| 元素 | Pb | Zn | S | Fe | Cu | Cd | C | CaO | Al2O3 | SiO2 | MgO | Au | Ag |
| 含量 | 2.45 | 9.50 | 29.67 | 24.97 | 0.011 | 0.024 | 7.14 | 5.28 | 2.30 | 12.03 | 2.70 | <0.1 | 4.21 |
图1 铅粗选指标与原矿磨矿细度的关系1—铅回收率;2—锌回收率;3—铅品位[next]2.3.2 锌粗选指标与硫酸铜用量的关系 图2为锌粗选指标与硫酸铜用量的关系。图2表明,随硫酸铜用量增加,锌粗精矿品位降低,锌回收率升高,但硫酸铜用量增大到一定程度,锌回收率反而下降。为了避免硫酸铜不足导致精选时掉槽,选用硫酸铜用量为600g/t·原矿。
图2 锌粗选指标与硫酸铜用量的关系1—锌回收率;2—锌品位 2.3.3 锌粗精矿再磨细度对锌精选Ⅰ指标的影响 图3为锌粗精矿再磨细度与单体解离度的关系。图3表明,在-43µm粒级,铁闪锌矿单体解离度达不到90%;方铅矿、黄铁矿的单体解度亦较低,部分连生体影响锌精矿品位。图4为锌精选Ⅰ指标与锌粗精矿再磨细度的关系。图4表明,随着再磨细度的增加,锌精矿品位增加,说明细磨有利于锌矿物的单体解离,但细度增大到一定程度,部分锌的可浮性变差,浮游时间延长。综合考虑,确定再磨细度为95%-43µm 。
图3 锌粗精矿再磨细度与单体解离度的关系
图4 锌精选Ⅰ指标与锌粗精矿再磨细度的关系 [next]2.4 闭路试验 在条件试验的基础上,闭路试验对部分药剂进行适当调整。为了减少铅、碳、矿泥对锌精矿质量的影响,保证锌精矿的回收率,选铅时应尽量将大部分碳质、次生矿泥选入铅精矿,并对铅进行三次精选,以降低锌在铅精矿中的损失。闭路试验流程见图5,结果见表2,其后又按图6流程进行了铅中矿再磨后返回粗选的闭路试验,结果见表2。
图5 锌粗精矿再磨闭路试验流程 表2 闭路试验结果/%| 方 案 | 产品名称 | 产 率 | 品 位 | 回 收 率 | ||
| Pb | Zn | Pb | Zn | |||
| 锌粗精矿再 磨 | 铅精矿锌精矿尾 矿原 矿 | 7.5317.1675.31100.0 | 20.201.180.852.36 | 5.8646.891.359.50 | 64.358.5727.08100.0 | 4.6484.6610.70100.0 |
| 锌中矿再 磨 | 铅精矿锌精矿尾 矿原 矿 | 7.4816.7775.75100.0 | 20.791.000.912.41 | 5.9547.611.409.49 | 64.476.9528.58100.0 | 4.6984.1311.18100.0 |
图6 锌中矿再磨返回锌粗选闭路试验流程 根据试验结果,采用锌粗精矿再磨和锌中矿再磨后返回锌粗选,两工艺流程指标相当,但前者流程操作不稳定,具体体现为,磨矿量大;随流程循环的延续,锌矿物的浮游速度变慢,浮选时间延长;锌矿物在精选中易掉槽;锌粗选、精选硫酸铜耗量比条件试验时耗量大。采用后者克服了上述不足之处,操作稳定,故推荐锌中矿再磨会返回锌粗选的工艺流程作为选矿厂生产的技术依据。 3 重选 根据其各种矿物密度差异,将锌中矿再磨后返回锌粗选的闭路试验产品高碳铅精矿直接进行摇床重选,以考察产出合格铅精矿的可能性。表3为摇床分选试验结果。由表3结果可见,对浮选所获得低品位铅精矿采用摇床分选可以产出铅品位达58.43%的部分合格精矿。作业回收率低是由于铅矿物嵌布粒度细,受磨矿细度的限制,单体解离度偏低,部分铅的连生体进入中矿和尾矿。如现场条件许可,可将浮选铅精矿先再磨。如现场条件许可,可将浮选铅精矿先再磨重选,进一步提高铅精矿作业回收率。 表3 摇床分选试验结果/%| 产品名称 | 作业产率 | 品 位 | 作业回收率 | ||
| Pb | Zn | Pb | Zn | ||
| 铅精矿中 矿尾 矿给 矿 | 14.4761.9523.58100.0 | 58.4313.3314.6720.17 | 3.917.076.256.42 | 41.9140.9417.15100.0 | 8.8168.2322.96100.0 |






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