铅锌矿石价格
2017-06-06 17:49:59
铅锌矿石价格是很多铅锌矿石投资人士、很多铅锌矿石企业关注的焦点，及时掌握铅锌矿石的价格信息、交易状况、市场供求关系、行情走势等，是在铅锌矿石投资交易中获得成功的关键。 2010年7月7日讯，现货铅锌矿石价格14650-14850元/吨，上涨50元/吨。伦铅连续五天基本持稳，虽然国外市场局势动荡，全球经济复苏脚步渐渐放缓，但在没有明显利空消息之际，铅市的形势还是比较稳健。国内现货铅锌矿石价格价格跟随伦铅市场基本报平，成交量也一直在中等偏上水平徘徊。 虽然美国非制造业数据逊于预期，由5月的55.4下降至53.8，引发业内对美国经济前景的担忧，但与此同时也利空美元，从而提振了金属价格。伦敦三个月期铅收报每吨1780美元，较前一个交易日涨15美元，最新库存为189350吨，减275吨，现货/三个月铅贴水25-贴水21美元。 伦敦金属市场走势昨日涨跌互现，但三个月期铅表现尚可。美元指数则在上周因美国就业数据疲弱走低后，今日在迟滞交投中持稳。美元走软令金属价格对欧洲投资人更为便宜。另外，对本周将要公布的中国贸易数据，市场也给予了一定关注。有分析师认为：中国周六公布的贸易数据预计将显示金属进口减少，但上海库存降低以及6月套利窗口打开可能已吸引了一些买盘。伦敦三个月期铅收报每吨1765美元，较前一个交易日涨12美元，最新库存为189625吨，减75吨；现货/三个月铅贴水27-贴水23美元。现货铅锌矿石价格今报14600-14800元/吨，持平。伦铅昨日抗跌持稳，守住1750美元关口。现货市场上交投比较平静，成交总量一般。有业内人士表示，目前铅锭货源充足，但下游采购偏向低价铅，因此总体而言，市场上高价铅更多一些。 对于下半年铅锌矿石价格波动的区间，近六成的代表认为在1．3–1．6万元/吨，这是2010年成都铅锌峰会近200名代表现场投票的结果。此外，有14%的代表认为下半年铅锌矿石价格在1．4–1．6万元/吨；23%的代表认为在1．4–1．7万元/吨；除了价格预测外，到会的代表还对铅行业的其他热点问题进行了投票。据统计，60%的参会代表认为铅锌矿石价格上下两难的状况仍将长时间延续；32%的代表认为铅期货的出现将改变铅锌矿石价格上下两难的局面；8%的参会代表认为铅在近年内将实现供需平衡，结束铅锌矿石价格上不去下不来的状况。 更多关于铅锌矿石价格的资讯，请登录上海有色网查询。
铅锌矿石的预选概述
2019-01-25 15:49:26
随着世界矿产资源的大量开发，矿石开采量日益 增长，原矿金属含量日趋下降。为了保证金属产量的稳定生产，满足国民经济在有色金属方面的需要，进行了强化开采，使大量围岩和脉石矿物混入矿石，从而贫化原矿出窿品位。为了降低选矿比和选矿成本，减少磨矿和选矿费用，原矿在进入磨矿作业之前就得进行预先富集，抛弃部分废石。 近年来，我国由于一些难采矿床的采矿方法不过关，资源损失严重，采矿损失率高达30%，贫化率高达30%。按目前采出矿石量和历史上达到的贫化率水平计算，每年无效地多入选废石200～300万吨，少产金属1～1.5万吨，多耗选矿费用2000多万元。 随着国民经济对矿物原料需求的不断增长，必须开发利用低品位贫矿石，矿山工作的机械化和应用生产能力高的矿山开采系统，亦进一步导致矿石的贫化。不可避免地降低矿石中有用组份的含量。要解决上述问题，有以下二个方向： 第一、在技术上选厂采用高生产能力、大型设备，代替现有的设备。 第二、在工艺上完善和采用适应于低品位矿石的选矿工艺。首先力图减少选厂最吃力的环节——磨矿的处理量。采用矿石预选可以改善矿石的准备作业，防止大量围岩、废石进入碎、磨矿和分选作业，从而节省能源。 在国外铅锌矿石选矿中应用最广的预选方法是重介质选矿，其次为跳汰；其他一些预选方法（如γ—萤光选矿法等）则正在研究中。而我国预选却很少应用，是一个薄弱环节。
铅锌矿石选矿试验方案实例
2019-01-18 13:26:56
某铅锌萤石矿选矿试验方案
(--) 矿石性质研究资料的分析
根据表3-9化学多元素分析和表此矿属粗粒不等粒嵌布的简单易选硫化铅锌萤石矿。3-10物相分析结果可知主要回收对象为铅、锌、萤石。其它元索含悬甚微,无工业价位。铅、锌主要呈方铅矿、闪锌矿存在。铅锌氧化率均在10%以下。金属矿物呈粗粒不等粒嵌只有少量铅锌呈星点状嵌布在千枚岩中。大多数呈不规则粒状，其次呈自形和半自形布的立方体,并且大多数都是单独出现，在石英中呈粗粒或中细粒嵌布。矿石以块状构造为主。故此矿石的嵌布特性和嵌镶关系结构、构造等均有利于破碎、磨矿和选别,属简单易选矿石。
(二) 试验方案的选择
根据所研究矿石的性质选择了如下三个方案:
(1) 优先浮选流程
据矿石性质研究结果可知，此矿石属粗粒不等粒嵌布的简单易选硫化铅锌萤石矿。方铅矿和闪锌矿的结构构造、嵌布特性和嵌布关系都有利于选别，磨矿时易于单体解离，不需要细磨,加上方铅矿的可浮性很好,天然的闪锌矿较易浮选，这都是采用优先浮选的有利条件。萤石可从硫化矿浮选尾矿中用浮选回收。
(2)铅锌混合浮选流程
铅锌混合浮选的主要矛盾是铅锌分离的问题，混合精矿分选时，要除去过剩的药剂，处理手续繁杂。若混合浮选指标与优先浮选指标接近,则应首先考虑优先浮选流程。
(3)重介质跳汰浮选联合流程
该矿石属粗粒不等粒嵌布，如方铅矿颗粒一般为1~5毫米，最大可达20毫米; 闪锌矿颗粒一般为2~10毫米，最大可达22亳米，再加上比重较大，故可考虑采用重选。进行比重组分分析，采用的重液HgI2和KI,其比重为2.65,分选给矿粒度25~3可以丢掉占原矿25~32%的废弃尾矿，废弃尾矿品位:Pb0.01~0.2%、Zn0.17~0.14%、CaF21.1~4.2%。表明本矿石可采用重介质选矿丢尾。通过显微镜观察、重力分析等均证明在较租粒度下也可得合格精矿，故决定先按如下两方案进行试验:
1) 将矿石中-25+3亳米的级别进行重介质选矿，以丢弃部分废石。
2 )用跳汰分选出合格精矿，并除去一部分废弃尾矿。进行跳汰试验时,可以将原矿直接跳汰;也可将原矿经重介质分选后所获得的重产物再进行跳汰。
