I2-NaI-H2O系统。当碘溶于NaOH中时，发作下列反响：                            3I2＋6Na0H ==== NaI03＋5NaI＋3H20    当碘过量时即构成钠--水系统。系统中过量的碘与很多的碘离子，生成安稳的多碘离子，存在下列动平衡：                                I2＋I-＋H20；←→I3-·H20                                    3I2＋I-＋H20 ←→I7-·H2O    金的溶解反响，就是根据多碘离子的氧化作用，构成Au（I）、Au（III）的络盐：                                2Au＋I3-＋I- ====2[AuI2］-                                2Au＋I7-＋I- ====2[AuI4］-    系统中的盐在金的溶蚀过程中起辅佐氧化作用。    溶于该系统中的金，可以用活性炭吸附、有机溶剂萃取、金属置换、复原剂复原、离子交换剂富集等办法提取。从简洁和经济方面考虑，运用锌、铁粉置换或饱满钠复原都能得到高的收回率，复原反响如下：                         2［AuI2］-＋Zn- ==== [ZnI3］-＋I-＋2Au↓                          3［AuI2］-＋Fe- ====[FeI4]-＋2I-＋3Au↓                     2［AuI2］-＋SO32-＋H20 ==== SO42-+ 4I-＋2H+＋2Au↓    考虑碘的收回再利用，削减收回碘中金杂质，以运用钠复原为好。收回金今后的系统中的碘还可再生，其根据是在硫酸酸性溶液中，以氧化碘离子而分出碘：                            6I-＋C103- +6H+ ==== 3I2＋Cl- +3H20

与氯和比较，对碘化物法浸出矿石中金的研讨相对较少，主要是由于碘的报价昂贵。但用于再生金资源的收回，如从含金的废电子组件中再生收回金，则是或许的潜在使用，由于碘的溶金速度比快10多倍。碘化物浸出液一般由I2－NaI、I2－KI或I2－IO3――I－系统组成，一般以为主要是I3－浸出金，金以AuI2－或AuI4－方式进入溶液，然后可用羟胺或钠等复原剂复原沉积收回金。碘的再生是在酸性溶液顶用或等氧化剂氧化碘离子而分出碘。国内曾实验用碘－钠－－水系统，对废电子元器件上的金镀层进行溶蚀，以替代有毒的系统退镀液，获得较好的作用。

1)槽液配等到条件试验的挑选         ①槽液配比。参照薄膜电路出产蚀刻金导线所运用的每升含碘60g,含碘化钾200g的蚀刻液成分，换算成碘化法浸出金所运用的碘-钠--水系统的根底槽液中碘和的质量浓度：碘250g.L,50g/L，水1000 mL。         ②试验和试验成果。废镀件是在含金质量浓度25～28g/L的柠檬酸盐镀液中，电镀20min的薄膜固体电路（可代合金基）。在相同的温度，浸出同一批滚镀废金件，固定NaOH的质量浓度为50g／L，浸出5min，观察到另添加不同碘量发生的游离碘对浸出率的影响，成果表明：游离碘浓度添加，金的浸出速度和浸出率也添加，但超越100g/L时，浸出率反而有些下降，所以槽液中游离碘控制在80～100g/L为宜。        同样在固定游离碘质量浓度为80g/L时，观察到NaOH浓度直接影响到系统中的碘离子浓度。其量低时，系统中碘离子浓度也低，影响碘化金（I）溶解，也影响了金的浸出速度。其量高时，游离碘浓度也相应下降，影响金的氧化，阻碍金的溶解。归纳上述试验，选定碘240～280g/t、50～65gL为浸出液适合的浓度。        浸出时刻对浸出金的影响，一般跟着浸出时刻的延伸金的浸出率添加，本系统也不破例。但由于本系统运用于可代基镀金件收回金，浸出时刻只控制在将金镀层退净停止。金镀层除退后，假如废件在系统中停留时刻过长可代金基会遭到腐蚀，不只耗费系统中浸出剂并且会下降浸出率，也不利于可代金基体的返镀金；别的，在系统溶蚀金趋于饱满时，因退净金镀层的可代基体有复原碘金酸络合物中的Au（I）为单质金的才能，因而使可代基体表面失去光泽且粗糙，影响返镀金作用，所以浸出时刻一般在3～5 min即可。        2）浸出液中金的别离办法挑选        为了从碘-钠--水系统中，有效地提取金，选用铁、锌置换，钠复原，活性炭吸附，萃取，离子交换，复原等办法，大多到达高的收回率，从动态和静态数据分析，活性炭吸附、铁粉置换、钠复原等办法较好。其间铁粉置换与钠复原两种办法较有用，特别钠复原法，对从收回金后的系统中再生碘更有利，减少了很多铁离子对碘质量的影响。        3)碘的再生        碘化法收回金有必要考虑系统中碘的收回,由于碘的报价昂贵，每收回1 kg黄金，约用碘26 kg,价值千元。若系统中碘不再生，不只进步本钱，并且污染环境。碘的再生是在收回金今后的含碘溶液中进行的。以硫酸酸化至硫酸含量巧％，用粉状酸钾分次加入到酸化后的含碘溶液中，碘离子即被氧化而分出碘。的用量为含碘总量的20%。分出的碘，先以含硫酸的水溶液洗刷2～3次，再用清水洗至中性。所得再生碘，可从头参加配料持续运用。收回碘与新购的碘，制造的槽液作用相同。    4）碘化法收回金的运用    碘-钠--水系统可运用于可代合金基、镍基或镀镍底层上各种镀金废元器件上收回金，或上述不合格镀层的退除。此法替代现在大多数供应商仍运用的橄化钠一防染盐退镀液，还可运用在薄膜电路出产中的光刻工序进行金导带的蚀刻。运用本系统收回金的经济效益明显，其工艺流程如下图所示。[next]

氯 化 铅；二氯化铅Lead chloride分 子 式：PbCl2分 子 量：PbCl2=278.11性　　状：白色结晶性粉末。易溶于热水、浓、氯化铵、硝酸铵和溶液；微溶于甘油；难溶于冷水和稀；不溶于醇。露置强光下表面变色。熔点：501℃。有毒。避光、密封保存。

Davis最近的电化学研讨标明H2O2不适于现场（insitu )发生I2,碘的溶金速度比快10多倍,溶金进程特别与浸液中的氧化剂I-浓度比值和pH有关 ,关于含硫化物矿的非包体金矿石，美国研讨了用电化学氧化的办法从中提金,首要设备是一种隔阂电解槽，硫化物如FeS2的效果是调理浸出系统中的I2/I-比值以便发生较高浓度的浸出金剂I3- 。    与氯、比较，碘化法浸出金研讨不多，因为人们沉着地注意到碘的报价昂扬,碘试剂潜在商场首要是含金工业废料如废电子元器件的金再生。浸液一般由I2-KI或I2-IO3--I-组成,公认的浸出金剂是I3，金以AuI2-或AuI4-方式进入溶液，金沉积可用羟胺、盐还原剂，碘再生用C12、Na2O2等氧化剂。据3вяшнцев介绍，用每升含碘20g,碘化钾40 g的水溶液浸出金处理,然后以齐方式从含金的碘化物溶液中，将金分离出来。美国专使用碘-碘化钾-双醇系统，从含金物猜中收回金。因为该法在工艺进程中，排放毒性很大、具有催泪效果的碘代酮气体而使使用受限制。    北京市贵金属化冶厂用碘-钠--水系统，对废电子元器件上的金镀层溶蚀。这种实用性的研讨，比起工业上很难将碘试剂用于处理矿石或精矿的研讨更实践。

碘化精粹的首要反响如下，各有关参数及其影响见图1至图7，表1。表1  碘化精粹锆时杂质的搬运系数元素AlCCrFeHfN2NiSiTi搬运系数0.64～0.730.02～0.110.020.23～0.32510.003～0.0750.0060.121注：搬运系数＝晶条锆中杂质含量／原猜中杂质含量。 四碘化锆ZrI4（ρ＝4.36／m3）的蒸汽压（kPa）方程为：  （548～645K）  （646～678K） 离解反响ZrI4（g）＝Zr＋4I（g）平衡常数K＝（pI）4／pZrI4为:  （1273～1583K）图1  Zr－I2系统各物质的分压与温度和总压的联系 （ ） a－P总＝10Pa；b－P总＝10－3Pa；c－P总＝0.1MPa图2  不同温度下碘的分化率与压力的联系 1－600℃；2－800℃；3－1000℃；4－1200℃；5－1400℃图3  四碘化锆（1，3）和碘（2，4）的分压随总压的改变 1，2－1327℃；3，4－1427℃图4  平衡常数的对数与温度的联系曲线图5  开端生成低碘化锆时四碘化锆的蒸汽压和热丝温度图6  晶条的出产速率与温度的联系 （运用直径30.5cm的容器，长160cm的单发针型热丝，恒温池温度285℃）图7  锆的成长速度与固相（粗锆）温度的联系（曲线上的温度是热丝温度） 碘化精粹的工艺条件见表2。 表2  碘化精粹工艺条件堆积尺度直径0.61，长1.76，钼隔罩直径0.57内径0.229，长0.610，海绵锆罩直径0.178热丝开始尺度／mm直径2.4，长15000共6根，每根曲折成等长的发针型丝圈直径2.54总长2030直径2炉料136kgZr 2.5～3.5kgI29.07 kgZr 0.25 kgI21kg锆配50g碘1kg锆配50g碘粗锆温度／℃350340250～300300热丝温度／℃13001300～1400碘提高前真空度／kPa1.33×10－61.33×10－6热丝电压／V65～24533.0（始） 14.6（终）热丝电流／A160075.0（始） 800（终）终了热丝直径／mm25～30反响时间／h功率小于75kW时中止反响3230～4030～40结晶锆分量／kg532.8堆积速度／kg·h－10.4晶条锆典型分析／%Al＝0.003 C＝0.01 Ca＜0.005 Cr＝0.003 Cu＝0.0005 Fe＝0.02 H＝0.002 Hf＝0.004 Mg＜0.001 Mn＜0.001 Mo＜0.001 N＝0.001 Ni＝0.003 O＝0.02 Pb＜0.001 Si＝0.003 Sn＜0.001 Ti＝0.001Al＝0.003 C＝0.01 Ca＜0.005 Cr＝0.003 Cu＜0.005 Fe＝0.02 H＝0.001 Hf＝0.001 Mg＜0.001 Mn＜0.001 Mo＜0.001 N＝0.001 Ni＝0.001 O＝0.001 Pb＜0.001 Si＝0.003 Sn＜0.001 Ti＝0.001ZrI4热离解净化锆设备暗示图见图8。图8  ZrI4热离解净化锆设备暗示 1－多孔钼屏；2－粗锆；3－电极；4－纯锆丝；5－盛碘瓶

