西藏某铜矿选矿试验研究

对西藏某铜矿进行了浮选-浸出试验研究,采用先浮选硫化铜矿、后浮选氧化铜矿并在氧化铜矿浮选中添加少量辅助捕收剂YQC-64的工艺流程,可取得硫化铜精矿品位33.83%、氧化铜精矿品位16.84%、总精矿铜品位28.17%、总回收率87.06%的浮选指标。浮选尾矿用硫酸浸出,浸渣品位可降至0.11%。试验结果表明,该工艺较充分有效地回收了铜资源。     

提高某微细粒铅锌矿选锌指标的试验研究

某铅锌矿含铅7.31%、含锌13.70%,含硫量高且含炭质,锌矿物主要以闪锌矿形式存在。闪锌矿与方铅矿、黄铁矿嵌布关系密切,嵌布粒度分布不均匀且整体偏细,为锌选别带来一定的困难。为改善锌精矿的粒度分布、优化锌选别指标,采用“快速分支浮选—中矿再磨精选”流程处理锌浮选给矿,开展了浮选时间、药剂制度和中矿再磨细度等条件试验。结果表明,新工艺流程处理后,最终可获得锌品位为53.88%、锌回收率为91.57%的综合锌精矿,较原工艺流程,锌精矿品位和回收率分别提升了1.56和1.13个百分点;锌精矿粒度分布明显改善,+38 μm含量由5.93%提高到22.50%,-7 μm含量由47.54%降低到29.41%。新工艺解决了原工艺流程锌再磨选择性不高、部分闪锌矿过磨、部分闪锌矿连生体无法充分解离的问题,也显著降低了再磨负荷。     

某银精矿氰化尾渣中铅和锌的浮选回收试验

某浮选银精矿经常温常压碱式氧化预处理-氰化浸出金、银后的氰化尾渣中,含有铅、锌、金、银等有价元素,金属矿物主要为黄铁矿、方铅矿、闪锌矿和毒砂,并含有少量含银矿物。该尾渣粒度很细,含泥量大,铅、锌矿物被氧化,使铅、锌的选别回收受到影响。对该尾渣进行铅、锌的浮选试验,结果表明,铅矿物不能得到有效富集而形成铅精矿,但可以获得锌品位为55.62％,锌回收率为66.15％的合格锌精矿,锌精矿中金、银品位为66.94 g/t和538.9 g/t,金、银回收率为47.96%和25.67%。     

新疆某铅锌浮选尾矿综合回收氧化锌矿试验研究

新疆某铅锌浮选尾矿锌含量低,细粒级矿物中锌分布率高,属于低品位难选氧化锌矿。试验针对该尾矿中氧化锌矿的回收利用开展了大量探索试验,确定了先浮选、浮选粗精矿重选、重选中矿和尾矿酸浸的试验方案,其中浮选重选联合闭路试验可得到含锌35.98%、含SiO_2 13.17%、锌回收率26.73%的锌精矿,该锌精矿可并入硫化锌精矿直接销售;重选中矿和尾矿进行酸浸试验,浸出率大于80%。浮选—重选+酸浸工艺锌总回收率达到65%以上,实现了尾矿中锌资源的回收利用。     

锌浸出渣水浸预处理-分段硫化浮选回收银工艺研究

湿法炼锌企业每年产生大量锌浸出渣,直接渣场堆放会导致严重的环境问题和矿产资源浪费。开展浸出渣中银经济高效回收工艺研究对最大程度提高资源利用率具有重大意义。某锌浸出渣中有价金属银嵌布粒度细、银赋存形态复杂且水溶锌含量高。为回收浸出渣中的有价金属银,降低水溶锌对含银矿物浮选的不利影响,开展水浸-分段硫化浮选回收银工艺研究。结果显示：水浸后锌浸出率达38.3%,银品位提升至205g/t,水浸-浮选试验银精矿回收率相较于直接浮选可提高8%,再通过快速浮选-两粗两精一扫的闭路浮选工艺获得银精矿1#银品位为4128.19g/t、银回收率62.17%,银精矿2#银品位为1101.56g/t、银回收率18.19%。XRD、EPMA及EDS分析结果表明,银精矿中银主要分布于石膏、硫酸铅、铁酸锌及闪锌矿等矿物中。     

