青海某低品位复杂难选铅锌矿石选矿试验

为了确定青海某低品位复杂难选铅锌矿石的选矿工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下,采用铜铅混合浮选—混合精矿铜铅硫分离—铜铅混浮尾矿浮选选锌流程处理矿石,可获得铜品位为14.20%、含金26.77g/t、含银466.40 g/t、铜回收率为16.55%的铜精矿,铅品位41.22%、含银63.60 g/t、铅回收率为69.92%、银回收率为16.84%的铅精矿,锌品位为40.96%、含银53.40g/t、锌回收率为67.04%、银回收率为23.13%的锌精矿,以及硫品位为38.41%、含金13.92 g/t、含银163.90 g/t、硫回收率为14.16%、金回收率为23.71%、银回收率为15.92%的硫精矿。     

山西某铅锌银多金属矿选矿试验研究

对含铅0.48% 、锌0.75%、银90.00 g/t的山西某铅锌银多金属矿进行了选矿试验研究。采用铅银混浮-锌浮选工艺,在磨矿细度-0.074 mm粒级占80%条件下,以水玻璃为调整剂、硫酸锌+亚硫酸钠为锌矿物抑制剂、BK906和BK903G为组合捕收剂、BK-201为起泡剂,优先选铅银,选铅银尾矿以石灰为调整剂、硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂选锌,可获得铅品位27.54%、铅回收率76.47%、银品位5252.5 g/t、银回收率73.03%、锌品位3.87%的铅银混合精矿和锌品位54.96%、锌回收率71.00%、银品位359.6 g/t的锌精矿。     

高银低铅低锌多金属矿浮选试验研究

某高银低铅低锌多金属硫化矿银品位达到76.28 g/t,含铅0.78%,含锌0.69%。为有效回收矿石中的有价组分,基于系统的工艺矿物学研究,提出高效抑制锌硫,强化回收银铅技术思路,最终确定采用银铅优先浮选—锌硫混合浮选—锌硫分离工艺流程。通过条件试验确定适宜的药剂制度,最终全流程试验获得银品位4 312.2 g/t、银回收率85.19%、铅品位45.28%、铅回收率88.89%的银铅精矿;锌品位45.39%、锌回收率79.09%的锌精矿;硫品位32.17%、硫回收率79.77%的硫精矿。试验指标良好,实现了矿石中银、铅的良好回收,并综合回收了锌和硫,可为同类铅锌矿石的开发利用提供技术依据。     

某富银铅锌矿选矿试验研究

针对某富银铅锌矿,原矿铅品位3.36%、锌品位3.68%、银品位176.69g/t,试验采用铅锌优先浮选流程进行铅锌分离并综合回收银,取得了较好的技术经济指标。最终获得了铅品位61.58%、铅回收率83.06%、含银1686g/t、银回收率为43.23%的铅精矿;锌品位48.57%、锌回收率81.93%、含银630.70g/t、银回收率为22.13%的锌精矿。试验成果为该矿区地质评价及矿产资源开发利用提供了有利依据。     

含碳铅银矿选矿工艺研究

针对云南大理某含碳铅银矿石, 采用先浮选脱碳后浮选铅银矿物的优先浮选工艺, 闭路试验获得了铅品位3.09%、银品位40.25 g/t, 铅损失率1.94%、银损失率2.12%的碳产品及铅品位63.68%、银品位753.66 g/t, 铅回收率94.84%、银回收率94.05%的铅精矿。有价元素铅和银得到了很好地回收。     

甘肃某低品位铅锌银矿浮选试验研究

甘肃某极低品位氧化铅锌银矿,铅品位0.96%、铅氧化率37.50%,锌品位0.76%、锌氧化率32.88%,银品位207.66g/t,银主要以银锑黝铜矿的形式存在并与方铅矿共生。根据该矿的性质,优先浮选产出铅精矿,混合浮选产出铅锌精矿,并将银富集到铅精矿和铅锌精矿中。采用新型捕收剂GH,通过闭路选铅,获得了铅品位55.71%、铅回收率20.73%,银品位7 476.81g/t、银回收率14.39%的铅精矿;在闭路混选中,获得了铅品位17.61%、铅回收率37.47%,锌品位23.64%、锌回收率65.67%,银品位5 593.42g/t、银回收率59.49%的铅锌精矿。富集伴生银矿物的同时,实现了对低品位矿物的高效回收。     

滇东某含银硫化铅锌矿选矿试验研究

滇东某铅锌硫化矿主金属为铅、锌和硫,含量分别为3.56%,12.41%和30.01%,伴生有价金属为银,含量为28.3 g/t。根据该矿石的性质特点,制定了与之相适应的试验方案;通过铅硫部分混合浮选—再选锌的工艺流程,最终得到铅品位为60.16%、铅回收率为82.76%、含银222.30 g/t,银回收率为37.96%的铅精矿,以及锌品位为52.57%、锌回收率为91.96%、含银品位62.80 g/t、银回收率48.27%的锌精矿。     