一、国外碘化提金研讨现状 （一）理论研讨  碘是一种氧化性很强的氧化剂。用碘作浸出剂和用作浸出剂的浸金进程应该是相同的，但碘化浸金的报道很少，更没有工业使用的实例。但据俄罗斯贵金属勘探研讨院对金的阴离子络合物[AX2]（X为阴离子）的安稳性比较标明：CN－＞I－＞Br－＞Cl－＞NCS－＞NCO－，金的碘络合物强度比金－络合物差，但比、氯、硫、类酸盐的要强。而且同比较，碘是无剂，因而，研讨用碘一碘化物溶液从矿石中浸金是适宜的。 在卤素元素中，AuI2－络离子在水溶液中最安稳。碘能以较低的浓度从矿石中浸出金。 Marun等人使用Davis、Pourbaix和Latimer等人的热力学数据制作了Au－I－H20系统的Eh－pH联系图，提出在水的安稳性极限内金构成了2种安稳的络合物：AuI4－和AuI2－。其间AuI4－是最安稳的，2种络合物在整个pH范围内安稳，且碘浓度的改变影响不大，而当碘浓度下降，pH值较高时呈现金的氧化物种，金，碘络和区域变小。一起，与Au－Cl－H20系统、Au－Br－H20系统的Eh－pH联系图进行比较发现，无论是AuCl4－仍是AuBr4－在水安稳极限内仅仅很小的区域内安稳。由此可以说，AuI4－和AuI2－是进行热力学条件分析的最适合的卤化物。 Marun等人还依据Angelidis和Davis等人的研讨，核算了Au－I－I－－H20系统首要反响的平衡常数，Davis等人经过对平衡系统的解说，发现了在不同碘、碘化物浓度下的最安稳物种。在pH＜8，I2与I－的摩尔比为0.1或0.35时，最安稳的是I3－、AuI2和I－；在pH＞10时，最安稳的是IO3－。假如I2与I－的摩尔比为0.5时，在pH＜8时会构成不溶的碘化金，它会钝化金的表面、阻挠AuI2－的生成。因而，实践工作中应使I2与I－的摩尔比小于0.5。 （二）实验研讨  Marun等人进行了2个试样的碘化浸金实验研讨，他们的目标矿样分别为：A试样含Au为8.29g／t、Ag为5.0g／t、Cu为0.01%，首要缔合矿藏金、明矾石、赤铁矿、金、赤铁矿、黄铜矿－重晶石、金－硅、硫砷铜矿和金－硅－重晶石，在15nln时存在单体金；B试样为浮选精矿，含Au为57.69g/t、Ag为39.49g/t、Cu为0.15%，首要矿藏为黄铁矿、闪锌矿、方铅矿和黄铜矿，金与石英缔合，石墨为脉石。2个试样都磨到－0.074l砌粒级占95%。用碘和碘化钾试剂浸金。实验条件确定为：初始碘、碘化物摩尔比低于0.3，pH值3～5，标准反响时刻定为4h。文献没有给出金的浸出率数据，仅仅在和化浸出作比照时得出了化浸出的金浸出率高，浸出时刻长的定论。一起对浸出富液进行了金的电解堆积实验，金的堆积率90%以上，电流效率为0.12%～0.13%，并与碘和碘化物初始浓度根本无关。 Ce,Xenbnnxos F B等人用碘化物对乌拉尔一个矿山的含金氧化矿石进行了浸出研讨。矿石的化学组成如下（%）：50.4 SiO2、15.8 Al2O3、16.4 Fe2O3、0.75 MnO、2.46 MgO、1.5 CaO、0.63 Na20、2.73 K20、0.21 C、0.03 S、0.08 As、3.5g／t Au、9.0其他，金根本上处于天然状况但粒度微细（0.01～0.03mill）；用I2与I－的摩尔比为0.1的碘溶液溶金，pH在5.5～7.5之间，固液比1∶5最佳。反响平衡时金的回收率达95%，平衡速度比溶液浸金慢；电解堆积时，金的浓度越高，电解速度越快，金的最大堆积率可达95%（电解槽金浓度大于40mg／L时）。 二、作者对碘化提金的研讨 碘化浸金的研讨起步较晚，无论是理论研讨仍是浸金工艺研讨，都很不完善、很不系统。针对存在的问题，作者对碘化浸金理论与工艺进行了比较系统的研讨。  （一）理论研讨  作者经过热力学核算画出了实践浸金系统（有助氧化剂参加）Au－I－H2O的Eh－pH图，比国外文献中报道的Au－I－H2O系统Eh－pH图更完善、更具实用价值。一起画出了旨在调查是否有AuI沉积为意图的Au－I－H2O系统的Eh－pH图，研讨标明，碘、碘离子浓度很高时溶液中会呈现AuI沉积，但在正常浸金进程中，因为金的含量较低、碘离子和碘的浓度较低，溶液中不会呈现AuI沉积。 对碘化浸金动力学研讨时，推导出碘化浸金进程中金溶解的动力学公式，公式中反映出了金的溶解速度与I－、I3－、氧化剂浓度及拌和强度之间的联系，对碘化浸金实践有理论指导含义。 经过热力学核算对碘化浸金机理进行了分析，提出了碘化浸金进程中，I－和I3－有必要一起与金效果的观念，而且生成的金碘络离子的类型为AuI，一致了碘化浸金化学反响式和反响生成物。 对碘化浸金系统中杂质的反响行为进行了分析，指出，对化法浸出损害大的硫化矿藏、铜矿藏、锑矿藏和碳质矿藏，在碘化进程中，它们的损害要小得多，碘化法对矿藏品种的适应性强。 碘化进程中，只需氧化剂的氧化电位大于0.58V，就可以在金的碘化进程中，进步浸出速度和浸出率；推导出了反响能否顺利进行的平衡常数判据和反响自由能判据公式，并据此判别出作为碘化浸金进程的氧化剂，可以使反响顺利进行；分析了促进金溶解反响进行的原因是涣散均匀、涣散快，而且可以氧化其他矿藏，按捺耗试剂反响的进行。 （二）实验研讨  作者对贵州戈塘金矿碳质氧化矿样和碳质原生矿样进行了分选和碘化浸出工艺条件实验。该矿样中载金矿藏涣散，既有硫化物、氧化物、有机物载金，又有脉石矿藏载金，金的嵌布粒度极细。经过浮选实验证明，浮选精矿的金档次不能得到有用富集，尾矿档次没有显着下降，只能选用原矿宜接浸出或焙烧浸出。化直接浸出金的浸出率缺乏80%，用碘和碘化物（碘化钾、和碘化）溶液浸出，氧化矿样金的直接浸出率最高可达95%，均匀可达91%左右，高于化浸出时的75.70%。浸出时刻4h，液固比3∶l～5∶1，在常温条件下、中性和酸性矿浆中浸出。

铅锌矿石按氧化程度可分为硫化矿石(氧化率小于10%)、混合矿石(氧化率为10%～30%)、氧化矿石(氧化率30%以上)。氧化铅锌矿藏品种许多，常见的最有工业价值的氧化铅矿是白铅矿(PbCO3)和铅钒(PbSO4);氧化锌矿是菱锌矿(ZnCO3)和异极矿(Zn4[Si2O7](OH)2H2O)。我国氧化铅锌矿石很丰厚，虽然很早就进行了氧化铅锌矿的浮选研讨，但因为铅锌氧化矿石所含矿藏品种多，矿石结构杂乱，伴生组分很不安稳，并含有很多的粘土才褐铁矿，可溶性盐含量较高档，因而，迄今为止，氧化铅锌矿，特别是氧化锌矿的浮选收回还不能令人满足。依据材料报导，国外氧化锌矿石的选别目标，精矿含锌36%～40%，收回率60%～70%，最高达78%;我国氧化锌矿的选矿工艺目标为：锌精矿档次35%～38%，单个达40%，收回率均匀68%左右，最高达73%，大大约束了氧化铅锌矿石的开发使用。跟着硫化铅、锌矿资源的日趋干涸，提取铅锌金属的硫化铅锌矿石质料日趋削减，而铅锌的用处又极端广泛，人们越来越注重氧化铅锌矿的收回       1、铅锌氧化矿石难选的原因 (1)氧化铅锌矿的物质组成特别杂乱，既有很多的石膏、硫酸铜、硫酸锌等可溶性盐，碳酸盐、硫酸盐、硅酸盐、盐等氧化物、硫化物，又有在氧化进程中发作的很多褐土、铅矾，极易泥化，使浮选作业操控困难。可溶盐不只凝集矿泥且能与碳酸根离子效果生成碳酸钙沉积，掩盖在矿藏表面上，阻止氧化铅锌矿的浮选 (2)氧化铅锌矿石结构结构杂乱，有角砾状、浸染状、细脉状、条纹、条带状结构。多呈粒状、束状、放射状、球粒状、胶状、告知、包裹、乳滴状固溶结构。有用矿藏嵌布粒度大小不等，嵌布联系也较杂乱，铅、锌的氧化物，异极矿、菱锌矿、白铅矿、铅矾等与脉石矿藏呈杂乱的毗邻镶嵌，彼此穿切、包裹、告知。 氧化铅锌矿石泥化严峻，浮选中细泥一般指-10μm的粒级，分为原生矿泥与次生矿泥。原生矿泥首要是矿石中泥质矿藏如高岭土、绢云母、褐铁矿、绿泥石、炭质页岩等。次生矿泥是在破碎、磨矿、运送、拌和等进程中构成的。它们的存在对氧化铅锌矿浮游选矿技术目标构成严峻的影响。 1.1矿泥中细微矿藏的收回 矿泥中的细微意图矿藏质量小，而且矿泥比表面积大、表面未饱满键力大、电荷多，构成的表面水化膜厚，导致细粒意图矿藏亲水性强，难以回由，下降了浮选目标。 2.2矿泥影响氧化矿石硫化进程 一般来说，先以硫化剂在碱性矿浆中硫化氧化铅矿藏，使氧化铅矿藏表面上裹着一层硫化物薄膜，因为这一薄膜的浮游性与相应的方铅矿类似，因而能够用黄药类型的捕收剂进行浮选。但在氧化铅矿藏硫化进程中遭到矿泥的严峻影响：①矿泥耗费很多的硫化剂;②矿泥影响硫化剂的水解速度。因为矿浆中含有很多的矿泥，使硫化剂的胡效浓度下降，且矿浆溶解度增大，导致矿浆中“不免离子”添加，使硫化剂水解的速度减缓，则白铅矿表面上硫化不完善，影响黄药的吸附，使浮选不能获得满足的成果。 1.2泥影响浮选收回率 (1)矿泥常常污染氧化矿表面，特别是氧化锌矿，极易被氢氧化铁所污染，失掉其原有的浮游功能。 (2)矿泥罩盖于粗粒矿藏表面，阻止粗粒意图矿藏与捕收剂的附着及粗粒矿藏表面捕收剂与气泡发作作和，下降了浮选目标。 2.4矿泥对浮选精矿档次的影响 细颗粒易附着液-气界面，一起界面粘着脉石中细粒矿泥，跟着泡沫进入精矿产品中，使精矿档次下降。细粒矿藏表面的物理和化学性质均不同于粗粒矿藏，细颗粒表面积增大，表面自由能高，下降了捕收剂的选别性吸附，亦即不论表面的电化学性质和双电层性质怎么都可吸附药剂，从而使非意图矿藏如石榴子、方解石等上浮，影响了精矿的质量 2、国内外处理氧化铅锌矿石的现状        2.1处理氧化铅锌矿的首要办法及工艺流程 迄今为止，处理氧化铅锌矿的办法有：硫化浮选法、阴离子捕收剂直接浮选法、螯合剂-中性油浮选法、浸出-浮选法等，其间硫化浮选法是首要的。因为铅、锌矿床常常一起存在硫化矿、硫化氧化混合矿和氧化矿，因而就单一浮选流程而言，又分先铅后锌的优先浮选(其选别次序是：硫化铅-氧化铅-硫化锌-氧化锌)、先选硫化矿后选氧化矿的分段浮选(其选别次序是：硫化铅-硫化锌-氧化铅-氧化锌)、先浮易浮矿后浮难浮矿的等可浮等准则流程。 2.2处理氧化铅锌矿常用的浮选药剂 2.2.1捕收剂 氧化铅矿的惯例收回办法是硫化后用黄药捕收，硫化后用伯胺类捕收剂捕收是收回氧化锌矿的首要办法。氧化铅锌矿的捕收剂有以下几个方面的改善。 2.2.1.1硫化-胺盐浮选法的改善 (1)及脂肪酸盐乳浊液的运用。前苏联阿卜拉莫夫等人用溶液与脂肪胺盐或醋酸盐预先混合，然后进行激烈拌和所构成的乳浊液浮选氧化锌矿石。 (2)醚胺及支链脂肪胺的运用。西德专利提出用6个C原子以上的支链脂肪胺水溶性盐或油溶性盐作为氧化锌矿的捕收剂效果很好，用它来浮选摩洛哥异极矿得到了很好的目标。 (3)癸二胺下脚料的运用。癸二胺下脚料是化工厂用篦麻油作质料出产尼龙1010时的一种下脚废料，首要成分是癸二胺，但含有不少其他他杂质，用它来浮选澜沧、奕良等地的氧化锌矿获得了杰出成果。 2.2.1.2捕收剂的运用 (1)AE-12的运用。捕收剂AE-12与水解聚腈混用浮选厂坝的氧化铅锌矿石与混合胺效果附近，浮选速度快，不必起泡剂。 (2)R-X、RO-X、4RO-X系列捕收剂的运用。R-X系列捕收剂对异极矿有较好的捕收才能[9]。而RO-X、4RO-X系列捕收剂对菱锌矿、铅矾有较强的捕收才能。 2.2.1.3巯基化合物的运用 这类化合物以十五烷基硫醇、环已烷黑药为代表，别离用来浮选泗顶氧化铅锌矿，发现十五烷基硫醇对菱锌矿有较好的捕收才能，而环已烷黑药则对氧化铅矿有较好的捕收才能，能明显地进步铅收回率。 2.2.1.4螯合剂的运用 螯合捕收剂作为高挑选性的优秀捕收剂而遭到人们注重。其间2-羟亚胺基羧酸、已基羟肪酸钾、5-烷基醛肪等对氧化锌矿有较强的捕收才能，二硫腙和基硫酚对氧化锌矿也有较强的捕收才能。日本专利称，用缩合烷基类，高档脂肪醇类以及脂肪酸类而制备的非离子活性剂，能够不脱泥而直接浮选氧化锌矿石。法国专利提出浮选细粒和极细粒的氧化矿石时，运用胺黄药分子络合物(MAKK)比独自运用胺类捕收剂更简单进步不同粒级锌矿藏的可浮性。美国专利介绍，选用巯基羟酸酯，特别是四甲基二戊基三巯基酯对菱锌矿、异极矿等氧化矿藏具有杰出的捕收功能。 2.2.2调整剂 (1)硫化剂。常用的硫化剂有Na2S和NaHS。NaHS受钙盐的影响较小，据报导，几种巯化剂效果才能的次序为：K2S>Na2S>BaS>CaS，而以Na2S与K2S混用效果较好。 Marabini，A.M等用红外光谱和X射线光电子能谱研讨了Na2S、乙基黄药和十二胺醋酸盐与白铅矿和菱锌矿的彼此效果。成果发现Na2S使矿藏表面存在的物理吸附水数量削减，使化学组分转变成PbS和ZnS，并添加氢氧化物的构成。 (2)活化剂。文书明等经过实验研讨，证明了乙二胺对菱锌矿具有强活化用;甲基、乙基、丁基二硫代碳酸盐对异极矿胺法浮选发作明显的活化效果。 羊依金等用二橙、羟肟酸活化异极矿的浮选，效果较为抱负。 (3)按捺剂。A·M马拉比克等人的研讨标明，对脉石挑选性最强的按捺剂是三聚磷酸盐、聚羟基酸、甲碳酸酯瓜胶和乙羟基淀粉。汪兆龙等的研讨成果标明胺法浮选菱锌矿时，木素磺酸钙是常见的脉石矿藏方解石、石英挑选性较强的按捺剂。 (4)絮凝/涣散剂。扬敖等研讨了17种不同离子型的聚酰胺系列产品挑选性絮凝兰坪水锌矿的可能性。研讨成果标明，阴离子絮凝剂2PAM30是水锌矿石-石英的最佳絮凝剂，混用六伯磷酸钠和EDTA可较好地别离两种矿藏。 冯家祥等人研讨了细粒(-20μm)菱锌矿、石英及其混合矿(1:4)的涣散、絮凝行为，调查了该混合矿絮凝别离的趋势。成果标明，在pH=7时，用腐殖酸钠和烤胶作涣散剂， 2PAM30(水解聚酰胺)作挑选性絮凝剂，得到较好的别离效果。 3、氧化铅锌矿石泥化严峻时可采纳的技术措施 3.1泥砂别离处理 (1)挑选絮凝浮选。参加捕收剂经高强度拌和，使微粒在疏水基缔合的效果下絮凝后浮选。 (2)载体浮选。使用恰当粒级的易浮矿藏作载体，担负其上的细粒浮出。 (3)聚会浮选。又称乳化浮选。指细粒矿藏与捕收剂和中性油效果构成矿泡的聚会体。 (4)微泡浮选。使用其空压法和变压(增压、减压)法从矿浆中分出微泡的办法浮选细粒。 此外还有电解浮选法、电场浮选及电磁场处理矿浆等工艺。 3.2矿石预处理-脱泥 为了减小矿泥对矿藏选其他影响，在矿石当选前进行脱泥，常用分级脱泥办法(最常用的是水力旋流器)，但脱泥量过大反而使锌收回率下降。 3.3添加矿泥涣散剂 涣散剂将矿泥涣散，能够消除细泥罩盖于其他矿粒表面上的有害效果，常用的涣散剂是水玻璃、碳酸钠、六偏磷酸钠等。 3.4分段、分批加药 要随时坚持矿浆中药剂的有用浓度，将药剂分段、分批添加可避免一次参加被矿泥吸附;氧化铅矿石有必要进行硫化，而硫化剂自身对氧化铅矿藏起硫化效果，如过量将对已硫化的氧化铅矿藏起按捺效果。 3.5选用较稀的矿浆浓度 选用较稀的矿浆浓度能够使矿泥涣散，削减粘性及其在粗粒表面的罩盖，也可下降矿泥对精矿泡沫的污染。 3.6氧化锌不脱泥浮选 (1)将胺盐与制成乳浊液，或将胺溶解在含和火油的水溶液中，分量比为胺12、4、火油2、水73;另一配方为胺6、2、火油1、水42，据称都能扫除矿泥的影响。 (2)阴离子捕收剂与阳离子捕收剂混用可消除矿泥的有害影响。如会泽铅锌矿脉矿的选矿选用混合胺与仲辛基黄药合用(胺与黄药比为2:1)。 (3)对矿浆进行电化学预处理，可明显下降矿泥对胺法浮选氧化锌的影响。 (4)美国的McGarry等提出了另一种氧化锌浮选工艺。在浮选进程中，参加常用调整剂涣散矿浆，按捺脉石，然后参加絮凝剂(如苛性淀粉)，絮凝细泥，再参加Na2S(0.3～1.0kg/t)硫化，用巯基竣酸酯(0.3～1.0kg/t)浮选。该法消除了脱泥作业，削减锌金属的丢失;大大下降了Na2S的用量。 4、处理氧化铅锌矿石需求留意的问题 磨矿工艺流程对浮选作业，特别是对铅锌混合矿和氧化矿尤为重要，磨矿作业不只要使矿藏到达较高的单体解离，而且要避免有用矿藏过磨而泥化。 4.1硫化条件 氧化铅锌矿硫化后，不论是用阴离子捕收剂浮选，仍是用阳离子捕收剂浮选，硫化条件的操控都是很重要的。 (1)Na2S用量的操控。在氧化铅锌矿硫化时，要合理操控Na2S用量，过大会引起按捺效果。 (2)硫化时刻与拌和条件。硫化剂的添加地址及拌和条件对硫化进程影响较大。 4.2充气量 充气量对氧化铅锌矿浮选也有较大的影响。硫化后的氧化铅锌矿的疏水性比硫化矿的疏水性差，因而粘附气泡的机率小，因而稍加大充气量，就进步了单位体积矿浆中气泡的数量，增大了气泡与矿粒的触摸时机，添加了气泡捕收矿藏的才能，进步了矿藏的收回率。过火充气会发作气泡吞并，也会针很多矿泥机械地带到泡沫中，添加精选困难，下降精矿的质量。而且过火充气会使拌和加重，发作次生矿泥，而次生的矿泥对浮选是很晦气的。 服务项目： 检测、判定 检测事务品种 地质及化探：普查样品、槽(坑)探样品、钻孔样品、涣散流样品、次生晕样品、原生晕样品等 矿石矿藏：铜铅锌矿石、金矿石、钼矿石、钨矿石、钛矿石、锡矿石、锑矿石、铋矿石、矿石、钴矿石、镍矿石、铬矿石、铁矿石、锰矿石、磷矿石、萤石、铝土矿、硫铁矿及岩石全分析等 精矿产品：铜精矿、铅精矿、锌精矿、金精矿、锡精矿、锑精矿、钨精矿、钼精矿等 矿产品(交易)：各种精矿(有利、有害杂质成分)、进口质料及冶炼渣料等 冶金产品：质料、辅料、中间产品、金属及合金等 环境监测：矿山及选厂排放的废渣、废水、土壤及水质评价(砷、、重金属离子) 检测元素 金(Au)、银(Ag)、铜(Cu)、铬(Cr)、磷(P)、碳(C)、铅(Pb)、钨(W)、锂(Li)、硫(S)、锌(Zn)、锡(Sn)、钠(Na)、钼(Mo)、钾(K)、铌(Nb)、钒(V)、砷(As)、钽(Ta)、镉(Cd)、锰(Mn)、锑(Sb)、锆(Zr)、钙(Ca)、钛(Ti)、铋(Bi)、铍(Be)、镁(Mg)、铝(Al)、(Hg)、铂(Pt)、镍(Ni)、铁(Fe)、氟(F)、钯(Pd)、钴(Co)、硅(Si)等，

