新葡萄京娱乐场官网杨树金银矿选矿技术改造工业实践

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【机械网】讯  膨润土是粘土矿物中最具开发价值和潜力的资源之一,其市场需求不断增加。但由于质量不高使得开发利用程度低等问题,所以利用水利旋流器对膨润土进行湿法提纯。  (1)利用水利旋流器对膨润土进行湿法提纯处理,可起到通过溢流产品提高蒙脱石含量、通过底流产品提高矿浆浓度的作用,具有分离与脱水的双重功能。  (2)给矿浓度的改变会影响矿浆密度和粘度,从而影响提纯效果。给矿浓度较低时,提纯效果不佳;给矿浓度为10%-20%时,溢流中蒙脱石含量和回收率均获得明显提高;试验条件适宜的矿浆浓度为10%-20%。  (3)随着底流口直径的增大,溢流中蒙脱石的含量提高,但溢流巾蒙脱石的回收率下降。当给矿浓度为l0%时,较适宜的底流口直径为4-6mm当给矿浓度为15%时,较适宜的底流口直径为6-8mm。  (4)给矿压力的增大可使粗颗粒的脉石矿物获得更大的离心力,使更多的脉石矿物进入底流.而对细颗粒的膨润土影响不大,使提纯效果得到改善。给矿浓度、底流口直径和给矿压力三者之间存在交互作用。试验条件下利用水利旋流器提纯膨润土的最佳工艺条件为:给矿浓度为15%,底流口直径为6mm,给矿压力为0.35
Mpa。最优条件下溢流中蒙脱石的含量为80.03%,其相应回收率为50.16%。  (5)添加六偏磷酸钠和碳酸钠对溢流中蒙脱石含量影响不大,但能显著提高溢流中蒙脱石的回收率和溢流产率。与未添加药剂相比,添加6%六偏磷酸钠的溢流中蒙脱石的同收率提高了12.31%,溢流产率提高了11.74%;添加3%碳酸钠的溢流中蒙脱石的回收率提高了14.44%.溢流产率提高了13.81%.  (6)对提纯膨润土进行钠化改型试验研究,结果表明试验条件下各因素对钠化改犁的影响次序为:钠化剂用量>矿浆浓度>钠化时间>钠化温度。最佳的钠化条件为:碳酸钠用量为膨润土质量的3%,矿浆浓度为5%,钠化时间为90min,钠化温度为50℃。钠化产品达到精密铸造用膨润土标准。  (7)相较膨润土原土而言,提纯膨润土的物化性能得到明显改善;提纯土的颗粒更微细、均匀,颗粒间较松散;蒙脱石层间距略有减小,杂质矿物则明显减少。  (8)添加药剂后改变了膨润上矿浆的枯度和沉降特性,使得溢流中蒙脱石的回收率和产率均获得提高。【打印】
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通过采取上面几项措施,可使球磨机生产能力加50t/d达到设计规模200t/d.
42增加浮选前的浓缩设备因为水力旋流器的溢流浓度小,不能满足浮选要求,所以利用原设计安装的
43调整浮选工艺流程因矿石粒度较细,要求的浮选时间较长,为此,在扫选又加3台6A浮选机,使之浮选时间长达2h,完全可满足浮选的需要。把精选由二次精选改为一次,通过考察,一次精选完全可满足对精矿质量的提高浮选矿浆浓度,由原来的28%
~30%提高34%2相对延长浮选时间,降低尾矿品位。

