内蒙古某低品位氧化锌矿浮选试验研究

针对内蒙古某低品位高氧化率混合锌矿的特点,采用先硫化锌浮选-后氧化锌浮选工艺进行了试验研究,其中氧化锌浮选采用硫化-胺法工艺。结果表明,在不脱泥,磨矿细度-0.074 mm 75%,经硫化矿优先浮选,获得硫化矿锌精矿品位59.89%,锌回收率32.92%;氧化矿硫化胺法浮选获得锌精矿品位32.40%,锌回收率28.01%,有效实现了低品位氧化锌矿的浮选。     

某复杂难选氧化锌矿选矿试验研究

针对云南某复杂难选氧化锌矿石,采用预先脱泥-先浮选硫化锌-再浮选氧化锌的工艺流程,氧化锌浮选采用螯合捕收剂和高级黄药为捕收剂,闭路试验获得氧化锌精矿含锌35.26%,锌总回收率达到了79.73%,试验指标理想,为难选氧化锌矿回收提供了一种有效方法。     

云南某异极矿氧化锌矿石选矿试验研究

云南某异极矿氧化锌矿石属于氧化程度较高的难选氧化锌矿石,锌质量分数8.31%。针对该矿石性质,进行了硫化-组合用药浮选工艺流程条件试验。结果表明:在磨矿细度-0.074 mm占80%及其他最佳参数条件下,浮选闭路试验可获得锌质量分数30.11%、锌回收率75.27%的锌精矿,硫化-组合用药浮选工艺流程合理、稳定性好。     

内蒙某氧化锌矿的选矿研究

内蒙某氧化锌矿石率高,风化严重,异极矿和褐铁矿共生关系紧密且复杂,是一个难选的氧化锌矿。试验采用了硫化胺法和磁－浮联合流程浮选氧化锌,可获得锌品位分别为３６．８６％和３６．５１％、回收率为５４．５１％和４８．９６％的锌精矿。     

某氧化铅锌矿浮选技术研究

某氧化铅锌矿矿石铅氧化率75％,锌氧化率60％.通过对矿物组成的分析及矿石性质的研究,采用了优先混合浮选工艺浮选铅,再依次浮选硫化锌、氧化锌的工艺方案,获得了铅精矿品位55.32％、回收率81.40％、硫化锌品位52.86％、氧化锌品位22.85％、锌综合回收率82.54％的指标.     

某金铅锌多金属矿石浮选工艺试验研究

根据对河南某矿金铅锌多金属矿石工艺矿物学研究结果,试验采用铅优先浮选一锌硫混合浮选一锌硫分离浮选工艺流程,获得Pb品位46.16%、Au品位95.35 g/t的铅精矿,Zn品位30.83%、Au品位14.00 g/t的锌精矿和Au品位8.85 g/t的硫精矿,达到了综合回收矿石中各种有价元素的目的.     

青海某铅锌金银多金属矿综合回收试验研究

针对青海某铅锌金银多金属矿矿石性质,采用浮选—尾矿氰化浸出流程进行了试验研究。其结果表明:在最佳试验条件下,浮选闭路流程获得的硫化铅精矿铅品位45.05%,氧化铅锌混合精矿铅+锌品位49.02%,铅总回收率80.10%,锌总回收率54.22%;浮选尾矿再进行氰化浸出,金总回收率为73.29%,银总回收率为79.99%;试验指标较好,矿产资源得到了综合回收。     

内蒙古某矿含锌金银矿石选矿工艺试验研究

对内蒙古某矿含锌金银矿石进行了选矿试验。根据矿石性质,采用原矿氰化-浸渣浮锌流程,可实现就地产金、银,浸出率分别为78．89％、63．77％,浸渣浮锌,锌的回收率为84．64％,锌精矿品位43．25％;采用原矿混合浮选-精矿氰化-浸渣浮锌流程,同样可实现就地产金、银,浸出率分别为81．14％、56．44％,精矿浸渣浮锌,锌的回收率为74．55％,锌精矿品位为50．17％。     

混合胺浮选氧化锌矿的试验

会泽矿区矿山厂铅锌矿床中有一部分能分采的锌矿石。这种矿石的矿物组成比较简单,主要由异极矿、菱锌矿、褐铁矿、方解石、白云石及少量粘土、石英所组成。为了寻求为冶炼提供质量较高的锌精矿的途径,我们做了用混合胺浮选氧化锌矿石的连续浮选试验。可获得含锌41.23％、回收率80.70％的锌精矿。     

