氧化铅锌矿

摘要： 胺类表面活性剂是矿物浮选常用的一类阳离子捕收剂,详细阐述了胺类药剂在磷矿、铝土矿、铁矿以及菱镁矿和氧化铅锌矿浮选中的应用,分析了胺类药剂对矿物表面的电性影响与吸附性能,并且对不同碳链长度、不同类型以及不同取代基位点的胺类捕收剂进行对比。评述并总结了胺类捕收剂的实际应用及其作用机理,并进一步展望了未来胺类药剂研究的发展方向。

摘要： 针对云南某公司每年自产约6万t的低品位氧化铅锌矿铅锌品位低、直接进入湿法炼锌流程生产成本高及技术经济指标较差等问题,采用熔化炉+烟化炉还原挥发工艺以低品位氧化铅锌矿搭配自产酸浸渣,将物料中的有价金属Pb、Zn、Ge、Ag富集于氧化锌烟尘中。生产实践表明,在熔化炉氧化铅锌矿∶酸浸渣∶石英砂配料比例为3.33∶5.83∶1下,Pb、Zn、Ge、Ag等有价金属生产综合回收率分别达到99.2%、92.83%、93.13%、99.22%,实现低品位氧化铅锌矿的综合回收处理,解决了堆存带来的各种困难和环保隐患,降低铅锌冶炼的原料成本。

摘要： 针对兰坪某氧化铅锌矿石含泥量高、氧化率高、易泥化等特点,进行了选矿试验研究,试验采用水玻璃与G-1组合为矿泥分散与抑制剂、硫化钠为铅浮选硫化剂及锌浮选pH调整剂、CF-35A与丁基黄药组合为氧化铅物捕收剂、N-4为氧化锌矿物捕收剂,可实现氧化铅锌矿全泥浮选,工艺简单,分选指标较好。闭路试验指标为:铅精矿品位为45.23%,铅回收率为80.27%;锌精矿品位为32.32%,锌回收率为85.06%。

摘要： 云南某氧化铅锌矿利用现有冶炼工艺直接处理成本较高,选矿预富集可为该矿的经济开发提供有利条件.试验结果表明,采用"先硫后氧、先铅后锌"的选矿流程可以实现该矿的有效预富集,即在铅、锌的损失率分别为10.88％和8.61％的前提下,矿石铅品位由5.28％提高到10.63％、锌品位由11.40％提高到22.94％.

摘要： 某低品位难选氧化铅锌矿的原矿品位分别为铅3.34％、锌1.22％、金0.85g/t、银48.47g/t,铅、锌矿物氧化率分别为79.34％、86.07％,属深度氧化矿石、较为难选.本文在不脱泥的条件下,采用硫化浮选法、先铅后锌的工艺对该矿石进行了选矿工业试验,获得铅品位30.02％、回收率79.18％,金品位5.25g/t、回收率54.4％,银品位425.93g/t、回收率77.42％的总铅精矿;锌品位25.26％、回收率71.02％的锌精矿,实现了对该矿较为有效的分选.

摘要： 以兰坪氧化铅锌矿为研究对象,进行-1+0.074 mm、-2+1 mm、-3+2 mm、-5+3 mm四个单粒级物料的磨矿动力学试验,在此基础上利用拉苏莫夫球径经验公式,建立了氧化铅锌矿球径模型,并根据各类球径配比与被磨混合物料中各粒级的质量百分率大体相同的原则,计算出适宜初装球制度为:Φ3mm、Φ8mm、Φ14mm、Φ18mm钢球分别占15％、30％、38％、17％.用此装球制度对原矿(-2+0.00 mm)进行磨矿,与经验装球制度相比,磨矿产物中矿泥(难浮粒级-0.01 mm)产率降低5.18％,中等可浮粒级-0.02+0.01 mm降低1.34％,易浮粒级+0.02 mm产率提高6.52％,实现了选择性磨矿,改善了氧化锌矿物的浮选环境,从而使氧化锌精矿品位提高0.62％、回收率提高3.45％,锌总回收率从83.24％提高到86.69％.