1.一般方法及目标    报导过的氧化铅锌矿石浮选方法有好几种，但实践上一般选用的，是在参加硫化剂硫化之后，用巯基捕收剂来浮选。至于其他浮选方法（脂肪酸法、羧基等），实践上尚无运用。硫化—黄药浮选，对以白铅矿、铅矾为主的矿石对错常有用的。一般选别目标如下（下表）。云南首要铅锌矿区的氧化铅浮选目标类型矿产地流程简介首要药剂（克/吨）浮选目标黄药原矿档次%精矿档次%收回率%碳酸盐会泽脱泥后浮选17004903.943.5671.9脉石奕良直接浮选55003508.5655.4387.1硅酸盐兰坪砂岩直接浮选19005202.4455.975.4脉石兰坪西坡硫—氧混选17003306.651.2886.5　勐兴　510045011.8360.8183褐铁矿脉石澜沧直接浮选48005208.5441.8658.1     2.矿泥的影响    矿泥对氧化矿石的浮选有害，但在氧化铅矿的浮选中，脱泥并不可取，一般应选用调整或改善流程的方法来削减矿泥的影响。    实践证明，细泥中的白铅矿，依然具有较好的可浮性，铅浮选前的脱泥，八成都是使总收回率下降（见下表）。所以，氧化铅矿浮选前，一般 不该预选脱泥，以确保较高的收回率。这在国外一些选厂的出产实践中，也不乏这样的实例。氧化铅矿浮选前脱泥与不脱泥的比照　矿泥（%）精矿（%）中矿（%）总精矿（%）尾矿档次%产率档次收回率档次收回率档次收回率档次收回率澜沧老厂砂铅矿脱原生泥（-9微米）7.94.264.533.553. 38.04526.3458.34.25不脱泥---33.17568.055.326.1161.24.04会泽新平坑脉矿磨矿后脱泥（-10微米）10.42.547.120.81741.584.4　78.40.82不脱泥---18.4572.93.99.882.70.85     尽管细泥能够收回，不脱泥在经济上是合理的；可是矿泥的存在，对浮选依然有不良影响。所以氧化铅矿石浮选时，常常要增加调整剂来削弱矿泥的影响。最常用的调整剂是水玻璃，它能进步精矿档次及收回率。当矿浆中可溶性钙镁离子较多，影响浮选时，苏打就比水玻璃有用。    矿泥的不良影响，常常体现在所谓“恶性循环”，就是细泥在粗选时易很多浮入泡沫，精选时又从泡沫上掉落而进入精选尾矿，当精选尾矿回来粗选时，它又受较高浓度的捕收剂与起泡剂的作用而浮起，这样循环不已，致使浮选进程恶化。这有时不是单用药剂就能操控的。采纳把精选尾矿回来粗选尾部（粗选II）的方法，确保粗选的首要部分呈开路状况，能够避免矿泥的不良影响；或许将中矿独自再浮选，让很多矿泥从再远迁居入中弃去（这时，再选尾矿档次比终究尾矿略高，但丢失的金属很少），只让再选泡沫回来流程，也能避免了矿泥恶性循环的影响。[next]    3.硫化进程    氧化铅矿石浮选的关键因素是硫化进程。常用的硫化剂是，它的用量降了与需被硫化的铅矿藏量有关外，在很大的程度上还跟矿石的物质组成、矿泥的数量、可溶性离子的数量有关。实际上，不仅是硫化剂，也是很好的调整剂，在不少场合下，它能替代其他调整剂（如苏打、水玻璃等），因而，关于不同的矿石，用量改变是很大的，它在500～5000克/吨之间。对任何矿石、的适合用量一般都有一个规划，在这个规划内，改变并不会使铅浮选目标发生大的动摇。    的增加地址及拌和条件对硫化进程有很大的影响。在不同的文献中对此有不同的论说。实际上这是矿石不同而异的，昆明对不同区域的氧化铅矿石进行接连浮选（规划30～60公斤/时），发现要求各不相同。浮选会泽新平坑脉矿的氧化铅时，在黄药之前参加矿浆，用一般的拌和桶调浆即可（拌和时会从矿浆面吸入一些空气）；而浮选澜沧砂铅矿时，却要求在参加之后，拌和时刻也不能过短或过长（见下表）。 在浮选良坑内脉矿时，却需求加在其他药剂调浆之后，并且拌和时也不能吸收空气。浮选润沧砂铅矿拌和条件对浮选目标的影响拌和条件原矿档次Pb（%）精选精矿档次（%）铅精矿（%）尾矿档次Pb（%）时，分是否充气产率档次收回率1.5不充气6.3517.875.153.0642.623.843不充气6.417.885.8252.3547.613.564不充气6.418.415.7250.845.563.77不充气6.116.084.3350.3535.744.1     因而，氧化铅浮选时，对的增加地址和拌和条件，是应当细心研讨断定的。    4.捕收剂    浮选氧化铅矿的首要捕收剂是高档黄药（我国是丁黄药，国外为戊黄药）。可是，除了增加首要捕收剂之外，增加适量的捕收剂对进步铅和贵金属的收回率都是有利的，如铵黑药，氢硫基噻唑等。苏联扎伊雷姆矿，氧化铅矿石运用变压器油呈乳浊状水溶液参加，进一步捕收粗粒氧化铅矿藏，起到必定的作用，别的，运用碳氢油和黄药一同参加浮选作业，进步铅的收回率5～6%。    浮选柴河铅锌矿旧尾矿中的氧化铅矿藏时（采纳硫化物与氧化物一同浮选），丁基黄药和丁基铵黑药混合运用，铅的收回率最高，并有利于银和硫的收回（见下表）。捕收剂单用和混用对粗精矿中硫银收回率的影响捕收剂用量克/吨捕收剂称号产品称号产率（%）档次（%）收回率（%）PbZnSAg克/吨PbZnSAg 75丁基黄药铅粗精矿5.5454.411.4196.2663.9710.9552.7138.6975丁基黄药、丁基铵黑药混用（2：1）铅粗精矿11.532.753.77.6121.4668.3218.2671.2248.83     混明冶金研讨所选用仲辛基黄药，也获得较好作用。仲辛基黄药的捕收才能比黄药强，关于以白铅矿为主的氧化铅矿石，常能使收回率进步1～2%；假如矿石中含砷铅矿、磷氯铅矿、矾铅矿较多，丁黄药的作用往往欠好，选用仲辛基黄药能够较大起伏地进步收回率。浮选钒铅锌矿，不需求预先活化，还能很多节约捕收剂。

氧化铅锌选矿浮选药剂 代号 ZNY 有效物质含量 90(%)，外观为白晶体状 主要用途：氧化铅锌矿浮选(白铅矿、铅矾矿、菱锌矿等)浮选性能：具有良好的浮铅锌选择性能，耐低温性能(最低温度5℃)。 使用方法：将药剂用水兑成2-5%水溶液使用，用40℃温水溶解即可。适用范围：白铅矿、铅矾矿、菱锌矿等，铅+锌10%左右的氧化矿可以选到含铅38%的铅精粉，含锌40%的锌精粉，铅锌回收率70%以上。环保性能：药剂无毒无害，易生物降解，对环境友好，符合环保要求。 产品特点： 1. 不脱泥优先浮选方法; 2. 可常温浮选，节能降耗; 3.泡沫适中，浮选稳定，易于生产操作; 4. 对各类氧化铅锌矿有特效，可实现氧化铅锌矿资源加工工业化。 产品质量标准：Q/CRX002-2008 项目 质量标准试验方法 外观(250C) 粘稠物 目测 活性物含量，% ，≥ 90 PH值(5%水溶液) 8-12 PH试纸法 包装规格：40公斤/塑料袋。 运输与贮存：不燃不爆，按一般化工产品运输。 密封，贮于阴凉干燥处。