跳汰试验结果表明，获得高品位铅精矿(78%) 比较容易，获得高品位的锌精矿很困难，获得合格的萤石精矿及有用金属含量在0.2%以下的废弃尾矿则是不可能的，同时给矿粒度最大不能超过12毫米。
矿物监定结果表明，不能获得高品位锌精矿的主要原因，是由于已解离的闪锌矿不能很好地与重晶石及萤石分开;不能获得废弃尾矿的原因，是由于尾矿中的脉石含有扁状晶粒和星点状嵌布的方铅矿及闪锌矿占10~15%左右，并且绝大多数与石英连生，即使将它磨至0.5~1毫米，也不易解离，因此不可能采用跳汰法丢尾矿。跳汰可产部分精矿，不能废弃的尾矿可进行浮选试验。合理的方案应该是经重介质(比重2.65)分选后的重产物用跳汰回收粗颗粒的铅和锌精矿，然后将重选尾矿和未进重选的细粒物料送浮选。试验结果表明，重浮联合流程同单一浮选流程指标相近，但可在磨矿前丢去25~32%的废弃尾矿，减少磨矿费用，降低生产成本。
优先浮选和混合浮选两个方案对比,二者指标相同，磨矿细度也相同，而前者的操作比较容易控制，因而推荐优先浮选流程。
原试验报告最终推荐两个方案供设计部门考虑即：
1)重介质-跳汰-浮选联合流程
2 )单一浮选流程(优先浮选)程;
实际上由于重浮联合流程主要优点仅仅是可以减少磨浮段的处理量，指标并未提高,而浮选所需磨矿粒度较粗，过粉碎问题不突出，因而不一定要用跳汰法回收粗粒精矿，可考虑用较简单的重介质-浮选联合流程和单--浮选流程。由于重选丢去的尾矿量不多，加上当时国内尚缺乏重介质选矿的经验，设计部门最后没有采用重浮联合流程，而是选用单一浮选流程。多年生产实践证明，该流程基本上是合理的。
从国内情况看，选别铅锌矿通常以浮选法为主，一般采用混合浮选、优先浮选流程，少数选厂采用等可浮流程。个别选厂采用重选-浮选联合流程。目前在我国混合浮选与优先浮选流程几乎各占一半。多数为一段磨选，个别厂采用粗精矿再磨或混精再磨流程。
多金属铅锌矿石选矿分离方法
2019-02-26 10:02:49
1.铅—锌分选
铅—锌别离办法较简略的是运用硫酸锌就获得满足的成果。但是，这种状况很少见到。这是因为铅锌矿石除了闪锌矿有时被铅和钙离子污染之外，还常常伴生有黄铁矿。特别是一种黄铁矿类型的铅锌矿石的硫锌矿石，硫化铁含量达60～70%以上。这样，仅用硫酸锌难以将铅与锌、硫矿藏别离而获得较好的分选作用。此外，在外理铅—锌～铜或铅—锌—铜～硫矿石时，当矿石中含有次生硫化铜矿藏时，矿浆中很多铜离子活化闪锌矿，在这种状况下更难用上述办法使之按捺。从国外选矿实践来看，铅锌别离仍以抑锌选铅的化工艺为主，其间以—硫酸锌法更为遍及，其次是—法。后者对次生铜含量较高，含泥较多的矿石往往能获得较好的分选作用。
加拿大诺娃士柯蒂亚新建的盖斯河铅锌选厂(日处理矿石量为1500吨)。处理碳酸盐型铅锌矿石(含2.8%铅、4.2%锌)，在铅、锌分选作业中，选用硫酸锌—工艺，铅精矿档次达72%，铅收回率为94%，锌精矿档次达62%，锌收回率为92%，锌精矿中氧化镁含量仅0.35%。苏联一个铅、锌氧化率高，并含有较多次生铜的萨拉伊尔斯克铅锌选厂在选用化工艺(硫酸锌——)的基础上补加硫酸铵和硅酸钠，对进步铅、锌收回率，尤其是氧化铝的收回率特别有用。
铅锌分选的无工艺除了在日本各选厂中遍及运用的法(包含SO3)和钠(澳大利亚北布罗肯—希尔)外，苏联米苏尔铅—锌选厂则选用氮化物—硫酸锌的分选工艺，近一、两年来，日本和苏联别离报道了两种铅—锌分选新工艺。日本中广吉孝等人指出，将铅—锌混合精矿在30℃条件下，用17%H2SO4溶液酸化拌和7～10分钟，使方铅矿表面遭到H2SO4作用后生成PbSO4而遭到按捺，为铅—锌分选发明了抑铅选锌的新工艺。苏联克瓦幸斯克铅—
锌选厂选用高锰钾彻底替代、不只进步了铅精矿档次，下降了铅精矿中含锌量，并且还大大简化了药剂准则。
2.铜—铅分选
铅—锌—铜(硫)矿石的分选工艺中，除了铜—铅与锌—(硫)别离工艺根本与铅—锌别离工艺相同外，首要问题会集在铜—铅混合精矿的别离工艺上。铜—铅别离工艺根本上有三种，即抑铜选铅的化法，抑铅选铜的重铬酸盐和(及其盐)法。现在，各国铅锌多金属矿石选厂逐步扔掉传统的化法和重铬酸盐法，以防止贵金属被溶解，防止含、含铬的污水。
对黄铜矿、斑铜矿和辉铜矿不具按捺作用。因为其对铜矿藏表面的清洗，因此有活化铜矿藏的作用。盐对未被化的纯洁方铅矿，在矿浆pH值
5今后遭到激烈按捺。在相同盐1.5公斤/吨用量的状况下，跟着方铅矿表面氧化程度的加深，方铅矿被按捺得更凶猛。
盐对铜、铅矿藏的上述选择性按捺作用，广泛地应用于铜铅别离工业生产，因为铜铅别离前，矿浆经拌和、浮选充气等进程，方铅矿表面都不同程序地被氧化，因此可被盐按捺。在生产实践中，盐(或)多与其它按捺剂组合，有利于进步分选作用和安稳性。几种首要的组合办法如下：
(1)二氧化硫、淀粉法
美国圣桥矿藏公司、旧金山矿、麦格芒物和加拿大布伦兹维克选厂均选用此法。圣桥矿藏公司所属勃拉息—克里喀、弗菜圈，洼衣畔纳姆等选厂所处理的铜铅锌矿石，其铜铅份额一般为30：1～50：1，乃至到达10：1～100：1。铜铅别离选用二氧化硫和淀粉法。别离前加荷性化淀粉0.25～0.5公斤/吨混精，二氧化硫1.5～3公斤/吨混精，操控矿浆pH值4.5～5，拌和3～5分，能够抑铅选铜。二氧化硫和淀粉的用量要恰当，若二氧化硫不行，淀粉将按捺铜。
(2)、矿浆加温法
在弱酸性回路中，吸附于方铅矿表面的捕收剂随矿浆加热到60℃以上而优先解吸，而吸附于黄铜矿上的捕收剂乃至将矿浆加热到70℃也不解吸。日本花岗堂屋敷和松峰等选厂均选用矿浆加温法。铜铅混合精矿吹入蒸汽，矿浆温度升至60℃后进行铜铅别离。小坂内之岱选厂原矿档次铜1.5%铅1.6%、锌4.9%。选用二氧化矿和氢氧化钙操控矿浆pH为5.5，进行铜铅混合浮选。其铜铅混合精矿加温至70℃，矿浆pH为5.5，浮铜、抑铅。获得铅精矿档次26%、铜收回率81.8%;铅精矿档次58.1%，铅收回率70%。
(3)——法
