硫酸铵焙烧法综合利用低品位氧化锌矿

采用硫酸铵焙烧法综合利用低品位氧化锌矿,将氧化锌矿与硫酸铵混匀后焙烧,熟料水溶分离得到溶出液和滤渣,滤液净化除杂后制备碱式碳酸锌和硫酸铵,碱式碳酸锌煅烧制备氧化锌,硫酸铵溶液蒸浓结晶返回焙烧氧化锌矿;滤渣转化法提铅、锶;提铅渣碱熔融提硅,水溶分离后得硅酸钠溶液和尾渣,溶液苛化制备硅酸钙和氢氧化钠溶液,氢氧化钠溶液蒸浓结晶返回焙烧提铅渣;尾渣回收铁。整个工艺过程实现了低品位氧化锌矿中有价组元的综合提取利用,又实现化工原料的循环利用。     

中低品位氧化锌矿综合利用试验研究

采用硫酸法处理中低品位氧化锌矿,将氧化锌矿和水按一定配比加入硫酸中浸出,反应结束后过滤分离得到滤液和滤渣。滤液净化除杂后,以碳酸铵为沉淀剂制备碱式碳酸锌和硫酸铵,碱式碳酸锌干燥煅烧得到氧化锌,硫酸铵溶液蒸浓结晶得到硫酸铵产品。提锌渣提取铅、锶后碱熔融焙烧提硅,焙烧物料水溶分离得到硅酸钠溶液和尾渣,尾渣回收铁。碳分硅酸钠溶液得到沉淀二氧化硅,干燥即得白炭黑,苛化碳酸钠溶液制备沉淀碳酸钙和氢氧化钠溶液,氢氧化钠溶液蒸浓结晶返回提硅工序。整个工艺流程中低品位氧化锌矿的有价成分锌、铁、铅、锶、硅均得到提取利用,并得到碳酸钙产品,实现了中低品位氧化锌矿的综合利用。     

钙化合物对碱焙烧氧化锌矿的影响

为了检验钙化合物的存在对氧化锌矿碱熔融焙烧过程的影响,选择了纯物质ZnCO3、SiO2、PbO2分别与NaOH反应,分析了焙烧熟料的物相结构。结合氧化锌矿碱熔融焙烧熟料和熟料溶出渣的物相结构分析,得到了钙化合物在碱熔融焙烧反应中的产物物相,难溶的Ca2SiO4和Ca2PbO4降低了硅和铅的提取率,而Na2ZnSiO4的存在降低了锌和硅的提取率。最后讨论了碱焙烧过程中ZnCO3、SiO2、PbO2和钙化合物发生的化学反应。      

低品位氧化锌矿硫化焙烧回收锌工艺研究

以黄铁矿为硫化剂, 云南低品位氧化锌矿为研究对象, 采用硫化焙烧使氧化锌和黄铁矿发生反应, 生成硫化锌, 然后用硫化矿的常规浮选工艺回收锌。试验考察黄铁矿用量、焙烧温度、焙烧时间对硫化效果的影响。研究结果表明: 在黄铁矿用量为25%、焙烧温度为800 ℃、通氮气保护条件下焙烧180 min, 氧化锌矿的硫化率可达83.59%。处理后的物料采用常规硫化矿浮选法进行浮选, 经过一次粗选, 获得锌粗精矿品位为14.3%, 回收率为64.7%。     

综合利用低品位氧化锌矿的技术现状及研究进展

最新的十四五计划提出,我国鼓励对伴生矿、低品位矿和尾矿等矿山资源的综合利用,加强资源综合利用是改变粗放型经济增长,实现循环经济与绿色发展的重要手段。随着锌、铅等有价金属需求量的增加以及有限高品位锌矿资源的日益枯竭,综合回收利用中低品位氧化锌矿中的有价组分迫在眉睫。首先,本文从焙烧法和浸出法两个方面对低品位氧化锌矿资源综合利用的现有工艺技术原理、工艺流程及成效进行了综述性分析,提出了各项工艺在应用中存在的问题。其次,对微生物湿法冶金技术综合利用低品位氧化锌矿及含锌废料的研究现状进行简要分析。最后,对低品位氧化锌矿综合利用的前景进行了展望：微生物湿法冶金技术尤其是微生物-化学联合工艺技术,因其具有既能实现有价组分的高效回收,又能实现经济效益、绿色环保双赢的特点,将是未来研究的重点方向。     

