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權(quán)利要求
1.白云石-重晶石型鉛鋅礦分離浮選方法,其特征在于,包括步驟:
(1)將白云石-重晶石型鉛鋅礦礦石破碎至20mm以下,使粒度在-20+2mm之間的礦石質(zhì)量比含量為60%~85%,之后篩分得到粒度在-20+2mm之間的礦石,篩分后剩余的細粒礦石粉收集;
(2)所述粒度在-20+2mm之間的礦石采用2mm篩孔振動篩洗礦,洗礦后的篩上粒級礦物進入重介質(zhì)旋流器分選,分別得到重產(chǎn)品和輕產(chǎn)品;洗礦后的篩下細粒級礦物經(jīng)濃縮后收集;
(3)所述重產(chǎn)品和輕產(chǎn)品采用篩孔振動篩分別用水脫介,重產(chǎn)品脫介后篩上產(chǎn)品為精礦,輕產(chǎn)品脫介后篩上產(chǎn)品為尾礦;所述精礦為硫化礦和重晶石為主的重礦物,所述尾礦為白云石為主的輕礦物;
(4)將步驟(1)中收集的篩分后剩余細粒礦石粉、步驟(2)洗礦后的篩下細粒級礦物濃縮產(chǎn)品和步驟(3)所述精礦合并,之后粗磨至細度-0.075mm質(zhì)量比占45~60%,然后進行浮選,得到硫化礦浮選精礦和非硫化礦,所述硫化礦浮選精礦為含方鉛礦、閃鋅礦和黃鐵礦的礦物,所述非硫化礦為含重晶石的礦物。
2.根據(jù)權(quán)利要求1所述的方法,其特征在于,所述非硫化礦經(jīng)磁選除去磁性雜質(zhì),之后脫水脫泥得到重晶石物料,所述重晶石物料再經(jīng)分級、重選,得到重晶石產(chǎn)品。
3.根據(jù)權(quán)利要求1或2所述的方法,其特征在于,所述白云石-重晶石型鉛鋅礦中白云石的質(zhì)量百分比含量為60~70%。
4.根據(jù)權(quán)利要求3所述的方法,其特征在于,所述尾礦中白云石礦物的質(zhì)量百分比含量>91%,其中CaO的質(zhì)量百分比含量>27%,MgO的質(zhì)量百分比含量>19%,所述尾礦可作為耐火初級材料使用。
5.根據(jù)權(quán)利要求1所述的方法,其特征在于,所述重介質(zhì)旋流器分選采用的重介質(zhì)懸浮液比重為1.8~2.7,旋流器壓力為0.9~1.5kg/cm2。
6.根據(jù)權(quán)利要求5所述的方法,其特征在于,所述重介質(zhì)懸浮液采用的重介質(zhì)為硅鐵粉、磁鐵礦和/或黃鐵礦。
7.根據(jù)權(quán)利要求1所述的方法,其特征在于,步驟(3)中,所述精礦相對洗礦后的篩上粒級礦物產(chǎn)率為45~60%;和/或,所述尾礦相對洗礦后的篩上粒級礦物產(chǎn)率為40~55%。
8.根據(jù)權(quán)利要求1~7任一項所述的方法,其特征在于,步驟(4)中,所述浮選使用的藥劑包括活化劑、硫化礦捕收劑和起泡劑。
9.根據(jù)權(quán)利要求8所述的方法,其特征在于,所述活化劑為硫酸銅,和/或,所述硫化礦捕收劑為丁基黃藥,和/或,所述起泡劑為松醇油。
10.根據(jù)權(quán)利要求2所述的方法,其特征在于,所述重晶石產(chǎn)品中硫酸鋇含量≥90%。
說明書
技術(shù)領(lǐng)域