氧化铅锌矿浮选 1、首要氧化铅锌矿藏的可浮性及选别片法 常见的氧化铅矿藏有白铅矿( PbCO3)、铅矾(PbSO4)、砷铅矿[Pbs(AsO4),Cl]、铬铅矿(PbCrO4)、磷氯铅矾[Pb,(PO4)jCl]和钼铅矿( PhMo04)等。白铅矿、铅矾和钳铅矿可用、硫化钙、硫氦化钠等硫化。但铅矾硫化时要求硫化剂用量大而触摸时间长。砷铅矿、铬铅矿和磷氯铅矿难以硫化,大部分会损失于尾矿中。 常见的氧化锌矿藏有菱锌矿(ZnCO3)、红锌矿(ZnO)、异极矿(Zn2Si04.H2O) 和硅锌矿(ZnSiO,)n锌的碳酸盐和氧化物能够加温(50~709C) 硫化，而硅酸盐矿藏难硫化。只能用阳离子捕收剂捕收。 CF 捕收剂(主成分是N-亚硝基一N-亚胲铵盐) 对白铅矿、菱锌矿都能捕收。巯基并噻唑(MBT) 对氧化铅矿选择性好，氯基硫酚(ATP)对氧化锌矿选择性好。基基烃基硫酸二酯对白铅矿捕收力强。 氧化铅锌矿常用的浮选办法，准则上有三种: (1) 硫化后用黄药类捕收剂排收; (2) 直接用脂肪酸类捕收; (3) 氧化锌矿用伯胺类捕收。 从浮选次序看有“先硫后氧”与“先铅后锌”: 有两种计划: (1) 方铅矿矿一闪锌矿一氧化锌矿; (2) 方铅矿一闪锌矿矿一氧化锌矿。 在硫化过程中，应分步增加，以防HS~ 和S3- 过高起按捺作用，也应避免PH 值过高(应小于10.5)。为了避免Ca2+、Mg2+在白铅矿等矿藏表面生成它们的氢氧化膜，应参加少数硫酸胺。氧化锌矿硫化后，也要用硫酸铜活化，用强力捕收剂加中性油类捕收。 用伯胺类捕收剂浮选氧化锌矿是常用的办法。它适合于处理含铁高的物料，胺类中以C12~C18的伯胺最好。C16以上的胺在25~50C才干很好地熔解。伯胺作捕收剂浮选的PH 值为10.5~11.5,用调整最好。 用阳离子捕收剂浮选，矿泥的影响比较显着。小于10pm的细泥含量低于15%，能够加苏打、水玻璃、羧甲基纤维素、木素磺酸盐、腐殖酸钠等消除矿泥影响。当小于10um的细泥含量超越15%时要先脱泥，以削减药剂耗费，并在脱泥时加人、硅酸钠等分散剂。 2、新疆某氧化铅锌矿浮选实例 该实例虽然是实验材料，但办法是老练而有代表性的，并且矿山极有出路。浮选铅的条件是; 浮选的pH=9~ 10,用碳酸钠调浆比用好，用作硫化剂，与黄药一同分段增加，用量为2+2kg/l,“丁基黄药用量为400 +100g/l。做过丁黄药+丁铵黑药、丁黄药+黑药与单用丁基黄药的成果是单一丁基黄药最好。因为氧化铅精选时简单掉槽，加人50g/t油酸钠有优点。关于脉石矿藏按捺剂，作过水玻璃、淀粉、腐殖酸铵和栲胶比照，成果以水玻璃加腐殖酸铵为最好。 浮选锌的条件是:用栲胶按捺脉石比腐殖酸好，栲胶用量为400g/t。捕收剂用烷基十二胺500g/t,羟肟酸30~40g/t。实验中还发现加药次序对成果有影响，最终定下的约剂用量及加约次序如图12-2. 浮选实验成果，闭路流程实验成果表12-3

氧化铅锌矿一般氧化率高、浸染细，常常同褐铁矿等氧化矿藏细密共生，大都含有很多的原生矿泥和易泥化的赭土，有时还含有石膏等可溶性盐。氧化铅锌矿的浮选办法，准则上有以下几种： (l)浮完硫化矿藏今后，加硫化剂硫化氧化矿藏，然后按铅、锌硫化矿的浮选办法处理； (2)脉石以硅酸盐为主时，参加脉石按捺剂，用脂肪酸类捕收铅锌矿藏； (3)以作氧化锌矿的活化剂，在碱性介质顶用脂肪胺浮选锌的氧化矿藏。     关于混合矿，能够选用“先铅后锌”或“先硫后氧”的准则流程。即按下列次序浮选：   方铅矿矿藏一闪锌矿一氧化锌矿藏；   方铅矿一闪锌矿氧化铅矿藏氧化锌矿藏。   白铅矿可浮性好，闪锌矿可浮性差时，用前一流程能够获得较好的目标，不然应运用后一个流程。运用后一流程，能够防止硫化白铅矿后余留在矿浆中的HS和s对浮闪锌矿的搅扰，有利于闪锌矿浮游和下降浮锌捕收剂的用量，也有或许下降铅精矿中的含锌量。   氧化铅矿石浮选办法      常见的氧化铅矿藏有白铅矿、铅矾、砷铅矿、铬铅矿磷氯铅矿和钼铅矿等。白铅矿、铅矾和钼铅矿用、硫化钙、等简单硫化。但铅矾硫化时需求较长的触摸时刻，而且硫化帮J的用量也比较大。砷铅矿、铬铅矿、磷氯铅矿等难于硫化，其可浮性很差，在浮选时，大部分都会损失于尾矿中。在浮选氧化铅矿藏时，一般运用的硫化剂是。但硫化时要注意工艺条件，不能过量，由于过量的会使矿浆中的硫氧离子(HS)和硫离子（乎）浓度过高，会按捺硫化好了的氧化铅矿藏浮游；很多的使矿浆的pH值超越±0.5，关于浮选也有害。为了防止过量引起的坏处，能够将分段添加或许在硫化结束后参加少数的硫酸铜或硫酸亚铁以沉积其有害离子。硫化时最好用低速不充气拌和，以削减的氧化和防止矿粒表面硫化膜的脱落、浮选的pH值应保持在8.5--10，      氧化铅矿藏硫化今后，最有用的捕收剂是长链黄药，如仲辛基黄药作用比丁黄药和戊黄药更好，25号黑药也很有用。     用油酸、氧化白腊皂等脂肪酸类捕收剂尽管能够直接捕收铅的氧化矿藏，但由于脂肪酸类捕收剂的选择性差，关于以碳酸盐为主或音化铁高的矿石底子不能运用。只要对以硅酸盐为主脉石的高档次矿石才能够运用。 关于混合矿石，先浮出硫化铅，冉加硫化剂和黄药浮选氧化铅的准则流程比较好。如细泥和可溶性盐类影响严峻时，能够脱泥或许参加水玻璃等涣散剂削减其影响。     氧化锌矿石浮选办法 首要的氧化锌矿藏有菱锌矿（ZnCO3）、红锌矿(Zn0)、硅锌矿(Zn2Si04)等。其间最有价值的是菱锌矿。     氧化锌矿浮选，现在在工业上能够运用的办法有加温硫化后用黄药浮选和在常温下加调浆用阳离子捕收剂浮选。     (1)加温硫化浮选法。是先脱去小于0.001 mm的细泥，浓缩今后，再将矿浆加温到50 - 70℃，然后用硫化氧化锌矿，并加硫酸铜活化已被硫化的氧化锌矿，最后用长链黄药作首要捕收剂，柴油、焦油等作辅佐捕收剂，松醇油作起泡剂，水玻璃作脉石按捺剂，加温浮选氧化锌矿的办法尽管有的能得到较好的工艺目标．但在出产进程中，常常凼为各种因素操控不妥而动摇，假如原矿含很多氢氧化铁时作用更欠好。      (2)阳离子捕收剂法。这种办法适于处理含铁高的物料，浮选前要参加。此处的作用和它对氧化铅铜矿藏的作用不同，过量的不易起按捺作用。因而对、硫酸铜的用量调理要求不甚严厉。   在运用阳离子捕收剂时，矿泥对浮选作用的影响比较突出。但是小于0.01 mm细泥的含量在15%以下时，加苏打、水玻璃、羧甲基纤维素、木素磺酸盐、腐殖酸钠等能够消除影响，不用脱泥 当小于0.01 mm细泥含量超越l5%时，药剂消耗量急剧添加，则小脱泥在经济上不合理，在这种情况下，就要预先脱除部分细泥。一起，在脱泥时参加适量的硅酸钠等涣散剂。它们在脱泥进程的丰要作用是涣散细泥，也能够消除部分有害的可溶性盐的影响。   氧化铅锌矿浮选实例      某地铅锌氧化矿是归于中温热液告知充填矿床。矿石的类型有硫化矿、氧化矿和棍合矿。 原生金属矿藏首要为方铅矿、闪锌矿，此外还有黄铁矿、褐铁矿和赤铁矿。金属氧化矿藏首要有白铅矿铅钒、菱锌矿、红锌矿和水锌矿，还有少数硅锌矿、异极矿和铅铁钒等。锌的氧化矿藏中菱锌矿和氧化锌约占80%，硅锌矿和异极矿占18%，硫酸锌约占2%。脉石矿藏首要为方解石、白云石、重晶石、石英和黏土。细密状结构．粗细不均匀嵌布。方铅矿、闲锌矿粒度一般在0.01~12mm以上。 原矿中铅、锌的含量为铅档次1%一2%，氧化率20%～30%；锌档次6%~7%氧化率 20% - 40%，有时到达50%；该厂运用的浮选准则流程如图5-14所示，药剂准则及药剂用量如表5-4所示。该厂浮选铅锌混合矿的实践经验标明：   (1)氧化锌浮选前，用直径为125mm旋流器脱除小于0.019mm矿泥，能够进步选别指 标，削减药耗．   (2)胺的品种与氧化锌矿的浮选目标有关较纯的混合榜首胺比其他胺要好。   (3)原矿中含有黄铁矿时，在浮选氧化锌前有必要脱除黄铁矿，不然氧化锌的浮选目标恶化。   (4)运用作调整剂，而且严厉操控矿浆的中pH值在11左右，其浮选的作用比较好。

氧化铅捕收剂 代号 ZNP 有效物质含量 90(%)，外观为黄色粉末 主要用途：氧化铅矿浮选(白铅矿、铅矾矿等) 浮选性能：具有良好的浮铅选择性能，耐低温性能(最低温度5℃)。 使用方法：将药剂用水兑成5%水溶液使用，用冷水加碱溶解即可。 适用范围：白铅矿、铅矾矿等，铅10%左右的氧化矿可以选到含铅38%的铅精矿，铅回收率70%以上。 环保性能：药剂无毒无害，易生物降解，对环境友好，符合环保要求。 产品特点： 1.不脱泥优先浮选方法; 2.可常温浮选，节能降耗; 3.泡沫适中，浮选稳定，易于生产操作; 4.对各类氧化铅锌矿有特效，可实现氧化铅锌矿资源加工工业化。 产品质量标准：Q/HS006-2008 项目 质量标准 试验方法 外观(250C) 粘稠物 目测 活性物含量，% ，≥ 90 PH值(5%水溶液) 8-9 PH试纸法 包装规格：25公斤/包。 运输与贮存： 不燃不爆，按一般化工产品运输。 密封，贮于阴凉干燥处。

一、工艺流程。 如图1。图1  氯化铅渣还原熔炼工艺流程 二、主要技术条件。 配料时，将氯化铅渣破碎至小于10毫米，配入渣量40%～50%的石灰石和6%的还原煤粉，装入反射炉内进行还原熔炼，炉内发生如下反应： PbCl2＋CaCO3＋C＝Pb＋CaCl2＋CO2＋CO PbCl2＋CaCO3＋CO＝Pb＋CaCl2＋2CO2 升温至950℃左右，待反应完成后再升温至1250℃左右，高温沉淀4小时以上，至渣含铅在1%以下。产出粗铅与氯化钙渣。粗铅含铅97%～98%，可直接送铅电解精炼，氯化钙渣可用来制粗CaCI2，作氧化剂或合成白钨用。 三、主要设备。 颚式破碎机一台；球磨机一台；5米2反射炉一台；浸出罐，浓缩罐各一个、采用夹套式搪瓷反应釜；转筒式干燥机一台。

一、工艺流程。 如图1所示。包含浸出、净化、结晶、转化、烘干等工序。图1  氯化铅渣湿法出产黄丹流程 二、首要技能条件。 浸出：氯化铅渣经球磨后，用饱满食盐水浸出，液固比10∶1，浸出温度109℃，浸出液pH3～5，浸出液含铅高于65克／升。 净化除铜：加Na2S或海绵铅除铜，液温为90℃，除铜后液含铜低于0.001克／升。 净化除铁：加或次除铁（次用通入30%液碱中制得），除铁后液含铁低于0.0001克／升。 冷却结晶：选用夹套式循环冷水冷却，机械拌和，使用氯化铅在氯化钠溶液中溶解度随温度下降而下降，使PbCl2晶体分出。母液再回来浸出。 转化：PbCl2结晶用蒸馏水洗刷后参加30%的液碱中。其反应为： PbCl2＋2NaOH＝PbO＋2NaCl＋H2O 所用工业液碱先用MgCl2除铁，一般每吨液碱加MgCl2 1～5千克，除铁后液碱加热至95℃，供转化用，坚持转化后液含NaOH不小于2.5N，避免生成其它碱式铅盐。 洗刷枯燥：含碱的PbO用离心机过滤，滤后母液浓缩成30%的液碱，回来转化用。PbO结晶用热蒸馏水洗至pH为8，用蒸汽直接加热至105℃，烘干过筛包装，即为制品黄丹。 三、首要设备。 球磨机一台：浸出罐，除铜罐、除铁罐，冷却罐，转化罐各一个，选用夹套式珐琅反应釜；离心过滤机一台；转筒式烘干机一台；贮液槽与泵若干。 四、产品用处。 黄丹在油漆中作催干剂：陶瓷工业作釉料；用于出产光学玻璃、光导纤维、电子真空玻璃等含铅玻璃；还可制，，作铅铬黄料；并用于蓄电池工业。 五、产出质量（%）。 一级品含PbO不低于99，金属铅不高于0.1，PbO2不高于0.2，硝酸不溶物不高于0.2，筛余物（－200日）不高于0.2；二级品含PbO不低于97，Pb不高于0.3，PbO2不高于0.5，硝酸不溶物不高于0.5，筛余物（－200目）不高于0.5。