该法对含黄铁矿高、泥多、次生硫化铜高的矿石，可得到较好的成果。
(4)硫代硫酸钠(Na2S2O3)—法
该法能按捺被铜离子激烈活化的方铅矿、对成分杂乱的矿石进行有用别离。苏联捷略诺夫斯克选厂原矿成分杂乱，含有原生、次生硫化铜和氧化铜矿藏，方铅矿受铜离子激烈活化。为替代，用一般盐法均未获得成效。米哈诺布尔研究院提出了用Fe3+—S2O32-法能够对混合精矿获得安稳的分选作用，1977年在捷略诺夫斯克选厂进行了抑铅选铜的工业实验，获得了较好目标：铜精矿档次30.27%、别离作业收回率90%;铅精矿档次68.5%、作业收回率97%。1979～1980年经改进后，用硫代硫酸钠、作方铅矿抑剂又进行了一系列半工业和工业实验，证明对含次生铜和氧化铜为20～25%的硫化矿石，能够进行有用别离，获得较高目标。
(5)Nuchar 别离办法
此法为十四届世界选矿会议上提出的新别离办法，当处理难选的、低档次的铜铅混合精矿时，选用—加热法或重铬酸盐等按捺剂的按捺作用，随别离给矿中闪锌矿和黄铁矿含量的添加而急剧下降。当选用—加热法时，脉石矿泥的存在，
则下降铜的浮游速度。新的别离办法是将铜铅混合精矿用活性炭脱药，加剧和水玻璃的等量混合物拌和，再加CMC抑铅选铜。与二氧化硫—加温法比较，半工业实验铜精矿档次由27.8%进步到28.7%，别离作业铜收回率由92.9%进步到94.7%，铜精矿含铅由3.71%降到0.6%，别离作业铅的收回率由79.7%进步到97.4%。
其他办法不家南朝鲜第二莲花矿业的NaHSO3与遍及水泥合作的抑铅选铜工艺。苏联别洛乌索夫铜—铅混合精矿的别离选用H2SO4(800克/吨)抑铅选铜的工艺。以及印度拉贾斯坦的拉杰普拉—达里博矿床的铜含量较低的铜铅混合精矿(铅34.8%和铜5.5%)，分选实验提出方铅矿的有用按捺剂组合是碳酸、和柠檬酸的混合物的工艺等。
3.锌—硫分选
铅锌多金属矿石浮选工艺中，锌硫别离办法，从国内外选矿实践来看，大多选用石灰按捺硫化铁矿藏(黄铁矿和磁黄铁矿)。硫酸铜活化闪锌矿。单个选厂在锌硫别离时还选用少数。值得注意的是加拿大布伦兹威克12号选矿厂处理铜—铅—锌矿石运用二氧化硫下降pH值(4.5～4.8)，并用蒸汽加温办法从含铅、锌、铜和FeS2的混合精矿中仅浮选黄铁矿(浮选pH为5.0～5.3)，改进了分选作用，使铅精矿档次进步8%。西德梅根选厂运用相似的办法，将锌—硫混合精矿矿浆加温至80℃，用二氧化硫在pH为4.6条件下处理，按捺闪锌矿，浮选黄铁矿，使锌精矿档次进步7%，到达55%。
某氧化铅锌矿石选矿试验研究
2019-02-21 11:21:37
我国存在很多档次较低、且难处理的氧化铅锌矿石。针对氧化铅锌矿石矿藏组成杂乱，风化、泥化严峻，矿藏单体解离困难等特色，进行了选矿实验，以使这类矿石得到合理开发利用。
一、矿石性质
矿石中首要金属矿藏为白铅矿、铅矾、菱锌矿、褐铁矿、赤铁矿等，首要脉石矿藏为石英、方解石、白云石等。矿石化学多元素分析成果见表1，铅、锌物相分析成果见表2。铅、锌档次分别为2. 60%和4.26%。物相分析标明：铅矿藏首要是白铅矿，还有少数铅钒；锌矿藏则为菱锌矿及少数异极矿。矿石氧化程度较深。
表1 原矿化学多元素分析成果 %表2 矿石物相分析成果二、实验计划挑选
针对矿石的特色进行了前期探究实验。实验成果标明：选用硫化浮选法可回收矿石中的铅锌矿藏，脱泥浮选并不能有用改进浮选目标，相反却丢失很多微细颗粒铅锌矿，由于细泥中的白铅矿具有较好的可浮性，浮选前脱泥会使铅回收率下降，可通过添加调整剂减轻矿泥的影响。在不脱泥情况下，选用硫化－胺法浮选，可获得较好目标。
三、实验成果评论
（一）铅粗选条件实验
1、涣散剂用量对铅矿藏浮选的影响
依据条件实验成果，断定磨矿细度为－0.074mm占80%。矿石泥化比较严峻，需求参加涣散剂对矿浆进行涣散，消除矿泥的影响。在矿浆pH=9，用量2kg/t，硫酸锌与钠（质量比1∶1）混合用量1000g／t，乙硫氮+丁黄药用量80g/t条件下，涣散剂水玻璃用量对铅矿浮选目标的影响实验成果如图1所示。图1 水玻璃用量对铅矿浮选目标的影响
由图2可见：参加水玻璃可进步铅矿档次和铅的回收率；随水玻璃用量增大，铅精矿档次进步，但铅回收率下降。阐明水玻璃具有比较好的涣散效果，可以明显进步铅矿浮选目标，但用量过大时，对铅矿藏有必定按捺效果。图2 用量对铅矿浮选目标的影响
2、用量对铅矿藏浮选的影响
氧化铅矿藏的硫化效果直接影响选别目标：用量小，硫化效果不抱负；用量过大，又会按捺铅矿，下降铅回收率。从图2看出：随用量增大，铅粗精矿档次略有下降，这可能是矿浆碱性进步、黏度增大所造成的。铅粗精矿回收率在必定范围内随用量增大而进步，但用量过大时，铅粗精矿回收率呈下降趋势。归纳考虑，用量以4000g/t较适合。
3、按捺剂用量对铅矿藏浮选的影响
水玻璃用量400 g/t，用量4 kg/t，乙硫氮+丁黄药用量为100 g/t，硫酸与钠(1∶1)用量对粗铅精矿锌档次的影响实验成果如图3所示。图3 硫酸锌+钠(1∶1)用量对铅矿浮选的影响
由图4可见：随硫酸锌与钠混合物用量逐步增大，铅粗矿中锌档次逐步下降；混合物用量增大到800 g/t后，锌回收率与档次改变不明显。这首要是矿石含泥较多、机械搀杂所造成的。因而，硫酸锌与钠混合物的适合用量以800 g/t为宜。
4、捕收剂的挑选与用量
鉴于矿石性质较杂乱，单一药剂在浮选性能上存在某些缺点，故选用组合药剂作为捕收剂，并对几种组合捕收剂进行比照实验。这些组合捕收剂分别为乙硫氮+丁黄药、乙黄药+丁黄药、丁黄药+丁铵黑药，每种组合中2种捕收剂的质量比均为1∶1。实验成果标明：选用乙黄药+丁黄药组合，铅回收率最高，达64.88%，铅档次也达18.1%，归纳目标较好。混合药剂用量对浮选目标的影响实验成果如图4所示。可以看出，乙黄药+丁黄药组合的最佳用量为120 g/t。图4 捕收剂用量对铅浮选目标的影响
（二）锌粗选条件对浮选的影响