摘要： 根据四川某高泥氧化铅锌矿中铅、锌氧化率高,且白铅矿、菱锌矿、褐(针)铁矿密切共生的特点,采用硫化-黄药浮选法(SXF)+硫化-胺浮选法(SAF)对铅、锌进行回收.结果 表明,浮铅阶段使用水玻璃和腐殖酸钠组合药剂作为矿浆调整剂,可有效地抑制矿泥对浮选的影响;采用先硫后氧原则并使用异丁黄作为浮铅阶段捕收剂,半闭路试验获得铅精矿中铅品位与回收率分别为66.10％、88.29％;浮锌阶段采用十二胺作为捕收剂、硫化钠作为硫化剂、ZnSO4作为调整剂,半闭路试验获得锌精矿中锌品位与回收率分别为19.41％、87.09％.

摘要： 针对吐鲁番某氧化铅锌矿嵌布粒度细、氧化程度高等特点,采用优先浮选流程,即先浮选硫化铅锌矿,再采用新型氧化矿硫化剂SS-01硫化氧化铅矿物,浮选得到氧化铅精矿产品.小型闭路试验可得到锌精矿Zn品位50.65％、回收率79.66％;铅锌混合精矿Pb品位32.17％、回收率51.61％、Zn品位17.27％、回收率8.11％;氧化铅精矿Pb品位30.91％、回收率32.21％;同时银的总回收率为42％.

摘要： 为了高效利用贵州某低品位、高氧化率、泥化严重的氧化铅锌矿资源,对其进行了实验室选矿工艺试验研究,探索试验表明矿石中的白铅矿通过浮选或重选都很难富集,因此重点研究菱锌矿的选矿回收工艺.试验结果表明,采用"预先分级脱泥-粗磨磁选除铁-再磨浮选"的联合工艺流程,可获得精矿锌品位30.62％的指标,达到企业的要求(锌品位大于30％).针对脱泥作业导致锌回收率较低的问题,考察了-0.044 mm矿泥脱除率对浮选的影响.结果表明,-0.044 mm矿泥会恶化浮选指标,消耗浮选药剂,当脱除率为100％时才能获得上述指标.

摘要： 为使贵州某低品位、高氧化率、泥化严重的氧化铅锌矿资源得到有效利用,对其进行了选矿工艺试验研究,并探讨了矿泥对浮选的影响.研究表明,采用"预先分级-磁选-浮选"的联合工艺流程,获得精矿锌品位30.62％的指标,达到企业对合格锌精矿的要求(锌品位大于30％),矿泥严重恶化浮选效果,消耗大量药剂.

摘要： 本文主要针对陕西某难选氧化铅锌矿进行了磨矿条件试验、工艺流程及药剂条件试验研究.试验结果表明:最佳的磨矿介质与矿量比例为10.56:1,钢球直径Φ30,Φ29,Φ27,Φ18,Φ15配磁(％)为15.89:5.51:46.56:19.40:12.64:采用用优先浮选流程及新型药剂SDT-1、SDP-6及SDQ-4处理该矿样可获得铅品位52.29％、铅回收率80.18％的铅精矿和锌晶位36.80％、锌回收率71.48％的锌精矿.

摘要： 从选矿理论、药剂作用机理、选矿工艺等方面对近5a来国内外选矿工作者在氧化铅锌矿选矿方面所做的工作以及取得的进展进行了归纳与总结.指出难选氧化铅锌矿的开发利用一直是选矿界研究的重点和难点.目前氧化铅矿选矿的主体技术仍以硫化钠-黄药浮选为主,氧化锌矿选矿的主体技术仍以硫化钠-胺类浮选为主,许多新工艺和技术都是以此为基础发展而来的.

摘要： 云南省兰坪县有几百万吨金属量储量的难选氧化铅锌矿,这种难选的氧化铅锌矿通过常规氧化矿的选矿方法很难得到有效回收.原矿经过硫化焙烧,使氧化铅锌矿表面生成硫化铅锌矿,再采用常规的硫化矿浮选方法,混合浮选可获得混合精矿铅品位7.85％、锌品位34.24％,铅回收率79.13％,锌回收率79.04％.

摘要： 以CF药剂为捕收剂,研究氧化铅锌矿物和含钙、镁、铁、硅脉石矿物浮选分离.结果表明,CF药剂可选择性捕收菱锌矿、白铅矿,而对方解石、白云石、石英和褐铁矿作用较弱.六偏磷酸钠和硫酸锌盐化水玻璃选择性抑制方解石、白云石、石英和褐铁矿,Pb(NO)是菱锌矿和白铅矿的有效活化剂.CF直接浮选和活化浮选,在自然pH值矿浆条件下都能较好地将菱锌矿、白铅矿与方解石、白云石、石英和褐铁矿分离,活化浮选能有效地降低CF药剂的用量.人工混合矿物的浮选验证了工艺的可行性.

