發(fā)布時間：2018-09-19 11:44

【摘要】：論文研究內(nèi)容來自于校企合作項目,為了給選廠提供技術(shù)數(shù)據(jù)及理論指導(dǎo),創(chuàng)造企業(yè)經(jīng)濟價值,同時對類似礦種的研究提供借鑒資料,論文進行了以下研究。論文研究對象為難選氧化鉛礦,氧化鉛物相組成復(fù)雜,難選氧化鉛含量高,原礦含泥影響較大,含鐵、砷、硫較高,與常見氧化鉛有性質(zhì)差異。工藝礦物學(xué)表明,礦石含鉛7.95%,氧化率43.99%,礦石中的鉛礦物主要為方鉛礦和白鉛礦,其次為砷鉛礦、鐵鉛礦以及少量的鉛礬和斜硫銻鉛礦等；砷礦物主要為毒砂；硫礦物主要為黃鐵礦。其它礦物主要為褐鐵礦、磁鐵礦、方解石、石英、白云石,其次為綠簾石、長石、絹云母、磁黃鐵礦等。礦石中的鉛以獨立礦物形式存在、以分散狀態(tài)賦存在其它礦物中、以微細(xì)粒的形式存在于細(xì)泥中,特別是白鉛礦與褐鐵礦的嵌布關(guān)系比較密切,常連生在一起。其中方鉛礦占56.01%；白鉛礦占16.81%,鉛礬占4.69%,屬于易選礦物；砷鉛礦占9.25%,鐵鉛礦占10.68%,屬于難選礦物。原礦-2mm粒度分析表明,-0.01mm產(chǎn)率占9.00%,金屬分布律占10.10%；原礦各粒級中鉛品位幾乎一致,呈現(xiàn)均勻分布,加大選別困難。磨礦產(chǎn)品鏡下觀察表明,各種礦物可磨性不一,石英、方解石等脈石較硬,方鉛礦性脆,氧化鉛易泥化,褐鐵礦易泥化。磨礦過細(xì)會造成過粉碎和泥化,磨礦過粗影響有用礦物的解離度,都會影響浮選回收。確定的最佳磨礦粒度為-200目72.18%。選礦試驗采用“硫化物混合浮選-混合精礦分離-氧化鉛浮選”原則流程。選礦過程研究表明,礦泥對選礦的各個環(huán)節(jié)都存在較大的影響；硫化物混合浮選總體正常；硫化物混合精礦分離浮選重在消除或減少礦泥的影響,控制石灰的用量和保證礦漿pH值,才能實現(xiàn)硫化鉛與毒砂和黃鐵礦的分離；氧化鉛礦回收在于強化硫化和活化過程。浮選流程研究表明,采用中礦循序返回的常規(guī)流程(圖8-3)效果差,采用新型工藝流程(圖8-5)比常規(guī)浮選工藝流程可提高最終指標(biāo),鉛精礦品位提高了18.63個百分點,回收率增加了17.68個百分點。新型工藝流程獲得硫化鉛產(chǎn)率7.55%,品位45.13%,回收率43.45%,含砷0.64%的指標(biāo)；氧化鉛產(chǎn)率4.04%,品位25.41%、回收率13.09%、含砷0.47%的精礦指標(biāo)：砷硫精礦產(chǎn)率14.43%,砷品位13.20%,其中鉛品位4.02%,鉛損失率7.40%；硫化鉛和氧化鉛綜合精礦：產(chǎn)率11.59%、品位38.25%、回收率56.54%、砷含量0.58%；尾礦產(chǎn)率73.99%,含砷3.01%,含鉛3.82%、損失36.06%。通過鏡下觀察,浮選總尾礦中損失的鉛主要是以鉛的獨立礦物形式存在的砷鉛礦,其次以分散態(tài)賦存于褐鐵礦中的白鉛礦。這也是造成鉛回收率難以進一步提高的主要原因。浮選尾礦采用重選可進一步回收鉛,但回收率提高幅度小,選別意義不大；弱磁選能夠回收浮選尾礦中的磁鐵礦,可考慮回收。
[Abstract]:In order to provide technical data and theoretical guidance to the separation plant and create economic value of the enterprise, the paper provides reference materials for the study of similar minerals, and carries out the following research. The object of this paper is difficult to separate lead oxide ore. The phase composition of lead oxide is complex and the content of lead oxide is high. The ore has a great influence on mud, iron, arsenic and sulfur, which is different from common lead oxide. The technological mineralogy shows that the ore contains 7.95 lead, and the oxidation rate is 43.99. The lead minerals in the ore are mainly galena and white lead, followed by arsenic lead, iron lead and a small amount of lead alum and ortho antimony lead, etc. The arsenic minerals are mainly arsenopyrite. The sulfur minerals are mainly pyrite. Other minerals are mainly limonite, magnetite, calcite, quartz, dolomite, followed by verdant, feldspar, sericite, pyrrhotite and so on. Lead in ore exists in the form of independent minerals, occurs in other minerals in a dispersed state, and in fine mud in the form of fine particles, especially the white lead ore is closely related to the inlay of limonite, and it is frequently occurring together. Among them, galena accounts for 56.01, white lead for 16.81, lead alum for 4.69, arsenic for 9.25 and iron for 10.68, which is a refractory mineral. The particle size analysis of the raw ore shows that the yield of the ore