论文研究内容来自于校企合作项目,为了给选厂提供技术数据及理论指导,创造企业经济价值,同时对类似矿种的研究提供借鉴资料,论文进行了以下研究。论文研究对象为难选氧化铅矿,氧化铅物相组成复杂,难选氧化铅含量高,原矿含泥影响较大,含铁、砷、硫较高,与常见氧化铅有性质差异。工艺矿物学表明,矿石含铅7.95%,氧化率43.99%,矿石中的铅矿物主要为方铅矿和白铅矿,其次为砷铅矿、铁铅矿以及少量的铅矾和斜硫锑铅矿等；砷矿物主要为毒砂；硫矿物主要为黄铁矿。其它矿物主要为褐铁矿、磁铁矿、方解石、石英、白云石,其次为绿帘石、长石、绢云母、磁黄铁矿等。矿石中的铅以独立矿物形式存在、以分散状态赋存在其它矿物中、以微细粒的形式存在于细泥中,特别是白铅矿与褐铁矿的嵌布关系比较密切,常连生在一起。其中方铅矿占56.01%；白铅矿占16.81%,铅矾占4.69%,属于易选矿物；砷铅矿占9.25%,铁铅矿占10.68%,属于难选矿物。原矿-2mm粒度分析表明,-0.01mm产率占9.00%,金属分布律占10.10%；原矿各粒级中铅品位几乎一致,呈现均匀分布,加大选别困难。磨矿产品镜下观察表明,各种矿物可磨性不一,石英、方解石等脉石较硬,方铅矿性脆,氧化铅易泥化,褐铁矿易泥化。磨矿过细会造成过粉碎和泥化,磨矿过粗影响有用矿物的解离度,都会影响浮选回收。确定的最佳磨矿粒度为-200目72.18%。选矿试验采用“硫化物混合浮选-混合精矿分离-氧化铅浮选”原则流程。选矿过程研究表明,矿泥对选矿的各个环节都存在较大的影响；硫化物混合浮选总体正常；硫化物混合精矿分离浮选重在消除或减少矿泥的影响,控制石灰的用量和保证矿浆pH值,才能实现硫化铅与毒砂和黄铁矿的分离；氧化铅矿回收在于强化硫化和活化过程。浮选流程研究表明,采用中矿循序返回的常规流程(图8-3)效果差,采用新型工艺流程(图8-5)比常规浮选工艺流程可提高最终指标,铅精矿品位提高了18.63个百分点,回收率增加了17.68个百分点。新型工艺流程获得硫化铅产率7.55%,品位45.13%,回收率43.45%,含砷0.64%的指标；氧化铅产率4.04%,品位25.41%、回收率13.09%、含砷0.47%的精矿指标：砷硫精矿产率14.43%,砷品位13.20%,其中铅品位4.02%,铅损失率7.40%；硫化铅和氧化铅综合精矿：产率11.59%、品位38.25%、回收率56.54%、砷含量0.58%；尾矿产率73.99%,含砷3.01%,含铅3.82%、损失36.06%。通过镜下观察,浮选总尾矿中损失的铅主要是以铅的独立矿物形式存在的砷铅矿,其次以分散态赋存于褐铁矿中的白铅矿。这也是造成铅回收率难以进一步提高的主要原因。浮选尾矿采用重选可进一步回收铅,但回收率提高幅度小,选别意义不大；弱磁选能够回收浮选尾矿中的磁铁矿,可考虑回收。