摘要： 简述了我国难处理褐铁矿、氧化铅锌矿、低品位氧化铜、难处理金矿及铝土矿的加工利用现状及最新研究进展,指出了难处理矿石加工利用的研究方向。

摘要： 球磨机钢球的充填制度对磨矿产品的细度、泥化程度、磨矿功效都会产生影响。本文主要从钢球的充填量、不同钢球尺寸配比两方面人手，检测磨矿功效及泥化程度，找到最佳的钢球装填制度。

摘要： 球磨机钢球的充填制度对磨矿产品的细度、泥化程度、磨矿功效都会产生影响。本文主要从钢球的充填量、不同钢球尺寸配比两方面人手，检测磨矿功效及泥化程度，找到最佳的钢球装填制度。

摘要： 本发明公开了一种高氧化率低品位氧化铅锌矿铅锌分离方法，包括原料处理、粗选、筛分、精选和重选工艺，具体包括：将高氧化率低品位氧化铅锌矿破碎、磨矿至-0.074毫米占60%~80%备用；将经处理后的高氧化率低品位氧化铅锌矿加入硫化剂、捕收剂、调整剂进行浮选，得铅锌混合粗精矿和尾矿，铅锌混合粗精矿用0.037mm细筛进行筛分，得筛上铅锌混合精矿I和筛下物，然后使用阳离子胺类捕收剂对筛下物进行铅锌分离，得到铅锌混合精矿II和尾矿；将铅锌混合精矿I和铅锌混合精矿II进行混合，进行重选，得最终铅精矿和锌精矿。本发明工艺简单，可以使高氧化率低品位氧化铅锌矿得到充分分离，生产成本低，对环境友好。

摘要： 一种氧化铅锌矿浮选铅锌的选矿药剂及其制备方法，由以下重量份的原料制成：柴油15‑25、碳酸钠10‑20、硫化钠20‑30、3,3‑二甲基丁酸40‑50、硫磺13‑18、酯化黄药15‑30、3‑氨基‑2丁烯酸25‑45、生石灰4‑5、活化剂20‑24。本发明具有选别效率高、产率大、用量少、工艺流程简单可靠、易于操作等特点，适于复硫化、氧化混合铅锌矿选矿应用，能为该铅锌矿带来很好的经济效益。

摘要： 本发明涉及一种针对高泥碳酸盐型氧化铅锌矿中铅锌矿通过传统硫化分选工艺均无法分别得到互含率低的锌精矿和铅精矿，综合回收铅锌难度极大的问题，提出了高泥碳酸盐型氧化铅锌矿选冶联合综合回收锌铅的方法，通过菱锌矿和白铅矿在同一pH区间的溶解差异，实现了锌与铅的选择性溶解进而达到综合回收锌和铅的目的，避免了焙烧挥发的高能量消耗，同时减少了废气及粉尘的污染，缩短了处理流程。

摘要： 一种用含铅锌废渣或氧化铅锌矿生产金属铅和锌的方法，涉及一种用含铅锌的废渣或低品位氧化铅锌矿生产金属铅和锌的方法，先将铅锌废渣或氧化铅锌矿粉碎到0.1-1mm，接着用强碱溶液，在10-100°C，搅拌浸出30-1000分钟。然后过滤，滤渣水洗后排放，滤液直接电解生产铅：在30-100°C，100-1000A/m2电流密度下恒电流电解1-5h，当槽电压升至1.8-2.5V时，停止电解，阴极上即产出含铅97-99.9%的粗铅，经压密后可电解精炼生产一号电铅。剩下的含锌电解液，在10-100°C，2.5-3.5V，500-1500A/m2电流密度下电解1-10h，阴极上产出的锌粉在惰性气体的保护下烘干，最终获得一级金属锌粉。电解结束剩下的溶液直接循环于碱浸取过程。本发明工艺简单，原料来源广泛，生产成本低，可综合回收利用金属，具有较好的经济和环境效益。