在丁基黄药用量200g/t，2#油用量60g/t条件下，调查活化剂硫酸铜用量对氧化锌浮选的影响，实验成果如图5所示。可以看出：随硫酸铜用量添加，锌档次下降，但回收率增大；当硫酸铜用量添加到600 g/t时，锌回收率添加不明显。故硫酸铜用量断定为600 g/t。图5 活化剂用量对锌浮选目标的影响
（三）闭路实验
铅浮选条件：用碳酸钠调矿浆至pH=9，水玻璃用量400 g/t，用量4 kg/t，混合黄药用量120g/t;锌浮选条件：硫酸铜用量600g/t，丁基黄药用量200g/t，2#油用量60 g/t。小型闭路实验流程为一粗一扫三精选；铅、锌给矿档次分别为4.26%和2.60。所得铅精矿档次45. 23%，回收率73. 51%；锌精矿档次40. 56%，回收率为72. 21%。
四、定论
氧化铅锌矿矿藏组成杂乱，风化、泥化严峻，矿藏单体解离困难。选用硫化浮选法可有用富集铅锌矿藏。乙黄药+丁黄药对铅矿藏有较好的捕收才能和挑选性，适量的水玻璃有较好的涣散效果，可以明显改进铅矿浮选目标；硫酸锌+钠是锌的杰出按捺剂，硫酸铜可起到活化锌矿的效果，进步锌的浮选目标。
多金属铅锌矿石选矿分选流程
2019-02-14 10:39:49
拟定多金属矿石选矿工艺流程时，有必要考虑有较高的选矿目标和矿藏资源归纳利用程度。 为处理不同性质的矿石，生产上首要选用如下四种流程： 直接优先流程 铜、铅、锌顺次浮选的优先流程处理多金属矿石，能够习气矿石档次的改动，具有较高的灵活性，对原矿档次较高的原生硫化矿比较合适。 国外大多数铅锌选厂选用优先浮选流程。例如：欧洲最大的铅矿之一瑞典的Lalsvall铅—锌选厂所选用的分选流程是典型的优先流程。 全混合流程 这种流程习气原中硫化矿藏总含量不很高，硫化矿藏之间共生亲近，结构杂乱、嵌布粒度细的矿石。它能简化工艺，削减矿藏过破坏，然后有利于分选；能够通过进步单位时间内的处理量；运用强捕收剂、药剂的联合运用等手法强化浮选进程；有或许使铅、锌硫化矿与氧化矿浮选到一个混合精矿中；及时地与终究尾矿一同抛弃对分选有害的可溶性盐和细泥物质。苏联阿尔玛雷克铅锌选厂选用这种流程，取得比选用优先流程更为高的目标。铅精矿档次进步10%。锌精矿档次进步4.5%（绝对值），矿石的归纳利用率从75.4%进步到83.7%，劳动生产率进步一倍。 铜铅混合浮选流程 这是生产上运用最广泛的一类流程。当原矿中铜或铅的档次低时，往往选用这类流程比较经济。日本以处理杂乱硫化矿出名，工艺特色 是铜、铅、锌、硫顺次优先浮选，多段细磨，二氧化硫、矿浆加温等。如堂屋敷选厂处理的矿石为含次生铜20%以上的铜铅锌硫多金属矿，原矿磨矿后增加，调整pH值至4.5，再加石灰使pH值上升到6，进行铜铅与锌、硫分选。 等可浮流程 依据矿石中矿藏可浮性的好坏，顺次浮选出可浮性好的、中等的以及较差的矿藏群，然后再按需求进行别离浮选或精选，产出各种金属的精矿。苏联哲兹卡兹干铜铅矿不必按捺剂预先分出方铅矿、黄铜矿细泥，然后选出次生硫化铜，终究用丁基黄药、黑药在苏打介质pH为8.2～8.5时浮出粗粒铜、铅连生体。粗粒铜铅混合精矿再磨后与细粒合并用锌络合物别离，比本来的混选流程进步铜收回率1.8%；铅精矿含铜从5～6%下降到4%；用量下降30%。 世界各国绝大多数选厂都把进步矿石中各种金属的归纳利用程度作为革新工艺流程的要点。浮选流程的拟定首要取决于矿石的特征。流程结构的革新包含以下几个方面。 1.磨矿流程及磨矿地址 依据矿藏嵌布粒度和结构结构，常用的磨矿流程有下列几类：1）一段细磨或粗选尾矿再磨；2）中矿再磨；3）粗精矿再磨；4）混合精矿再磨。尤其是精选回路中的再磨（粗精矿、中矿再磨）流程最为常见，也是革新流程结构的首要方向之一。例如：选用中矿再磨流程的有澳大利亚新布罗肯—希尔、墨西哥奈 卡等选厂。选用粗精矿再磨流程的有西德梅根、西班牙鲁比阿列斯等铅锌选厂。阶段选其他有美国帮克尔—希尔—凯洛格。将中矿回来流程首部磨矿—分级回路的有加拿大斯特金湖、西德梅根等选厂。澳大利亚芒特艾萨公司选厂选用此流程，改进了铅、锌精矿档次和收回率。在选用中矿再磨流程时，应该尽量削减来矿点，并且，最好只磨扫选泡沫（因扫选泡沫的数、质量易于控制）。例如，日本神冈矿业所的鹿间选厂。 上述几种磨矿流程往往在一个选厂兼而有之，即便只要一种磨矿流程，也或许分段进行。比较典型的是日本丰羽选厂。它的矿石性质杂乱，再磨点达五处之多（流程见下图），但取得了榜首流的选矿目标。1981年下半年在原矿αpb =2.38%，αZn =8.27%，αs =13%的情况下，到达了铅精矿βpb =70%，εpb =89.5%；锌精矿βZn=57.5%，εZn=95.3%。[next]
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2.重介质预选（详见矿石的预选） 铅锌矿石浮选之前进行重介质预浮能够大起伏抛废（抛废量达35～40%），进步矿石的当选档次。在矿石档次逐步下降的情况下确保或进步金属收回率。铅锌矿石重介质预选—浮选流程日益被广泛运用。苏联列宁诺戈尔斯克选厂在重介质预选后，将重产品和细粒级矿石别离处理，使金属收回率进步2～2.5%，一同还下降了处理本钱。此外，象苏联兹良诺夫斯克和蒂克里斯克、美国巴布—巴恩斯、加拿大苏利万、西德梅根、日本细仓及以意大利玛苏阿的阿米—萨尔达（Ammi—Sarda）和波兰喔列库什（OⅡъкцⅢ）等硫化、氧化和混合铅锌矿选厂均成功地选用了重介质预选工艺。据最近报道，苏联选用包含重介质、浮选、化等工艺在内的联合流程处理含金、银的铅锌多金属矿石，取得了高目标。原矿含1.4%铅、3.9%锌、0.16%铜。铅、锌精矿档次别离为53.69%和61.6%。收回率别离为73.2%和93.7%，并能取得含铜13%、铅9.3%的中矿。金银的总收回率别离高达90.1%和90.2%。 3.分粒级浮选及中间浮选 （1）分粒级浮选 分粒级浮选能扩展细粒矿藏收回粒度的下限，并进步其分选功率，日本松峰选厂在处理矿藏浸染粒度细、易泥化、含泥多（有时高达30%）的“黑矿石”时，在铜—铅混合浮选第三次精选作业和铜—铅分选作业及锌精选、扫选作业均选用粒级浮选（合作温水作业）都能改进浮选目标，铜精矿档次由18.1 %进步到22%；铅精矿档次由48.5%进步到58.3%；铅、锌收回率都有较大起伏的进步，别离由27.5%和83.8%进步到40.7%和86.2%。 （2）泥、砂分选 这种流程是下降矿泥搅扰，进步分选功率的有用办法。苏联列宁诺戈尔斯克、兹良诺夫斯克、米苏尔等选厂，日本释迦内选厂均把脱除的原生矿泥独自选别，明显地改进了矿藏分选的选择性，使选厂目标得到明显改进。 （3）中间浮选 选用粗磨条件下的中间浮选是下降单体解离情况矿藏泥化的有用办法。如苏联阿尔玛雷克铅锌选厂在混合浮选头部浮选出部分泡沫产品，使其不经正常精选的前部作业而直接进入其终究阶段。米苏尔选厂选用中间浮选并合作运用非极性药剂，使铅、锌档次别离进步10.1%和2.5%；铅、锌收回率别离进步0.7～1.5和3.4～4.1%。 4.关于活性黄铁矿的搅扰及处理办法 不少铅锌矿石都存在必定数量浮选活性较好的黄铁矿，在传统的选铅作业条件下，它往往随方铅矿上浮，当进步pH按捺它时，方铅矿又随之受按捺，一同，闪锌矿又往往因pH值的进步而上浮，然后形成操作上拉不能拉，压又不能拉的情况，选矿目标往往因铅锌互含高而很不抱负，乃至运用很多也杯水车薪。因而，长期以来对这种与方铅矿可浮性附近的黄铁矿的搅扰，被看成是一个难于处理的问题。近十多年来通过不断的生产实践，探索到了下述几个处理办法。 （1）改动传统的有用矿藏的浮选次序 一般的铅锌矿石的浮选次序是方铅矿—闪锌矿—黄铁矿。而对具有上述特性的难选矿石，能够顺水推舟，爽性使黄铁矿先于闪锌矿而与方铅矿一同浮出，然后进行铅硫别离。日本的丰羽选厂，就是选用铅—硫混合浮选流程来处理那部份活性黄铁矿的搅扰，对另一部份可浮性一般的黄铁矿，仍放到骨干流程的后部去选别。在西德的梅根，其原矿中约有10%胶状黄铁矿可浮性也较好，1974年曾经用惯例浮选次序，只得到铅精矿为βPb=25%；εPb=37%的目标。1974年开端选用了特殊的高碱作业抑硫浮铅，浮铅后不是浮锌，而是先浮选胶状黄铁矿，再浮锌，终究再浮遍及的黄铁矿（见下图）。[next]
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（2）选用特殊的作业条件 关于上节所述矿石中部分活性黄铁矿的搅扰，在运用优先浮选流程中，除了以改动浮选次序的办法处理之外，还可选用特殊作业条件：1）用很多石灰（pH>11.5）按捺黄铁矿；2）用高档黄药捕收方铅矿平 3）将粗选作业的黄药悉数参加榜首段球磨机中。在用这组作业条件优先选铅时，可相同用硫酸锌类药剂来按捺闪锌矿。 在高pH值下用黄药捕收剂浮选方铅矿，在曩昔被认为是不或许的，其依据是方铅矿适合的pH值规模为7～9，当pH>9时，方铅矿就遭到按捺。别的，在优先浮选方铅矿时，着重运用选择性杰出，捕收才能较弱的乙黄药。事实上也是这样，在弱碱性矿浆中若运用丁黄药，的确能引起操作紊乱。至于黄药的增加地址，一般习气把黄药增加到浮选前的拌和槽，这儿之所以加到球磨，也是因为高碱条件的需求。总归，这儿所说的三个特殊作业条件：在一般情况下是不被选用的。1974西德梅根选厂W.Latsch首要发现了这一组特殊作业条件。在这组条件下。黄铁矿、包含在一般情况下可浮性与方铅矿附近的那部分黄铁矿，均失去了可浮性，而方铅矿却依然保持着可浮性，这样，就扩展了二者可浮性之差，然后到达优先浮选方铅矿的意图。 梅根的矿石中有10%易氧化的胶状黄铁矿，粒度细的小于10μ，具有较高的可浮性，成了梅根选厂浮选技能的首要问题。但梅根选厂自从选用这一组作业条件后，使铅收回率从33%进步到60%，铅精矿的铅档次从25%上升到50%。梅根选铅时运用的是异丙基黄药。 （3）反浮性的运用 矿石中的胶状黄铁矿也常对锌浮选发生搅扰，使锌精矿档次提不高。对此问题，加拿大布伦兹维克矿早在1970年曾经就成功地运用热二氧化硫法进行胶状黄铁矿的反浮选。 所谓热二氧化硫法，就是对给入反浮选黄铁矿的矿浆在榜首个拌和槽通入SO2，使矿浆呈弱酸性，然后在第二个拌和槽通蒸汽加热，跟着温度的上升，SO2使矿粒表面的黄药解吸、分化，这个进程对铜、铅、锌的硫化矿较快，对黄铁矿较慢，然后形成二者可浮性的距离，而在75℃～80℃时到达最佳经济水平，这样，胶状黄铁矿就可作为泡沫产品产出，而铜、铅、锌的硫化矿作为终究精矿留在槽内，各条件中，温度是最重要的。矿浆冷却后，铜、铅、锌等硫化矿藏又可从头取得可浮性而无须增加捕收剂。 布伦兹维克№6选厂用SO2在pH4.5～4.8时按捺方铅、黄铜矿、闪锌矿，然后把矿浆加温到79.4℃，浮选黄铁矿、磁黄铁矿。与按捺黄铁矿浮选铜—铅—锌混合精矿办法比较，在相同收回率情况下，混合精矿档次较高。该厂用热二氧化硫法只通过一粗一扫作业，混合精矿档次就从Pb+Zn+Cu=42%进步到57%。 布伦兹维克№12选厂也用此法从锌精矿中反浮选黄铁矿，把锌精矿位从50%进步到57.8%。 1976年梅根选厂的热二氧化硫工艺正式投产，总锌中矿含锌约35%，在榜首拌和槽加SO2约3.5公斤/吨，pH为4.2；在第二拌和槽用蒸汽加热至80℃；浮选选用一粗三精；槽内锌精矿档次从曩昔的53.2%进步到54.75，最高达58%；锌作业收回率为81%。
玉水铜铅锌矿石的选矿技术
2019-01-24 09:37:06
玉水铜铅锌矿在梅县葵岭多金属矿区，玉水矿段。该矿属沉积改造热液迭加矿床，主要有用矿物为黄铜矿、斑铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等，脉石矿物为石英、长石、绢云母。该矿平均品位为Cu 4.08 %，Pb 1.85%，Zn 3.28%，已建有简易选厂，矿方认为铅高且铅铜比大的矿石难选，因此本试验工作针对铅高的矿石进行。
1、矿石性质
原矿多元素分析结果见表1，矿物组成见表2。
表1 多元素分析元素CuPbZnSFeAsSiO2Al2O3Ca含量%8.6719.432.9316.1822.310.01413.651.070.97
