿物。
双目镜下观察,铅灰色,金属光泽,多它形粒状,少数立方体状;
显微镜下观察,不规则粒状,反射色呈白色,部分颗粒中可见黑色三角孔,多数独立颗粒产出,部分与闪锌矿、黄铁矿连生,个别包裹于黄铁矿中,或与闪锌矿相互包裹;
浸染状或稀疏浸染状分布于石英、钙铝榴石、绿帘石、透辉石等颗粒之间。
与脉石矿物不规则毗连镶嵌,粒度一般在0.003-0.8mm之间。
闪锌矿:
含量有6.01%,矿石中锌的矿石矿物。
双目镜下观察,无色,浅黄色,油脂-金刚光泽,它形粒状;
显微镜下观察,不规则粒状,反射色灰色,多数独立颗粒产出,部分与黄铁矿、方铅矿连生,个别被黄铁矿包裹,或与方铅矿相互包裹。
多浸染状分布于石英、钙铝榴石、绿帘石、透辉石等矿物颗粒之间,少数细脉状语矿石裂隙中。
粒度一般在0.006-1.2mm之间,最大2.4mm。
黄铁矿:
含量有10%±
。
双目镜下观察,浅黄铜色,金属光泽,多它形粒状,个别自形粒状;
显微镜下观察,多呈不规则粒状,少数自形粒状,多独立颗粒产出,部分与闪锌矿、方铅矿等连生或相互包裹。
粒度一般在0.006-1.5mm之间。
2、选矿试验研究
试验方案的制定主要取决试样的矿石性质,其中包括目的矿物与脉石矿物之间的嵌镶关系、赋存状态、粒度分布等特征以及目的矿物的氧化程度。
针对试样的矿石性质,展开了探索性试验拟确定试验方案。
根据原矿性质考察结果,确定选矿回收的主要目的矿物为方铅矿、闪锌矿,其次为黄铁矿。
选择优先浮选方案、混合浮选方案进行选矿试验研究。
2.1、优先浮选流程
优先浮选原则流程:
先选铅—锌硫混浮—锌硫分离。
2.1.1、选铅时石灰用量试验
由于该矿石含黄铁矿较高,石灰作为黄铁矿的抑制剂,以其价廉、易得、无毒等特点在选矿实践生产中得到广泛应用。
[2]根据电位调控浮选理论,不同的矿物有不同的浮选电位,将矿浆电位调整到一定的范围,使铅上浮,黄铁矿、磁黄铁矿和锌矿物得到抑制,达到分离的目的。
[3]
在磨矿细度为200目占70%、固定硫酸锌2000+1000g/t;
亚硫酸钠用量为1000+500g/t;
捕收剂采用乙基黄药的条件下,进行了铅粗选石灰用量试验,试验流程为一次粗选和一次扫选。
石灰用量对铅粗精矿影响见图1。
图1、石灰用量对铅粗精矿影响
Fig.1Theresultoflimedosesontheimpactofcrudeleadconcentrate
试验结果表明:
铅粗精矿中铅的回收率随着石灰用量的提高而升高,有利于铅浮选。
说明硫化铅矿物适应在高碱性条件下选别。
但当石灰用量到4000g+2000/t(pH=11),铅受到抑制。
石灰用量选择在3000+1000g/t。
2.1.2、选铅时捕收剂种类与捕收剂用量试验
铅的常用捕收剂有乙黄药和乙硫氮,试验中对这两种捕收剂和一种混合捕收剂进行了对比试验。
固定硫酸锌2000+1000g/t;
亚硫酸钠用量为1000+500g/t;
730A用量30+20g/t;
磨矿细度为200目占80%;
不同捕收剂种类固定用量为20+10g/t,试验流程为一次粗选和一次扫选。
不同种类捕收剂对铅粗精矿影响见图2。
注:
混合药剂为乙黄药与丁黄药按1:
1比例配成
图2、不同种类捕收剂对铅粗精矿影响
Fig.2Theresultofdifferentcollectorsontheimpactofcrudeleadconcentrate
试验表明:
用乙黄药或混合药剂,铅粗精矿中铅的回收率较高,混合药剂选择性较差,锌在铅粗精矿中的损失较大,影响下一步锌的回收。
所以本试验选择乙黄药为捕收剂。
乙黄药选定后,对乙黄药做用量试验,乙黄药用量为变量,其他固定条件同上试验流程。
乙黄药用量对铅粗精矿影响见3。
图3、乙黄药用量对铅粗精矿影响
Fig.3Theresultofethylxanthatedosesontheimpactofcrudeleadconcentrate
随着乙黄药用量的增加,铅粗精矿中铅回收率提高,但锌的回收率也同时增加。
综合考虑,本试验选择乙黄药用量20+10g/t。