本發(fā)明涉及礦物分離技術(shù)領(lǐng)域,特別是涉及白云石-重晶石型鉛鋅礦的分離浮選方法。
背景技術(shù)
目前在對白云石-重晶石型鉛鋅礦進行選礦分離時,一般采用直接浮選法進行分離,選礦得到鉛鋅礦精礦。一方面,白云石-重晶石型鉛鋅礦中所含的白云石量較多,一般占到60%以上,白云石容易在磨礦中過磨泥化,導(dǎo)致浮選過程中泡沫發(fā)粘,嚴重影響了鉛鋅的分選指標,是目前鉛鋅選礦的難題之一;另一方面,采用直接浮選法在對白云石-重晶石型鉛鋅礦進行選礦分離時,一般需要細磨浮選,導(dǎo)致其中的重晶石過粉碎,難以回收利用。
因此,有必要針對白云石-重晶石型鉛鋅礦的特點進行研究,以提出一種新的分選方法來解決以上難題。
發(fā)明內(nèi)容
本發(fā)明主要解決的技術(shù)問題是提供一種白云石-重晶石型鉛鋅礦分離浮選方法,可實現(xiàn)粗粒下白云石與硫化礦的分離,分離出的白云石不進入之后的浮選分離流程,從根本上解決了白云石易過磨泥化、引起泡沫發(fā)粘和影響鉛鋅指標等選礦難題;并且可以在較粗粒度下實現(xiàn)硫化礦和重晶石的分離,為重晶石之后的重選回收提供良好的基礎(chǔ)。
為解決上述技術(shù)問題,本發(fā)明采用的技術(shù)方案是:一種白云石-重晶石型鉛鋅礦分離浮選方法,包括步驟:
(1)將白云石-重晶石型鉛鋅礦礦石進行選擇性破碎,破碎至20mm以下,使粒度在-20+2mm之間的礦石質(zhì)量比含量為60%~85%,之后篩分得到粒度在-20+2mm之間的礦石,篩分后剩余的細粒礦石粉收集,作為磨礦給料,之后進入浮選操作;
(2)所述粒度在-20+2mm之間的礦石采用2mm篩孔振動篩洗礦,采用高壓水沖洗的方法進行洗礦,洗礦后的篩上粒級礦物進入重介質(zhì)旋流器分選,分別得到重產(chǎn)品和輕產(chǎn)品;洗礦后的篩下細粒級礦物經(jīng)濃縮后收集,作為磨礦給料,之后進入浮選操作;
(3)所述重產(chǎn)品和輕產(chǎn)品采用篩孔振動篩分別用高壓水脫介,重產(chǎn)品脫介后篩上產(chǎn)品為精礦,輕產(chǎn)品脫介后篩上產(chǎn)品為尾礦;所述精礦為硫化礦和重晶石為主的重礦物,所述尾礦為白云石為主的輕礦物;脫介得到的篩下物經(jīng)介質(zhì)再生后返回重介質(zhì)旋流器循環(huán)使用,其中介質(zhì)再生方法采用現(xiàn)有的常用方法即可;分離得到的尾礦可以作為耐火初級材料使用;得到的精礦作為磨礦給料,之后進入浮選操作;
(4)將步驟(1)中收集的篩分后剩余細粒礦石粉、步驟(2)洗礦后的篩下細粒級礦物濃縮產(chǎn)品和步驟(3)所述精礦合并,之后粗磨至細度-0.075mm質(zhì)量比占45~60%,然后進行浮選,得到硫化礦浮選精礦和非硫化礦,所述硫化礦浮選精礦為含方鉛礦、閃鋅礦和黃鐵礦的礦物,所述非硫化礦為含重晶石的礦物。
優(yōu)選地,所述非硫化礦經(jīng)磁選除去磁性雜質(zhì),之后脫水脫泥得到重晶石物料,所述重晶石物料再經(jīng)分級、重選,得到重晶石產(chǎn)品。
優(yōu)選地,所述白云石-重晶石型鉛鋅礦中白云石的質(zhì)量百分比含量為60~70%。