给出了给矿在固定絮凝剂用量为10kg/t时,絮凝精矿金属品位及回收率随时间变化关系,由可以看出最佳絮凝时间为4min.
3.3氧化锌浮选3.1硫化钠用量条件试验给出了给矿为氧化铅浮选尾矿在固定抑制剂六偏磷酸钠+水玻璃用量为120g/t+60g/t,捕收剂SA用量为150g/t,起泡剂MIBC用量为45g/t时,以硫化钠用量为变量,固定氧化锌浮选时间为5min,所得氧化锌粗精矿品位及回收率与硫化钠3.3.2捕收剂SA用量条件试验给出了给矿为氧化铅浮选尾矿在固定抑制剂六偏磷酸钠+水玻璃用量为120g/t+60g/t,硫化钠用量为2000gA,起泡剂MIBC用量为45g/t时,以捕收剂SA用量为变量,固定氧化锌浮选时间为4.5min,所得氧化锌粗精矿品位及回收率与SA用量关系。由可以看出,SA用量的增大,氧化锌精矿Zn品位和回收率随着上升,表明该捕收剂对原矿中的锌矿物具有较强的选择性捕收效果,最适用量为3.3.3全流程闭路试验在已有的试验结果上进行了优先浮选工艺全流程闭路试验,试验流程及药剂制度如所示。所得结果如表4所示。可分别得到硫化铅精矿、硫化锌精矿、氧化铅精矿、氧化锌精矿四个产品。其中总铅回收率达到了75.63%,总锌回收率达到81.26%.该结果亦证明了使用分散絮凝法处理该氧化铅锌矿在指标上的优越性。

把水力旋流器的沉砂口从原来的16mm改为22mm,大沉砂量,降低溢流浓度。

云南某特大型氧化铅锌矿床,其矿石性质极为复杂,矿物种类极多,矿石中褐铁质及粘土质泥化严重,可溶盐成分较高,同时原矿性质易脆,有价金属矿物又与粘土质脉石细粒浸染,段粗磨无法单体解离,而细磨作业往往致使其过粉碎,诸多因素造成其氧化锌矿物的有效回收一直未能得到有效解决。国内针对该矿床选矿工艺的试验研究由来已久,其研究重点主要集中在两个方面:是开发新工艺改造或替代传统工艺的研究;二是开发具有高效选择性的捕收剂及微细粒矿物选择性絮凝剂等药剂的研究工作2.目前,国内处理同类型的氧化铅锌矿床一般都采用了硫化-胺法或黄药捕收剂捕收,该法在处理嵌布粒度较细、细磨又易造成过粉碎的氧化铅锌矿床时,浮选回收氧化锌矿物必须要进行预先脱泥作业,而脱泥后的细泥无法回收致使锌金属大量流失H,如何实现不脱泥的同时亦不影响全流程的稳定,从而得到较高的锌回收率是处理该类矿石工艺研究的难点。

水力旋流器溢流浓度过大。水力旋流器的溢流浓度就是浮选浓度,原溢流浓度为30%.而从金矿物分析结果看,该矿石的金大部分是包裹金或连生体如果金达不到单体分离,势必影响浮选指标。为此,必须降低水力旋流器溢流浓度,提高磨矿细度。

分散絮凝试验在2.5L水析仪中进行,给矿为氧化铅浮选作业尾矿,矿浆倒入水析仪后,加水稀释,使用电磁搅拌机高速搅拌3min,搅拌过程中加入适量的分散剂,充分分散后,再沉降3min抽取上层矿浆及下层底液分别作为尾矿和精矿,根据化验品位,确定最佳分散条件。选择性絮凝试验根据已有的最优分散条件充分分散后即加入选择性絮凝剂搅拌后自然沉降分层,上层液为尾矿可通过分级作业丢弃,下层矿浆为精矿进入氧化锌浮选作业。

4选矿工艺技术改造41碎矿、磨矿工艺改造16mm的筛孔,使之筛下粒度降为一16mm.将一段磨矿浓度由原来的37%
~38%降至32%~36%.二段水力旋流器溢流浓度降至20%~
24%,使细度达到一200目占93%~94%,提高有用矿物的单体解离度。

