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2016-08-29 来源:鑫海矿装 (16837次浏览)
凡口铅锌矿选矿厂于1965年由长沙有色冶金设计研究院设计,1969年投产,设计规模为3000t/d。
选矿厂处理的矿石属于碳酸盐类岩石中矿物成分简单的中低温热液裂隙充填交代矿床。矿石类型以块状黄铁矿、铅锌矿为主。主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿和黄铁矿。次要金属矿物有毒砂、黄铜矿、黝铜矿、磁黄铁矿、车轮矿、辉锑矿、硫锑铅矿等。伴生稀散元素有镉、锗、镓及贵金属金、银等。脉石矿物为方解石、白云石、 石英、绢云母等。
铅锌矿石矿物组成简单,但嵌布复杂,尤其是部分方铅矿粒度很钿,且与闪锌矿紧密共生,闪锌矿溶蚀交代黄铁矿,而方铅矿多呈他形晶粒或细脉 状嵌布于黄铁矿中。方铅矿的嵌布粒度在矿床北部为0.01〜0.50mm,在矿床西部为0.04〜1.0mm。闪锌矿的嵌布粒度在矿床北部为0.1〜1.5mm,一 般大于0.1mm,在矿床西部为2.0~1.5mm。黄铁矿(指细粒部分)嵌布粒度在矿床北部为0.02〜 0.1mm,在矿床西部为0.05〜0.4mm,属于不均匀细粒嵌布。
主要元素分布规律,上部铅锌品位较富,下部硫品位增高。现处理的矿石中铅氧化率9〜10%,锌氧化率1.3〜2.3%,原矿含水5〜7%,最终破碎产 品粒级中,—0.0741mm含量13〜15%,矿石密度2.75t/m3,松散密度1.75 t/m3,普氏硬度8〜12。
破碎筛分工艺流程见下图
该厂投产以来,选别流程曾多次变革,将优先浮选流程(髙碱流程)和全浮-分离流程在生产中进行过比较,由于全浮—分离流程经济效果不显著,1984年全部改为高碱流程。
磨浮工艺流程及技术条件见下图
精矿为二段脱水,最终精矿含水:铅11〜12%、 锌12.5%、硫12%。
1984年选矿厂电耗为63.03kW h/t,其中碎矿 2.53 kW h/t,磨浮51.35 kW h/t,脱水、供排水、尾矿8.97 kW h/t,
粗碎在井下进行,粗碎产品提升至地面后,由架空索道转运至选矿厂,选厂只设中、细碎作业。磨浮为阶段磨矿、阶段选别,一、二段为串联磨矿,并在球磨机内加入石灰,保证pH值大于11以上进行铅粗选。第三段为粗铅精矿再磨。由于该厂所处理的矿石对氰化物不敏感,氰化物用量多少或不加,对精矿品位和回收率影响不大,故该厂取消了氰化物而釆用硫酸锌勒石灰作抑制剂。选矿厂主要设备见表一。
表一 主要设备
序号 | 设备名称及规格 | 单位 | 数量 | 备 注 |
1 | 600 × 900颚式破碎机 | 台 | 1 | |
2 | 1750 × 3500重型振动筛 | 台 | 1 | |
3 | Φ1650标准圆锥破碎机 | 台 | 1 | |
4 | Φ2200短头圆锥破碎机 | 台 | 1 | |
5 | 1500 × 300惯性振动筛 | 台 | 5 | |
6 | Φ2700 × 3600格子型球磨机 | 台 | 3 | |
7 | Φ700 × 3600溢流型球磨机 | 台 | 3 | |
8 | Φ2100 × 3000溢流型球磨机 | 台 | 3 | |
9 | Φ2000 高堰式双螺旋分级机 | 台 | 3 | |
10 | XJK-2.8浮选机 | 槽 | 30 | 铅浮选用 |
11 | XJK-1.1浮选机 | 槽 | 8 | 同 上 |
12 | XJK-2.8浮选机 | 槽 | 36 | 锌浮选用 |
13 | XJK-2.8浮选机 | 槽 | 22 | 硫浮选用 |
14 | Φ30m周边传动浓缩机 | 台 | 3 | |
15 | Φ24m周边传动浓缩机 | 台 | 1 | |
16 | Φ18m周边传动浓缩机 | 台 | 1 | |
17 | 68m2外滤式圆盘过滤机 | 台 | 9 | 实际用3〜5台 |
本文内容源于:选矿手册
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矿浆自流披度与物料性质、粒度组成、形状、密度、浓度、流量、管槽断面形状等因素有关。设计中应参照类似企业生产资料或试验及计算结果选定。干式物料输送坡度,取决于所用的输送设备及设施。输送一般矿石的漏斗、溜槽,其自流坡度为45°〜50°,含水、含粉矿多时,则为55°〜60°,对特别粘的矿石和滤饼需增至70°。
选矿厂常有一些细粒或微细粒浸染的矿石,经粗磨粗选后得到的混合精矿或贫精矿、中矿、富尾矿等需要再磨再选,一般需要再磨到小于0.043mm。再磨机的生产能力的计算尚无完善的方法(国内有的提出了新的计算方法,但尚无大量应用验证,不便写入手册)。因此,在设计中要按实际生产或试验资料确定,如果无实际生产资料或试验资料,可参考下面的方法进行再磨机的计算选择。
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