矿浆浓度及粒度组成对某锌浸出渣分离粒度及磨矿参数的影响

某锌精矿冶炼厂拟采用闭路磨矿方案来改善砂磨机对一段浸出渣的磨矿效果。针对冶炼厂工艺要求尽量少补加水的实际,本文对采用闭路磨矿后矿浆浓度、粒度组成对分级机效果的影响及磨机参数的调整方案进行了探索研究。黏度测量结果表明,矿浆黏度随矿浆浓度的增加呈指数式增大,随-40μm粒级含量的增加而增大;分离粒度的计算结果表明,旋流器分离粒度受给矿浓度的影响更显著,分级浓度应控制在55%以内;通过模拟磨机给矿进行了磨矿参数的优化试验,结果表明,选择5 mm刚玉球作为磨矿介质,搅拌器线速度4.43 m/s可以取得较好的磨矿效果。     

立式螺旋搅拌磨机磨矿机理研究——矿浆浓度及磨矿时间的影响

实验室条件下,以石英砂为磨矿对象,探索研究磨矿时间及矿浆浓度对产品细度的影响。试验研究表明磨矿时间越长,产品粒度越细,但增加率越来越小;磨矿时间相同时,40%~60%磨矿浓度范围内矿浆浓度越低,产品细度越细。     

磨矿介质对黄铜矿磨矿体系矿浆电位的影响

考查了不同磨矿介质下,黄铜矿新鲜矿浆与放置24 h后矿浆pH值与矿浆电位的关系,通过测定矿浆中铁离子含量及溶氧量,分析了pH=4.67时黄铜矿磨矿体系矿浆电位变化的原因,并通过测定铁介质和黄铜矿间的迦伐尼电流,考查了黄铜矿和铁介质在不同pH条件下原电池相互作用的强弱。     

从某锌浸出渣中回收锌的试验研究

云南某锌浸出渣中含锌27.13%,大部分锌以铁酸锌的形式存在。为了回收利用浸出渣中的锌,采用硫酸为浸出剂,考察搅拌转速、反应时间、反应温度、硫酸浓度对锌浸出率的影响。试验结果表明,在搅拌转速为300 r/min、反应时间为180 min,反应温度为80℃、硫酸浓度为1.75 mol/L的条件下浸出,最终可获得锌的浸出率高达83.23%。     

用于某矿山浸出矿浆铀浓度在线分析仪的研制

针对某铀矿水冶厂浸出工序的特点,研制一种以γ能谱法为测量方法的耐磨损、耐高温、耐腐蚀、抗结垢、对酸浓度变化、以及Fe~(3+)、Mo~(6+)、NH_4~+等浓度变化不敏感的铀浓度分析仪。该仪器经过实验室和现场试验表明,满足铀矿山水冶厂浸出工序铀浓度长期在线测量的需求。     

某冶炼厂锌浸出渣银回收试验研究

对某冶炼厂的浸出渣进行原矿分析,该浸出渣属复杂难选的低酸度物料,浮选可以回收大部分银。对该浸出渣采用加铁粉二粗二精二扫的浮选流程方案,可获得银精矿含银1 528.57 g/t,回收率为81.51%。在原有闭路试验的基础上,采用增加一次精选和银精矿过滤的方案可获得银精矿含银2 682.57 g/t,回收率为78.03%。     

载体浮选回收某锌浸出渣中的银

为使内蒙古某湿法炼锌厂锌浸出渣中的银得到回收,对该锌浸出渣进行了浮选试验。试验结果表明,由于银矿物主要以微细粒分布在锌浸出渣中,导致常规浮选回收率低下,而采用载体浮选工艺可显著改善浮银效果：以粒度为-0.037 mm的有机物AC-0为载体、石灰为pH调整剂、硫化钠为活化剂、丁铵黑药和乙硫氨酯为捕收剂,通过1粗1精1扫闭路载体浮选流程,可获得银品位为8 670 g/t、银回收率为61.67%的银精矿。     