来源:青州市晨光机械有限公

采用浮选前浓缩调浆,可使浮选浓度相对稳定,提高浮选效率。

原矿硫酸锌+破酸钠400+300药剂用呈:g/t时间:min硫化铅粗选200×3硫化铅精选I硫化铅精选n2’水披璃KX)丁酸钠222丁黄药120MIBC15氧化锌精矿全流程闭路试验流程尾矿2表4全流程闭路试验结果产品名称产率品位回收率硫化铅精矿硫化锌精矿尾矿1氧化铅精矿氧化锌精矿尾矿原矿4结论该氧化铅锌矿床属于极难选矿床,原矿性质复杂,矿物种类尤其是氧化锌矿物种类繁多,含有大量难回收锌矿物,同时原矿性脆容易过粉碎,嵌布细度不均匀,传统的脱泥后硫化-胺法回收有价金属选矿指标较差,金属流失严重。

44调整浮选药剂制度调整碳酸钠和硫酸铜的配制浓度,由原来的将原来工艺粗选碳酸钠、硫酸铜、黄药、黑药、2号油加在2号搅拌槽改为碳酸钠和硫酸铜加在1号搅拌槽底部,黑药加在1号搅拌槽中心。

核心提示:云南某特大型氧化铅锌矿床,其矿石性质极为复杂,矿物种类极多,矿石中褐铁质及粘土质泥化严重,可溶盐成分较高,同时原矿性质易脆,有价金属矿物又与粘土质脉石细粒浸染,段粗磨无法单体解离,而细磨作业往往致

黑药由原来的76ml/min减为40ml/min;碳酸钠由原该厂的工艺改造取得了巨大的成功,这也为其它来的750ml/min减为600ml/min;硫酸铜由原来的类似矿山提供了可借鉴的经验。

5:1配比的混合矿石进行研究,混后的原矿含铅80%,含锌8.21%,矿物组成较为复杂,尤其是锌矿物组成成分除了常见的菱锌矿、异极矿,还含有大量的难以回收的硅锌矿及水溶锌,同时,脉石矿物中褐铁矿及粘土质含量较多,致使氧化铅锌矿物的表面经常被氧化铁所污染,失去其原有的浮选性能。

适当大水力旋流器沉砂口口径可提高磨矿处理量,提高分级效率。

由可以看出,随着絮凝剂KN用量的增大,絮凝精矿品位下降,同时回收率上升,当KN用量过大时,会夹带一定的脉石矿物沉降,所以KN最适合用量为10kg/t.絮凝沉降时间也影响着絮凝效果的好坏,随着絮凝时间的延长,必然会有部分易沉降的脉石矿物随之下沉,所以有必要进行絮凝时间条件试验。

2矿石性质杨树金银矿矿石类型为贫硫化物、微细粒浸染型金银矿石。矿石中主要金属矿物为黄铁矿、毒砂、斜方砷铁矿;脉石矿物主要是石英、长石、绿泥石、方解石、石墨等。矿石中金粒径测量结果见表1,金矿物赋存状态镜下测定结果见表2.金粒度合计相对含量/表2金矿物赋存状态测量统计结果赋存类型赋存状态相对含量合计包黄铁矿包裹金裹石英包裹金金毒砂。斜方砷铁矿包裹金粒石英与石英接触粒间嵌存金间黄铁矿与石英接触粒间嵌存金金毒砂与石英接触粒间嵌存金裂隙金石英裂隙中嵌存金周传勤辽宁省凤城市迎宾街65号118100
3原选矿工艺流程及存在问题原选矿工艺流程见。破碎作业为两段一2000―09―30闭路流程,磨浮为两段闭路磨矿单一浮选工艺流程,选矿工艺指标见表3.表3改造前选矿工艺指标处理矿量原矿品位精矿品位尾矿品位回收率改造前选矿工艺存在问题:碎矿振动筛筛孔过大。该碎矿振动筛为20mmX20mm的筛孔,这样造成筛下粒度过大,有的达20mmX50mm,使磨矿效率降低,加了能耗和球耗,同时也加了选矿成本。