is 9.00 mm and the distribution law of metal is 10.10, and the lead grade in each grade of the ore is almost the same, showing a uniform distribution and increasing the separation difficulty. The microscopic observation of grinding products shows that the grindability of various minerals is different, the gangue such as quartz and calcite are hard, galena is brittle, lead oxide is easy to muddy, and limonite is easy to muddy. Grinding too fine will lead to over-crushing and mudding, too coarse grinding will affect the degree of dissociation of useful minerals, and will affect flotation recovery. The optimum grinding size is -200 mesh 72.18 mesh. The principle of "sulphide mixed flotation-mixed concentrate separation-lead oxide flotation" was adopted in the ore dressing test. The study on the process of mineral processing shows that the ore sludge has a great influence on each link of mineral processing, the mixed flotation of sulphide is normal, the separation flotation of mixed concentrate of sulfide is mainly to eliminate or reduce the influence of slime. The separation of lead sulfide from arsenopyrite and pyrite can be realized only by controlling the amount of lime and ensuring the pH value of slurry, and the recovery of lead oxide depends on strengthening the process of vulcanization and activation. The study of flotation process shows that the conventional process (Fig. 8-3) used for sequential return of middle ore has a poor effect, and the final index can be improved by using a new process (Fig. 8-5), and the grade of lead concentrate is increased by 18.63 percentage points. The recovery rate increased by 17.68 percentage points. The new process obtained the indexes of lead sulfide yield 7.55, grade 45.13, recovery rate 43.45 and arsenic 0.64%, lead oxide yield 4.04, grade 25.41, recovery 13.09, arsenic 0.47%: arsenic concentrate 14.43, arsenic grade 13.20, lead grade 4.02, lead loss 7.40; The comprehensive concentrate of lead sulfide and lead oxide: the yield is 11.599.The grade is 38.25, the recovery rate is 56.54, the arsenic content is 0.58; the tailings yield is 73.999.The arsenic content is 3.01, the lead content is 3.82 and the loss is 36.06. Under the microscope, the lead lost in the total tailings of flotation is mainly arsenic lead ores in the form of independent minerals of lead, followed by white lead ores which are dispersed in limonite. This is also the main reason that lead recovery is difficult to improve further. Gravity separation of flotation tailings can further recover lead, but the recovery rate is small and the separation significance is not significant, and weak magnetic separation can recover magnetite from flotation tailings, which can be considered for recovery.
【學(xué)位授予單位】：昆明理工大學(xué)
【學(xué)位級別】：碩士
【學(xué)位授予年份】：2015
【分類號】：TD952

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本文編號：2250032