氧化锌矿硫化转化冶选处理工艺研究

以云南某地区的砂岩和灰岩按1.5：1配成的混合矿为研究对象,分别考察无硫化混合矿样和在固定硫化时间180min,矿物粒度-0.074mm占87%以上,液固比1.2：1,硫磺量为原料量的5.5%的条件下,硫化转化温度分别为155℃、165℃、175℃、185℃、195℃、215℃、225℃时的硫化产物的浮选效果。结果表明,硫化产物比无硫化的氧化锌矿的浮选效果好。无硫化的氧化锌矿直接浮选时,铅、锌的回收率分别为33.58%、35.77%,而当硫化转化温度达到225℃,铅、锌的回收率较高,分别达到95.77%、93.52%。     

苏州高岭土尾矿中硫化矿混合浮选工艺研究

对苏州高岭土尾矿进行了硫化矿混合浮选试验研究。在不磨矿的条件下,采用搅拌-混合浮选工艺流程和合理的药剂制度获得了铅、锌、硫品位分别为4.72%、9.12%、36.11%,回收率分别为91.42%、93.83%、91.76%的硫化矿混合精矿。     

新疆某混合铅锌矿浮选试验

新疆某混合铅锌矿铅、锌品位分别为5.67%、8.50%,矿石氧化率高,以硫化矿形式存在的铅、锌分别占76.01%、61.66%,且有用矿物嵌布关系复杂,单体解离困难。为确定适宜的选矿工艺流程,分别采用全混合浮选和部分混合浮选原则流程进行试验。结果表明:部分混合浮选流程指标较全混合浮选流程要好;原矿经磨矿(-0.074 mm 70%)—1粗2精2扫闭路流程处理,可获得铅品位22.04%、锌品位为23.85%,铅回收率71.56%、锌回收率52.39%的铅锌混合精矿。     

广西河池某铅锑锌多金属硫化矿选矿试验研究

广西河池某铅锑锌多金属硫化矿主要有价元素铅、锑、锌品位分别为1.18%、1.10%、2.12%,均主要以硫化矿的形式存在,并可伴随回收银、金,综合利用价值较高。为合理开发利用该矿石,采用铅锑混合浮选一锌硫混合浮选一锌硫分离的部分混浮工艺流程进行选矿试验。结果表明,在条件试验确定的最佳药剂制度下,原矿磨矿至-0.074 mm占72.97%,经1粗2精2扫铅锑混合浮选—1粗1精2扫锌硫混合浮选—1粗1精1扫锌硫分离浮选闭路流程选别,可获得铅品位30.91%、锑品位28.45%、含银843.79g/t,铅回收率87.47%、锑回收率86.12%、银回收率83.54%的铅锑精矿和锌品位53.26%,锌回收率87.19%的锌精矿及硫品位38.52%、硫回收率31.93%、含金12.98 g/t、金回收率74.71%的硫精矿,实现了铅、锑、锌、硫及银、金的高效回收,为该矿石资源的综合利用提供技术参考。     

某富银铅锌多金属矿选矿试验研究

某富银铅锌多金属矿, 银、铅、锌的品位分别为225 g/t、3.26%、1.14%,所含矿物以硫化矿为主,另含有少部分氧化矿。为更好的回收细粒嵌布的银矿石,本文通过选用BK809作为硫化银铅捕收剂、采用“硫化银铅浮选—锌硫混合浮选再分离—锌硫混浮尾矿再选氧化铅”工艺、并对硫化银铅精矿进行再磨处理,闭路试验获得了以下指标：铅总精矿中金品位3.56g/t、金回收率49.94%、银品位3777g/t、银回收率71.22%、铅品位55.57%、铅回收率71.73%;锌精矿中锌品位53.60%、锌回收率69.46%;硫精矿中硫品位40.90%、硫回收率45.79%,实现了矿石综合回收。     

复杂铜铅锌多金属矿的选矿工艺试验研究

针对某地含铜、铅、锌多金属硫化矿易浮选难分离、嵌布粒度极不均匀的特点,采用优先浮选铜-再磨-精选铜-铜浮选尾矿选铅-再选锌的工艺流程,在合理的药剂条件下,获得了较好的分选指标,铜精矿含铜18.02%、回收率57.50%,铅精矿含铅51.43%、回收率33.20%,锌精矿含锌45.83%、回收率48.95%,铅锌混合精矿含铅和锌分别为31.53%和38.46%,铅回收率为42.56%、锌回收率为34.05%。     

复杂铜铅锌银多金属硫化矿选矿试验研究

对某复杂铜铅锌银多金属硫化矿进行了选矿试验研究。依据矿物特性, 采用铜铅部分混合浮选、混合精矿铜铅分离、混合浮选尾矿再选锌的工艺流程, 可获得铜精矿铜品位23.37%、铜回收率63.99%, 铅精矿铅品位71.68%、铅回收率90.34%, 铅精矿含银1 189 g/t、银回收率78.04%, 锌精矿锌品位52.38%、锌回收率75.98%。试验所获技术指标理想, 为该矿石的开发利用提供了有效途径。     