優(yōu)選地,步驟(3)中所述尾礦中白云石礦物的質(zhì)量百分比含量>91%,其中CaO的質(zhì)量百分比含量>27%,MgO的質(zhì)量百分比含量>19%,所述尾礦可作為耐火初級材料使用。
優(yōu)選地,所述重介質(zhì)旋流器分選采用的重介質(zhì)懸浮液比重為1.8~2.7,旋流器壓力為0.9~1.5kg/cm2。
優(yōu)選地,所述重介質(zhì)懸浮液采用的重介質(zhì)為硅鐵粉、磁鐵礦和/或黃鐵礦。
優(yōu)選地,步驟(3)中,所述精礦相對洗礦后的篩上粒級礦物產(chǎn)率為45~60%;和/或,所述尾礦相對洗礦后的篩上粒級礦物產(chǎn)率為40~55%。
優(yōu)選地,步驟(4)中,所述浮選使用的藥劑包括活化劑、硫化礦捕收劑和起泡劑。
進一步優(yōu)選地,所述活化劑為硫酸銅,和/或,所述硫化礦捕收劑為丁基黃藥,和/或,所述起泡劑為松醇油。
所述活化劑用量為每噸浮選礦物添加活化劑220~270g。
所述硫化礦捕收劑的用量為每噸浮選礦物添加220~240g。
所述起泡劑的用量為每噸浮選礦物添加100~130g。
優(yōu)選地,非硫化礦處理得到的所述重晶石產(chǎn)品中硫酸鋇含量≥90%。
本發(fā)明首先基于白云石(比重為2.8~2.9)與方鉛礦(比重為7.4~7.6)、閃鋅礦(比重為3.9~4.1)、黃鐵礦(比重為4.9~5.2)和重晶石(比重為4.0~4.6)的比重差,白云石的比重輕且與其他礦的比重差別大,利用重介質(zhì)旋流器、在粗粒狀態(tài)下將白云石-重晶石型鉛鋅礦中的白云石有效分離。在選廠磨礦作業(yè)前即將白云石脫除,這樣可以大幅度減少進入磨礦-浮選流程的礦石量,有利于選廠的節(jié)能降耗;同時由于有效減少了進入磨礦浮選的白云石礦物的含量,因此有效解決了因白云石過磨泥化導(dǎo)致的浮選時泡沫發(fā)粘和浮選指標不高等技術(shù)難題。
在去除白云石后,進入磨礦的礦物主要是硫化礦和重晶石為主的重礦物,此時可以在粗磨的條件下,采用浮選方法,實現(xiàn)非硫化礦(主要含重晶石的礦物)與硫化礦(主要含方鉛礦、閃鋅礦和黃鐵礦的礦物)的有效分離,得到硫化礦浮選精礦和非硫化礦。硫化礦浮選精礦經(jīng)進一步處理,可以得到鉛精礦和鋅精礦。非硫化礦經(jīng)進一步處理,得到了重晶石產(chǎn)品,得到的重晶石產(chǎn)品中硫酸鋇含量大于90%,可直接銷售,經(jīng)細磨加工后可用于石油鉆探中環(huán)流泥漿加重劑。
在本發(fā)明中,白云石-重晶石型鉛鋅礦礦石的破碎粒度也很重要。白云石-重晶石型鉛鋅礦礦石中方鉛礦莫氏硬度最低,為2.5,白云石莫氏硬度為3.5~4.0,與閃鋅礦接近,比黃鐵礦(硬度為6.0~6.5)等要低。莫氏硬度越低的礦物優(yōu)先被破碎,甚至是泥化。本發(fā)明通過采用選擇性破碎磨礦,即控制碎礦粒度,并結(jié)合之后重介質(zhì)旋流器分離,使白云石在粗粒狀態(tài)下實現(xiàn)有效分離。本發(fā)明可以較為徹底地分離出白云石,且鉛鋅的損失率低。經(jīng)試驗,采用本發(fā)明方法,所得尾礦即白云石為主的輕礦物相對洗礦得到的篩上粒級產(chǎn)率大于40%,即尾礦產(chǎn)率大于40%,這說明白云石-重晶石型鉛鋅礦中的白云石得到了有效的分離。