浮选氧化铅锌矿困难已经成为困扰选矿工作者的难题，近年来，对于浮选氧化铅锌矿的研究有了很大的进展，也获得了一定的经济效益。本文就氧化铅锌矿能浮选吗?氧化铅锌矿难浮的原因有哪些来为您展开详细论述。　　浮选氧化铅锌矿困难的原因有：氧化铅锌矿的物质组成复杂、性质较脆、易被氧化铁污染，失去原有的可浮性、含有铅铁矾、菱铅矾等难选物质、氧化铅锌矿物紧密共生，难以解离，而且在混合矿中，被次生硫化铜薄膜复盖的原有硫化矿物受到强烈的活化。这些都是造成氧化铅锌矿难以浮选的原因。 　　尽管困难重重，但是选矿工作者们在最近几年对氧化铅锌矿的浮选工作作出了大量的试验研究，较为突出的研究成果包括： 　　1、新型浮选工艺 　　随着矿石的日益贫细杂化，矿石越来越难以选别，尤其矿石性质极为复杂的氧化铅锌矿采用单一浮选法或冶金方法都不能有效地回收，此时，研发氧化铅锌矿浮选的新工艺、新方法对氧化铅锌矿的开发利用显得尤为重要 　　激光辐射浮选工艺是将矿物采用激光照射后，再以硫化浮选法将有用矿物回收方法简单易行，但局限性较大，对多数氧化矿物选择性差，且激光对人体有害，因此激光辐射浮选法尚处于探索阶段，童雄等人采用激光辐射菱锌矿，再以硫化一胺法浮选结果表明，未经激光辐射的菱锌矿选别指标较差，而经辐射后的菱锌矿浮选效果得到很大的改善，选别指标更好激光照射可改善氧化锌矿的硫化一胺法浮选效果。 　　2、重选(磁选)一浮选联合流程 　　某些氧化铅锌矿因矿石性质的特殊性，需采用重选—浮选联合流程或者磁选—浮选联合流程处理才能达到综合回收金属的目的，其优点是充分利用矿石自身特点，将密度较大或者具有磁性的矿物以重选或者磁选回收，或者采用重选预抛尾该法主要适用于金属矿物与脉石矿物密度相差较大或者矿物具有磁性的矿石采用重选与浮选联合处理氧化铅锌矿可使矿物得到良好的分选，该法生产应用前景较大，因为重选法流程简单，管理方便，成本低，与浮选法结合后，将使精矿品位和回收率都可以得到提高。 　　综上所述，目前单独浮选法对于氧化铅锌矿选矿来说，还是比较困难。可采用重选浮选联合或磁选浮选联合的方法。随着时间的推移，相信在氧化铅锌矿难浮问题上还会有大的进展。

一、方位     坐落海南岛西部昌河县，离昌化港2.5公里，有公路直达海口，间隔269公里，产品经过昌化港经水路可到海口，广州，湛江等地，直至湖南，广西等地。     二、矿石特性     属中低温裂隙充填矿床，矿石类型为铅锌石英脉型。金属矿藏以方铅石，闪锌矿为主，并含有少数Au、Ag，Cd等贵金属。脉石以石英，长石，重晶石等为主，矿石中Pb档次3%～5%，Zn含量4%～6%。方铅矿与闪锌矿亲近共生，呈不规则粒块状或粒块状集合体，并与黄铜矿，黄铁矿共生分布于石英脉中。矿体上部氧化程度较高，下部较低，铅的氧化率一般为12%，锌的氧化率一般在30%左右。矿石密度3.1吨/米3，松懈密度2.1吨/米3；硬度f=9。     三、厂史      1958年前个别挖掘，其时土法选矿，所得产品含Pb30%～38%，含Zn30%～35%，外销至湖南水口山等地，1963年海南有色处接收，并请广东有色研究院实验，1965年2月，广东省冶金规划院规划45吨/日采选矿山，同年10月选厂投产。     四、出产概略     该矿从1958年开矿至今，已有29年前史，剩下效劳年限只要4年左右。现往深部延深，但原矿档次显着下降，正采纳多种措施以进步原矿档次。选厂碎矿流程系两段一闭路，操控粒度－20毫米，磨矿为一段闭路，细度－200目60%，磨矿产品选浮铅，再从选铅后的尾矿中选锌，精矿沉积晾干。为了消除尾矿水对渔业的损害，先厂自投产开端一向运用Na2SO3作为闪锌矿的抑制剂，从未运用过。九年已回收本钱。     五、工艺流程     工艺流程详见图1。图1  昌化铅锌矿选矿出产流程     六、出产目标：见表1。 表1  首要出产目标项目单位规划1965年1970年1975年123456处理矿量吨/日45135171吨/年364831319039原矿档次，%Pb6.04.43.18Zn7.05.35.16精矿档次，%Pb56.0651.1654.22Zn59.2154.5359.68精矿含量，吨/年Pb22.28596.821246.35Zn31.35661.541447.09回收率，%Pb828387.26Zn8682.583.66 续表1项目1980年1985年1986年1987年178910处理矿量72.718807原矿档次%Pb 2.423.0Zn 3.845.14精矿档次%Pb 48.0555.44Zn 58.559.95精矿含量吨/年Pb  820.23Zn  1020.5回收率%Pb  86.0380.50Zn  81.86    七、耗费目标：     见表2至表6。 表2  材料耗费、本钱、劳动出产率项目单位1971年1975年1234黄药克/吨890苏打″12408402号油″7401240 200CuSO4″23001160ZnSO4″2.51910钢球公斤/吨2.07水米3/吨电耗：全厂度/吨4839其间：磨浮″本钱：全厂元/吨·原矿选矿车间″全员劳动出产率吨/人·月2639工人劳动出产率″     注：选厂出产工人以40人计。 续表2  材料耗费、本钱、劳动出产率项目单位1980年1981年1982年1983年1984年1985年5678910药剂：黄药克/吨170230200250350苏打3503905904905502号油160170170140190CuSO4500620580580620ZuSO4240300440500380钢球公斤/吨1.851.931.762.022.04水米3/吨劳动出产率吨/人·月3931363336全厂出产工人″表3  破碎机衬板耗费项目原料寿数（月）耗费量公斤/吨·矿固定颚板铸钢1/3400×250动颚板铸钢12/30200×370老虎口 表4  钢球、钢棒耗费项目球磨机料质寿数（月）端衬板铸钢12磨机口衬板铸钢6 表5  钢球、钢棒耗费项目产品（－200目%）耗费量（公斤/吨）原料球磨60%1.7锰钢 表6  筛网、滤布、砂泵、浮选机磨耗或寿数项目原料寿数（月）设备规格筛板上层钢板3900×1800基层钢板1900×1800砂泵叶轮7/302（1″/2）泵壳1/32（1″/2）浮选机叶轮6（1/2）3A盖板6（1/2）3A     八、首要设备才能：见表7。 表7  首要设备才能项目称号及规格台数最大处理量一、碎矿吨/台·时产品粒度排口宽度（毫米）矿石松懈密度粗碎400×250颚式破碎机1100－35中碎200×370鄂式破碎机10－18细碎二、磨矿、分级吨/台·时给矿粒度磨矿细度一段φ1.2×1.2格子型21.50－20毫米－200目60%二段球磨机三、浮选米3/吨·日作业浓度给矿粒度浮选（精、粗、扫）米3/吨·日浮选机3A240.175     九、选矿本钱：见表8。     十、三废管理     因为该厂一向运用Na2SO3作闪锌矿的抑制剂，所以尾矿水有害成份较少，对昌化渔港不形成污染，尾矿坝距选厂300米，尾矿坝工程分四期建造，现榜首、二、三期工程业已装满，新建的第四期尾矿坝，库容为9万米3，运用期为5年，年尾矿排放量大约为2万吨。     十一、出资作用     从开矿到现在采选厂商总出资为250.6万元，全矿现有员工216人，其间工人156人，选厂员工44人。国家正式出资54.64万元，20多年来，完成总赢利896.7万元，厂商出资还本年限9年，收益率为387.87元/100元。 表8  选矿出产本钱（1985年度）序号项目单耗单价元/公斤金额（元/吨）1辅助材料公斤/吨·矿1.041.46钢球1.40.74衬板0.40捕收剂乙基黄药0.162.50.44丁基黄药0.133.380.84起泡剂   2#油0.253.361.43活化剂   CuSO40.592.420.23调整剂   苏打0.500.460.25抑制剂   ZnSO40.300.83Na2SO40.631.220.77滤布润滑油 0.081.750114黄油0.0132.30.032电  度/吨米3/吨  46.90.11元/度5.563出产工人薪酬2.174出产工人附加薪酬0.225固定资产折旧6大修基金7车间经费和其它3.96选矿单位本钱18.64精矿单位本钱Pb  1453.44 Zn  670.84

1.常见的氧化铅矿藏     白铅矿PbCO3，含Pb77.6%，是最主要的氧化铅矿藏，一般硫化后用黄药浮选。白铅矿易被硫化，硫化最适合的PH为9.5.硫化时若的用量大，形成PH过高时，可改用作硫化剂。白铅矿易被脂肪酸浮选。但与脉石不易别离。     铅矾PbSO4，含Pb68.3%，其可浮性与白铅矿类似，但硫化的时刻要比白铅矿长，的用量也要比白铅矿多。铅矾硫化的最佳PH为7～9.铅矾因表面的溶解度大，故捕收剂不易在表面固着，但在PH为9.5～11时，有很多捕收剂存在时，加少数的磷性磷酸钠，铅矾能够部分上浮。 彩钼铅矿PbMoO4，含铅55.8%，可浮性与白铅矿类似。但硫化与黄药的效果，随温度升高而下降。     2.氧化铅的浮选办法     有硫化后浮选和直接浮选两类办法     （1）硫化后用黄药浮选法。这是最常用的办法，用此法值得注意的是的添加办法。会集添加，会形成矿浆PH过高，使铅矿藏收到按捺，因而要分段添加。如用替代或添加硫酸铜、硫酸铁、乃至添加硫酸都能消除过量硫化剂的不良影响。 矿液吸收硫化剂，并沾污矿藏表面，添加水玻璃、焦磷酸钠和羧甲基纤维素等，可用部分地战胜矿泥的有害影响。有时需求脱泥，但这会引起金属的丢失。     脉石中的石膏，在矿浆中会引起矿泥聚会，并同碳酸根离子发作效果，生成碳酸钙的沉积，掩盖在矿藏表面上，阻碍矿藏的硫化和捕收剂的效果。消除石膏的影响有两种办法：     ①用替代，或添加少数的硫酸，以下降矿浆的PH，使碳酸根离子生成可溶性化合物，以免生成不溶的碳酸钙；     ②在矿浆中参加氯化铵或其他铵盐，以添加碳酸钙的溶解度，约束其在矿藏表面的沉积。     （2）脂肪酸加中性油浮选法  这种办法适用于难选铅矿藏含量较高，脉石中很少或没有石灰石和白云石的矿石。用这种办法所得到目标，往往比前一种低。但在某些白铅矿的选厂，可得到较好的目标。     捕收剂可用脂肪酸、重油、石油及火油的氧化产品、环烷酸及其皂类和妥尔油等。

常见的氧化铅矿有三种：白铅矿（PbCO3）、铅矾（PbSO4）、彩钼铅矿（PbMOO4）。       氧化铅矿的浮选有硫化后浮选和直接浮选两类办法。（1）硫化后用黄药浮选法。这是最常用的办法，用此法值得注意的是的添加办法。会集添加，会形成矿浆PH过高，使铅矿藏遭到按捺，所以要分级添加。如用替代或添加硫酸铜、硫酸铁、乃至添加硫酸都能消除过量硫化剂的不良影响。       矿泥吸收硫化剂，并玷污矿藏表面。添加水玻璃，焦磷酸钠和羧甲纤维素等，能够战胜矿泥的一部分有害影响。有时需求脱泥，但这样会引起金属的丢失。      脉石中石膏，在矿浆中会引起矿泥聚会，并同碳酸根离子发作效果，生成碳酸钙的沉积，掩盖在矿藏表面上，防碍矿藏的硫化和捕收剂的效果。消除石膏的影响办法有二：①用替代或添加少数硫酸，以减低矿浆的PH值，使碳酸根离子生成可溶的化合物，而不生成不溶的碳酸钙；②在矿浆中参加氯化铵或其它铵盐，以添加碳酸钙的溶解度，约束它在矿藏表面上的沉积。（2）脂肪酸加中性油浮选法。这种办法适用于难选铅矿藏含量较高，脉石矿中石灰石和白云石很少或没有的矿石。用这种办法得到的目标，往往比前一种办法低。

某铅锌矿选厂处理铅锌混合矿石。矿石中有呈细密状的原生矿、也有呈细粒浸染状的氧化矿。混合矿中有价金属矿藏为闪锌矿、方铅矿、黄铁矿、白铅矿、菱锌矿、异极矿和铅矾等。脉石矿藏为白云石、方解石及少数的石英和长石。金属矿藏嵌布粒度较粗。铅锌的氧化率较高（25%，20%），原矿含泥13%～18%。     选别流程选用重介质予选，抛弃约36%的尾矿。重介质选矿的精矿磨至-0.075mm占65%。选用硫化铅、氧化铅、硫化锌、氧化锌顺次优先浮选的流程，见下图。图示：某硫化—氧化混合铅锌矿浮选流程     药剂用量：黄药250g/t，黑药50g/t，2#油240g/t，硫酸铜1440g/t，脂肪酸80g/t，80g/t，石灰1500g/t。     所得浮选目标为：原矿含Pb5.16%，含Zn13.85%，铅精矿含铅59.73%，回收率87.2%，锌精矿含Zn51.45%，回收率80.94%。