某锡石多金属硫化矿脱硫试验的研究

锡石多金属硫化矿的脱硫效果直接影响后续锡回收的相关作业,根据矿石的特性,研究了锡石多金属硫化矿高浓度浮选脱硫。研究表明粗颗粒浮选中高矿浆浓度比低矿浆浓度浮选有较大的优势,通过中矿单独处理,中矿未返回粗选作业,减少中矿循环量,简化浮选流程,加快硫化矿浮选速度,提高脱硫效率。粗选高浓度浮选脱硫闭路试验得到精矿中锌、铅回收率分别为94.75%、85.52%。     

大厂多金属硫化矿无硫酸浮选捕收剂试验研究

针对长坡锡石多金属硫化矿组成复杂,硫化矿混合浮选时硫酸用量较大,对设备腐蚀严重,污染环境等特点,在不加硫酸的条件下进行了硫化矿混合浮选捕收剂开发试验研究。研究结果表明,高级黄药可以在不加硫酸的条件下浮选硫化矿,但铅锌硫浮选回收率偏低,其中9个碳原子黄药的捕收效果最好;巯基苯丙骈噻唑对铅锌硫的捕收效果比黄药要好;新型捕收剂DT08对硫化矿捕收效果最好,在不加硫酸,硫酸铜用量为100 g/t的条件下,铅、锑和锌的回收率分别达到了87.63%、91.83%和90.98%,比传统药剂制度铅锌锑的回收率分别提高了14.19%、27.22%和5.81%,降低了生产成本,改善了生产环境。     

甘肃某复杂铜铅锌硫化矿石浮选新工艺研究

为解决甘肃某铜铅锌多金属硫化矿矿石性质变化后原选矿工艺流程不能适应的问题,进行了铜与部分铅锌优先混合浮选再分离浮选-其余铅锌与硫混合浮选-铅锌与硫分离浮选新工艺的试验研究,闭路试验获得了铜精矿铜品位为20.99%、铜回收率为74.23%,铅锌混合精矿铅和锌品位分别为16.65%和27.32%、铅和锌回收率分别为91.11%和93.32%,硫精矿硫品位为41.62%、硫回收率为37.58%,伴生金和银在铜精矿和铅锌混合精矿中的总回收率分别为83.84%和88.27%的良好指标。     

锌焙砂浸出制备铁酸锌研究

本文以含锌53.35%、含铁13.51%及铁酸锌13.97%的锌焙砂为原料,在对锌焙砂粒度分析、X-荧光多元素半定量分析、XRD分析及锌铁物相分析基础上,采用硫酸做浸出剂,研究始酸浓度、液固比、搅拌速度、浸出温度、浸出时间等因素对浸出渣物性的影响。结果表明,获取高含量ZnFe_2O_4浸出产品的试验条件为:始酸浓度100 g/L、液固比8∶1、搅拌速度400 r/min、浸出温度75℃、浸出时间120 min。     

锌冶金中铁酸锌研究概述

本文介绍了铁酸锌的软磁特性、吸波特性、催化性能等性质及其在磁性材料、隐形材料、太阳能转换材料、气敏材料等方面的用途,以及在锌冶金等过程中铁酸锌的形成及其危害;简述了工业上处理铁酸锌的典型火法工艺回转窑挥发法、常用湿法工艺热酸浸出法及其他方法如烟化法、Ausmelt法、碳酸盐焙烧法、硫化焙烧法、高压浸出法、微波碱浸法、多段浸出法、盐浸法、多酸浸出法以及碱浸法等,指出其处理锌冶金中铁酸锌的实质均是破坏铁酸锌的晶体结构,使铁酸锌分解转化为其他物质,通过冶金、化学或物理方法回收锌铁,这些方法存在着能源和材料消耗大、工艺流程复杂、残渣处理难度大、生产成本高、环境污染等问题。同时,结合铁酸锌的特殊性质,对锌冶金副产铁酸锌的高效利用进行展望,提出了在不破坏铁酸锌的晶体结构前提下,将铁酸锌从锌冶金过程中作为产品独立分离出来的新思路。     

氧化锌矿处理方法现状

阐述了酸法、碱法两大类处理氧化锌矿的方法,酸法如溶剂萃取法、氧压酸浸法、堆浸法及浓硫酸焙烧法等,碱法如机械活法-碱法浸出、氨电积法、硫酸铵焙烧法及碱焙烧法等,其他方法如硫化浮选法和真空碳热还原法等方法。概述了各方法的锌冶炼原理,指出了各方法的优缺点。     