2.1.3、选铅时硫酸锌、亚硫酸钠用量试验
闪锌矿抑制剂常用的有氰化物、硫酸锌、亚硫酸(二氧化硫)及其盐、硫化钠等。
通常情况下,硫酸锌与其它几种抑制剂组合使用效果更好。
[4]本试验选硫酸锌和亚硫酸钠组合使用,硫酸锌和亚硫酸钠用量质量比为2:
1。
固定条件:
乙黄药用量为20+10;
730A用量30+20;
试验流程为一次粗选和一次扫选。
硫酸锌、亚硫酸钠用量对铅粗精矿影响见图4。
图4、硫酸锌、亚硫酸钠用量对铅粗精矿影响
Fig.4Theresultofzincsulfateandsodiumsulfitedosesontheimpactofcrudeleadconcentrate
试验结果表明:
随着硫酸锌和亚硫酸钠用量的增加,锌在铅粗精矿中的回收率降低,当硫酸锌用量超过2000+1000g/t后,对锌矿的抑制不再增加。
本次试验选择硫酸锌用量2000+1000g/t.
2.1.4、选锌时硫酸铜用量试验
在选铅时添加了大量锌的抑制剂,而硫酸铜是锌浮选过程中很好的活化剂。
在选锌时首先添加硫酸铜对矿石中的锌进行活化,然后加入捕收剂对锌进行选别回收。
硫酸铜用量试验流程为一次粗选和一次扫选,试验给矿为铅浮选尾矿。
丁黄药用量为100+50g/t;
730A用量为20+10g/t。
硫酸铜用量对锌粗精矿影响见图5。
图5、硫酸铜用量对锌粗精矿影响
Fig.5Theresultofcoppersulfatedosesontheimpactofcrudezincconcentrate
随着硫酸铜用量的增加,锌粗精矿中锌的回收率在增加。
当硫酸铜用量大于100+50g/t时,硫酸铜对提高锌回收率的作用不大,本次试验选择硫酸铜用量为100+50g/t。
2.1.5、选锌时丁黄药用量试验
试验的目的是考查捕收剂用量对锌矿物浮选的影响,并确定其适宜的用量。
试验流程为一次粗选和一次扫选,试验给矿为铅浮选尾矿。
试验条件:
固定硫酸铜用量为100+50g/t;
丁黄药用量对锌粗精矿影响见图6。
图6、丁黄药用量对锌粗精矿影响
Fig.6Theresultofbutylxanthatedosesontheimpactofcrudezincconcentrate
随着丁黄药用量的增加,锌的回收率无明显变化,锌品位却下降明显。
本次试验选择丁黄药用量30+20g/t。
2.1.6、锌-硫分离石灰用量条件试验
在选锌的时候加入硫酸铜,黄铁矿也被活化,为得到更好的锌精矿,对锌粗精矿进行了锌—硫分离石灰用量条件试验,流程为两次精选。
石灰用量对锌精矿影响见图7。
图7、石灰用量对锌粗精矿影响
Fig.7Theresultoflimedosesontheimpactofcrudezincconcentrate
随着石灰用量的增加,品位提升,但锌的回收率降低。
综合考虑,本试验选择锌硫分离石灰用量为200+100g/t。
2.1.7、磨矿细度试验
磨矿作业的目的是在适宜的磨矿细度条件下,使目的矿物与脉石矿物充分单体解离,为目的矿物有效回收提供条件。
磨矿细度条件试验工艺流程为选铅一次粗选一次扫选,选锌一次粗选一次扫选。
选铅时固定条件固定石灰用量3000+1000g/t,硫酸锌2000+1000g/t,亚硫酸钠用量为1000+500g/t,乙黄药用量20+10g/t,730A用量30+20g/t;
选锌时固定条件固定硫酸铜用量为100+50g/t,丁黄药用量30+20g/t,730A用量为20+10g/t。
磨矿细度对铅粗精矿、锌粗精矿影响见图7。
图7、磨矿细度对铅粗精矿、锌粗精矿影响
Fig.7Theresultofgrindingsizeontheimpactofcrudeleadconcentrateandcrudezincconcentrate
随着磨矿细度增加,铅粗精矿中铅和锌粗精矿中锌的回收率略有增加。
为了降低生产上的磨矿成本。
综合考虑,本次试验选择磨矿细度70%-200目。
2.1.7、优先浮选全流程闭路试验
全流程闭路试验是在条件试验所确定的最佳工艺参数的前提下,利用实验室静态的单元试验模拟生产现场动态的过程,从而考察中矿的分配,药剂累计的变化,以及可能获得的最终选别指标。