锌浸渣的浮选高硫产品中硫磺与闪锌矿的分离

针对广东某冶炼厂锌加压浸出渣浮选后的高硫产品,采用抑锌浮硫工艺,以硫化钠和OL-IID为抑制剂、六偏磷酸钠为分散剂进行硫磺与闪锌矿的浮选分离,经1次粗选、2次扫选、4次精浮,最终得到硫品位为92.23%、含锌2.45%的硫磺精矿,以及锌品位为12.97%、含硫73.10%的锌精矿。与现有工艺相比,锌与硫得到了有效的分离与回收。     

云南普洱某难处理氧化锌矿的选矿试验研究

针对云南普洱某含泥且含锌方解石的氧化锌矿,对原矿采取了直接浮选法、摇床重选处理后再浮选、磨矿后脱泥再浮选及磨矿前脱泥再浮选等不同的选别方法回收氧化锌。试验结果表明,对含泥量大的氧化锌矿采用直接浮选法,矿石难以选别;采用摇床处理后再浮选法,摇床过程锌损失较大,摇床作业回收率只有50.00%,导致锌总回收率只有40.50%;对原矿磨矿后脱泥处理后再浮选,锌的回收率较重选法提高了18.70个百分点;采用磨矿前脱泥后再浮选的选别流程,较之原矿磨矿后脱泥再浮选,锌品位及回收率分别提高了9.46个百分点和8.30个百分点。采用磨矿前脱泥的氧化锌浮选新工艺已经在工业上获得了成功应用,生产指标稳定,精矿锌品位达到37.21%,锌回收率达到64.97%。     

低品位氧化锌矿处理新工艺研究

对兰坪某灰岩型低品位氧化锌矿进行了选冶试验研究。根据矿石锌品位低、氧化不完全的特点,提出了原矿直接氨浸——浸出渣选矿回收硫化矿工艺流程,可有效地提高金属回收率,简化了工艺流程。     

云南某铅锌混合精矿的分离试验研究

云南某硫化铅锌矿混合精矿因长期堆存而深度氧化,矿样粒度较细,-0.038 mm含量为85.43%,分离难度较大,其中铅矿物主要有方铅矿、铅矾、白铅矿,锌矿物主要有闪锌矿、氧化锌和硅锌矿,为了有效的回收铅锌,对其进行了详细的选矿试验研究,确定采用"酸洗浮选—抑铅浮锌—高压电选除杂"选矿工艺,最终获得了锌品位为46.36%、铅品位1.61%、锌回收率73.20%的锌精矿和铅品位40.80%、锌品位4.19%、铅回收率63.64%的铅精矿,为该矿山铅锌资源的综合利用提供参考依据。     

四川某浸锌渣稳定化处理与无尾综合利用研究

为了解决会理鑫沙锌业浸锌渣堆放引起的环境污染问题，同时针对其铅、锌含量高的特点，将氧压浸锌渣和硫化钠加入棒磨机进行机械硫化固化、浮选处理。通过条件试验确定了棒磨硫化和浮选流程的参数，并对浮选尾矿进行了浸出毒性检测和制备硫磺建材的试验。试验结果表明：在合适的条件下可以同时实现铅、锌硫化率超过90%，在此基础上获得了硫品位65.26%、硫回收率7814%的硫磺精矿，铅品位45.29%、铅回收率80.02%的铅精矿，锌品位41.02%、锌回收率7014%的锌精矿。浮选尾矿重金属浸出毒性符合国家标准，利用其可制备出抗压强度大于45 MPa、吸水率小于1%的硫磺建材，最终实现了该浸锌渣的高质量稳定化与无尾综合利用。     

次氧化锌浸出渣氧压浸出回收锌富集铅银

钢铁企业含锌尘泥回转窑还原挥发产出的次氧化锌是一种典型的二次含锌资源,但是该物料在湿法炼锌过程中存在浸出渣中残留锌含量高、锌回收率低、铅银富集率低等难题.以国内某厂次氧化锌湿法冶炼过程产出的酸浸渣为原料,采用氧压浸出方式实现浸出渣中难溶解硫化锌的破坏与溶出,同时降低渣率,提升浸出渣中的铅银品位.考察了温度、氧压、液固比...     

