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%。     

云南某氧化锌矿不脱泥浮选试验

云南某氧化锌矿锌品位7.08%,86.72%的锌以碳酸锌的形式存在,硫化锌含量很低,主要金属矿物为菱锌矿、白铅矿、闪锌矿、方铅矿等。为实现该氧化锌矿不脱泥浮选回收,在磨矿细度-0.074 mm 80%的条件下,原矿优先浮选硫化锌后,采用碳酸钠调整矿浆p H=9.5,以六偏磷酸钠为抑制剂、GX100为捕收剂进行1粗1精2扫氧化锌闭路浮选试验,可获得锌品位24.20%、回收率77.04%的氧化锌精矿,可供其选择选矿工艺流程参考。     

高硅氧化锌矿水热硫化实验研究

通过对某高硅氧化锌矿矿物分析,发现矿物中的锌主要以异极矿形式存在。采用元素硫水热硫化技术对该矿进行了处理,考察了水热硫化温度、时间以及硫磺用量对高硅氧化锌矿中锌的硫化转化率的影响。研究结果表明在硫化温度200℃,硫化时间240 min,硫磺用量为理论用量1.5倍时,高硅氧化锌矿物中的锌的硫化转化率可达79.8%。     

越南某氧化锌矿浮选试验研究

对越南某氧化锌矿进行了物相分析及多元素分析,结果表明该氧化锌矿的氧化率在93%以上,且矿石中锌矿物成分复杂,主要以菱锌矿形式产出,根据该矿的矿物学特征,采用硫化钠硫化,KZF做捕收剂的方法回收氧化锌,得到了较好的试验结果。     

建水某铅锌矿选矿工艺研究

针对建水某铅锌硫矿石,采用混选铅硫-选硫化锌矿-再选(浮选或重选)氧化锌矿的流程,可以得到铅品位55.71%、铅回收率63.11%的硫化铅精矿,锌品位48.28%、锌回收率28.71%的硫化锌精矿,及锌品位31.24%、锌回收率52.88%的氧化锌精矿,有价元素得到了有效回收。     

难选氧化锌矿氨浸过程热力学分析

针对难选氧化锌矿的特点，对氧化锌矿氨浸过程进行热力学分析。氧化锌的氨浸可能发生氨水与氢离子的反应，锌离子和氢氧阴离子的络合反应，锌离子与氨水的络合反应。溶液中无氨存在时，Zn^2 与OH^-的配合反应可以忽略。氧化锌在氨水溶液中的溶解度随氨水浓度和pH的变化而变化，而当溶液氨浓度为4mol／L时，总锌浓度[Zn]T保持在1mol／L左右。以4mol／L的氨水溶液浸出兰坪难选氧化锌矿38min，锌浸出率达81．89％。     

酸浸法从低品位氧化锌矿及含锌废石制备碱式碳酸锌

采用酸浸法从新疆紫金低品位氧化锌矿及含锌废石制备碱式碳酸锌。在磨矿细度为-74μm占30%,液固比2,硫酸用量52kg/t矿,浸出时间2h,终点pH 1.5~2.0,锌浸出率为63%,氧化锌浸出率97%左右;浸出液采用碳酸钙预中和—碳酸钠沉锌工艺回收锌,在预中和终点pH 4.5~5.0、碳酸钠沉锌终点pH 8.0左右,最终获得锌沉淀率为99%,锌品位约50%的碱式碳酸锌产品,该产品可作为生产电锌的原料。     

西藏某氧化锌矿浮选试验研究

采用硫化胺法对西藏某氧化锌矿进行了浮选试验研究,分别考察了磨矿粒度、分散剂用量、硫化钠用量以及不同碳链长度的胺类捕收剂等因素对氧化锌浮选指标的影响.试验结果表明,采用硫化胺法能够有效实现西藏某氧化锌的浮选.在原矿锌品位为6.8%条件下,可获得锌品位为23.38%,回收率为90.1%的锌精矿.     

氧化锌矿综合利用现状与展望

介绍了目前氧化锌矿的处理方法及其特点,氧化锌矿处理方式有两类:一是氧化锌矿经选矿富集后进入冶炼程序得金属锌;二是将氧化锌矿直接进入冶炼程序处理,直接冶锌的方法又可分为火法和湿法两类.并对氧化锌矿处理技术的应用前景进行了展望.     

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。     

内蒙某含锌矿石的工艺矿物学研究

为了探索内蒙某锌矿石的工艺矿物学特性,对该矿石开展了系统性的工艺矿物学分析,结果表明：该矿石中含锌8.25%,矿石中硫化锌中的锌占40.12%,碳酸锌中的锌占49.09%,硅酸锌中的锌占8.39%,其它部分锌含量为2.42%；矿石中的主要锌矿物有菱锌矿、闪锌矿(含铁闪锌矿)、异极矿；另有黄铁矿、磁黄铁矿、褐铁矿、赤铁矿、磁铁矿等铁矿物,方铅矿、白铅矿,铅硬锰矿等铅矿物,微量的黄铜矿和赤铜矿等铜矿物；脉石矿物主要由石英、方解石、重晶石、天青石和少量或微量的云母(绢云母、黑云母等)、长石(钾长石、钠长石、斜长石等)、粘土矿物、辉石、闪石、绿泥石等组成,为该矿石资源的开发提供了主要的参考依据。     