摘要： 本发明公开了一种高氧化率氧化铅锌矿的选别方法，属于冶金技术领域，具体步骤为：将高氧化率氧化铅锌矿破碎、磨矿至‑0.074毫米占70%~95%备用；经处理后的高氧化率氧化铅锌矿矿浆加入分散剂、硫化剂、捕收剂进行铅回收浮选，采用一粗两扫两精工艺流程，中矿顺序返回，得氧化铅精矿和选铅尾矿；选铅尾矿矿浆再加入分散剂、硫化剂、KM301氧化锌捕收剂，采用两粗一扫两精工艺流程，锌精选Ⅱ尾矿返回到锌粗选Ⅱ，锌精选Ⅰ尾矿直接返回到扫选作业，其他中矿顺序返回，得到锌精矿和尾矿。本发明工艺简单，流程短，采用高效氧化锌捕收剂KM301，具有选择好、回收率高、药剂消耗量小、受细泥影响较小、环保无毒等特点。

摘要： 本发明公开了一种高氧化率低品位氧化铅锌矿铅锌分离方法，包括原料处理、粗选、筛分、精选和重选工艺，具体包括：将高氧化率低品位氧化铅锌矿破碎、磨矿至-0.074毫米占60%~80%备用；将经处理后的高氧化率低品位氧化铅锌矿加入硫化剂、捕收剂、调整剂进行浮选，得铅锌混合粗精矿和尾矿，铅锌混合粗精矿用0.037mm细筛进行筛分，得筛上铅锌混合精矿I和筛下物，然后使用阳离子胺类捕收剂对筛下物进行铅锌分离，得到铅锌混合精矿II和尾矿；将铅锌混合精矿I和铅锌混合精矿II进行混合，进行重选，得最终铅精矿和锌精矿。本发明工艺简单，可以使高氧化率低品位氧化铅锌矿得到充分分离，生产成本低，对环境友好。

摘要： 一种氧化铅锌矿浮选铅锌的选矿药剂及其制备方法，由以下重量份的原料制成：柴油15‑25、碳酸钠10‑20、硫化钠20‑30、3,3‑二甲基丁酸40‑50、硫磺13‑18、酯化黄药15‑30、3‑氨基‑2丁烯酸25‑45、生石灰4‑5、活化剂20‑24。本发明具有选别效率高、产率大、用量少、工艺流程简单可靠、易于操作等特点，适于复硫化、氧化混合铅锌矿选矿应用，能为该铅锌矿带来很好的经济效益。

摘要： 本发明涉及一种针对高泥碳酸盐型氧化铅锌矿中铅锌矿通过传统硫化分选工艺均无法分别得到互含率低的锌精矿和铅精矿，综合回收铅锌难度极大的问题，提出了高泥碳酸盐型氧化铅锌矿选冶联合综合回收锌铅的方法，通过菱锌矿和白铅矿在同一pH区间的溶解差异，实现了锌与铅的选择性溶解进而达到综合回收锌和铅的目的，避免了焙烧挥发的高能量消耗，同时减少了废气及粉尘的污染，缩短了处理流程。

摘要： 一种用含铅锌废渣或氧化铅锌矿生产金属铅和锌的方法，涉及一种用含铅锌的废渣或低品位氧化铅锌矿生产金属铅和锌的方法，先将铅锌废渣或氧化铅锌矿粉碎到0.1－1mm，接着用强碱溶液，在10－100°C，搅拌浸出30－1000分钟。然后过滤，滤渣水洗后排放，滤液直接电解生产铅：在30－100°C，100－1000A/m2电流密度下恒电流电解1－5h，当槽电压升至1.8－2.5V时，停止电解，阴极上即产出含铅97－99.9％的粗铅，经压密后可电解精炼生产一号电铅。剩下的含锌电解液，在10－100°C，2.5－3.5V，500－1500A/m2电流密度下电解1－10h，阴极上产出的锌粉在惰性气体的保护下烘干，最终获得一级金属锌粉。电解结束剩下的溶液直接循环于碱浸取过程。本发明工艺简单，原料来源广泛，生产成本低，可综合回收利用金属，具有较好的经济和环境效益。

摘要： 本发明公开了一种从低品位氧化铅锌矿中回收氧化锌的方法，其包括步骤：对原始低品位氧化铅锌矿石进行破碎处理，得到氧化铅锌细矿石；向所述氧化铅锌细矿石中加入粉煤和石灰，混合均匀后得到混合料；对所述混合料进行压团处理，得到混合团块；对所述混合团块进行热还原处理，回收得到氧化锌。本发明提供的方法可提升氧化锌的回收效率，且有效降低了氧化锌的回收成本。