锌浸出渣浮选银的预处理研究

在锌精矿的沸腾焙烧过程中,温度高于650℃时,生成的氧化锌及氧化铁结合成铁酸锌,是一种难溶于稀硫酸的铁氧体,全部留在浸出渣中。高温高酸浸出条件控制愈好,铁酸锌被溶解的愈多,硫化锌被破坏的就愈彻底,渣含锌就愈低,金属回收率就愈高,而且有利于银的浮选。针对某冶炼厂湿法炼锌渣,采用高温高酸浸出和浮选的方法回收锌、银,高温高酸浸出液经过除铁得到的溶液返回锌系统回收锌,高温高酸浸出渣经过一次粗选两次精选三次扫选的试验流程,得到了品位达到了2017.45g/t,回收率达到78.44%的银精矿。     

某低品位铅锌矿无氰分离工艺研究

针对氰化物对环境污染严重的情况,试验分别采用ZnSO4+Na2SO3组合法和单一石灰法分别对某低品位硫化铅锌矿进行了无氰分离工艺试验研究,流程为铅回路一次粗选、两次精选、两次扫选,锌回路一次粗选、两次精选、两次扫选。两种方法均获得了较好的指标。其中单一石灰法不仅比ZnSO4与Na2SO3组合法药剂用量小、成本低,还在铅回收率相同的情况下,铅精矿品位提高了近5%;在锌精矿品位相近的情况下,锌回收率提高了近4%。     

Complex treatment of mining and metallurgical wastes for recovery of base metals

A complex process for the recovery of copper and zinc from mining and metallurgical wastes has been investigated and proposed. It includes sulfuric acid leaching of old pyrite flotation tailings to produce ferric containing leach solution; followed by ferric leaching of copper converter slag flotation tailings with the leach solution. A sample of old pyrite flotation tailings from the concentrator containing 0.36% of copper and 0.23% of zinc was leached with 10% sulfuric acid in the column. Recovery of copper and zinc reached 47.1% and 47.2%, respectively. The pregnant leach solutions contained 15.9 g/L of ferric iron. The subsequent ferric leaching of copper converter slag flotation tailings containing 0.53% copper and 2.77% zinc with the pregnant leach solution was conducted. The effects of various process parameters on the leaching dynamics of metals under batch conditions were investigated. Under the best conditions (temperature 70 °C, pulp density 30%, ferric iron concentration 15.9 g/L, initial pH of the pulp 0) the recovery of copper and zinc reached 79.6% and 43.7%, respectively. It was concluded that acid leaching of base metals from old pyrite flotation tailings with pregnant leach solution for the ferric leaching of copper converter slag flotation tailings is a prospective and promising technique for the complex treatment of mining and metallurgical wastes.     

从某铅锌尾矿中回收氧化锌的选矿试验

云南某铅锌矿尾矿中含6.89%的锌,其中硫化锌占17.28%,氧化锌占82.72%,硫化锌为闪锌矿,氧化锌大部分为菱锌矿,少量为异极矿。为了回收该尾矿中的锌,进行了大量的试验研究,结果表明该尾矿适宜采用“先硫后氧(氧化锌浮选前预先重浮联合脱泥)”流程回收锌,最终闭路试验可获得锌品位30.87%的硫化锌精矿、锌品位25.96%的氧化锌精矿和锌品位13.94%的浮选矿泥,三者合计锌品位为23.43%,锌总回收率为81.68%。重浮联合脱泥实现了矿泥的高效稳定脱除,为氧化锌浮选回收创造了良好的矿浆环境,可以获得较高品位的硫化锌精矿和氧化锌精矿,同时得到较低品位的浮选矿泥,较大限度地回收了氧化锌矿石中的锌资源,对难选氧化锌资源开发利用具有重要的实际意义。     

高碱性脉石低品位氧化锌矿低浓度氨浸动力学研究

对高碱性脉石低品位氧化锌矿氨浸动力学进行了研究。结果表明,氧化锌矿氨浸遵循"未反应核缩减"模型,动力学方程遵从1-2a/3-(1-a)2/3=kt,其表观活化能25.84kJ/mol,浸出过程属于固体膜层扩散控制。提高浸出液的浓度、温度,均可加速锌的浸出速度,提高浸出率。     

铜镉渣常温常压氧化氨浸工艺研究

以过硫酸铵为氧化剂, 氨为络合剂, 采用常温常压氧化氨浸工艺浸出铜镉渣中有价金属锌、镉和铜。对浸出过程工艺条件进行研究, 结果表明:在氨水浓度3.4 mol/L、铵离子浓度5.0 mol/L、(NH₄)₂S₂O₈浓度30 g/L、液固比5∶1、浸出时间60 min的条件下, 铜、镉的浸出率达到99%,同时锌的浸出率达到95%。