表2 矿物组成 矿物黄铜矿方铅矿闪锌矿斑铜矿黄铁矿赤铁矿菱铁矿石英绢云母含量%24.1121.943.101.819.028.778.9715.842.95
原生硫化铜中铜占79.88%，次生硫化铜占17.18%。 硫化铅占总铅的90.47%，硫化锌占总锌的82%。 嵌布粒度：黄铜矿一般为0.04-0.08mm，与方铝矿、闪锌矿紧密嵌布，方铅矿一般为0.02-0.08mm，闪锌矿一般为0.05-0.2mm
2、分选工艺
1986年进行选矿试验。先将矿石磨至200目占89%，预先搅拌，然后再加入硫酸锌和乙黄药进行铜铅混合粗造，粗选之粗精矿磨至-0.043mm占93%，然后加入Na2SO3和Fe2（SO4）3抑铅，再加入黄药浮铜得铜精矿，槽内产品为铅精矿。铜铅混合粗选的尾矿再加入CuSO4和黄药浮锌得锌精矿。
3、分选结果
闭路试验得到如表3的结果
表3 分选结果 产品产率%品位%回收率%CuPbZnAg g/tCuPbZnAg铜精矿30.4224.095.620.95212.584.148.809.6939.97铅精矿32.293.3552.194.8525013.1686.7452.5049.91锌精矿3.542.2411.9916.241400.922.1818.547.05
存在问题：铅精矿含铜偏高。锌的精矿达不到要求。
铅锌矿石选矿工艺技术资料
2019-02-22 15:05:31
铅锌矿石选矿
从含铅锌矿石中别离和富集铅锌矿藏的分选进程。选矿产品有铅精矿和锌精矿，或铅锌混合精矿。
矿藏与资源天然界产出的铅锌矿石，由铅锌矿藏、其他金属(如黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿等)和脉石矿藏组成。脉石矿藏首要有方解石、石英、白云石、绢云母、萤石、重晶石等。铅锌矿石中常伴生有镉、锗、、铟、镓和金、银等元素。铅锌矿石按氧化程度分为硫化矿和氧化矿;氧化率在10%～30%的为混合矿，小于10%的为硫化矿，大于30%的为氧化矿。铅锌矿石类型首要是硫化矿，氧化矿很少。因而，世界上所产的铅、锌金属绝大部分来自硫化矿，很少一部分由氧化矿中提取。
世界上铅锌资源丰富，散布较广。铅的储量以美国居首，其次是澳大利亚、俄罗斯和加拿大;锌的储量加拿大最多，其次为澳大利亚、美国、南非等。铅矿石开采量前苏联居首;锌矿石开采量加拿大最多。我国的铅锌矿资源丰富，首要散布在云南、甘肃、陕西、江西、广东、湖南、四川、广西、青海和内蒙古等地。我国铅锌矿石档次低，杂乱共生难选矿石居多。矿床类型首要有矽卡岩型铅锌矿床、热液脉状铅锌矿床、黄铁矿型铅锌矿床、碳酸盐岩层中热液告知铅锌矿床和碳酸盐中层状铅锌矿床等5种。铅矿藏与锌矿藏常常共生，构成多金属矿床。已知铅矿藏144种，锌矿藏58种;工业上运用的铅矿藏有六种，锌矿藏有七种。(见表)已运用的铅锌矿藏以方铅矿和闪锌矿为主。选矿工艺铅锌矿石的分选，以浮选为主，也能够运用重选和选冶联合流程。因为铅锌矿石中的各种矿藏的嵌布粒度不均匀，(见矿藏粒度)不同的矿石应有相应的磨矿、浮选流程。
硫化铅锌矿石的分选 浮选铅锌矿的工艺流程有：(1)优先浮选流程(图1)。我国铅锌矿山多运用该图1优先浮选流程流程。(2)部分混合浮选流程(图2)。我国运用也较多。(3)全混合浮选流程(图3)。(4)重介质预选一铅锌依图2 部分混合浮选流程
次优先浮选流程。(5)重介质预选一浮选一重选联合流程：对含有铅、锌、硫、锡的矿石，选用重介质选矿法进行预选，扔掉35%左右的废石;浮选选用阶段磨矿、阶段分选的流程，顺次选出铅、锌精矿;选锌尾矿浮选出硫化铁后，再用翻床选出锡精矿。(6)等可浮浮选流程，将欲收回矿藏按可浮性持平准则，分为易浮和难浮两部分，别离进行混合浮选，得到混合精矿，然后再顺次分出各种有用矿藏的独自精矿。(7)异步混合浮选流程。在整个铅锌混合浮选进程中，人为地分阶段地操控矿浆pH、按捺与活化条件、捕收剂效果强度等各要素，保证铅锌矿藏不同步地在各自适合的浮选条件下，最充分地发挥其特有的浮游性，然后能够获得高的选矿目标。图3 全混合浮选流程
混合铅锌矿石的分选 选用顺次别离出硫化铅、氧化铅、硫化锌、氧化锌的优先浮选流程。氧化铅和氧化锌在浮选前通常用硫化剂硫化，然后再进行浮选。
氧化铅锌矿石的处理常用的办法有：(1)先用硫化剂硫化，再用黄药浮选氧化铅，用胺浮选氧化锌;(2)先用蒸汽加温硫化，再用硫酸铜活化，最后用黄药捕收氧化锌矿藏;(3)关于不宜用浮选法处理的氧化铅锌矿石，可选用重介质选威尔兹法一帝国熔炼法选一冶联合流程。
典型的铅锌矿选矿厂
凡口铅锌矿选矿厂坐落我国广东省仁化县，1968年投产，1991年出产规模4000t/d。该选矿厂的原矿来自“堆积一改造型”层控矿床，矿石为细密块状原生硫化矿石。有价矿藏首要有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿，脉石首要为石英、方解石、白云石等，银矿藏有银黝铜矿和深红银矿等。银、铅、锌矿藏和硫矿藏以细粒嵌布为主。矿藏间结合极为亲近。原矿中含铅、锌、硫、银、铁别离为4%～5%、9%～11%、22%～25%、95～110g/t、19%～21%。破碎选用三段一闭路流程。磨矿、浮选流程有两个系列，一个系列选用高碱度、丁基黄药优先浮选流程，出产铅、锌、黄铁矿独自精矿;铅精矿档次50%、锌精矿档次51%～53%i硫精矿档次43%～46%，铅、锌、硫收回率别离为81%、83%、91%～93%和43%～47%;另一个系列为异步混合浮选流程，于1987～1991年选用，出产铅锌混合精矿及硫精矿，浮选药剂运用石灰、硫酸铜、黑药、丁基黄药及松醇油，铅锌混合精矿档次55%，含银320g/t，铅、锌、银收回率别离为89%～90%、97.75%和88.23%。1992年末，两个系列均改为优先浮选流程。该厂还运用了先进的检测仪表库里范30载流分析仪、PSM一400粒度分析仪和埃得尔密度计等。80年代末先进的智能工业操控体系(I/A体系)已于1991年末开端运用，在一个磨矿体系完成了主动操控。