优先浮选闭路流程试验。
闭路试验流程如图8。
图8、优先浮选闭路流程图
Fig.8Theclosedcircuitflowsheetofselectiveflotation
优先浮选闭路试验结果如表5。
表5、优先浮选闭路试验结果
Tab.5Theresultsofclosedcircuittestofseletiveflotation
产品
名称
产率%
品位%
回收率%
铅精矿
3.10
57.03
13.57
64.85
10.47
锌精矿
6.06
1.92
52.74
4.27
79.51
硫精矿
2.45
3.72
1.65
3.34
1.00
尾矿
88.39
0.85
0.41
27.54
9.02
原矿
4.02
优先浮选小型闭路试验,可获得铅精矿铅品位57.03%,铅回收率64.85%;
锌精矿锌品位52.74%,锌回收率79.51%。
硫精矿含硫35.77%、含铁39.05%、含铅2.72%、含锌1.65%。
2.2、混合浮选流程
混合浮选原则流程:
铅锌硫全混浮—先铅锌混合精矿与硫精矿分离。
2.2.1、混合浮选条件试验
在混合浮选方案中,分别进行粗扫选丁黄药用量试验、粗扫硫酸铜用量试验、混合铅锌精矿与硫分离时石灰用量试验、磨矿细度试验等。
确定好最优条件,在最优的条件下,进行混合浮选闭路试验,混合浮选闭路试验流程如图9。
图9、混合浮选闭路流程图
Fig.9Theclosedcircuitflowsheetofmixedflotation
混合浮选闭路试验结果见表6.
表6、混合浮选闭路试验结果
Tab.6Theresultsofclosedcircuittestofmixedflotation
混合精矿
7.93
21.06
39.79
63.54
80.09
8.65
4.33
4.92
14.25
10.80
83.42
0.70
0.43
22.22
9.11
2.63
3.94
混合浮选小型闭路试验,可获得混合精矿铅品位21.06%,铅回收率63.54%;
锌品位39.79%,锌回收率80.09%;
硫精矿含硫34.68%、含铁38.72%、含铅3.02%、含锌2.36%。
结论
1、原矿样含铅2.65%,锌4.03%。
主要金属矿物为闪锌矿、方铅矿、黄铁矿;
原矿中铅的物相主要是硫化矿,占总铅的73.96%;
锌的物相主要是硫化矿物,占总锌的93.62%。
2、原矿采用优先浮选流程的试验指标,在磨矿细度70%-200目下,可获得铅精矿铅品位57.03%,铅回收率64.85%;
锌精矿锌品位52.74%,锌回收率79.51%;
优先浮选能得到单独的铅精矿和锌精矿两产品,但优先浮选流程流程长、药剂量大、浮选成本增加。
3、原矿采用混合浮选流程的试验指标,在磨矿细度70%-200目下,获得混合精矿铅品位21.06%,铅回收率63.54%;
混合浮选只能得到混合精矿,通过摇床探索试验,铅锌不能很好的分离,但混合浮选流程短、药剂量小、浮选成本较低。
4、对优先浮选的选锌尾矿进行了氧化铅浮选探索试验,但试验结果表明:
氧化铅的可浮性差,不易浮选富集,还有待进一步研究。
参考文献:
[1]李兵容.铅锌矿矿石的选矿工艺研究[J].矿业快报,2008,1:
41—45.
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冶金工业出版社,1987.
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[4]陈家模.多金属硫化矿浮选分离[M].贵阳
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贵州科技出版社,2001.
[5]肖巧斌.西藏某铜铅锌多金属矿选矿工艺研究[J].有色金属(选矿部分),2008,1:
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