低品位难处理氧化锌矿综合利用现状

氧化锌矿石的矿物种类多,矿石结构复杂,嵌布粒度较细,泥化现象较严重,可溶性盐含量较高,难于处理。在查阅大量相关文献的基础上,从浮选、火法冶金、湿法冶金以及新工艺处理等方面对低品位难处理氧化锌矿综合利用现状进行论述。      

熔融还原处理低品位氧化锌矿的研究

利用熔融还原法的基本原理, 对低品位氧化锌矿的处理进行研究;分析了铁浴熔融还原法和铝浴熔融还原法的基本理论,进行了实验研究, 并各自考察了温度、时间、碱度的影响。得到以下适宜的工艺条件:铝浴法, 还原温度1 100 ℃, 时间45 min, 碱度(四元)1.1;由此试验条件得到以下技术指标:氧化锌粉中ω(ZnO)=98 %～99%, ω(Pb)=1.0%左右, 锌挥发率大于90%, 锌回收率预计达95%, 渣中ω(Zn)<3%, ω(Pb)<0.2 %;与现有的火法处理方法相比, 初步认为熔融还原法更适于处理氧化锌矿。     

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。     

氧化锌矿的碱法浸出研究

介绍了氧化锌矿的处理现状及前景，阐述了氧化锌矿处理的重要性，并对云南兰坪氧化锌矿采用碱浸法：氢氧化钠浸出、氨一碳铵浸出进行了研究。当氢氧化钠浓度为4mol／L、温度为80℃、浸出液固比为10时，氧化锌浸出率达92．6％；当氨-碳铵浸出时浸出剂浓度为5mol／L、温度25℃、浸出液固比为15时，氧化锌的浸出率可达91．3％。     

低品位氧化锌矿新工艺研究

我国氧化锌矿储量丰富,但贫矿多、富矿少、难于选冶。由于低品位氧化锌矿品位低、杂质含量高、处理工艺复杂等,未能得到有效利用。采用在浆萃取工艺对低品位氧化锌矿进行研究,试验结果表明:采用在浆萃取工艺,矿浆浓度33%,初始硫酸浓度20 g/L,加入硫酸的同时加入萃取剂(30%P204+70%煤油)进行边浸边萃,试验时间为60 min;负载有机相用200 g/L硫酸进行反萃,相比O/A=4,时间15 min。锌浸出率超过97%,萃取率大于99%;硫酸溶液反萃可获得较高反萃率。     

氧化锌矿处理方法现状

在湿法炼锌系统中,大量的氟氯离子不仅阻碍电解工序的顺利进行,同时也加速了设备的腐蚀。本文采用碱洗工艺脱除多膛炉高氟氯氧化锌烟灰中的氟、氯,研究了碳酸钠浓度、碱洗温度、碱洗时间、液固比、氢氧化钠浓度对氟氯脱除率及锌损失率的影响。结果表明,在碳酸钠浓度为150 g/L,碱洗时间为2 h,反应温度80℃,矿浆液固比5∶1,氢氧化钠浓度为40 g/L的条件下,复合碱液对多膛炉氧化锌氟氯的脱除率较佳,分别为85.01%、93.57%,锌的损失率为2.67%。     