黄沙坪铅锌矿选矿厂坐落我国湖南省桂阳县，于1967年投产，出产规模2000t/d。该选矿厂用原矿属碳酸盐岩层中的热液裂隙充填和告知矿床。矿石以细密块状为主，属中、细粒不均匀嵌布，矿藏间共生亲近。首要有价金属矿藏有方铅矿、铁闪锌矿、纤维锌矿、黄铁矿、黄铜矿等，脉石矿藏有石英、方解石、萤石等。该选矿厂的破碎流程为三段一闭路流程。浮选选用等可浮流程，选矿药剂运用石灰、硫酸锌、硫酸铜、丁基黄药、乙硫氮、松醇油等。1991年选矿出产目标为：原矿铅档次3.13%、锌档次6.02%、硫档次13.61%;铅精矿档次72.15%，锌精矿档次44.60%，硫精矿档次34.85%;铅、锌和硫的收回率别离为90.88%、91.59%和46.88%。
西林铅锌矿选矿厂坐落我国黑龙江省伊春市，1967年投产，出产规模1200t/d。该选矿厂的原矿归于高中温热液充填铅锌矿床。矿石有块状、浸染状两种。矿石中首要有价金属矿藏有磁黄铁矿、黄铁矿、闪锌矿(铁闪锌矿)和方铅矿，还有微量的银黝铜矿、硫锑铜银矿、深红银矿等;脉石矿藏首要有白云石、方解石、绿泥石等。破碎选用三段一闭路流程。选矿流程选用多段细磨，铅、锌粗精矿别离再磨，铅、锌、硫顺次优先浮选流程。磨矿细度为-0.074mm占85%，浓度43%。选铅运用黑药为主，丁基黄药、丁基铵黑药为辅的混合捕收剂;选锌则用柴油与丁基黄药混合捕收剂。选矿出产目标为：原矿铅档次3%～4%、锌5%～6%、硫17%～18%、银70～90g/t;铅精矿含铅62%～67%、含锌4.81%～5.5%、银1230～1400g/t，铅、银收回率别离为91%～92%、76%～80%;锌精矿含锌、铅、银别离为50%、0.8%～1.3%、57～58g/t，锌、银收回率别离为87%～89%、5.0%～7.0%。
青城子铅锌矿选矿厂坐落我国辽宁省凤城县，出产规模1600t/d。该选矿厂的原矿为中温热液充填告知铅锌矿床。矿石以块状、网状为主。矿石中首要有价金属矿藏有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿，首要脉石矿藏有白云石、石英、方解石、绢云母等。破碎选用三段一闭路流程，磨矿粒度50%为-0.074mm。分选选用铅、锌、硫混合浮选流程，混合粗精矿再磨(一0.074mm占90%)，选铅后，锌一硫别离。运用钠黑药、乙硫氮、丁基黄药、硫酸铜等选矿药剂进行混合浮选，选铅选用、硫酸锌、石灰、活性炭等。该厂1991年选矿出产目标：原矿铅档次2.23%、锌2.20%、硫7.4%、银65g/t;铅精矿含铅68.14%、锌1.93%、银.223.：|g/t，铅、银收回率别离为88.81%、70.20%;锌精矿含锌54.80%、铅0.94%、银90g/t，锌、银收回率别离为90.31%、5.60%;硫精矿含硫39.51%，收回率70.47%。
小铁山铜铅锌选矿厂坐落我国甘肃省白银市，1980年投产，1991年出产规模为800t/d。小铁山矿属黄铁矿型铜铅锌多金属杂乱硫化矿床，伴生有金、银及稀散元素，矿石有块状及浸染状两种。矿石中首要有价金属矿藏有黄铁矿、闪锌矿、方铅矿、黄铜矿、铜蓝和辉铜矿等，首要脉石矿藏有石英、绢云母、绿泥石等;此外还有银金矿、金银矿、天然金和天然银等。破碎为三段一闭路流程。分选选用先铜、铅、锌、硫混合浮选、后别离的流程;混合粗精矿再磨后，进行硫与铜、铅、锌别离;铜、铅、锌粗选泡沫经浓缩脱水后再磨，增加、选铜抑铅锌，终究得到铜精矿、铅锌混合精矿和硫精矿。1991年选矿出产目标为：原矿铜档次o.80野、铅1.97%、锌3.62%、硫7.26%、金o.86g/t、银62g/t;铜精矿含铜17.82%，铜收回率21.66%;铅锌混合精矿含铅13.01%、锌27.15%，铅、锌收回率别离为75.59%、85.76%;金、银在铜及铅锌混合精矿中的收回率别离为60.43%和74.90%。
柴河铅锌矿选矿厂坐落我国辽宁省开源县，出产规模1000t/d。该矿为中低温热液告知矿床，矿石中首要有价金属矿藏有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿，其次为白铅矿、菱锌矿、铅矾、异极矿等，脉石矿藏首要有方解石、白云石、石英等。破碎为三段一闭路流程。分选选用硫化铅、氧化铅、硫化锌、氧化锌顺次优先浮选流程。除常用选矿药剂外，氧化锌浮选运用六聚偏磷酸钠、与混合胺的乳化液。1991年选矿出产目标为：原矿铅档次2.13%、锌6.36%、铅氧化率32.5%、锌氧化率39.3%;铅精矿含铅61.21%、锌5.30%，铅收回率77.03%;锌精矿含锌47.69%、铅1.17%;锌收回率为88.71%。
芒特•艾萨(MountIsa)铅锌矿选矿厂坐落澳大利亚昆士兰州西北部，1965年投产。矿石中首要有价矿藏有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等，脉石矿藏以碳酸盐、页岩为主。1981年建成重介质选矿车间，处理破碎后的矿石，扔掉废石30%。该厂选用阶段磨矿、阶段分选工艺流程：榜首段磨矿粒度为-0.074mm占50%～60%，增加按捺闪锌矿和黄铁矿，加乙基钠黄药，在pH8.2条件下进行铅粗选;用硫酸铜作活化剂，丁基黄药作闪锌矿的捕收剂选锌;铅粗选尾矿再磨至-0.074mm占78%进行第二段铅粗选，铅中矿再磨至-0.038mm占95%再选。各段铅粗精矿合并经一次精选得终究铅精矿;选锌为二次粗选、一次扫选、三次精选。1981年其选矿出产目标为：原矿含铅6.2%、锌6.0%、银155g/t，铅精矿含铅47.7%～51.5%、锌6.9%、银1195g/t，铅、银收回率别离为81.5%、80.9%;锌精矿含锌50.2%、铅3.0%、银113g/t，锌、银收回率别离为66.1%、5.8%。