3选冶联合工艺 选冶联合工艺是将浮选与冶金工艺优势相结合的一种选别工艺。 关于一些性质杂乱，含钙、镁、硅等较高的氧化矿，运用单一的浮选法难以收回，选冶联合工艺常能获得不错的作用。 选用“硫化焙烧—人工硫化矿浮选”的选冶技能思路，石云良等人对兰坪氧化铅锌矿进行了硫化焙烧浮选实验研讨，焙烧产品通过惯例硫化矿的浮选后获得的混合精矿铅档次7.85%、锌档次34.24%，铅锌收回率分别为79.13%和79.04%。 李珊珊等人选用循环浸—萃取—酸性电积—浸出渣浮选的工艺流程处理云南兰坪高碱性脉石型低档次氧化锌矿，对浸渣再磨后以硫化—黄药法一起浮选浸出渣中闪锌矿和残留菱锌矿。终究得到锌档次为22.16%的锌精矿，收回率为68.97%，锌的总收回率达92.57%。 简胜等人选用选冶联合工艺归纳收回铅、锌及铁。选用惯例硫化浮选工艺能得到铅档次为50.43%、铅收回率为72.46%的铅精矿;选铅尾矿选用配煤高温复原一磁选工艺，能得到铁档次为87%左右、铁收回率在90%左右的金属铁粉，锌在高温复原过程中的蒸发率高达90%左右。 选冶联合工艺对氧化铅锌矿的处理能躲避氧化铅锌矿中钙、镁、硅等杂质的不良影响，既能充分发挥冶炼技能对有价金属的收回，又能充分发挥浮选技能收回硫化铅锌矿的优势，从全体上进步了资源使用率，降低了能耗。 4结语 ①因为氧化铅锌矿矿藏组成杂乱，共伴生矿多，嵌布粒度细，性脆而易过磨而发作泥化现象，且可溶性盐含量高，各种不免离子对铅锌可浮性的影响极大，造成了其难以选别和使用。 ②关于氧化铅锌矿的使用，国内外的学者做了很多研讨，近年来虽然在氧化铅锌矿浮选工艺和药剂方面研讨获得必定效果，但大都还停留在实验室研讨阶段，局限性较强，因为经济技能上的原因，难以进行工业化使用。 ③使用新技能简化药剂组成的条件，开发廉价高效的新式浮选药剂，进一步研讨细微粒浮选的新工艺，完成氧化铅锌矿的高效低成本收回，是当下选矿工作者们尽力的一大方向。一起选冶联合工艺结合冶金和浮选的优势，能大幅度简化选别流程和进步选别目标，在氧化铅锌矿的选别中有极大的发展潜力。而现在对选冶联合工艺研讨相对较少，值得进一步深入研讨。

2 浸出工艺 浸出工艺首要分为酸浸和碱浸工艺。首要原理是使用溶液选择性溶解物猜中的意图组分，到达有用矿藏富集的意图。 湿法浸出工艺技能条件要求严厉，技能难度大，直接浸出对矿石的档次要求较高，依据现在的技能条件，国外浸出含锌25%左右，国内浸出含锌30%以上的氧化锌矿石，才有较好的技能经济指标。 2.1酸法浸出 酸法浸出是氧化锌矿浸出的首要办法，硫酸是最常用浸出剂。 杨大锦等人对云南某含锌11.49%的低档次氧化锌矿选用硫酸堆浸的处理办法，堆高1m、浸出温度在20～32℃之间。用浓硫酸熟化板结后，间歇喷淋、浸出结尾液pH值操控在1.0～1.5，堆浸13周后，得到锌的浸出率大于93%。麦振海等人对含锌18.81%，含二氧化硅44.99%高硅低档次氧化锌矿进行加压酸浸工艺研讨。在20～22ml浓硫酸/100g矿，压力0.8MPa，温度150℃，浸出时刻120min的最佳工艺条件下，得到了过滤性杰出的矿浆，Zn的浸出率98.5%。SiO2浸出率0.7%。 酸法浸出对设备腐蚀大，铁钙镁铝等杂质的浸出使浸出液不易净化，特别是因为二氧化硅的溶解带来固液别离的困难，形成技能上的困难。硫酸耗费较大，出产1t锌要要耗酸1t以上，受氧化锌矿石档次的影响，经济效益不明显。 2.2碱法浸出 碱法浸出具有浸出率较高和环境影响小等长处，其工艺较酸浸简略易操控，对设备腐蚀性小，且碱可循环使用，碱丢失率低，能耗低。 氧化锌的碱浸工艺用到的碱首要有和。 但现在碱法工艺还不行老练，现在许多研讨工作尚处在实验室研讨阶段。刘全军等人研讨了用和-碳酸溶液浸出云南兰坪氧化锌矿石，在浓度为4mol/L、温度70℃、液固质量比10∶1时，锌浸出率92.6%;在-碳酸溶液浓度为5mol/L、温度25℃、液固质量比15∶1时，锌浸出率91.3%。标明和-碳酸溶液都能是氧化锌矿的有用浸出剂。 张保平等人选用氯化铵-做浸出剂，直接从氧化锌矿中提取电锌，氧化锌中的锌以锌合作物的方式进入浸出剂中，一起将杂质砷、锑、铁等除掉。结果标明：锌浸出率≥93%;浸出液中砷和铁的质量浓度都低于25mg/L，铁的浓度低于15mg/L;浸出液通过一次锌粉除杂后的电积锌中锌的质量分数99.999%，纯度极高。 碱法浸出适合于高钙镁性氧化锌矿，浸出杂质含量低，浸出液简单过滤，可是碱法浸出为确保锌的浸出率，要求较高的液固比，使浸出液锌离子浓度偏低。浸工艺在实际操作过程中气蒸发丢失严峻，且对操作人员的健康极为晦气。

铅锌是重要的有色金属，在国民经济和工业开展中有着不行代替的效果。全世界80%的铅锌是经过硫化铅锌矿冶炼得到的，可是跟着逐年的挖掘，易选的硫化矿资源日益干涸，氧化铅锌矿资源正得到不断开发。但因为氧化铅锌矿矿藏组成杂乱，共伴生矿多，嵌布粒度细，泥化现象严峻，且可溶性盐含量高，各种不免离子对铅锌可浮性的影响极大。因而，现在仅有少部分高档次氧化铅锌矿有挖掘价值，对低档次难处的氧化铅锌矿用惯例的选矿工艺难以收回。现在具有工业价值的氧化铅锌矿首要有白铅矿(PbCO3)、铅矾(PbSO4)、菱锌矿(ZnCO3)、异极矿等，我国作为一个氧化铅锌矿资源大国，在当时国内铅锌精矿产量无法满意需求，仍很多依靠进口的情况下，加强对氧化铅锌矿收回运用的研讨对缓解供需矛盾有严重现实意义。在查阅很多文献的基础上，本文从浮选工艺、浸出工艺和选冶联合工艺对处理氧化铅锌矿的办法进行了总述。 1浮选工艺 现在铅锌矿选厂一般选用浮选工艺。单一的氧化铅锌矿床较为罕见，氧化铅锌矿首要来自于硫化矿的氧化带，既含有氧化矿，又含有硫化矿。氧化铅锌矿的浮选准则首要有两种，一是“先硫后氧”，既按方铅矿-闪锌矿-氧化铅矿-氧化锌矿的次序浮选;二是“先铅后锌”，既按方铅矿-氧化铅矿-闪锌矿-氧化锌矿的次序浮选。现在氧化铅锌矿的浮选工艺首要有硫化浮选法、脂肪酸类捕收剂浮选法、螯合剂浮选法、絮凝浮选法。 1.1硫化-黄药浮选法 硫化-黄药法是收回氧化铅锌的有用途径，国内外选矿工作者对其进行了很多的研讨。硫化-黄药法的机理是预先对氧化铅锌进行表面硫化，使氧化铅锌表面掩盖一层疏水较强的硫化物薄膜，再用黄药类捕收剂进行浮选。前期研讨发现，矿浆温度加温至50~60℃时，会有利于氧化锌矿藏的硫化和药剂的吸附，但硫化剂过量会按捺黄药与矿藏表面的效果，且氧化锌矿藏硫化后需求加硫酸铜活化后才能用黄药捕收。意大利北部戈尔诺选厂用加温硫化-浮选法浮选铅尾矿，调理矿浆pH值为11，加温矿浆45~50℃硫化，经硫酸铜活化后选用戊基黄药进行捕收，取得锌精矿档次达38.0%，锌收回率76.4%。孙伟等人选用硫化-黄药法浮选白铅矿，硫化-硫酚浮选异极矿，对云南沧源某氧化铅锌矿进行浮选工艺研讨。用Na2S作为硫化剂，丁黄药为铅捕收剂，硫酚为锌捕收剂，2号油为起泡剂，取得铅档次为53.93%，含锌13.13%的铅精矿，锌档次为31.82%，含铅为2.75%的锌精矿，以及铅档次为33.38%，锌档次为19.10%的铅锌混合精矿，铅锌的归纳收回率达98%以上。 硫化-黄药法运用技术较广泛，更多的用于氧化铅的收回，但选择性一般较差，用于杂乱低档次的氧化铅锌矿难以取得较好的选矿目标。此外还需求加温进程和活化进程，流程较杂乱，本钱较高。 1.2硫化-胺盐浮选法 硫化-胺盐浮选法也叫雷(Rey)法，是MauriceRey及其帮手最早发现的，而且证明伯胺类捕收剂是最有用的。现在，硫化-胺盐浮选法已经成为浮选氧化铅锌的首要办法，国内的氧化铅锌选厂大多选用硫化-铵盐浮选法。该工艺不需求加温硫化，而且过量不会对后续的浮选发生显着的按捺效果。陈锦全等人对某高铁泥化氧化铅锌矿进行硫化-胺盐法浮选试验研讨，以为硫化剂，混合胺(十二胺、十六胺、十八胺)为捕收剂，在铅锌给矿档次为3.54%、5.86%的条件下，取得铅精矿档次为45.23%，收回率73.51%，锌精矿档次40.56%，收回率76.21%的浮选目标。李玉琼等人对云南普洱某氧化锌矿选用磨矿前预先脱泥后硫化-胺盐浮选法收回氧化锌，以为硫化剂，十八胺为捕收剂，锌的原矿档次为6.08%，经过一次粗选、三次精选、三次扫选，得到锌精矿档次37.21%，收回率64.97%。胺类捕收剂对铅锌有杰出的选择性，其选别目标比硫化-黄药法要好。但硫化-胺盐浮选法也存在一些缺陷：对矿泥和可溶性盐灵敏，对原矿含易泥化的脉石矿藏选择性较差，药剂用量大。实践出产需求脱泥和硫酸整理活化，会使锌金属很多丢失和工艺流程杂乱化。 1.3脂肪酸类捕收剂浮选法 脂肪酸类捕收剂广泛的用于硅酸盐类矿藏、磷酸盐类矿藏等氧化矿的浮选，其可直接用于氧化锌的浮选，也可用于反浮选除掉精矿中碳酸盐和硫酸盐，进步精矿档次。 法国人J.M.Cases等人首先将脂肪酸工艺运用于处理含硅酸盐脉石的氧化铅锌矿的浮选，并选用此工艺处理Sanguninede(桑吉内特)氧化铅锌矿石，经过硫化-黄药浮选白铅矿，运用Na2CO3和Na2SiO3按捺硅酸盐脉石矿藏，用油酸直接浮选菱锌矿，终究得到档次为44.60%锌精矿，收回率为84.50%的选别目标。叶军建等人在独自运用丁基黄药或胺类捕收剂GA-1对矿石中菱锌矿无捕收效果的情况下，运用脂肪酸类捕收剂FA-1和GA-1的组合捕收剂，给矿锌档次为8.90%时，经过一次粗选就可取得锌精矿档次22.59%，锌收回率74.03%。 虽然在上世纪20年代就开端了对脂肪酸浮选氧化铅锌矿的研讨，但脂肪酸类捕收剂对脉石矿藏的选择性较差，对含碳酸盐和硫酸盐脉石矿藏的氧化铅锌矿选别效果很差，尤其是含铁高的氧化铅锌矿更为困难，至今在工业中运用并不广泛。 1.4螯合剂浮选法 螯合剂捕收剂因为具选择性高，捕收能力强的特色而遭到人们注重。汪伦等人运用普洱县氧化锌矿进行有机螯合剂肟活法-胺浮选试验，选用了一次选其他浮选流程就能取得档次37.07%，收回率73.92%的锌精矿。 谭欣等人研讨CF捕收剂对菱锌矿、白铅矿、方解石、白云石、石英、褐铁矿的捕收功能，发现CF对菱锌矿、白铅矿有杰出的捕收功能，对方解石、白云石、石英、褐铁矿效果较弱。在以CF为捕收剂时，六偏磷酸钠和硫酸锌盐化水玻璃能有用的按捺方解石等脉石矿藏的浮选。 在常温文天然pH值的矿浆中就能有用将菱锌矿、白铅矿与脉石矿藏别离，不需求像黄药类和胺类捕收剂的碱性环境，而且减去的硫化工序，进步了可操作性，节约很多的能耗和药剂。规避了黄药类和胺类捕收剂选择性不强使氧化铅锌矿浮选目标低、药剂耗费大、操作本钱高的缺陷。因为螯合剂捕收剂报价较高，开展时刻相对较短，稳定性和理论研讨仍需进一步完善，现在并未在出产中得到广泛运用。 1.5絮凝浮选法 氧化铅锌矿在微细粒和矿泥中丢失较多是形成氧化铅锌矿浮选目标低的一个首要原因。参加选择性絮凝剂后，细粒氧化铅锌矿藏聚会成较大颗粒的矿藏，使其可浮性进步而且很好地完成了细微粒脉石矿藏的别离，有用进步了铅锌金属的收回率。 杨敖等人研讨了阴离子絮凝剂2PAM30选择性絮凝兰坪水锌矿的可能性。结果表明，阴离子絮凝剂2PAM30与六偏磷酸钠和EDTA混用可较好地别离水锌矿与石英。 韩文静对河南某深度氧化铅锌矿石进行了试验室中型规划絮凝浮选研讨。原矿锌氧化率92.3%，铅氧化率90.4%，原生矿泥16.8%。以羧甲基纤维素为絮凝剂，选用先铅后锌的优先浮选准则。试验终究得到档次分别为49.83%和40.75%的铅锌精矿，铅锌收回率分别为42.26%和81.64%。试验运用于出产后得到锌精矿档次在30%以上，锌收回率64%。

一、产品名称及规格 　　产品名称：黄丹，又叫黄铅丹，别号密陀僧，学名。 　　分子式：PbO 　　分子量：223.19 　　二、性质及用处 　　本品为浅黄色或土黄色粉末，比重9.53，熔点888℃，沸点1470℃，加到300-500℃时变为红丹、温度再升高又变为黄丹，不溶于水和乙醇，易溶于冰醋酸，溶于硝酸和乙碱，有毒。 　　首要用于铬黄颜料、铅盐、陶瓷、玻璃、橡胶等工业。黄丹用于制作铅，与油成为番笕，在油漆中作催干剂。很多用于制作塑料稳定剂（即二盐和三盐）并可用作制作光学玻璃、陶瓷的质料，还可制作防辐射橡胶制品，少数用作蓄电池，也用于铬黄颜料出产等。。由空气氧化熔融铅制得。用于冶炼金属铅，制铅玻璃、铅化合物、催化剂和油漆催干剂等。.