本發(fā)明方法可實現(xiàn)在粗粒下白云石和重晶石與硫化礦的分離,降低進入磨礦作業(yè)的礦石量,達到節(jié)能降耗的目的;同時減少進入磨礦浮選的白云石礦物含量,解決因白云石過磨泥化導(dǎo)致的泡沫發(fā)粘和浮選指標不高等問題;采用粗磨-浮選,在粗磨狀態(tài)下將硫化礦和非硫化礦重晶石進行分離,獲得硫化礦精礦和非硫化礦重晶石,非硫化礦重晶石可以進一步處理得到重晶石產(chǎn)品。
附圖說明
圖1是本發(fā)明提供的一種白云石-重晶石型鉛鋅礦分離浮選方法的工藝流程圖;
圖2是本發(fā)明實驗例1和實驗例2進行非硫化礦處理的工藝流程圖。
具體實施方式
下面通過具體實施例對本發(fā)明的技術(shù)方案進行詳細說明。
以下實施例中的百分數(shù)均為質(zhì)量百分數(shù)。以下實施例中,使用的重介質(zhì)懸浮液采用的重介質(zhì)為硅鐵粉、磁鐵礦和/或黃鐵礦。
實施例1
本實施例處理的白云石-重晶石型鉛鋅礦,其中含鉛0.97%、鋅3.33%,重晶石礦物的含量約為16%,脈石礦物白云石的含量約為63%。本實施例提供的分離浮選方法參照圖1所示的流程進行,包括以下步驟:
S1:破碎-篩分
將白云石-重晶石型鉛鋅礦礦石破碎至-15mm,其中粒度在-15+4mm之間的礦石質(zhì)量比含量為78%,其中-4mm粒級的細礦物進入選廠粉礦倉,作為磨礦機給料,-15mm+4mm粒級礦物進入洗礦;將-15mm+4mm礦石采用2mm篩孔的振動篩和高壓水沖洗的方法進行洗礦,篩下細粒級濃縮后作為磨礦給料,篩上粒級進入重介質(zhì)旋流器分選,洗礦得到的篩上粒級對原礦產(chǎn)率77.38%,含鉛0.93%、含鋅3.38%,鉛鋅回收率分別為75.85%和78.63%。
S2:重介質(zhì)旋流器分選
重介質(zhì)旋流器通過調(diào)節(jié)重介質(zhì)懸浮液比重為2.2和旋流器壓力為1.2kg/cm2,待重介質(zhì)旋流器運轉(zhuǎn)穩(wěn)定后,將洗礦得到的篩上粒級礦物給入重介質(zhì)旋流器中進行分選,分別獲得重產(chǎn)品和輕產(chǎn)品,之后進入產(chǎn)品脫介;
重產(chǎn)品和輕產(chǎn)品分別采用振動篩和高壓水進行脫介,重產(chǎn)品脫介得到的篩上產(chǎn)品為精礦,輕產(chǎn)品脫介得到的篩上產(chǎn)品為尾礦。
所得精礦相對洗礦得到的篩上粒級礦物產(chǎn)率為45.40%(對原礦35.13%),是硫化礦和重晶石為主的重礦物,含鉛2.03%、鋅7.15%,鉛回收率95.31%(對原礦72.29%)、鋅回收率96.12%(對原礦75.58%)。
所得尾礦相對洗礦得到的篩上粒級礦物產(chǎn)率為54.60%(對原礦42.25%),是白云石為主的輕礦物,輕礦物含鉛0.08%、鋅0.24%,鉛損失率4.69%(對原礦3.55%)、鋅損失率3.88%(對原礦3.05%),輕礦物中白云石含量為92.76%,含CaO 27.82%、MgO 19.23%,經(jīng)簡易加工后可作為初級耐火材料。
S3:碎磨-浮選
將-4mm粒級的細礦物、洗礦得到的篩下細泥和所得的精礦混合進行碎磨,至細度-0.075mm占55%,作為浮選給料,浮選給料對原礦產(chǎn)率55.75%,含鉛1.62%、鋅5.58%,鉛鋅回收率分別為96.45%和96.95%;