磨矿介质对黄铜矿和闪锌矿矿浆化学特性及浮选分离影响研究

以黄铜矿和闪锌矿的二元混合矿为研究对象,分别考察了钢球介质磨矿和陶瓷球介质磨矿对黄铜矿和闪锌矿混合矿粒度组成、矿浆化学性质的影响规律,并探究了两种磨矿体系下黄铜矿和闪锌矿的浮选分离行为。结果表明,钢球介质磨矿和陶瓷球介质磨矿两种产品的粒度组成相似,但钢球介质磨矿产品粒度更细。在丁基黄药用量为100mg/L、硫酸锌用量为300mg/L、矿浆p H值为10的浮选条件下,陶瓷球介质磨矿体系中黄铜矿和闪锌矿的浮选回收率分别为90.12%和32.46%,钢球介质磨矿体系中黄铜矿和闪锌矿的浮选回收率分别为83.04%和28.60%,陶瓷球介质磨矿后黄铜矿和闪锌矿浮选分离行为更好。两种介质磨矿体系下的矿浆化学性质分析结果表明,相比钢球介质磨矿,陶瓷球介质磨矿体系下矿浆中Fe³⁺浓度较低,浮选药剂在矿物表面作用更强,因此,陶瓷球介质磨矿更有利于之后黄铜矿和闪锌矿的浮选分离。     

磨矿介质对方铅矿矿浆化学性质的影响

为探讨不同磨矿介质对方铅矿矿浆化学性质的影响,选取广东某铅锌铁硫化矿中的方铅矿,在瓷罐瓷球体系和瓷罐铁球体系下进行磨矿试验,分别检测不同磨矿时间下的矿浆pH、矿浆电位Eh、矿浆中溶解氧含量Do、矿浆温度以及矿浆中Pb2+和Fe3+浓度,并根据磨矿过程中发生的局部电池作用和伽伐尼电偶作用的原理,对其影响机理进行分析。试验结果表明:在瓷球和铁球两种磨矿介质条件下,方铅矿矿浆温度基本相同,且随磨矿时间的延长矿浆温度变化不大。但不同的磨矿介质会对方铅矿矿浆pH、矿浆电位Eh、矿浆中溶解氧含量Do、Pb2+和Fe3+浓度造成较大的差异,从而影响方铅矿的浮选行为。      

磨矿对方铅矿矿浆电位及浮选行为的影响

针对方铅矿单矿物,在铁球和瓷球介质下,改变磨矿条件进行磨矿浮选试验,考察磨矿对方铅矿矿浆电位及浮选行为的影响。磨矿试验表明,不同的磨矿介质或不同的磨矿条件（如磨矿时间、磨矿浓度、pH、CaO用量）都会使方铅矿矿浆电位产生较大的差异。浮选试验表明,矿浆电位会直接影响方铅矿的浮选回收率,矿浆电位过高或过低都不利于浮选。当矿浆电位值保持在元素硫存在的电位区间内时,浮选回收率会出现最大值。      

从锌浸出渣中强化浸出锌锗的试验研究

针对云南某湿法炼锌浸出渣,采用硫酸强化浸出对渣中锌、锗、铁的浸出效果进行研究。正交试验结果表明:最优浸出条件为:溶出温度160℃,硫酸浓度为1.5 mol/L,浸出时间1.5 h,液固比为6。最优浸出条件下,锌和锗的平均浸出率分别高达96.77%和70.86%,有害元素铁的平均浸出率仅为55.44%,在抑制铁浸出的同时,保证了锌锗元素的高效浸出。     

锌中浸渣中锌和铟的SO_2还原浸出研究

目前湿法炼锌过程中的锌浸出渣处理工艺存在着有价金属回收率低、工艺技术指标差等问题。针对这些不足,开展了锌中性浸出渣的SO_2还原浸出研究。研究结果表明,与热酸浸出相比,采用SO_2还原浸出工艺能够显著提高原料中锌、铟的浸出率。用SO_2作还原剂,研究了温度,初始酸浓度,SO_2压力对中浸渣中锌、铟的浸出率的影响。在硫酸浓度为100g/L,反应温度110℃,液固比10∶1,时间120min,SO_2分压0.3MPa的浸出条件下,锌、铟的浸出率最高,分别为93.8%、92.3%。     

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.     

