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1、铅锌硫矿石浮选工艺的改进黄沙坪铅锌矿如匕席权,,优先浮铅,,通过十多年的生产实践我矿选矿厂进矿其尾矿全浮优先浮铅的中,、,矿和全浮精矿合并再磨依次浮选铅锌和行了四次较大的工艺流程改进形成目前的,,、、,等可浮工艺流程获得了较好的技术经济指硫分别得到铅锌硫三种精矿)它的,、、。优点是铅锌硫三种有用矿物不受抑标,制使其充分上浮;它的缺点是部分混合精、、一矿石流程及指标矿再磨以及由于硫酸铜的活化使铅锌分离困,,黄沙坪铅锌矿属碳酸岩中的裂隙充填和难选别指标不够理想铅精矿的主成分。,,。,交代矿床矿区构造裂隙发育围岩蚀变和低含锌高因此1966年底改为一段磨矿铅,形,泥化现象繁
2、多成了对浮选不利的原生矿锌部分混合浮选(一段闭路磨矿混合浮选。泥其次是在破碎的,;角砾岩地带碳质物富集铅锌铅锌精矿再浮选分离得铅和锌精矿,。,,。现象严重对选矿操作不利目前已回收混合浮选尾矿再浮选硫得硫精矿)这一、、。,的有方铅矿铁闪锌矿黄铁矿流程的优点是铅锌回收率高缺点是操作比,,在铅锌混选循环,不但要注意铅锌方铅矿多呈不规则粒状集合体充填在较困难,同时交,黄铁矿与铁闪锌矿的裂隙或间隙中混合精矿的质量和尾矿品位还要照顾铅锌代溶蚀黄铁矿和铁闪锌矿,粒度在.043毫。、0分离循环在铅锌分离循环中既要保证铅。,又要控制其中异名米以上者占91%锌精矿中主成分的品位,金属的
3、含量,,铁闪锌矿多呈不规则粒状集合体嵌布其次是锌精矿质量差含锌仅..。,4116%,硫,67%在黄铁矿的间隙或裂隙中常常溶蚀交代黄精矿回收率低仅19硫,大部分铁闪锌铁矿矿中嵌有乳蚀状的黄铜回收率低的原因是在混选循环为了抑制黄铁.,043毫米以上者占,矿和磁黄铁矿粒度在0矿加入过量的石灰结果使其大量损失于尾86.3%。。1971年一季度未改为一段磨矿镜下挑选95%的铁闪锌矿中含锌矿中因此于...。、、4601%,37%,25%,含铁为14含锡0全浮流程(一段闭路磨矿铅锌硫全浮,,,、,黄铁矿一般呈粒状集合体生成期较选混合精矿依次分离浮选铅锌和硫..。、、。,粒度在04
4、3毫米以上者占807%早0其颗分别得铅锌硫三种精矿)它的优点是、、,,粒之间常为较晚的铁闪锌矿方铅矿黄铜流程结构简单没有精矿再磨作业生产指,,,矿所充填和溶蚀交代矿物紧密共生构成标优于二段磨矿全浮流程但该流程的油药。,,致密状矿石消耗大其中氰化物用量672(克/吨)硫、、、2,脉石矿物为石英方解石萤石绢云酸铜用量222(克/吨)硫酸锌1005(克/。,632(克/吨),母和绿泥石吨)黄药致使处理每吨原矿.我矿投,,产十几年来选矿工艺流程进行药剂费用高达n95元特别是氰化物用量,,。了四次较大的变革:196年下半年试生产期高污染矿区铅锌精矿的回收率也不高,,1971年
5、间采用二段磨矿全浮流程(一段闭路磨为此于2季度改为一段磨矿等可浮2。,流程这种流程的特点是铅锌回收率高部分易浮的锌硫矿物与铅矿物一起上浮;第、,,。铅锌精矿互含异名金属少同时硫精矿中二段则以浮选难浮的锌硫为主而后先将第,,,的铅锌含量也较低特别是锌精矿质量达到一段所得混合精矿优先浮铅其尾矿与第二,,,投产以来的最好水平药剂消耗量少也易段所得的混合精矿合并进行锌硫分离这就。于操作这种流程主要是利用矿物可浮性的克服了全浮和部分混合浮选重拉重压和药剂,,。差异把全浮循环分为二段第一段以选铅相互抵消的缺点几种工艺流程的技术指标,,,。为主对锌硫矿物既不活化也不抑制使和药剂消
6、耗见表1和表21几种工艺流程的技术指标表项品位(%)回收率(%)琉程使用时间原则流程P。Z。、Ph12。日目}…1尸b}艺n}s{尸h乙n{S}}}}}.1966。。年两段磨矿全浮(设计)207丈686卜曰山尸冲阮隔尸脚阮伽门一尸肠原一八ó几八卜。1967年至196829615。年一段磨矿部分混选65。匕任六J61J任曰户nJQt1969一司.`,n.J19721268止上1曰恤工U,年至年季度一段磨矿全浮.11977。972年2季度至年一段磨矿等可浮2701978。年同上344…矿1979。年297…。。JJé,0六IJ性,才曰了内ht.。Sù8CQ只éROJ内舀
7、Qù八R八UQùQU皿一九卜nUJ八入门O内卜八J只ù住六Q1b八1966)46132268丫nO506年两段矿全浮(磨设计铅196768。。。年至19年一段磨矿部分混选63731767::445196919711季度61。。……5。2年至年一段磨矿全浮411810精。。19712197762。2618年季度至年一段磨矿等可浮018371978。。。年67001740625同上矿1979。。。年69731702493li。。。匕é归皿肖”亡UJIdù甲日é.ó,tl,臼八`曰Od,ho口月o.了t,OJ任才口0O0ō几`月任ǎ住了碑锌1966年两段磨矿全浮(设计