對浮選給料進行浮選,按每噸浮選給料計,向浮選給料中加入活化劑硫酸銅250g/t,硫化礦捕收劑丁基黃藥230g/t和起泡劑松醇油120g/t,進行浮選,獲得硫化礦精礦和非硫化礦。
硫化礦精礦產(chǎn)率對浮選給料44.78%(原礦25.86%),主要是方鉛礦、閃鋅礦和黃鐵礦,含鉛3.09%、鋅10.91%,對浮選給料鉛回收率91.59%(對原礦88.33%)、鋅回收率97.68%(對原礦94.70%)。
非硫化礦主要是重晶石,對浮選給料產(chǎn)率55.22%(原礦31.89%),對浮選給料鉛損失率8.41%(對原礦8.11%)、鋅損失率2.32%(對原礦2.25%),含硫酸鋇30.91%。
實施例2
本實施例處理的白云石-重晶石型鉛鋅礦,含鉛0.97%、鋅3.33%,重晶石礦物的含量約為16%,脈石白云石的礦物含量約為67%。本實施例提供的分離浮選方法參照圖1所示的流程進行,包括以下步驟:
S1:破碎-篩分
將白云石-重晶石型鉛鋅礦礦石破碎至-15mm,其中粒度在-15+2mm粒級范圍之間的礦石質(zhì)量比含量為84.5%,其中-2mm粒級的細礦物作為磨礦機給料,-15+2mm粒級礦物進入洗礦;將-15+2mm礦石采用2mm篩孔的振動篩和高壓水沖洗的方法進行洗礦,篩下細粒級濃縮后作為磨礦給料,篩上粒級進入重介質(zhì)旋流器分選,洗礦得到的篩上粒級對原礦產(chǎn)率83.96%,其含鉛0.96%、含鋅3.36%,鉛鋅回收率分別為83.12%和85.44%;
S2:重介質(zhì)旋流器分選
重介質(zhì)旋流器通過調(diào)節(jié)重介質(zhì)懸浮液比重為2.7和旋流器壓力為0.9kg/cm2,待重介質(zhì)旋流器運轉(zhuǎn)穩(wěn)定后,將洗礦得到的篩上粒級礦物給入重介質(zhì)旋流器中進行分選,分別獲得重產(chǎn)品和輕產(chǎn)品,之后進入產(chǎn)品脫介;
重產(chǎn)品和輕產(chǎn)品分別采用振動篩和高壓水進行脫介,重產(chǎn)品脫介得到的篩上產(chǎn)品為精礦,輕產(chǎn)品脫介得到的篩上產(chǎn)品為尾礦。
所得精礦相對洗礦得到的篩上粒級產(chǎn)率為58.44%(對原礦49.07%),是硫化礦和重晶石為主的重礦物,含鉛1.62%、鋅5.62%,鉛回收率97.78%(對原礦81.56%)、鋅回收率94.39%(對原礦83.54%)。
所得尾礦相對洗礦所得的篩上粒級產(chǎn)率為41.56%(對原礦34.90%),是白云石為主的輕礦物,輕礦物含鉛0.04%、鋅0.18%,鉛損失率1.88%(對原礦1.57%)、鋅損失率2.22%(對原礦1.90%),輕礦物中白云石含量為93.81%,含CaO 28.14%、MgO 19.45%,經(jīng)簡易加工后可作為初級耐火材料。
S3:碎磨-浮選
將-2mm粒級的細礦物、洗礦得到的篩下細泥和所得精礦混合進行碎磨,至細度-0.075mm占46%,作為浮選給料,浮選給料對原礦產(chǎn)率65.10%,含鉛1.47%、鋅5.18%;
