河北某难选铅矿石选矿试验研究

针对某难选铅矿进行了详细的小型试验研究,采用"硫化铅浮选—硫化铅浮选尾矿脱泥—脱泥后产品氧化铅浮选"流程获得了较好的选矿指标。硫化铅精矿品位65.58%、铅回收率34.04%、氧化铅精矿品位50.21%、铅回收率34.20%。最终铅精矿品位56.86%,铅回收率68.24%。     

某难选氧化铅矿石选矿试验研究

针对某高氧化率难选氧化铅矿进行了详细的浮选试验研究,采用"硫化铅浮选—脱泥—氧化铅浮选"流程处理该矿石,试验取得了良好的选矿指标,最终铅精矿铅品位54.28%,回收率70.00%。该技术为矿石的开发提供了技术依据。     

某铅锌氧化矿选矿试验研究

某矿石是一种含铅锌多金属氧化矿,铅锌氧化率分别高达56.30%和93.9%。本次试验采用摇床重选,摇床精矿经再磨-浮选、摇床尾矿直接进入浮选流程。选别流程为依次优先选别硫化铅矿物、铅氧化矿及锌氧化矿,获得了硫化铅精矿产率为7.65%、铅品位为61.00%、铅回收率为43.82%;氧化铅精矿产率10.15%、铅品位51.41%、铅回收率49.00%;氧化锌精矿产率为23.22%、锌品位为45.77%、锌回收率为85.02%的选别指标。     

浮选—重选工艺回收氧化铅矿的研究

介绍了河南某氧化铅矿浮选－重选工艺研究，该氧化铅矿含铅１２．４％、伴生银品位１５５ｇ／ｔ，矿石中氧化铅占７８．８％，属难选矿石。经多方案试验比较，提出适合于该矿石性质的选矿工艺流程；硫化铅和氧化铅混合浮选，尾矿用螺旋溜槽粗选、摇床精选，获得铅精矿含铅５０．２８％、银６５０．２ｇ／ｔ，铅回收率７１．７７％，银回收率７４．５９％。     

云南某难选铅矿选矿试验研究

云南某难选铅矿矿石中有用矿物以方铅矿和铅矾为主,氧化率达30%以上,并伴生有黄铁矿。为了给该矿产资源开发利用提供依据,对其进行了选矿试验研究,结果表明,采用优先浮硫化矿—脱泥—再浮氧化矿试验方案,其中硫化矿浮选采用对方铅矿选择性较好的捕收剂GY,氧化铅浮选采用硫化钠进行较长时间的硫化,最终获得了含铅43.56%、铅回收率58.45%的硫化铅精矿和含铅31.26%、铅回收率21.98%的氧化铅精矿,合并铅精矿的品位为39.33%、铅回收率80.44%,达到了选矿厂要求,有效提高了有价元素的回收利用率。     

云南某铅锌矿选矿试验研究

云南某铅锌矿原矿铅品位为1.09%,锌品位为6.02%。其中锌主要以硫化矿的形式存在于矿物中,铅主要以氧化矿的形式存在。为了合理高效回收其有用元素,开展了选矿试验研究。原矿经过磨矿后,采用"一粗三精三扫"的浮选选锌试验流程和尾矿重选抛尾后再浮选铅的试验流程,得到了铅品位31.85%,回收率为40.18%的铅精矿;锌品位51.89%,回收率为84.96%的锌精矿。     

广西某复杂难选氧化铅矿的选矿工艺研究

广西某氧化铅锌矿含铅锌达4.76%和1.54%,伴生金属银达91g/t,具有较高的回收利用价值。针对矿石性质,对该矿进行了选矿研究,采用优先浮选硫化铅后、加温硫化浮选氧化铅,取得了较好的选矿指标,并综合回收伴生银,。实验室闭路试验得到了铅品位51.13%、铅回收率为78.12%的铅精矿。铅精矿含银1036g/t、银回收率81.12%,为该选矿厂建厂提供设计依据。     