陕西省某铅锌矿矿石因氧化程度高、易泥化而较难选，尤其是氧化锌的回收困难。试验针对矿石性质，采用了铅的硫化矿物和氧化矿物混合浮选回收，锌的硫化矿物、氧化矿物依次单独回收的方案。选铅时采用了组合捕收剂乙硫氮＋丁胺黑药，选氧化锌时采用了复合捕收剂Zn528，最终获得了铅品位和回收率分别为53.67%和82.92%、含锌5.23%的铅精矿，锌品位和回收率分别为51.08%和40.75%、含铅1.06%的硫化锌精矿及锌品位和回收率分别为22.55%、44.28%、含铅1.22%的氧化锌精矿，实现了氧化铅锌矿石的有效分选。

一、前语 我国氧化铅矿石储量极为丰厚，到1999年末，已探明的铅储量位居国际前列，因而，合理地收回使用这部分矿产资源，含义极为严峻。 灵宝市金源矿业有限责任公司第六分公司年采出铅矿石3万余吨，铅档次10%～20%不等，因其氧化率高，浸染粒度细，并与褐铁矿细密共生，含有很多的矿泥和易泥化的次生矿藏，致使选矿难度大，难以得到合格的铅精矿，选矿技能经济目标不高。一般存在着因矿浆泥化而恶化工艺流程，导致铅收回率低，浮选工艺安稳性差等问题。经济效益低且资源糟蹋严峻。 为了充分使用资源，节省资源，发明经济效益和社会效益，针对该矿区氧化铅矿的特色，采纳具有必定代表性的矿石样进行了具体的矿石可选性实验研讨，并在出产中加以使用，取得了令人满意的目标。 二、实验 （一）矿石性质 该矿床属岩浆期后热液矿床，散布于岩浆岩与白云岩触摸带400m范围内的白云岩层间裂隙及结构带中。矿石以细密块状为主，细粒—中细粒结构，它形-半自形结构，蜂窝状结构，矿藏间共生亲近，铅矿氧化程度高(氧化率近90%)。首要金属矿藏有白铅矿、铅矾、铬铅矿、方铅矿、菱锌矿、深红银矿、黄铁矿、褐铁矿等；首要脉石矿藏有石英、方解石、萤石、重晶石、绢云母、绿泥石等。原矿多元素分析见表1： 表1　原矿多元素分析1、实验室实验 （1）磨矿细度实验 磨矿细度实验选用浮选流程，一次粗选得铅粗精矿和尾矿。 药方为乙硫氮200g/t、500g/t、水玻璃300g/t、丁基黄药100g/t。磨矿细度设定－200目：70%、75%、80%、95%。磨矿细度实验目标见表2。 表2　磨矿细度实验目标%实验目标闪现：磨矿细度由-200目占70%，进步至-200目占75的选别成果，其粗精矿档次由23.17%进步到27.92%，铅收回率由53.17%进步到63.38%，若将磨矿细度增至－200目占85%，粗精矿中铅档次没有改进，但铅的收回率降至61.91%，再细磨至－200目占95%，粗精矿中铅档次及收回率则显着下降，铅档次降至23.33%，收回率仅为57.8%，可见，该矿石磨矿细度断定为－200目占75%为宜。 （2）25#黑药用量比照实验 磨矿细度为-200目占75%；选用浮选流程，一次粗选得铅粗精矿和尾矿；药方：500g/t、水玻璃300g/t、25#黑药(60g/t、90g/t、120g/t、200g/t)、丁基黄药100g/t；25#黑药用量实验目标见表3。 表3  25#黑药用量实验目标%从25#黑药用量实验可知，因用量的增加，铅收回率有所进步，由增加60g/t时，铅收回率为59.07%，到增加200g/t时，铅收回率提升至66.17%，增加了7.1个百分点，但粗精矿中铅档次相应的下降，由27.86%降至23.09%，归纳分析选别作用断定：25#黑药用量宜为120g/t。 （3）硫化剂用量比照实验 磨矿细度为-200目占75%； 浮选流程，同前； 药方：(900g/t、1100g/t、1300g/t、2000g/t)水玻璃300g/t、25#黑药120g/t、丁基黄药100g/t；硫化剂用量实验目标见表4。 表4　硫化剂用量实验目标%硫化剂用量实验目标闪现，硫化剂用量增大后，铅精矿档次和收回率均有所进步，再将硫化剂用量增加为2000g/t时，则对选别目标无显着变化，硫化剂用量宜为1100～1300g/t。 （4）抑制剂的影响实验 调查了水玻璃、淀粉、腐殖酸铵和烤胶等抑制剂对氧化铅浮选目标的作用，其最佳用量的实验成果见表5： 表5　抑制剂实验成果%由表5可知，以水玻璃及腐殖酸铵配方作为抑制剂，铅精矿中铅档次较高。故本实验断定选用该组合药剂作为抑制剂，其最佳用量为200＋1000g/t。 （5）开路实验 在条件实验中，将各要素的不同水平取其最佳成果，进行开路实验，做了惯例浮选流程及异步浮选流程的两个开路实验，其工艺流程图如图1、图2所示，实验目标见表6、表7。图1　开路实验榜首计划工艺流程图2　开路实验第二计划工艺流程 表6　开路流程榜首计划实验成果%表7　开路实验第二计划成果%（三）闭路实验 在开路实验的基础上，做了二个计划工艺流程的闭路实验，其闭路实验流程图如图3、图4所示：图3　闭路实验榜首计划工艺流程图4　闭路实验第二计划工艺流程 1、榜首计划 首要条件：磨矿细度为－200目占75%； 1100g/t； 水玻璃加腐殖酸铵150＋800g/t； 25#黑药100g/t； 丁基黄药80g/t。 2、第二计划 首要条件：磨矿细度为－200目占75%； 1100g/t； 水玻璃加腐殖酸铵150＋800g/t； 25#黑药100g/t； 丁基黄药80g/t； 柴油100ml/t。 闭路实验计划成果比照见8所示： 表8  闭路实验计划结比照%三、选矿成果及评论 （一）从闭路实验成果可以看出，选矿实验宜选用第二计划，即选用异步浮选流程，异步浮选流程是在粗选一的作业中增加适量的浮选药剂，使易浮的铅矿藏浮游，再进行两次精选，得终究铅精矿，槽内产品进行两次扫选后，便进行粗选二作业中，在此，增加足量药剂，及增设三次扫选，然后强力捕收难选铅矿藏，使铅收回率到达84.2%，粗选二的粗精矿经两次精选后与粗选一精矿兼并得到终究铅精矿。铅精矿档次到达56.45%。 （二）工业实验在药剂的挑选上，将25#黑药与丁基药剂的并用，彼此发生捕收力的“协同效应”，适量的Na2S，在本矿石氧化铅占有率高达90%的态势下，其硫化作用较为明显，铅精矿中含铅高达56.45%的产品质量，而水玻璃加腐殖酸铵的增加，施行了矿泥的有用地涣散作用，在完成铅精矿数质量双高时，其效能也是功不可没的。 （三）实验选用硫化-黄药法浮铅的异步浮选流程，在进行磨矿细度、捕收剂、硫化剂、抑制剂等药剂用量实验探究中，取其最佳成果作了开路实验，进而进行两种计划的闭路流程实验，以第二计划的工艺流程成功的闪现：铅精矿中铅档次为56.45%，铅收回率可达84.2%的抱负实验目标。 （四）选用异步浮选流程，其意图是为习惯有用矿藏的浮游性和挑选性的需求，分过程地增强选别作用。小型实验/出产实践都标明，具有流程结构比较合理，操作安稳，易于调整、操控等长处。这一新工艺技能的吸引力在于它可以习惯选别不同矿石性质的矿石(含多金属矿石系统)并有其实用性和针对性。在挑选异步浮选流程结构的一起，探究出施用榜首粗选加适量的扑收剂，选收可浮性较好的意图矿藏。以质优的精矿，赶快地产出；而在第二步粗选，以多元扑收剂，使“协同效应”尽或许明显加以扑收难选的意图矿藏，这乃是进步精矿质量进而又将有用矿藏尽量多收回的有用技能措施。 四、出产实践 药剂单耗计算、出产目标、作业参数和经济效益目标见表9、表10、表11、表12。 表9  药剂单耗计算g/t表10  出产目标%表11　作业参数表12　经济效益目标五、定论 1、银家沟矿石中含铅10%～20%，而铅矿藏的氧化率高达90%，一起，矿石中含泥量较大，矿藏嵌布粒度较细，磨矿细度需求磨至-200目占75%～80%，所以，该矿石属难选的氧化铅矿石。 2、异步浮选流程、适量的多元药剂计划，使得对难选氧化铅矿的工业处理变成或许，出产选别目标到达：铅精矿中铅档次为54.12%，铅收回率可达82.5%，挨近国内外同类型矿石的先进水平，使用远景广泛，展示很好的经济效益和社会效益，工业使用价值可观。 参考文献 [1] 胡为柏.浮选.北京:冶金工业出版社, 1990. 20～100. [2] 石道明,杨敖等.氧化铅锌矿的浮选.昆明:云南科技出版社,1996.12～18. [3] 王淀佐.矿藏浮选和浮选药剂.长沙:中南工业大学出版社,1986.430～433. 作者单位 灵宝市金源矿业有限责任公司（杨鑫生、李建政） 河南省冶金规划规划研讨院（罗颖初、姚书长）

土矿藏的共生联系    为了查明锌的赋存状况，选用KYKY-100B扫描电子显微镜进行研讨，在镜下调查到有适当的一部分难磨颗粒呈层板状，如图4、图5，这类颗粒属胶体凝集的复合矿藏，颗粒上呈现了铅锌碳酸盐矿藏与针铁矿、褐铁矿、粘土等严密共生，且大都为与针铁矿、褐铁矿的共生体，表4的能谱分析成果标明：很多的铁进入锌矿藏中，而很多的锌进入铁的氧化物和粘土中，菱锌矿含铁1.92%，白铅矿含铁3.92%，含铁、锌粘土矿藏含铁30.17%，而锌在褐铁矿平分布达28.74%，在含铁、锌粘土矿藏中占27.81%。对细粒部分进行调查，在这一等级中，锌所占的份额稍大，铁的单矿藏和铁的共生体较多，这是因为铅锌硫化矿藏与黄铁矿构成告知效果在原地风化，保留了原有的相互联系，黄铁矿又被褐铁矿、针铁矿等告知，吸附在起离子交换层效果的粘土表面。别的，从表4的能谱分析数据中还可发现：单体的褐铁矿藏和针铁矿藏含锌量分别为10.71%和2.04%，标明褐铁矿藏和针铁矿藏都具有不同程度的吸附锌离子的才能，褐铁矿的吸附才能更强，这种吸附是发生在矿藏表面双电层的内层，它替代Fe3+配位壳—OH或—OH2上的H+，以共价键或配位键结合在表面，构成内圈表面合作物，并引起表面电荷的改动。这种吸附基本上是不可逆的，只能被亲和力更强的金属离子置换，或在强酸性条件下解吸。［2］为此，进行了硫酸溶浸试验，表5是氧化锌矿石经硫酸溶液拌和效果后滤液中锌的总量与硫酸浓度的联系，明显，溶液中的SO42-可起到把锌(首要是锌离子)从氧化锌矿石中溶浸出去的运载体效果，其浓度的添加可增大锌离子的浸出量，因而也是选用湿法冶金处理氧化锌矿的必要条件。[next]    2  结  语    1.依据化学多元素分析成果，碳酸盐岩型氧化锌矿中ZnO含量占7.93%，如不加以处理使用，就会形成很多资源糟蹋，严重影响了氧化铅锌矿的开发与使用，因而，氧化锌矿石的研讨是有意义的。一方面，可进一步资源化使用，一起可进一步开展铅锌工业。    2.依据化学物相分析成果，锌矿藏氧化率为89.74%，标明该氧化锌矿遭到长时间的氧化和次生淋滤效果，属极难选的氧化矿。[next]    3.光学显微镜下查明：矿石中首要有用矿藏为菱锌矿、异极矿、白铅矿及少数残存的闪锌矿，首要脉石矿藏为褐铁矿、粘土、方解石、白云石、石英等，还有少数赤铁矿、石膏、重晶石等。菱锌矿呈细粒不均匀嵌布的一起，因为菱锌矿不只沿白云石、方解石裂隙充填，还与褐铁矿和粘土矿藏结合，因而在选用物理选矿时还必须充分考虑分选粒度要素。    4.扫描电子显微镜成果标明：铅、锌、铁和粘土矿藏共生，铅锌很多进入褐铁矿、粘土中，硅铁很多进入铅锌矿藏中，若选用浮选的办法，因为铅、锌的碳酸盐矿藏和硅酸盐矿藏与铁的氧化物、粘土严密共生，不易解离至彻底的单体状况，一起使细磨作业发生氧化矿的过破坏现象，浮选作业操控困难，影响浮选目标，这么多的矿藏一起包含在同一种矿石中，又大多为铅、锌、铁、粘生，因而，很难挑选较好的药剂准则，使其有用的把一切的氧化铅锌矿藏回收到精矿中。参考文献：［1］　龚美菱.相态分析与地质找矿［M］.北京：地质出版社，1994.［2］　介晓磊.氧化铁表面磷锌吸附机理［D］.武汉:华中农业大学.1995.称谢    毛德明教师为本作业进行的岩矿判定和扫描电镜研讨给予了最大的支撑，在此深表感谢。 STUDY ON MINERAL TECHNOLOGY OF ZINC OXIDEZHANG Qin,QIU Yue-Qin,TANG Yun,JIANG Sheng-yang(School of Resources and Environment,GUT,Guiyang 550003,China)Abstract：The studies on various analysis and detection methods have shown that the constitution and disseminated relationship of carbonate zinc oxide ore are very complex.The plumbic and zinc mineral,ferric oxide mineral,clay mineral paragenesis and the selective absorption of ferric oxide mineral to zinc are the main reason why it is difficult to flotate zinc oxide.This paper suggests that H2SO4 leach process is an effective method for processing zinc oxide.Key words:zinc oxide;scanning electron microcrope;H2SO4 leach process                                                     (本文责编：李淑琴)