河南某银金铅锌多金属矿选矿试验研究

对河南某银金铅锌硫化物矿进行浮选试验研究。原矿 入选品位 Ag155.40g/t、Au0.88g/t、Pb1.54%、Zn0.90%, 采用“铅 锌 硫”依次优先浮选工艺流程。闭路试验获得的 选别指 标 为:铅 精 矿 产 率 2.47%、含 Ag4681.64g/t、Au 13.87g/t、Pb57.51%,金回收率52.77%、银回收率88.53%、 铅回收率93.46%;锌精矿产率1.93%、金品位5.15g/t、银品 位197.64g/t、锌品位43.64%、金回收率15.31%、银回收率 2.92%、锌回收率84.69%;硫精矿产率3.16%、金品位4.89 g/t、银品位142.64g/t、金回收率23.80%、银回收率3.45%。     

内蒙古某高硫铅锌多金属矿选矿工艺试验研究

为高效回收利用内蒙古某高硫铅锌多金属矿,针对矿物组成复杂,闪锌矿、方铅矿与黄铁矿间多为间隙充填、胶结,接触面弯曲变化较大,嵌布关系复杂,粒度微细的特点,采用铅、锌、硫优先浮选工艺流程进行了试验研究。试验获得的铅精矿品位45.29%、回收率38.83%、金品位2.66 g/t、银品位59.70 g/t,锌精矿品位46.80%、回收率81.52%,硫精矿品位48.63%、回收率84.19%,为选矿厂生产提供了可靠的技术依据。     

复杂铜铅锌银多金属硫化矿选矿试验研究

对某复杂铜铅锌银多金属硫化矿进行了选矿试验研究。依据矿物特性, 采用铜铅部分混合浮选、混合精矿铜铅分离、混合浮选尾矿再选锌的工艺流程, 可获得铜精矿铜品位23.37%、铜回收率63.99%, 铅精矿铅品位71.68%、铅回收率90.34%, 铅精矿含银1 189 g/t、银回收率78.04%, 锌精矿锌品位52.38%、锌回收率75.98%。试验所获技术指标理想, 为该矿石的开发利用提供了有效途径。     

耐铅链霉菌诱导碳酸钙沉淀对水中Pb2+的去除研究

微生物诱导碳酸钙沉淀(MICP)可将水中游离的Pb_²⁺转化为稳定的沉淀物。本文筛选出一株耐Pb_²⁺的脲酶阳性SHT17菌株,16S rRNA 鉴定为Streptomyces mutabilis(登录号为OL677072)。探究该链霉菌诱导碳酸钙沉淀对水中Pb_²⁺的去除能力。通过电感耦合等离子体发射光谱仪(ICP-OES)对水中Pb_²⁺浓度进行检测,利用扫描电子显微镜(SEM)、X-射线能谱(EDS)、X-射线衍射(XRD)和傅里叶红外光谱(FTIR)对菌株诱导的沉淀物进行分析。结果表明,链霉菌能有效地去除水中Pb_²⁺。当Pb_²⁺浓度为200 mg/L时,水中Pb_²⁺去除率达到99.66%,并且去除的Pb_²⁺以碳酸盐的形式被固定在链霉菌诱导生成的沉淀物中。此外,随着初始Pb_²⁺浓度升高,该菌对Pb_²⁺去除率均在65%以上,且大致呈下降趋势。不同钙源影响着链霉菌诱导形成的沉淀物的形貌。     

铅阳极泥H2SO4 NaCl选择性浸出研究

采用选择性脱铜—H2SO4+NaCl选择性浸锑、铋—硝酸脱铅—火法熔炼回收贵金属工艺综合回收铅阳极泥中的有价金属。重点介绍了该工艺中H2SO4+NaCl选择性浸锑、铋试验研究。确定了最佳浸出条件:初始硫酸浓度2.5～3 mol/L,NaCl浓度为75～100 g/L,浸出温度80℃,液固比L/S=8/1(mL/g),浸出时间2 h;在该条件下锑、铋、铜的平均浸出率均大于99%,铅的平均浸出率仅1.68%,金银不被浸出,锑、铋、铜得以有效选择性浸出,铅、金、银在渣中得到了有效富集,为后续工艺中硝酸脱铅和贵金属火法综合回收工艺创造了有利条件,解决了传统铅阳极泥湿法综合回收出现的金属分离不彻底,贵金属直收率不高等问题。     

铅锌烟尘中铅的物相分析

铅锌烟尘中铅主要以氧化铅、金属铅和砷酸铅的形式存在。实验以云南某铅厂生产的铅锌烟尘为实验原料,利用乙酸、硝酸铜、氢氧化钠、蔗糖和抗坏血酸等化学试剂,使用正交实验和单因素实验方法,设计在多种条件组合下浸出铅锌烟尘中各种成分铅的实验。通过火焰原子吸收光谱法检测浸出液中铅的含量从而得出浸出各组分铅的最佳条件。通过实验得出铅锌烟尘中砷酸铅的质量分数为21.25%,氧化铅质量分数为10.91%,铅的质量分数为2.01%。     