3试验结果及讨论3.1分散条件试验给出了不同种类的分散剂在不同用量条件下处理硫化锌浮选作业尾矿,充分分散并沉降3min后,所得精矿中锌品位随分散剂用量的关系,由可看出,当使用腐植酸钠+LA在总用量为16kg/t时,分散效果最好。

核心提示:
辽宁省凤城市杨树金银矿是一座中型黄金矿山,选矿厂设计规模为200t/d,工艺为单一浮选。由于原设计工艺流程及工艺参数不尽合理,致使选矿处理能力及技术经济指标不理想,金回收率只有68.
58%针对选

该氧化铅锌矿物与脉石矿物紧密共生,难于解离,有相当一部分铅锌与铁结合成固溶体形式,进入脉石矿物的晶格或吸附在起离子交换层作用的粘土表面,综上可知,该矿属于极难选矿石4.本研究在工艺矿物学研究的基础上,同时分析对比了国内处理该矿床研究的有益成果,提出了硫化锌尾矿不脱泥,通过加入高效组合分散剂分散矿浆、抑制脉石矿物,再絮凝细泥后分级,絮凝精矿再加入适量的硫化钠硫化浮选得到氧化锌精矿,实现了对有价金属尤其是锌矿物的回收0,全流程优先浮选闭路试验可获得不同品位的硫化铅精矿、硫化锌精矿、氧化铅精矿、氧化锌精矿,其中总锌回收率达到了81.26%.
1原矿工艺矿物学研究1.1原矿多元素分析及有价金属赋存状态混合矿样经混匀后,铅氧化率为69.
27%,锌氧化率为73.29%.经多元素化学分析和物相分析可得该矿的化学组成和铅、锌物相组成,如表1、表2所示。

降低两段分级溢流浓度,是提高磨矿细度必须条件。

选择特定的高效絮凝剂是选择性絮凝的关键,絮凝试验结果表明KN在合适用量及合理絮凝时间条件下可以高效絮凝矿浆中已完全分散的氧化锌矿物,该作业在富集细泥级铅锌矿物的同时可以脱去部分脉石矿物,相比于传统的脱泥分级作业具有金属流失小、易控制的优势。

通过采用上述措施,尾矿品位由原来的2 05g/t,回收率由原来的68.
58%提高到85.6%,精矿品位由原来的4215g/t提高到51.37g/t.技改后的指标见表4.表4技术改造后选矿工艺指标处理矿量尾矿品位精矿品位原矿品位回收率5结论缩小振动筛筛孔尺寸,符合多碎少磨原则,提高选矿处理能力,从而加选厂的经济效益。

实际矿物试验在FD单槽浮选机中进行,浮选槽的体积分别为1.5L、。0L、。75L、。5L,袋装原矿使用XMZI-63锥形球磨磨至一定细度后进入浮选作业。

辽宁省凤城市杨树金银矿是一座中型黄金矿山,选矿厂设计规模为200t/d,工艺为单一浮选。由于原设计工艺流程及工艺参数不尽合理,致使选矿处理能力及技术经济指标不理想,金回收率只有68.
58%针对选厂存在的问题,1999年5~6月间对该厂的生产工艺进行了技术改造。改造后,选厂的处理能力基本达到了设计指标,药剂用量大幅降表1金矿物i低,选矿回收率由68.
58%提高到856%由此每年可多产黄金165kg多效益866万元。

表1原矿多元素分析结果元素Pb含量2.80含量2.72注:Ag的含量单位为g/t.表2矿样铅、锌物相分析结果相态方铅矿铅矾白铅矿铅铁矾合计含量分布率相态闪锌矿水溶锌异极矿菱锌矿铁菱锌矿合计含量分布率1.2原矿的主要矿物组成经镜下鉴定和扫描电镜分析研究表明,矿石的矿物组成极为复杂,金属矿物主要是方铅矿、闪锌矿、菱锌矿、黄铁矿、白铅矿等,直得特别指出的是,该原矿中氧化铅锌矿物种类复杂,部分难浮的氧化锌矿物含量较多;脉石矿物含量最高的是石英,其次为方解石、重晶石,少量云母和粘土矿物,微量金红石、绿泥石、铁矾等。表3列出了矿石中主要矿物的含量。