新疆某氧化铅锌矿选矿试验

新疆某氧化铅锌矿铅、锌氧化率高,矿石中矿物结构及嵌布特性复杂且回收难度大,为合理开发利用此矿石,进行了浮选工艺试验研究。试验采用先硫后氧工艺流程,最终获得了铅总回收率为95.20%,硫化铅精矿铅品位为72.02%、铅回收率为47.92%,氧化铅精矿铅品位为58.38%、铅回收率为47.28%的满意指标。     

宁南难选氧化硫化混合铅锌矿选矿工艺研究

针对宁南难选氧化硫化混合铅锌矿的特点,确定了先浮选硫化矿物后浮选氧化矿物的优先浮选全浮选工艺流程,在条件试验的基础上进行了小型闭路试验,可获得铅品位73.01%、铅回收率64.73%的硫化铅精矿;锌品位43.54%、锌回收率29.88%的硫化锌精矿;铅品位51.44%、铅回收率30.77%的氧化铅精矿;锌品位26.88%、锌回收率37.32%的氧化锌精矿,其中氧化锌矿物采用预先脱泥及中矿再脱泥的浮选工艺可以改善氧化锌选别效果,使流程更加通畅。      

云南某难选氧化铅锌矿浮选试验研究

对云南某难选氧化铅锌矿进行了浮选试验研究,采用先硫后氧、先铅后锌流程,并在氧化锌浮选作业采用加温及使用氧锌灵作辅助捕收剂的不脱泥流程,取得了较好的技术指标:锌总回收率83.26%,其中硫化锌精矿锌品位50.38%、锌回收率16.69%,氧化锌精矿锌品位22.29%、锌回收率66.57%;铅总回收率56.37%,其中硫化铅精矿铅品位50.86%、铅回收率30.61%,氧化铅精矿铅品位49.15%、铅回收率25.76%。     

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%。     

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。     

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。     

浮选含铅废渣富集铅的研究

将浮选工艺应用于含铅废渣处理 ,用硫化物改造铅渣表面结构与性质 ,增加铅渣的可浮性 ,探索了铅渣浮选的最佳工艺条件 ,用含铅 5 %的废渣浮选得含铅 3 0 %以上的产品 ,铅的回收率达到 95 %。     

富氧侧吹炉再生粗铅冶炼过程铅物质流分析

为掌握再生铅冶炼过程中铅的流向及其环境风险, 采用物质流分析方法, 以含铅废物为原料、富氧侧吹还原工艺再生粗铅系统为研究对象, 对富氧侧吹炉配料、产物、“三废”等检测数据及企业生产台账进行了系统分析。结果表明:富氧侧吹炉再生粗铅系统铅的平衡系数、回收率、直收率分别为99.93%、99.07%、87.95%; 含铅烟尘循环率为98.50%, 铅外排率为1.50%, 其中无组织排放占比高达41.41%。针对再生粗铅冶炼生产过程中存在的问题, 提出了减少无组织粉尘散逸等建议。     

复杂锑铅矿加压浸出分离铅锑试验研究

利用硫化钠和氢氧化钠为浸出剂,采用加压浸出处理复杂铅锑矿。考察了硫化钠浓度、氢氧化钠浓度、浸出温度、浸出时间以及液固比等因素对锑浸出率的影响。在最佳工艺条件下,锑的浸出率达到91.73%,浸出渣中锑含量将至1%以下,有效地分离原矿中锑和铅。     

极谱法测定铅及铅合金中的微量锡

建立了极谱法测定铅及铅合金中的微量锡的新方法。过氧化钠熔融试样后,用酸浸取,采用硫酸沉淀并分离铅。在盐酸(2.4 mol/L)-氯化铵(2 mol/L)混合底液中,锡在滴汞电极上产生良好的还原波。试验结果表明,该方法的相对标准偏差RSD小于2%,加标回收率为96.6%~103%。方法准确、可靠,在实际工作中已经得到很好的应用。     

从氯化铅渣中回收铅铋的研究

本文以柿竹园有色金属矿粗铋火法精炼、气化除铅产出的铅渣为原料，在常压下采用氯化钠水溶液进行浸出处理，有效地分离了铅和铋，并将铅制成了化工产品黄丹及硫酸铅