云南某含金多金属氧化矿选矿试验研究

云南滇西某含金多金属氧化矿,含有Au、Pb、Zn等有用组分,矿石深度氧化,较为难选。对该矿石进行了氰化浸出提金、硫化优先浮选铅锌、磁选回收铁、全泥氰化提金—浸出渣磁选除铁—摇床重选回收铅锌等试验研究。其结果表明:采用全泥氰化提金—浸出渣磁选除铁—摇床重选回收铅锌试验流程取得了较好的技术指标,金浸出率为83.33%;铅精矿品位达到合格产品要求(53.05%),回收率20.17%;锌精矿品位15.86%,回收率24.24%。     

硫酸浸出锌浮渣制取高纯氧化锌

以锌浮渣为原料,经硫酸浸出,碱式碳酸锌沉淀,再煅烧制取高纯氧化锌。锌的总回收率大于92%,纯度可达99.5%以上。     

锌焙砂的选择性还原焙烧硫酸浸出工艺研究

研究了选择性还原焙烧-硫酸浸出两段工艺处理高铁锌焙砂的方法.首先在CO还原气氛下将锌焙砂中的铁酸锌选择性转化为氧化锌和磁铁矿,然后采用硫酸浸出使可溶锌溶出而铁存留于渣中,实现铁锌有效分离.主要考察了还原焙烧以及硫酸浸出的工艺条件对铁锌分离效果的影响,并采用化学分析法及XRD、SEM-EDS的检测手段对焙烧样品进行分析.以可溶性锌和亚铁的含量作为焙烧评价指标,得出最佳焙烧条件为:焙烧温度750℃,焙烧时间60 min,CO浓度8%,CO/(CO+CO2)气氛比例20%,此条件下可溶锌率由原焙砂中的79.64%提高到91.75%;以铁锌浸出率为考察指标,得出最佳浸出条件为∶常温浸出,浸出时间30 min,浸出酸度90 g/L,液固比10∶1,此条件下锌铁浸出率分别为91.8%和7.17%.     

常压—加压联合浸出工艺从含锗氧化锌烟尘中高效浸出锌锗

采用常压-加压联合浸出工艺从含锗氧化锌烟尘中高效浸出锌、锗,研究了浸出时间和温度、硫酸用量、液固比等对锌、锗浸出率的影响。结果表明,在最佳工艺条件下,锌、锗浸出率分别为96.92%、89.72%。     

湿法炼锌渣中银的回收

在湿法炼锌工艺中锌精矿中的银主要富集在酸性浸出渣中,此矿样的浸出渣中Ag的品位约为234 g/t,还含有Zn、Pb等可重复利用金属,研究Ag、Zn、Pb等的回收再利用具有十分重要的意义。本文以酸性浸出渣为原料进行了物理分选、还原焙烧、直接熔炼法以及氧化焙烧-氰化提银的试验,重点研究了物理分选过程Ag、Zn、Pb的富集走向及氧化焙烧-氰化提银工艺中氯化钠用量、焙烧时间及温度对Ag浸出率的影响。研究得出:高温高酸浸出后浮选可使Zn和Ag得到富集;浸出渣酸浸后熔炼使粗铅中的Ag和Pb富集,Ag品位可提高6倍;并通过试验得到了较优的氧化焙烧和氰化浸出提银工艺参数。      

硫化铅还原硫酸浸出锌电解阳极泥中二氧化锰的试验研究

对株冶电解锌阳极泥开展了用PbS做还原剂硫酸还原浸出二氧化锰的试验研究,纯PbS矿物样还原浸出试验考察了PbS颗粒细度、PbS与MnO2摩尔比、硫酸与MnO2摩尔比、浸出反应温度、浸出反应时间等因素对锰浸出率的影响,试验结果表明,PbS颗粒越细,与MnO2接触的表面积就越大,锰浸出速度就越快;PbS与MnO2摩尔比、硫酸与MnO2摩尔比、浸出反应温度、浸出反应时间等对锰的浸出速度有很大影响,在采用0．037-0．074mm的纯PbS条件下,试验获得的最佳浸出条件是PbS：MnO2摩尔比〉0．5,H2SO4：MnO2摩尔比3,浸出反应温度90℃,时间2h．在较佳条件下用0．037-0．074mm纯方铅矿样做还原剂可获得锰浸出率85％以上的试验指标,在同样条件下用实际硫化铅浮选精矿样做还原剂可获得锰浸出率93％以上的试验指标．实际PbS浮选精矿样还原浸出试验表明ZnS和FeS2等其它硫化矿物对二氧化锰存在协同还原浸出作用,协同还原浸出作用造成浸出液含杂升高,浸出渣中铅含量降低．因此,如果需要利用含Mn^2＋浸出液制备高纯的锰产品,同时为了便于浸出渣配料入炉冶炼,宜采用品位较高的PbS浮选精矿样做还原剂．     

