锌阳极泥-硫化锌精矿焙烧过程热力学分析

通过热力学理论分析,计算出锌阳极泥-硫化锌精矿混合焙烧过程可能发生的各反应吉布斯自由能;同时运用X射线衍射技术研究了焙烧过程中主要矿物物相的变化。理论和试验结果均表明:锌阳极泥-硫化锌精矿混合焙烧过程中,硫化锌首先发生氧化反应,生成ZnO和SO2,之后MnO2与SO2反应生成MnSO4。经混合焙烧工艺,有利于下一步的锰浸出工艺。     

从含铟加压浸出液中和沉淀钢

研究用焙砂预中和-硫化锌精矿还原-石灰石粉中和沉铟工艺从含铟锌精矿加压浸出液中富集铟的过程.结果表明,预中和焙砂用量为理论量的1.3倍,还原锌精矿用量为理论量的2.2～2.3倍.中和石灰石粉用量为理论量的2.0倍,在试验条件,溶液中铟的直收率高达97%以上,沉铟渣中铟的品位高达0.1%以上.     

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。     

高硫高砷难浸金精矿工艺矿物学研究

为了给高硫高砷难浸金精矿提金工艺选择提供理论依据,分别从化学成分分析、X射线衍射分析、矿物解离度分析、扫描电镜-能谱分析等不同程度开展了工艺矿物学研究。发现:①金精矿中金含量47.5g.t-1、Ag8.46g.t-1、S13.91%(质量分数)、As7.54%(质量分数),是典型的高硫高砷难浸复杂金矿;②金精矿中的主要金属矿物为毒砂、黄铁矿,脉石矿物主要有石英、白云母,多种矿物互相包裹。金精矿中有害组分主要为砷,含砷矿物以毒砂形式出现。金以不可见金的形式赋存于载金矿物中。这些发现,对高硫高砷难浸金精矿的提金工艺具有指导意义。     

锰离子催化体系加压浸出硫化锌精矿的试验研究

针对锰离子(Mn2+)催化体系浸出硫化锌精矿过程,采用正交试验的方法研究了温度、时间、搅拌速度、液固比、氧压、Mn2+加入量等因素对锌浸出率的影响。在最佳工艺条件下,锌平均浸出率可达95%以上。     

从锌精矿焙烧烟尘中浮选回收锌

硫化锌精矿高温氧化焙烧过程所产的烟尘成分复杂,主要有氧化锌外,还含有铁酸锌及锌、镉的硫化物和硫酸铅等.该种焙烧烟尘的二次焙烧处理工艺存在着环境污染等一系列无法彻底解决的问题.本文首次进行了焙烧烟尘的浮选试验研究,分别考察了捕收剂种类及用量、浮选pH值、浮选时间及起泡剂用量等因素对浮选的影响.试验结果表明,烟尘水洗后经多段浮选,获得了较好的浮选效果,浮选尾矿含硫<1.5%,达到了硫化锌与其它含锌矿物分离的目的.     

锌中浸渣—硫化锌精矿协同浸出锌和铟

研究锌中浸渣—硫化锌精矿的协同浸出过程。结果表明,协同浸出能有效提高锌中浸渣中有价金属锌、铟和铁的浸出率,浸出液Fe3+含量低,便于后续工段中锌、铟、铜、铁的分离。     

硫化锌精矿氧化酸压浸出期间的除铁

硫化锌浸出是为除去溶液中的铁,中和过量的酸所必须进行的氧化酸浸过程.在11～118℃的条件下,研究了中度酸性溶液中硫化锌精矿的浸出行为,从而确定下面反应所能达到的中和程度:ZnS+2H~+1/2O_2=Zn~2+H_2O+S~·在150℃时,甚至在远远超出硫的热力学稳定范围的pH值条件下,中和进行得较为彻底。而在其他温度条件下,中和作用却不太显著。铁作为黄钾铁矾从溶液中沉淀出来。这些黄钾铁矾的铅、银含量随着温度的提高而明显降低。通过水解试验,研究了黄钾铁矾中共他金属的置换。这种置换也是随着温度的提高而降低的。     

提高锡精矿产品质量和回收率的新工艺及生产应用

本文介绍了云南华联锌铟股份有限公司在提高锡精矿产品质量方面所开展的工艺研究及生产应用情况。通过脱硫降砷工艺改造,最终得到锡品位为45.50％、回收率为39.63％的高品位锡精矿,同时精矿中硫 砷的含量降低了10.11个百分点,锡精矿水分从15%下降到7%。     

金精矿固砷固硫焙烧提金工艺设计

为了从某低硫含砷含汞微细粒金精矿中提取金，工程设计中采用了固砷固硫一段流态化焙烧提金新工艺，经负荷试机表明该提金工艺方案可行。系统介绍了该工艺流程，特别是含砷的液相，固相和高硫烟气的环保治理措施，对于类似金精矿焙烧提金工艺方案的选择具有借鉴性。     

硫化铅锌矿伴生银铟的高效回收利用研究

以含银铟难处理铅锌硫化矿物为对象,详细地研究了各种硫化矿单矿物的浮选行为。研发了一种低碱浮铅工艺生产流程,使用苯胺黑药与乙硫氮组分作为选铅捕收剂,硫酸锌与亚硫酸钠作调整剂,在矿浆溶液pH值9.5的条件下,实现了铅银矿物与其它硫化矿物的高效分选。X-43活化剂能有效提高锌铟矿物的回收率,现场精选作业使用富集比高的浮选柱代替浮选机,有效提高了铅锌精矿及其伴生银铟的品质。新工艺取得了较好的生产指标:铅精矿含Pb 62.45%,Ag 2 930g/t,铅回收率85.86%,银回收率69.07%;锌精矿含Zn 46.78%,In 480g/t,锌回收率达到90.06%,铟回收率71.32%。     