對浮選給料進行浮選,按每噸浮選給料計,向浮選給料中加入活化劑硫酸銅250g/t,硫化礦捕收劑丁基黃藥230g/t和起泡劑松醇油120g/t,進行浮選,獲得硫化礦精礦和非硫化礦。
硫化礦精礦主要是方鉛礦、閃鋅礦和黃鐵礦,對浮選給料產(chǎn)率40.67%(對原礦26.48%),含鉛3.16%、鋅11.82%,對浮選給料鉛回收率86.31%(對原礦84.96%)、鋅回收率93.95%(對原礦92.17%)。
非硫化礦主要是重晶石,對浮選給料產(chǎn)率59.33%(對原礦38.62%),含鉛0.34%、鋅0.52%,對浮選給料鉛損失率13.69%(對原礦13.47%)、鋅損失率6.05%(對原礦5.93%),含硫酸鋇29.96%。
實施例3
本實施例處理的白云石-重晶石型鉛鋅礦,含鉛0.97%、鋅3.33%,重晶石的礦物含量約為16%,脈石白云石的礦物含量約為67%。本實施例提供的分離浮選方法參照圖1所示的流程進行,包括以下步驟:
S1:破碎-篩分
將白云石-重晶石型鉛鋅礦礦石破碎至-20mm,其中粒度在-20+2mm范圍內(nèi)的礦石質(zhì)量比含量為84.9%,其中-2mm粒級的細礦物作為磨礦機給料,-20+2mm粒級礦物進入洗礦;將-20+2mm礦石采用2mm篩孔的振動篩和高壓水沖洗的方法進行洗礦,篩下細粒級濃縮后作為磨礦給料,篩上粒級進入重介質(zhì)旋流器分選,洗礦得到的篩上粒級對原礦產(chǎn)率84.30%,其含鉛0.91%、含鋅3.35%,鉛鋅回收率分別為83.52%和85.81%;
S2:重介質(zhì)旋流器分選
重介質(zhì)旋流器通過調(diào)節(jié)重介質(zhì)懸浮液比重為1.8和旋流器壓力為1.5kg/cm2,待重介質(zhì)旋流器運轉(zhuǎn)穩(wěn)定后,將洗礦得到的篩上粒級礦物給入重介質(zhì)旋流器中進行分選,分別獲得重產(chǎn)品和輕產(chǎn)品,之后進入產(chǎn)品脫介;
重產(chǎn)品和輕產(chǎn)品分別采用振動篩和高壓水進行脫介,重產(chǎn)品脫介得到的篩上產(chǎn)品為精礦,輕產(chǎn)品脫介得到的篩上產(chǎn)品為尾礦。
所得精礦相對洗礦得到的篩上粒級礦物產(chǎn)率為51.50%(對原礦43.24%),是硫化礦和重晶石為主的重礦物,含鉛1.73%、鋅6.34%,鉛回收率98.03%(對原礦81.49%)、鋅回收率97.39%(對原礦83.21%)。
所得尾礦相對洗礦得到的篩上粒級產(chǎn)率為48.50%(對原礦40.72%),是白云石為主的輕礦物,含鉛0.04%、鋅0.18%,鉛損失率1.97%(對原礦1.64%)、鋅損失率2.61%(對原礦2.23%),其中脈石礦物白云石含量為93.21%,含CaO 27.95%、MgO 19.32%,經(jīng)簡易加工后可作為初級耐火材料。
S3:碎磨-浮選
將-2mm粒級的細礦物、洗礦得到的篩下細泥和所得精礦混合進行碎磨,至細度-0.075mm占60%,作為浮選給料,浮選給料對原礦產(chǎn)率59.28%,含鉛1.61%、鋅5.49%,鉛鋅回收率分別為98.36%和97.77%;
對浮選給料進行浮選,按每噸浮選給料計,向浮選給料中加入活化劑硫酸銅250g/t,硫化礦捕收劑丁基黃藥230g/t和起泡劑松醇油120g/t,進行浮選,獲得硫化礦精礦和非硫化礦。