铅锌烟尘中锌的物相分析

在铅锌烟尘中锌主要以氧化锌、金属锌和砷酸锌的形式存在。本研究采用正交、单因素试验方法及火焰原子吸收光谱分析法分析铅锌烟尘中各种成分锌的含量。试验结果表明,氧化锌占总锌含量的93.958wt.%,金属锌占总锌含量的0.7441wt.%,砷酸锌占总锌含量的5.3059wt.%。     

利用含锌工业固废制备高纯氧化锌的工艺研究

针对氧化锌尾矿和废弃水渣等工业固废中有价锌难以回收的问题,以当地工业含锌固废为原料,利用碳热还原氧化法,制备了高纯氧化锌微粉。通过HSC Chemistry进行热力学计算和试验研究结合的方式,分析了含锌废渣中硅酸锌与碳还原反应的热力学过程。讨论了配碳量、焙烧温度、焙烧时间以及CaF₂对硅酸锌还原过程锌产率的影响。结果表明,在以CaF₂为催化剂时,1 000～1 100℃催化效果最显著。得出最佳工艺条件：在温度为1 100℃、保温时间40 min、碳含量20 wt%、CaF₂添加5 wt%的条件下锌产率(氧化锌回收率)为97.44%。对挥发产物进行结构和成分分析,其物相为六方纤锌矿结构的氧化锌晶体,粒度大小2～4μm,纯度达到了99.47%。     

Extraction of zinc from zinc ferrites by fusion with caustic soda

Zinc ferrites are one of the major forms of zinc in some wastes, such as steel mill EAF dusts and the leaching residues of roasted zinc sulfide concentrates. These ferrites can be very difficult to chemically decompose so that the zinc can be recovered. This decomposition is the key to the recovery of zinc in these solid wastes. In this work, the recovery of zinc from synthetic zinc ferrite was investigated. It was found that around 75–80% of the zinc in zinc ferrite can be extracted after being fused directly with NaOH pellets and dissolved in an alkaline leaching solution. The recovery increased to over 90% when the ferrite was hydrolyzed with water or dilute NaOH solution prior to the fusion step.     

选冶结合从锌浸出渣中回收锌

针对湖南某冶炼厂湿法炼锌渣,采用热酸浸出和浮选的方法回收锌,热酸浸出锌浸出率为75.3%,浸出率不理想,主要是因为浸出渣中还有少量硫化锌,通过浮选处理热酸浸出渣,浮选硫化锌回收率达89.4%,精矿品位18.2%。     

A novel method to recover zinc and iron from zinc leaching residue

A novel method to recover zinc and iron from zinc leaching residue (ZLR) by the combination of reduction roasting, acid leaching and magnetic separation was proposed. Zinc ferrite in the ZLR was selectively transformed to ZnO and Fe₃O₄ under CO, CO₂ and Ar atmosphere. Subsequently, acid leaching was carried out to dissolve zinc from reduced ZLR while iron was left in the residue and recovered by magnetic separation. The mineralogical changes of ZLR during the processes were characterized by XRF, TG, XRD, SEM–EDS and VSM. The effects of roasting and leaching conditions were investigated with the optimum conditions obtained as follows: roasted at 750 °C for 90 min with 8% CO and CO/CO + CO₂ ratio at 30%; leached at 35 °C for 60 min with 90 g/l sulfuric acid and liquid to solid ratio at 10:1. The iron was recovered by magnetic separation with magnetic intensity at 1160 G for 20 min. Under the optimum operation, 61.38% of zinc was recovered and 80.9% of iron recovery was achieved. This novel method not only realized the simultaneous recovery of zinc and iron but also solved the environmental problem caused by the storage of massive ZLR.     

碱法炼锌浸出液中锌、铅、铝的连续测定

提出EDTA滴定连续测定碱法炼锌碱性浸出液中的锌、铅和铝的新方法.首先用EDTA滴定出碱浸液中的锌铅总量,然后以K2SO4为沉淀剂沉淀铅,并用缓冲溶液溶解沉淀后滴定铅含量,通过差值计算得到浸出液中锌含量,最后根据锌铅总量采用EDTA-氟化物法测定碱浸液中的铝含量.该方法操作简捷、准确度和精密度都较好,锌、铅的RSD≤0.5%(n＝5),铝的RSD≤2%,回收率在98%～104%范围内,完全能满足生产控制和试验的分析要求.     

锌中浸渣-硫化锌精矿协同浸出锌、铟的研究

本文在硫酸体系下对锌中浸渣-硫化锌锌精矿协同浸出工艺与锌中浸渣直接热酸浸出工艺进行了对比。实验结果表面：添加锌精矿进行协同浸出能够有效提高锌中浸渣中有价金属锌、铟和铁的浸出率。在实验的基础上,对锌中浸渣-锌精矿协同浸出机理进行了探讨,为协同浸出提供了理论依据。