沙利文(Sullivan)铅锌矿选矿厂坐落加拿大不列颠哥伦比亚省金伯利区域珀塞尔山脉东麓，1923年投产，处理才能达1万t/d。矿石中首要有价矿藏为方铅矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿和黄铁矿，伴生有银、锡、铋、镉等。该厂用重介质预选一浮选一重选联合流程出产出铅精矿、锌精矿、硫精矿和锡精矿。此外还出产硫酸铜。重介质抛废量占原矿量的36%，重产品磨至-0.074mm占54%选铅，其尾矿给第二段磨矿，再选铅(粗选、扫选)，后选锌，锌粗精矿再磨后精选。选锌尾矿用五层主动翻床选锡，用浮选法脱硫。选矿出产目标为：原矿含铅4.74%、锌4.34%、银50.39g/t;铅精矿含铅63.42%、银608g/t;锌精矿含锌48.63%、银86.16g/t;铅、锌、银总收回率别离为91.96%、93.13%和86.77%。
铅锌矿石选矿的最新进展
2019-01-31 11:06:17
针对云南某铜铅锌硫化矿出产中存在的铜铅别离目标不抱负、铜铅精矿互含高的问题，贾仰武对铜铅混合精矿进行了铜铅别离浮选实验研讨。结果表明，当混合精矿再磨到80%-0.074 mm时，以钠、水玻璃和CMC为组合按捺剂代替重按捺方铅矿，以Z－200代替乙黄药作为黄铜矿捕收剂，可以取得杰出的分选技术目标，铜精矿档次23.30%，含铅3.30%；铝精矿档次64.66%，含铜0.50%，较为有用地完成了铜铅别离。
针对青海某铜铅锌多金属硫化物矿石嵌布粒度较粗、含铜较低的特色，刘守信等选用铜铅混选—混精铜铅别离—尾矿选锌工艺流程进行了分选实验研讨。铜铅混浮时选用Ty-1与硫酸锌作为闪锌矿和铁闪锌矿的组合按捺剂，乙基黄药、J－21作为捕收剂，完成了铜、铅矿藏与锌矿藏的有用别离，且泡沫粘度适中，为下一步铜铅别离发明了杰出条件；铜铅别离选用活性炭、CMC－重法抑铅浮铜，完成了铜铅矿藏有用别离，取得了较为抱负的选矿技术目标。任祥君等对另一铜铅锌多金属硫化物矿石，经过多种计划比较，断定选用铜铅优先浮选、水玻璃+钠+羧甲基纤维素组合按捺剂进行铜铅别离、铜铅混合浮选尾矿用硫酸铜活化后浮选锌矿藏的实验计划，进行了体系的研讨，成功完成了铜铅的有用别离，终究得到了铜档次21.40%，铜收回率67.65%的铜精矿，铅档次52.92%，铅收回率95.90%的铅精矿和锌档次50.21%，锌收回率83.74%的锌精矿。
对辽宁某铜铅锌多金属硫化物矿石，刘亚龙等选用铜铅混浮—铜铅别离—混浮尾矿抑硫浮锌的浮选工艺进行了斌验研讨。混合浮选以乙硫氮+黑药为捕收剂、ZnS04+Na2S03为按捺剂，并操控矿浆PH=11.5左右，完成了铜铅矿藏与锌硫矿藏的别离；运用水玻璃、钠和羧甲基纤维素组合按捺剂，代替和重，成功地完成了铜铅别离；经过闭路实验，取得了铜档次28.54%铜收回率65.62%的铜精矿，铅档次55.69%，铅收回率83.21%的铅精矿和锌档次51.09%，锌收回率90.87%的锌精矿。
根据西藏某杂乱难选铜铅锌多金属矿石的性质，李观奇选用铜铅混合浮选—铜铅别离—铜铅浮尾选锌的准则流程进行了分选实验研讨，铜铅混合浮选选用Bp、丁基铵黑药和黄药组合捕收剂，选用、硫酸锌和碳酸钠组合作为锌矿藏的按捺剂；铜铅别离时，选用活性炭进行脱药，选用CMC，Na2 S03和Na2 Si03环保型组合药剂作为铅矿藏的按捺剂，成功地完成了铜铅别离，取得的分选技术目标较现行出产有大幅进步。
郑亚杰等对内蒙古某高砷低铜铅锌银矿石进行了浮选别离实验研讨。实验选用铜铅锌等可浮一顺次优先浮选流程，运用FN作为砷矿藏的按捺剂，有用处理了铜精矿中含砷高的问题，不只没有运用有毒按捺剂重，一起还显着进步了铜精矿档次。实验取得的铜精矿档次28.6%，铜收回率66.41%，铅、锌、银的收回率也均大于90%。 罗进对某杂乱高氧化率铅锌矿石中的氧化铅矿石进行了硫化浮选实验研讨。发现选用Na2S作为氧化铅的硫化剂时，不只需求适合的Na2S总用量，更需求必定的Na2S开始浓度；选用硫化浮选法使铅精矿的档次和收回率达到了46.02%和81.16%，完成了氧化铅矿藏的有用收回。
针对吐鲁番地区某难选铅锌矿矿石中铅锌矿藏彼此告知、包裹，粒度较细，解离困难的特色，王奉水选用优先选铅、锌粗精矿再磨再选的工艺流程进行了贫选实验研讨。在铅粗选磨矿细度－0.074 mm占80%，锌粗选磨矿细度－0.043 mm占90%的条件下，可取得铅档次40.22%，含Zn6.94%，铅收回率82.48%的铅精矿和锌档次50.17%，含Pb 1.08%，锌收回率86.92%的锌精矿。
冯忠伟经过对云南某铅锌矿的浮选实验研讨发现，矿石中的硫酸锌、硫酸亚铁等可溶性盐类对铅锌矿藏有很强的按捺作用，为削减可溶性盐对铅锌矿藏浮选的影响，选用在矿浆天然酸碱度条件下浮选铅锌矿藏的无碱工艺，选铅时以硫酸锌和钠作为锌矿藏的按捺剂，以黑药和丁基铵黑药为捕收剂，选锌时以水玻璃、钠、羧甲基纤维素作调整剂，以PN－405为捕收剂，终究取得了铅档次59.57%，铅收回率75.14%的铅精矿和锌档次53.93%，锌收回率93.70%的锌精矿。
针对陕西省某铅锌矿矿石氧化程度高、易泥化、氧化锌矿藏收回困难等问题，王红梅等选用铅的硫化物矿藏和氧化物矿藏混合浮选、锌的硫化物矿藏和氧化物矿藏顺次独自收回的计划，进行了体系的实验研讨。选铅时选用组合捕收剂乙硫氮+丁基败黑药，选氧化锌矿藏时采甩了复合捕收剂A－928。终究取得了铅档次和收回率分别为53.67%和82.92%，含锌5.23%的铅精矿，锌档次和收回率分别为51.08%和40.75%，含铅1.06%的硫化锌精矿，锌档次和收回率分别为22.55%，44.28%，含铅1.22%的氧化锌精矿，完成了氧化铅锌矿石的有用分选。
氧化铅锌矿石工艺特性研究
2019-01-25 13:36:45
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。
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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%。
锰矿成分