一、生产流程。 如图1。图1  PbCl3渣生产三盐工艺流程图 二、主要技术条件。 将氯化铅渣球磨至－20目浸出，浸出液成分：NaCl3 20～340克／升，HCl 10～15克／升；液固比8∶1；浸出温度高于90℃；机械搅拌；浸出时间2小时；过滤温度高于60℃。 稀释结晶；用水稀释一倍，pH为1～3；稀释沉淀时间24小时：室温冷却，PbCl2结晶用水洗至洗水pH为5左右，稀释液中和浓缩后返回浸出。 碳酸转化：将相当于PhCl2结晶量40～45%的纯碱在80℃热水中溶化，搅拌中慢慢加入氯化铅结晶进行转化，液固比2∶1，转化温度100℃以上，转化时间约2.5小时，水洗至中性，过滤得碳酸铅。 硝酸溶解：用3倍水稀释硝酸，搅拌中将浆化的碳酸铅慢慢加入，完全溶解至无碳酸铅。 硫酸转化：加入稀释一倍的稀硫酸，硫酸用量稍低于计算值，转化为PbSO4后水洗去游离酸根，直至pH为7时停洗。 固碱转化：将PbSO4浆化成液固比2.5∶1，搅拌下加入40～50%的NaOH，加完碱后搅拌3小时以上，NaOH用量控制在按分析SO3达7.5%～8.5%。 三盐调整：在固碱转化中，产品可能含SO3过低或过高，所以还需要进一步调整；当SO3过低时，再加入硫酸，当SO3过高时，加入NaoH，调整产出合格产品。经离心过滤，蒸馏水洗涤除尽硫酸根，然后在150～250℃烘箱内烘干，经风磨机粉碎后，真空吸滤包装。 三、主要设备。 球磨机一台；浸出罐、稀释罐、碳酸转化罐、硝酸溶解罐、硫酸转化罐、固碱转化罐各一个，采用夹套式搪瓷反应釜，机械搅拌；离心机二台；烘箱一台；风磨机一台。 四、产品用途。 主要用作聚氯乙烯塑料、电气绝缘材料和人造革的热稳定剂。 五、产品质量（%）。 PbO 89±1，SO3 8±0.5，水分不高于0.4，细度（－200目）99.5以上，外观为白色粉末。

铅是粗铋中的首要杂质，选用氯化精粹法除铅产出的氯化铅渣含铅在70%左右，对其处理一般有三条途径：还原熔炼成粗铅；出产三盐基硫酸铅；湿法出产黄丹。 一、氯化铅渣的还原熔炼 （一）工艺流程。如图1。图1  氯化铅渣还原熔炼工艺流程 （二）首要技能条件。配料时，将氯化铅渣破碎至小于10毫米，配入渣量40%～50%的石灰石和6%的还原煤粉，装入反射炉内进行还原熔炼，炉内发作如下反响： PbCl2＋CaCO3＋C＝Pb＋CaCl2＋CO2＋CO PbCl2＋CaCO3＋CO＝Pb＋CaCl2＋2CO2 升温至950℃左右，待反响完成后再升温至1250℃左右，高温沉积4小时以上，至渣含铅在1%以下。产出粗铅与氯化钙渣。粗铅含铅97%～98%，可直接送铅电解精粹，氯化钙渣可用来制粗CaCI2，作氧化剂或组成白钨用。 （三）首要设备。颚式破碎机一台；球磨机一台；5米2反射炉一台；浸出罐，浓缩罐各一个、选用夹套式珐琅反响釜；转筒式枯燥机一台。 二、湿法出产黄丹 （一）工艺流程。如图2所示。包含浸出、净化、结晶、转化、烘干等工序。图2  氯化铅渣湿法出产黄丹流程 （二）首要技能条件。浸出：氯化铅渣经球磨后，用饱满食盐水浸出，液固比10∶1，浸出温度109℃，浸出液pH3～5，浸出液含铅高于65克／升。 净化除铜：加Na2S或海绵铅除铜，液温为90℃，除铜后液含铜低于0.001克／升。 净化除铁：加或次除铁（次用通入30%液碱中制得），除铁后液含铁低于0.0001克／升。 冷却结晶：选用夹套式循环冷水冷却，机械拌和，使用氯化铅在氯化钠溶液中溶解度随温度下降而下降，使PbCl2晶体分出。母液再回来浸出。 转化：PbCl2结晶用蒸馏水洗刷后参加30%的液碱中。其反响为： PbCl2＋2NaOH＝PbO＋2NaCl＋H2O 所用工业液碱先用MgCl2除铁，一般每吨液碱加MgCl2 1～5千克，除铁后液碱加热至95℃，供转化用，坚持转化后液含NaOH不小于2.5N，避免生成其它碱式铅盐。 洗刷枯燥：含碱的PbO用离心机过滤，滤后母液浓缩成30%的液碱，回来转化用。PbO结晶用热蒸馏水洗至pH为8，用蒸汽直接加热至105℃，烘干过筛包装，即为制品黄丹。 （三）首要设备。球磨机一台：浸出罐，除铜罐、除铁罐，冷却罐，转化罐各一个，选用夹套式珐琅反响釜；离心过滤机一台；转筒式烘干机一台；贮液槽与泵若干。 （四）产品用处。黄丹在油漆中作催干剂：陶瓷工业作釉料；用于出产光学玻璃、光导纤维、电子真空玻璃等含铅玻璃；还可制，，作铅铬黄料；并用于蓄电池工业。 （五）产出质量（%）。一级品含PbO不低于99，金属铅不高于0.1，PbO2不高于0.2，硝酸不溶物不高于0.2，筛余物（－200日）不高于0.2；二级品含PbO不低于97，Pb不高于0.3，PbO2不高于0.5，硝酸不溶物不高于0.5，筛余物（－200目）不高于0.5。 三、出产三盐基硫酸铅 （一）出产流程。如图3。图3  PbCl3渣出产三盐工艺流程图 （二）首要技能条件。将氯化铅渣球磨至－20目浸出，浸出液成分：NaCl3 20～340克／升，HCl 10～15克／升；液固比8∶1；浸出温度高于90℃；机械拌和；浸出时刻2小时；过滤温度高于60℃。 稀释结晶；用水稀释一倍，pH为1～3；稀释沉积时刻24小时：室温冷却，PbCl2结晶用水洗至洗水pH为5左右，稀释液中和浓缩后回来浸出。 碳酸转化：将相当于PhCl2结晶量40～45%的纯碱在80℃热水中溶化，拌和中渐渐参加氯化铅结晶进行转化，液固比2∶1，转化温度100℃以上，转化时刻约2.5小时，水洗至中性，过滤得碳酸铅。 硝酸溶解：用3倍水稀释硝酸，拌和中将浆化的碳酸铅渐渐参加，彻底溶解至无碳酸铅。 硫酸转化：参加稀释一倍的稀硫酸，硫酸用量稍低于核算值，转化为PbSO4后水洗去游离酸根，直至pH为7时停洗。 固碱转化：将PbSO4浆化成液固比2.5∶1，拌和下参加40～50%的NaOH，加完碱后拌和3小时以上，NaOH用量操控在按分析SO3达7.5%～8.5%。 三盐调整：在固碱转化中，产品或许含SO3过低或过高，所以还需要进一步调整；当SO3过低时，再参加硫酸，当SO3过高时，参加NaoH，调整产出合格产品。经离心过滤，蒸馏水洗刷除尽硫酸根，然后在150～250℃烘箱内烘干，经风磨机破坏后，真空吸滤包装。 （三）首要设备。球磨机一台；浸出罐、稀释罐、碳酸转化罐、硝酸溶解罐、硫酸转化罐、固碱转化罐各一个，选用夹套式珐琅反响釜，机械拌和；离心机二台；烘箱一台；风磨机一台。 （四）产品用处。首要用作聚氯乙烯塑料、电气绝缘材料和人造革的热稳定剂。 （五）产品质量（%）。PbO 89±1，SO3 8±0.5，水分不高于0.4，细度（－200目）99.5以上，外观为白色粉末。

摘  要：多种分析测试手段研究表明：碳酸盐岩型氧化铅锌矿石组成和嵌布关系极为复杂，尤其是铅、锌矿物、氧化铁矿物、粘土矿物共生和氧化铁矿物对锌的选择吸附是氧化铅锌矿难于用浮选方法富集分选的主要原因。    0  前  言    我国锌矿资源丰富，但长期以来，锌生产仍跟不上消费增长的速度，要改变这种状况，就要加强对锌的回收。随着硫化锌矿的不断开发和进一步的枯竭，氧化铅锌矿作为一种宝贵资源越来越受到人们的重视，进行氧化铅锌矿回收和利用是有意义的。    物质组成研究是拟定选矿试验方案的重要依据。我省赫章铅锌矿产出的氧化铅锌矿石颗粒很细，其物质组成研究仅靠光学显微镜是不够的，需采用扫描电镜、X射线衍射分析和化学分析等多种手段综合研究。     1  氧化铅锌矿石的化学及矿物组成    1.1  试样的化学组成    试样取自贵州省赫章铅锌矿氧化带，为了查明试样的化学组成，进行了多元素化学分析和化学物相分析［1］，结果分别示于表1和表2。 [next]     多元素化学分析结果说明：主要化学成份为SiO2、Al2O3，其次为铁，可认为该氧化铅锌矿为低铅锌钙、高硅铝铁。由化学物相分析结果可看出，水溶性硫酸锌仅占0.00065%，硅酸锌、亚铁酸锌矿、菱锌矿、异极矿等碳酸盐和硅酸盐矿物占5.42%，锌氧化率为89.74%，表明该氧化铅锌矿受到长期的氧化和次生淋滤作用，属极难选的氧化矿。    1.2  氧化铅锌矿X-射线衍射分析    采用Max-ⅢAX衍射仪(40kV／30mA，Cu／石墨)，对试样进行X射线衍射分析计算，得到如表3及图1的结果。由衍射试验结果可看出：试样中有用矿物以菱锌矿、褐铁矿为主，脉石矿物中以白云石和石英为主。[next]     1.3  氧化铅锌矿石显微镜鉴定    经光学显微镜研究表明：矿石中主要有用矿物为菱锌矿、异极矿、白铅矿及少量残存的闪锌矿，主要脉石矿物为褐铁矿、粘土、方解石、白云石、石英等，还有少量赤铁矿、石膏、重晶石等。    菱锌矿呈粒状，在单偏光下呈偏三方菱形(多数不完整)，无色，中等正突起至高正突起，具有明显的闪突起现象，局部颗粒被褐铁矿染成褐色，说明ZnCO3后期重结晶时有Fe2O3•nH2O同时沉淀；在正交偏光下，呈高级白干涉色；在反射光下，呈灰色，内反射呈黄褐色或无色。矿物粒径最大3 mm，一般为0.015-0.1 mm，最小0.003 mm，含量约为8%，见图2。水锌矿在单偏光下呈单斜晶系的纤状，无色，中等偏高正突起；在正交偏光下，干涉色为Ⅰ级灰白，平行消光；在反射光下，反射率较低，呈灰色。矿物粒径一般为0.001×0.005-0.003×0.05 mm，含量约为10%，见图2。    异极矿在单偏光下多数为粒状集合体，个别呈斜方板状，无色，较典型的中正突起；在正交偏光下，低干涉色，斜消光；在反射光下，反射率较低，呈灰反射色。单体矿物粒径为0.002 mm，集合体粒径为0.01 mm、0.02 mm、0.08 mm，含量约为3%，见图3。    白铅矿在单偏光下呈斜方板状和不完整的斜方锥状，无色，极高正突起，平行Ng-Np或Nm—Np切面，具有明显的闪突起现象；在正交偏光下，高级白干涉色，斜消光；在反射光下，反射率较低，呈灰反射色。矿物粒径为0.02-0.25 mm，含量约为5%。[next]    褐铁矿和粘土矿物在单偏光下呈褐红、褐黄色，呈半透明状，形态不规则，多数呈集合体或多颗粒的“堆”，突起高正，在正交偏光下，由于其中的粘土矿物及少量超显微针铁矿引起在均质性中显弱非均质；在反射光下，呈褐色。单体矿物粒径为0.03-0.05 mm，集合体粒径为0.1-0.5 mm，含量约为70%，见图2、图4。    方解石和白云石在镜下呈自形粒状，多数混在褐铁矿、粘土矿物集合体中，少数呈单体，粒径为0.001-0.005 mm，含量为4%。