甘肃某高碳铅锌矿石选矿试验

甘肃某铅锌矿石中铅、锌、银、碳含量分别为0.90%、3.14%、25.63 g/t、6.30%，属于高碳铅锌矿石，矿石中的主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿和黄铁矿，脉石矿物主要是石英，主要含碳矿物为方解石。方铅矿主要呈他形粒状不等粒嵌布，部分粒度细小者星散分布在矿石中，粒度粗大者多与闪锌矿、含银矿物紧密共生；闪锌矿主要呈他形粒状，基本不含银，少量以细粒星散状分布在矿石中，大部分粒度较粗，以团脉状、条带状、细脉状集合体形式存在。含碳矿物的存在会造成铅锌浮选分离困难，为解决该铅锌矿石的浮选分离问题，对此进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm 占65%的情况下，采用1粗2扫3精的低碱度工艺流程优先选铅、1粗2扫2精工艺流程选锌，可获得铅品位为51.45%、铅回收率为85.26%、含银1 098.00 g/t、银回收率为64.17%、含锌4.89%的铅精矿，以及锌品位为53.38%、锌回收率为91.14%、含银84.87 g/t、银回收率为17.73%的锌精矿。     

云南兰坪氧化铅锌矿工艺矿物学研究

以兰坪金鼎矿区氧化铅锌矿为研究对象，采用化学分析、物相分析、X射线衍射分析、偏光显微镜分析等方式，查明矿石的结构构造、元素组成、矿物组成及含量、目的矿物的嵌布特征，目的矿物与其它矿物的共生关系，目的元素（铅、锌）的赋存状态。工艺矿物学研究结果表明，原矿中有用矿物为铅矿物和锌矿物，其中Pb品位为1.26%，Zn 品位为8.40%。矿石中铅主要赋存在白铅矿、方铅矿中；锌主要赋存在菱锌矿、异极矿及闪锌矿中；脉石矿物主要为方解石、石英、白云母、黄铁矿（白铁矿）等。铅锌矿物种类较多且与其它矿物的共生关系较为复杂，易泥化、易过粉碎的缺点将会严重影响铅锌品位和回收率指标。鉴于此，宜采用分段浮选，先选铅，脱泥后再选锌，该研究结果可以为兰坪氧化铅锌矿浮选工艺流程改造和合理开发利用氧化铅锌资源提供科学依据。     

氧化铅锌矿石低温浮选工艺研究

氧化铅锌矿石是提取铅、锌金属的重要基础原料之一,矿石中的氧化锌矿物是主要的有用矿物。本文对兰坪复杂的氧化铅锌矿石选矿工艺进行了研究,以便更好地利用矿石中的氧化锌矿物。使用TA药剂和十八胺药剂作氧化锌浮选捕收剂,分别研究了矿浆温度对氧化锌浮选的影响,并用TA药剂和BK药剂组成的复合捕收剂,在常温(18～20℃)条件下浮选氧化锌,取得了锌品位31 77%、锌回收率73 41%的氧化锌精矿的较好结果;比用十八胺作氧化锌浮选捕收剂(矿浆温度28～30℃)取得的锌回收率高4 61%,而且TA捕收剂适合低温氧化锌浮选,但为了提高氧化锌浮选的选择性和浮选效率,应当添加适量的WG药剂。另外,本文讨论了影响低温氧化锌浮选的工艺参数。     

陕西某氧化铅锌矿选矿试验研究

陕西省某铅锌矿矿石因氧化程度高、易泥化而较难选,尤其是氧化锌的回收困难。试验针对矿石性质,采用了铅的硫化矿物和氧化矿物混合浮选回收,锌的硫化矿物、氧化矿物依次单独回收的方案。选铅时采用了组合捕收剂乙硫氮+丁胺黑药,选氧化锌时采用了复合捕收剂A928,最终获得了铅品位和回收率分别为53.67%和82.92%、含锌5.23%的铅精矿,锌品位和回收率分别为51.08%和40.75%、含铅1.06%的硫化锌精矿及锌品位和回收率分别为22.55%、44.28%、含铅1.22%的氧化锌精矿,实现了氧化铅锌矿石的有效分选。     

国外某低品位铜锌硫化矿浮选分离试验研究

国外某低品位铜锌硫化矿矿床属于矽卡岩型，为确定该矿石中有价金属开发利用的可行性，进行了选矿试验。研究表明，矿石中铜品位为0.38%，锌品位为1.26%，针对矿样组成特性，确定了优先浮选铜， 选铜后的尾矿再浮选锌的工艺流程处理该硫化矿矿石。在磨矿细度为-0.074 mm占74.60%的条件下，选用石灰为矿浆pH调整剂，硫酸锌和亚硫酸钠为组合抑制剂，Z-200为捕收剂优先浮选硫化铜矿物；对选铜尾矿继续 采用石灰调节矿浆pH值，硫酸铜活化被抑制的锌矿物，丁基黄药为捕收剂浮选硫化锌矿物的药剂方案，经“2粗2精”选铜、“1粗3精2扫”选锌的闭路试验，最终获得铜精矿铜品位和回收率分别为22.55%、85.19%和锌 精矿锌品位和回收率分别为44.83%、74.36%，有效地实现了铜锌硫化矿的分离与回收，为国外该类型硫化矿矿石的开发利用提供依据。     

