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氧化铅锌矿选厂提升铅回收率的浮重联合选矿方法

  某铅锌采选厂为日处理50吨矿石的小型厂,主要处理矿区的氧化铅锌矿。据统计,在此之前年平均原矿含锌21.74%,精矿含锌29.62%,锌回收率仅有31.40%。为了提高选矿厂生产指标,尤其是解决锌回收率低的问题,选择为原厂更新选矿工艺流程浮选-跳汰重选联合流程。铅浮选采用硫化-黄药浮选法,铅浮选尾矿用跳汰选锌

  在实验室内采用混合胺浮选工艺处理该矿石,获得了精矿含锌32.11%,锌回收率75.33%的良好指标。在原有浮-重流程的基础上增加了混合胺浮锌作业。同时对原有的铅浮选药剂制度和流程也进行了改进。工业试验结果使全厂锌精矿中锌的回收率提高了28.71%,锌品位提高2.69%;铅精矿中铅的回收率提高11.65%,铅品位提高8.88%。技术指标得到改善。

  原矿中主要的铅矿物为白铅矿,其次为砷铅矿和铅铁矾,有少量方铅矿。主要的锌矿物为菱锌矿、异极矿,其次为水锌矿和闪锌矿。原矿含铅3-4%,含锌18-20%。脉石矿物主要是方解石,其次是石英和重品石。矿石风化严重,含泥量大。矿石结构构造比较复杂,铅锌矿物常常互相包裹或穿插共生。氧化矿物的内部常有残余的硫化矿物存在。铅矿物多为柱状、锥状晶体或集合体。粒度一般为0.05-0.3毫米,常包裹于重品石和菱锌矿中。锌矿物形态各异,从自形、半自形到他形,从晶体、晶簇到土状、半土状集合体一般粒度0.01-0.5毫米,常分布于石英、重晶石、水云母和粘土中。

  选厂原设计流程为铅锌优先浮选-跳汰重选的联合流程原矿经过一段颚式破碎机破碎和一段磨矿分级,细度达到75%-200目的分级机溢流进入铅浮选。铅浮选尾矿进入锌浮选回路,锌浮选尾矿再用跳汰机补充回收铅锌。该流程对于硫化矿或混合矿,一般来说还能适应。但对于氧化锌矿物,硫化-黄药浮选法在常温下难于奏效。因此长期以来,选厂在处理氧化矿时,不得不关闭锌浮选回路,而直接用跳汰机对铅浮选的尾矿进行重选回收锌。因而出现的突出问题是锌的选矿回收率很低,金属损失严重,而且在重选中由于铅和重晶石的影响,锌精矿品位亦难于达到要求。另外,在生产上,铅浮选回路也存在药剂制度不合理。流程过长等问题,选别指标也不高。

  为了将现场流程与全浮选流程对比,在实验室内也进行了铅浮选-锌跳汰重选的流程试验。试验结果可以看出,若重选锌精矿品位达到34.26%,则锌的回收率仅有12.58%;若不进行精选,则精矿品位为29.06%,而回收率仍只有20.13%。可见与采用混合胺浮选法相比,重选法回收氧化锌的指标低得多。因此,现场工艺必须改革。将单一重选法选锌改为采用混合胺浮选和跳汰重选的联合工艺,这样可以得到较好指标。

  值得指出,在增加混合胺浮选锌的作业后,对于下一步锌浮选尾矿的跳汰重选也是有利的。因为细级别氧化锌矿物已进入锌浮选精矿,重选入选物料含泥量明显减少,粗级别比例增大,因而跳汰机选锌的作业回收率和富集比都有提高。

  尽管增加了锌浮选回路,每日需要增加药剂和动力费用,但因指标的改善极为显著,扣除新增成本后,经济效益仍然是很客观的。