浮选时间不够。原生产流程的浮选工艺为一粗、二精、四扫。因该矿石属较难选矿石,需采用充气苏达法,添加硫酸铜活化,长时间浮选等强化手段,而原流程满足不了浮选时间需要。

表3主要矿物含量矿物含量矿物含量方铅矿石英闪锌矿方解石白铅矿褐铁矿菱锌矿天青石铁锰菱锌矿重晶石铅矾、锌矾、锆矾绢云母异极矿铅铁矾黄铁矿、白铁矿粘土矿物1.3原矿难选原因分析~表3分析可知,该原矿组成极为复杂,既有硫化物方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等易浮矿物,还含有原生及次生的氧化矿物如菱锌矿,白铅矿等,氧化率高,同时,含可溶盐矿物如铅矾、锌矾等在矿浆中溶解产生的重金属离子对常规选矿药剂有较大干扰,原矿有用矿物嵌布粒度呈不均匀分布,细粒级矿物中主要以脆性碳酸盐及硅酸盐矿物产出,致使在磨矿过程中造成过粉碎,脉石矿物中含有高含量的褐铁矿及云母、粘土矿物使得矿浆泥化程度高,使浮选作业控制困难。

同时,该水力旋流器的沉砂口径小,只有16mm,影响了分级效率和处理矿量。

优先浮选全流程闭路试验结果表明,使用分散絮凝法处理氧化铅尾矿,可获得精矿品位为35.26%的锌精矿,总锌的回收率达到了81.26%,该指标优于国内同类型氧化铅锌矿山的生产指标,值得推广应用。

药剂制度不合理。①浮选药剂硫酸铜和碳酸钠配制浓度过大,不利于药剂添加和扩散,影响药量的控制及矿化。②黄药和黑药的添加比例不合理,而小试为2:1效果最佳。③药剂添加地点不合理。原粗选加药地点都加在2号搅拌槽中,易发生化学反应,降低药效。

3.2选择性絮凝试验选氧化铅尾矿矿浆经充分分散后,可加入具有特定电性的絮凝剂使其与溶液体系中氧化铅、锌矿物选择性吸附并形成絮团,从而达到富集目的矿物的效果6.所以,选择性絮凝的关键在于特定絮凝剂的选择,经仔细筛选出KN作为该研究中的高效絮凝剂。给出了KN在不同用量条件下在相同的絮凝时间内,与所得精矿中的Zn品位及回收率的变化关系。

提高浮选浓度可相对延长浮选时间,提高回收率,同时降低油药消耗,加经济效益。

2试验方法研究试验主要包括实际矿石浮选试验和分散絮凝试验两部分。实际矿石为混合矿经破碎-筛分-对辊细碎至-3mm,缩分混匀后按500g/袋装袋。

黄药、黑药加药比例由原来的3
5ml/min同时,各个扫选作业油药相应递减,同时,适当在粗选、扫选各作业第三槽加入2号油可稳定矿液面,提高回收率。

研究对该矿区的砂岩氧化矿与灰岩氧化矿按究工作。

来源:青州市晨光机械有限公

分散条件试验结果表明,使用组合分散剂腐植酸钠+LA对选氧化铅尾矿分散效果最好,有利于后续的选择性絮凝作业。

编辑:李玉敏

采用黄药、黑药按2:1比例添加适应该矿石,而且适当在粗、扫作业槽间加2号油可改善浮选效果,稳定矿液面,提高回收率。同时由于浮选浓度的大,大幅度降低各种药剂添加采取充气碳酸钠法、硫酸铜活化,长时间浮选量。粗选黄药由原来的的228ml/min减为80ml/min;等强化手段对微细粒金矿石是行之有效的。

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