新疆某复杂低品位氧化铅锌矿选矿工艺

新疆某氧化铅锌矿,原矿含铅0.14%,含锌2.00%,铅氧化率37.86%,锌氧化率为35.42%,矿石铅锌含量低、氧化率较高,属低品位氧化铅锌矿。采用洗矿脱泥的浮选工艺方案,获得铅品位为43.18%、铅回收率为25.04%的铅精矿,锌品位为42.99%、锌回收率为90.3%的氧化锌精矿,实现铅锌资源的有效回收。     

某低品位难选铀钼矿钙化焙烧浸出工艺试验研究

研究了从低品位难选铀钼矿石中浸出铀钼的工艺,考察了焙烧温度、添加剂种类及用量、焙烧时间、矿石粒度等对矿石焙烧效果的影响。试验结果表明,最佳的钙化焙烧工艺条件为:矿石粒度-100目、焙烧温度750℃、碳酸钙用量为4%(与矿石质量比)、焙烧时间2h。在此工艺条件下,焙砂用硫酸浸出,铀和钼浸出率分别达到62.5%和79.2%。     

舞阳矿业公司低品位铁矿综合开发方案探讨

详细论述了舞阳矿业公司铁古坑铁矿的综合开发利用工艺方案 ,并针对该资源的综合开发利用进行技术论证和经济分析 ,以确保该部分矿产资源能安全高效地获得回收     

浸锌渣中有价元素的综合利用

采用还原焙烧分选法 ,从湿法炼锌的浸锌渣中富集回收有价元素 Ga、Ge、Ag等。结果表明 :当还原焙烧温度 1 1 0 0℃、时间 3h,焙烧产品磁选所得精矿 TFe、Ga、Ge含量分别为 90 .67%、1 997g/ t、1 4 1 0 g/ t,　回收率分别为 88.1 2 %、88.1 0 %和 98.33% ;　尾矿含 Ag1 4 0 3g/ t,回收率为85.85%。     

难处理复杂氧化锌烟尘碱洗渣浸出试验研究

对铅冶炼难处理复杂氧化锌烟尘碱洗渣进行了"中性浸出—酸浸"工艺试验研究。结果表明,碱洗渣中性浸出时,锌、镉的浸出率先随浸出温度、液固比、搅拌速度和时间的增加而提高,后增速变缓;中浸渣酸浸时,液固比对锌、铟的浸出率无明显影响。锌、铟的浸出率随初始酸度、浸出温度和时间的增加先增加后变缓。中性浸出最佳条件为:温度338K、液固比5∶1、搅拌速度400r/min、浸出时间1h,此条件下,锌、镉的浸出率分别为80.3%和76.3%。中浸渣酸浸最佳条件为:初始酸度100g/L、浸出时间2h、浸出温度363K、液固比5∶1,在该条件下,锌、铟的浸出率分别为97.1%和85.5%。     

极性基团协同效应原理在氧化锌矿石捕收剂开发中的应用现状

多极性基团之间协同作用对捕收剂的捕收性能和选择性具有重要影响,基于极性基团间的协同效应开发新型、高效的浮选药剂已成为国内外研究的热点。对极性基团间协同作用在强化氧化锌矿石捕收剂浮选性能中的应用情况进行总结和分析。结果表明,多键合作用可以显著提升捕收剂对含锌氧化矿物的捕收性能和分选效率,极性基团间电子效应则可改善捕收剂的物理化学性能提高浮选效率。深入研究极性基团协同作用机理,对精准调控捕收剂浮选能力具有重要意义。     

低品位复杂难选铜铅锌矿选铜工艺

四川会理铅锌矿有半个多世纪的开采历史,矿产资源丰富,但是矿石结构复杂,有用矿物共生现象严重,属于铜铅锌难分离矿石。由于矿石性质变化,在铜原矿品位0.5%,铜精矿主品位17.61%,铅锌杂质24.21%,铜回收率40.26%的情况下,我们在现有的流程基础上,通过调整药剂用量和添加硫化钠,与技改之前相比铜精矿铜品位提高了2.65个百分点,铅锌杂质含量降低了12.4个百分点,铜回收率提高了35.02个百分点。