从锌冶炼烟尘中回收银及有价金属的工艺研究

系统地研究了从台炼烟尘中回收银、锌、铅的新工艺、考察了稀硫酸浸取锌、氯盐浸取银、铅的最佳工艺参数。该工艺能有效地回收烟尘中的银、锌、铅,并具有工艺简单,综合回收率高,无污染等特点,锌、铅、银的回收率分别大于９１％,９９％和９８％。     

锌精矿制备氧化锌晶须工艺的研究

以锌矿为原料,硫酸为浸出剂,经过焙烧浸取、净化除杂质、制备硫酸锌,再将制得的硫酸锌以离子交换树脂为沉淀剂,通过化学沉淀法合成了前驱体氢氧化锌,进一步灼烧制备了纯度达99%的氧化锌晶须。研究结果表明:浸出工艺条件为反应温度60℃,固液比1∶8,硫酸1.3 mol/L,反应时间2.5 h,锌的浸出率在98%以上。以高锰酸钾氧化除铁、锰,以锌粉置换去除重金属,去除效果较好。     

一种从硫化锌精矿直接浸出锌同时除铁的方法

介绍了一种从硫化锌精矿直接浸出锌同时除铁的方法,利用氧压浸出除铁原理。控制反应器温度压力及酸度,在浸出锌的同时将铁沉淀在浸出渣中,不需单独除铁工序,锌浸出率高,沉铁率高,与传统除铁方法比较,实现了浸出锌与沉铁在一个反应器中完成,具有清洁生产,节能环保的明显优势。     

Leaching of oxidized zinc ores in various media

The leaching of various oxidized zinc ores in different solvents has been studied in laboratory tests by agitation leaching and in some cases by percolation leaching. Some tests have also been carried out on synthetic zinc compounds.The comparison of the leaching of four different Belgian ores in sulfuric acid, sulfurous acid, ammonium hydroxide and sodium hydroxide, shows that the better results are obtained with sulfuric acid and with caustic soda when the concentration of the latter is high enough. All the ores respond very well to leaching except one which is very rich in iron and can be processed only with concentrated caustic soda. Mineralogical studies have shown that smithsonite is completely leached but that hemimorphite is refractory to leaching in any solvent studied.The leaching in alkaline media (ammonia, caustic soda, diethylenetriamine) has been studied on five different ores. It is confirmed that hemimorphite is difficult to dissolve. Good results are obtained only with caustic soda at high temperature. In ammoniacal solutions, the presence of ammonium carbonate enhances the leaching of hemimorphite but decreases the leaching of smithsonite. The optimum concentration of diethylenetriamine is 250 g/l.Caustic soda leaching tests were carried out on pure compounds and showed that ZnO, Zn(OH)₂, PbO, PbCO₃ and 2PbCO₃βPb(OH)₂ dissolve very rapidly and completely, that the leaching of Zn₂SiO₄ is controlled by kinetics and that the leaching of ZnS, PbS and PbSiO₄ is very poor, their solubility product being very quickly attained.The percolation leaching by sulfuric acid has been tested on Belgian ores and the good results obtained support the idea that this kind of ore could be successfully treated in this way.     

富钴结壳选冶方案配置与试验

针对富钴结壳开采过程中不可避免会产生夹带部分基岩的问题，采用选冶联合工艺处理富钴结壳，考察了不同选矿（浮选、强磁选、重磁选）—二氧化硫还原酸浸联合工艺对技术经济指标的影响，并对不同采矿贫化率（10%、20%、30%）条件下的选冶指标进行了分析。结果表明，富钴结壳采用选冶联合工艺才能经济处理，三种选冶方案配置中，强磁选矿—冶炼配置相对较好，浮选—冶炼配置方案次之，重磁选矿—冶炼配置方案较差，具体选矿工艺可根据实际情况选择。原矿相较于精矿，在二氧化硫平均用量增加9.4%，硫酸平均用量增加6.7%的条件下，镍钴锰浸出率基本持平，达到90%以上，精矿的二氧化硫和硫酸消耗更少，更具成本有优势。