硫化礦精礦主要是方鉛礦、閃鋅礦和黃鐵礦,對浮選給料產(chǎn)率45.92%(對原礦27.22%),含鉛3.15%、鋅11.37%,鉛鋅回收率分別為89.92%(對原礦88.49%)和95.07%(對原礦92.95%)。
非硫化礦主要是重晶石,對浮選給料產(chǎn)率54.08%(對原礦32.06%),含鉛0.30%、鋅0.50%,鉛鋅損失率分別為10.08%(對原礦9.91%)和4.93%(對原礦4.82%),含硫酸鋇31.05%。
實驗例1
本實驗例對實施例1得到的非硫化礦進一步處理,按圖2所示流程進行,進行磁選除雜、脫水脫泥和分級重選,獲得的分選指標如下:
重晶石含硫酸鋇95.06%,對非硫化礦回收率55.01%。
其中各處理步驟的操作條件如下:
磁選除雜:背景場強1.0T,脈動頻率30HZ,介質(zhì)直徑2mm;
脫水脫泥:通過旋流器脫水濃縮并脫除-0.020mm細粒級;
分級:通過旋流器分為+0.075mm、-0.075mm+0.038mm,-0.038mm+0.020mm三個粒級);
重選:+0.075mm采用螺旋溜槽,獲得重晶石產(chǎn)品1BaSO4>92;溜槽中礦再搖床重選(沖程15mm,沖次35Hz),獲得重晶石產(chǎn)品2BaSO4>92;搖床中礦再進行搖床重選,獲得重晶石產(chǎn)品3BaSO4>92;-0.075mm+0.038mm和-0.038mm+0.020mm兩個粒級,分別采用搖床獲得重晶石產(chǎn)品4、5;搖床中礦再搖床重選分別獲得重晶石產(chǎn)品6、7。
重晶石1~7合并成為重晶石產(chǎn)品。
實驗例2
本實驗例是采用實施例1的白云石-重晶石型鉛鋅礦直接進行粗磨-浮選,即將白云石-重晶石型鉛鋅礦碎磨,至細度-0.075mm占46%,作為浮選給料進行浮選,按每噸浮選給料計,向浮選給料中加入活化劑硫酸銅250g/t,硫化礦捕收劑丁基黃藥230g/t和起泡劑松醇油120g/t,進行浮選,獲得硫化礦精礦和非硫化礦。
硫化礦精礦含鉛2.38%、含鋅9.12%,對浮選給料鉛回收率89.33%、鋅回收率97.43%。
所得的非硫化礦按圖2所示流程進行磁選除雜、脫水脫泥和分級重選,操作條件同實驗例1,獲得的分選指標如下:
重晶石含硫酸鋇92.16%,對非硫化礦回收率44.52%。
通過以上實驗例1和實驗例2的對比可知,預(yù)先分離大部分白云石,之后再粗磨浮選,可改善鉛鋅浮選指標,硫化礦精礦鉛品位可提高0.71%、鋅品位提高1.79%,鉛作業(yè)回收率提高2.26%、鋅作業(yè)回收率提高5%,鋅回收率提高0.25%。同時大幅度改善重選回收重晶石指標,重晶石品位可提高2.90%,對非硫化礦回收率提高10.49%。
雖然,上文中已經(jīng)用一般性說明、具體實施方式及試驗,對本發(fā)明作了詳盡的描述,但在本發(fā)明基礎(chǔ)上,可以對之作一些修改或改進,這對本領(lǐng)域技術(shù)人員而言是顯而易見的。因此,在不偏離本發(fā)明精神的基礎(chǔ)上所做的這些修改或改進,均屬于本發(fā)明要求保護的范圍。
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