非洲某难选高硫铜锌硫化矿选矿试验研究

非洲某高硫铜锌硫化矿中Cu和Zn的品位分别为1.30%、2.97%。由于原矿中铜矿物嵌布粒度细，与锌矿物紧密共生，矿石中次生铜矿物易氧化释放出铜离子活化闪锌矿，导致精矿互含率高，生产指标较差。 针对该矿石特点，进行了系统的工艺优化试验。结果表明：①矿石中主要铜矿物为黄铜矿，嵌布粒度较细，主要集中在10~35 μm；锌矿物为铁闪锌矿，粒度集中在10~75 μm；有害元素As主要以毒砂形式存在，少量 存在于硫砷铜矿中；其它硫化物主要为黄铁矿；脉石矿物主要包括方解石、白云石、菱铁矿、石英等。②在磨矿细度为P80=75 μm的条件下，经“粗精矿再磨+1粗3精1扫”选铜和选锌流程，最终可获得Cu品位26.03% 、含Zn1.72%、Cu回收率84.02%、Zn损失率3.29%的铜精矿和Zn品位44.16%、含Cu2.84%、Zn回收率90.63%、Cu损失率9.80%的锌精矿，较好地实现了铜锌资源的分离与回收。③试验采用焦亚硫酸钠作为锌的高效抑制剂 ，降低了难免离子对闪锌矿的活化；对于部分共生关系致密，嵌布粒度极细的铜锌矿物，通过超细磨技术进一步促进了铜锌单体解离，最终实现了铜锌高效分离。     

河北某高硫铜锌矿石选矿试验研究

河北省某铜锌多金属硫化矿石黄铁矿含量高，铜锌矿物嵌布关系密切复杂。矿石含铜1.14%、含锌6.67%、含硫29.12%，属于高硫铜锌矿石。为给该矿石合理开发利用工艺提供依据，进行了选矿试验。结果表明：采用1粗1精1扫选铜，选铜尾矿经1粗1精1扫选锌，选锌尾矿经1粗1扫选硫流程，可获得铜品位为24.13%、含锌9.33%、铜回收率为73.86%的铜精矿，锌品位为50.63%、含铜1.95%、锌回收率为91.01%的锌精矿，硫品位为53.34%、硫回收率为74.46%的硫精矿产品。试验结果可以作为该高硫铜锌矿石综合开发利用的依据。     

云南某高硫低品位铅锌矿工艺矿物学研究

云南某高硫铅锌矿是现采矿区下部发现的新矿体,为确定合理的开发工艺流程,采用化学分析、显微镜观测、MLA分析等方法对矿石进行了系统的工艺矿物学研究。结果表明：① 矿石中有价元素主要为Pb、Zn、Fe和S,含量分别为3.20%、3.04%、26.36%和30.84%,属于高硫低品位铅锌矿石;② 矿石组成复杂,约有26种组成矿物,有用矿物主要为黄铁矿、方铅矿和铁闪锌矿,脉石矿物主要为石英、高岭石和蒙脱石等;③ 矿石具稠密浸染构造、块状构造、脉状构造,矿物主要具包含结构、自形—半自形—他形粒状结构、乳浊结构、内部解理结构等;④ 主要矿物嵌布特征复杂,黄铁矿、方铅矿和铁闪锌矿共生关系紧密,且相互包裹现象明显。矿石中矿物嵌布关系复杂,同时有用矿物含量差异大,这是不利于矿物分选的主要因素之一。推荐的选别流程为铅硫等可浮选+铅硫分离—锌硫等可浮选+锌硫分离。     

某低品位难处理银铅锌矿石浮选试验#br#

某低品位银铅锌多金属硫化矿石含银74 g/t、铅0.36%、锌0.82%。银矿物以脆银矿和辉银矿为主，铅矿物以方铅矿为主，锌矿物以闪锌矿为主，主要脉石矿物为石英，其次是白云母、绿泥石和钾长石。矿石中银铅锌矿物均部分被氧化，大部分铅锌矿物嵌布粒度较粗，少部分嵌布粒度微细，银在铅、锌、硫等矿物中均有分布，且嵌布粒度较细。为确定矿石的选矿工艺，进行了选矿试验研究。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55%的情况下，采用银铅混浮再浮锌最后选硫工艺处理矿石，可获得含银8 515 g/t、含铅51.64%、含锌4.61%、银回收率42.41%、铅回收率56.04%、锌回收率2.15%的银铅精矿，含锌45.47%、含银1 692 g/t、含铅3.48%、锌回收率69.63%、银回收率27.71%、铅回收率12.42%的锌精矿，以及含硫43.79%、含银781 g/t、硫回收率10.56%、银回收率5.63%的硫精矿。