某难选铜铅矿铜铅分离工艺试验研究与实践

研究了提高某难选铜铅矿矿石选别指标的方法, 通过工艺流程改进及应用新组合抑制剂, 获得了较好的铜铅矿石的选别指标。在生产工业试验中, 铜精矿铜品位和回收率分别由16.67％和70.47％提高到18.95％和82.54％;铅精矿铅品位和回收率分别由50.2％和85.19％提高到54.26％和88.35％;铅精矿中铅铜比由原来的19.31提高到40.19。     

铅阳极泥湿法提铅工艺浅述

对近10 多年来铅阳极泥湿法提铅处理工艺作了浅述。介绍了铅阳极泥的酸法处理, 碱法处理, 胺法处理, 控电氯化法处理工艺及其优缺点。并介绍了以铅阳极泥为原料制备铅系列化工产品三盐基硫酸铅和黄丹的方法。     

铅渣湿法处理新工艺研究

以30%双氧水(H₂O₂)为促进剂、40%氟硅酸(H₂SiF₆)为溶剂,对铅渣进行湿法处理,制备了氟硅酸铅水溶液。研究了双氧水添加量对氟硅酸铅水溶液成分的影响,双氧水添加量、氟硅酸添加量、搅拌速度及搅拌时间等工艺参数对铅渣转化率的影响。最佳工艺条件为:W_铅渣∶V_氟硅酸∶V_双氧水=2∶6∶1、搅拌速度200 r/min,搅拌时间35 min,在此条件下,铅渣完全转化为氟硅酸铅水溶液,氟硅酸铅水溶液中铅离子浓度为285.6 g/L,杂质离子含量满足GB/T 469-2005中Pb99.994的要求。此氟硅酸铅水溶液可用作铅电解液的铅离子补充剂。     

硫化铅矿中分离氧化铅时的酸效应及其消除

在用醋酸－醋酸铵溶液和氯化铵－醋酸铵溶液分离硫化铅矿中的氧化铅时，浸以溶液的酸度以从硫化铅矿中分离氧化铅的影响较大，酸度愈高，硫化铅浸取愈多，氧化铅分析结果偏高，为了降低这种酸效应，我们采用盐酸羟胺－醋酸溶液分离硫化铅矿扣的氧化铅，该浸取溶液酸度低，同时有较强的还原性，能抑制硫化铅矿的溶解，提高了硫化和中分离氧化铅的准确性。     

某铜铅多金属矿浮-重联合选矿工艺

采用浮-重联合选别工艺，处理含铜2．88％、铅1．02％、锌0．29％、硫3．60％、银49g／t的铜铅多金属硫化矿。铅精矿产率为0．43％，品位61．12％，银品位726．88g／1，互含铜品位3．83％。铜精矿的产率为12．79％，品位21．05％，银品位286．30g／t，互含铅4．59％，铜的回收率可达93．40％，银的总回收率为81．11％。相对于全浮选流程，浮-重联合流程具有工艺简单、投资低、设备少、生产成本低、环保、处理能力大等优点。应用于实际生产，各项指标稳定，效益明显。     

交流高压电凝并用于铅冶炼烟尘PM_(2.5)控制

有色冶炼工业窑炉排放的PM2.5(粒径小于等于2.5μm的颗粒物)中富集铅、砷、铬、汞、铜等多种重金属元素,是空气中重金属污染物的重要贡献源。选择铅冶炼过程中产生的PM2.5作为重点控制污染物,分析其粒径特征和重金属含量,在此基础上开展交流高压电源电晕放电对细颗粒物的凝并效率研究。试验结果表明,交流高压电晕放电对于PM3.3以下的颗粒物均有明显的凝并作用,在最佳试验条件下,PM2.5的质量分数下降58%以上。该法可有效减少除尘器入口精细粉尘的含量,为有效控制冶炼烟气PM2.5排放及伴生重金属污染物的控制提供方法和工艺。     

从氯化铅水溶液中电解提取铅

研究氯化铅水溶液电解过程，考察阴极材质、电流密度、温度、Pb^2＋浓度、盐酸浓度、添加剂等因素对电流效率、槽压和沉积物质量的影响。结果表明，添加骨胶和β-萘酚对沉积物的质量和电流效率并没有太大改善。却导致槽压上升。因此，氯化铅水溶液电解中不必加入添加剂。采用不锈钢和铅阴极电解。在电流密度100A／m^2，温度55℃，Pb^2＋浓度30g／L，盐酸浓度6g／L的条件下。电流效率可达92％，阴极铅较致密平整，可直接用于铸锭。