含铟锌渣湿法回收铟工艺进展

稀散金属铟独立矿床少,常伴生在锌硫化矿中,湿法或火法炼锌时富集到多种渣中,铟铁酸锌等难浸出物的存在使铟的回收工艺复杂,且回收率低。重点介绍了常规酸浸、加压富氧酸浸、热酸浸出、焙烧预处理—浸出、氯盐浸出和复合场强化铟浸出等锌固废提铟浸出工艺。指出未来辅助使用复合外场或联合多种方法从内部破坏难溶物结构,实现铟铁分离和铟铁酸锌的溶解,革新锌固废提铟工艺,研发新型萃取剂均可成为未来发展方向。     

含铟低酸浸出液中富集铟的研究

为有效地富集低酸浸出液中的铟、提高铟的回收率,提出了"硫化锌精矿还原含铟浸出液中Fe3+-纳米氧化锌中和含铟还原液沉铟"工艺,从含铟低酸浸出液中富集回收铟。还原工艺的最佳条件为:ZnS精矿的粒度为0.074 mm,ZnS精矿的过剩系数为2.0,还原温度为95℃,还原时间为3.0 h。还原结束后溶液Fe3+的浓度为0.18 g/L,Fe3+的还原率为97.84%。中和沉铟的最佳条件为:中和时间为75 min,中和温度为70℃,中和剂过剩系数为1.20,沉铟率为97.57%,中和渣中铟的品位达到2%以上。     

P204-TOPO混合萃取体系从湿法炼锌含铟硫酸锌溶液中萃取回收铟

为解决湿法炼锌硫酸锌溶液中传统溶剂萃取回收铟过程需使用高浓度盐酸反萃,且反萃后贫有机相中夹带氯离子危害湿法炼锌的难题.采用P204-TOPO混合萃取体系从含铟浸出液中选择性萃取铟,载铟有机相采用硫酸反萃,实现无氯体系回收铟.研究发现,混合体系萃取铟过程属于阳离子交换,TOPO与P204发生缔合作用,减弱了P204与铟离...     

Extraction of indium from zinc plant residues

The main purpose of this study was to extract indium from the Irankoh zinc plant residue. The Irankoh zinc plant residue contained 145 ppm indium. The optimum conditions for leaching of indium and reduction of ferric ion in reductive leaching were obtained at temperature of 90 °C for a leaching duration of 3 h with sulfuric acid concentration of 100 g/L and the amount of required sodium sulfide for reduction of ferric was 1.5 times of stoichiometric quantity of iron. Then, to prepare concentrated indium solution, indium was selectively precipitated from the leach solution. The pH of leach solution was adjusted to 6 with ammonia solution in 90 °C for selective indium precipitation, and reaction time was considered to be 10 min. Then the resulting precipitation was dissolved using hot sulfuric acid solution, and the solution was subject to solvent extraction and cementation using zinc powder to recover indium.     

辽宁某铅锌矿选矿工艺研究

针对辽宁某硫化铅锌矿的矿石性质,采用先选铅后选锌的优先浮选工艺,最终得到品位61.02%、回收率85.63%的铅精矿及品位51.23%、回收率83.22%的锌精矿,取得了良好的选别指标。     

锌冶炼过程中铟的富集与回收技术研究进展

随着铟的应用越来越广泛,人类对铟的需求量日益增加,有效富集回收铟的技术也越受越受到重视。概述了铟的应用领域、资源状况、主要来源和铟在锌冶炼过程中的走向与分布,以湿法炼锌渣和火法炼锌渣及副产物为提铟原料分类介绍了铟的富集与回收技术并分析了不同技术方法的优缺点,阐明了铟富集与回收技术的发展现状,总结了高温挥发富集/浸出-萃取-置换-电解是目前铟富集与回收的成熟工艺,指出了浸出效果和萃取率是决定铟富集比和回收率的关键,富氧直浸技术的应用和新萃取剂的开发是未来富集回收铟的发展方向。     

云南某复杂铅锌银硫化矿综合回收试验研究

根据云南某复杂铅锌银多金属硫化矿石的原矿性质进行浮选试验研究。采用石灰抑制含铁矿物,新型抑制剂YZN抑制锌,新型捕收剂BPB捕收铅;以硫酸铜作为选铅尾矿中锌矿物的活化剂,丁基黄药作为锌矿物捕收剂,可以实现铅锌的高效分离,同时将大部分伴生银富集到铅、锌精矿中。在开路试验的基础上进行了实验室小型闭路试验,获得铅精矿品位50.45%、铅回收率86.16%,锌精矿品位50.38%、锌回收率71.80%的选别指标,银在铅精矿中的品位及回收率分别为3062.33 g/t和60.63%,银在锌精矿中的品位及回收率分别为1 008.48 g/t和19.34%。     

Effect of sulfide and petroleum aromatic concentrates on gold ore processing by flotation

The authors have analyzed applicability of butyl potassium xanthate coupled with sulfuraromatic concentrate, recovered from high sulfur diesel fraction of South Uzbekistan oil in two-stage extraction in the zinc chloride solution in N,N-dimethyl formamide, in flotation of gravity circuit tailings. The best performance has been reached at the ratio of the said concentrates as 2/1, which results in 12.2% reduction of gold loss in tailings, and, for another thing, the quality of the rougher sulfide flotation concentrate grows by 6 g/t.