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。     

富铟锌浸渣热酸浸出锌铟的研究

以富含铟的湿法炼锌中性浸出渣为研究对象,研究了热酸浸出过程中锌、铟等有价金属的溶解行为。结果表明,随着锌浸渣的溶解,浸出液中Fe3+浓度及氧化还原电位不断升高,抑制了铁酸锌的溶解,在第一、二段浸出条件分别为:反应温度90℃、液固比10∶1、浸出时间4 h;初始硫酸浓度160 g/L、反应温度90℃、液固比10 m L/g、浸出时间4 h的试验条件下,采用两段逆流浸出工艺处理该渣,锌、铟的浸出率分别为96.53%、94.85%。     

从云南某锌浸出渣中回收锌锗的试验研究

对锌浸出渣中锌、锗和铁进行高压选择性浸出,采用P204萃取去除浸出液中铁元素,使浸出液中的锌、锗元素得到富集。高压选择性浸出试验结果表明,锌的平均浸出率高达96.77%,锗的平均浸出率高达70.86%,而铁的平均浸出率仅为55.44%。萃取除铁试验表明,经三级萃取后,三价铁离子的萃取率大于99.5%,萃余液中三价铁离子浓度小于0.01 g/L,可循环进入湿法炼锌工艺中使用。     

锌浸出渣银浮选回收实验初探

某锌浸出渣中含银228.24g/t,该浸出渣具有粒度细、酸性强、银的物象分布复杂等特点。针对该浸出渣,实验采用添加乳化煤油选择性絮凝矿浆中的微细颗粒增大表观粒度,并通过洗矿调节矿浆PH值以及降低矿浆中锌离子的浓度。实验结果表明：在PH=5.47的条件下,以六偏磷酸钠为分散剂,丁铵黑药为捕收剂,MIBC为起泡剂,采用一粗二扫浮选工艺流程,可获得含银3439g/t,回收率为76.54%的浮选精矿。     

浮选柱在锌系统浸出渣选银中的应用

主要介绍了浸出渣的性质、工艺试验、选择浮选柱的理由,通过浮选柱三年的生产运行,精矿银回收率达到71.25%,银品位7 828 g/t,年创效益3 000余万元。浮选柱在生产实践中的成功应用对于企业提高技术经济指标、节能降耗、增加效益具有重要借鉴意义,值得大力推广。     

Sulfidation of heavy-metal-containing neutralization sludge using zinc leaching residue as the sulfur source for metal recovery and stabilization

Heavy-metal-containing neutralization sludge (NS) and sulfur-containing zinc leaching residue (ZLR), both of which are difficult to dispose of, are two of the main solid wastes produced in the Pb/Zn smelting process. This study focused on the application of ZLR as a sulfur source to sulfidize NS, which could then be separated by flotation for metal recovery. A mixture of NS, ZLR and additional sulfur was first mixed by ball milling, and then successively treated by hydrothermal sulfidation and flotation. Based on the chemical properties of NS and ZLR, the effects of the mass ratio of NS-to-ZLR, the amount of sulfur and ball milling time on sulfidation and the floatability and stability of the sulfidation product were investigated. The sulfidation percentages of Zn and Pb were as high as 82.6% and 95.6%, respectively. Flotation tests revealed that Zn and Pb can be enriched with a concentrate grade of 21.3% Zn and 3.4% Pb. Toxicity characteristic leaching procedure (TCLP) results indicated that stabilization of NS and ZLR occurred after sulfidation.     

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。