铜锌混合矿选冶新工艺研究

针对某难分选的铜锌矿石。提出一种混合浮选-氧化焙烧-选择性浸出-铜、锌电积选冶联合新工艺。先后完成了试验室、扩大规模和半工业试验研究，取得了较为满意的结果。新工艺简化了选矿流程。混合浮选的铜、锌选矿总回收率比原分选工艺分别提高了2．4％和44．8％；从混合精矿到产出一号电铜和电锌、铜、锌回收率均达92．5％以上。镉、钴、银等有价金属可进一步回收利用；而且铜锌电积或铜萃取产生的酸可全部返回使用。     

氧化锌矿湿法浸出提锌工艺研究

为了从高含硅、含铁等的氧化锌矿中提取锌，设计了低酸浸出、针铁矿除铁并脱硅提锌的新工艺。经探索实验和周期实验结果表明：锌浸出率为95．56％，铁、二氧化硅的入渣率分别为96．91％、95．95％，流程畅通，运行稳定，达到了有效回收锌和脱除杂质的目的，可为类似氧化锌矿提锌建厂提供参考。     

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。     

铁帽中锌、铁氧化矿石选别研究

针对某硫化矿床铁帽中含锌、铁氧化矿石,采用常规选矿、常规碱性浸出、机械活化浸出以及深度还原-磁选等方法,考察了相关因素对锌、铁回收的影响.研究结果表明,常规选矿、常规碱性浸出与机械活化浸出均不能使锌、铁有效富集,而深度还原-磁选可以使锌、铁有效分离,实现锌、铁综合回收.     

铁酸锌型低品位氧化锌矿提锌工艺及机理

针对铁酸锌型低品位氧化锌矿特点, 采用焙烧-水浸工艺提取锌。通过XRD、SEM-EDS等测试分析, 观察了焙烧前后、水浸后矿物的物相变化。实验结果表明, 当硫酸用量70%, 焙烧时间2.5 h, 温度523 K时, 锌浸出率达80%以上。     

锌电解阳极泥中锌的氧化浸出

为寻求锌冶炼厂电解阳极泥中锌的回收途径,以湖南某锌冶炼厂的电解阳极泥为原料,进行了锌的氧化浸出试验.试验结果表明,以硫酸溶液为介质、(NH4)2S2O8为氧化剂,在液固比为10,溶液初始pH值为1.5,(NH4)2S2O8添加量为0.01 g/g(对原料),温度为60 ℃的条件下浸出2 h,锌的浸出率达到81%.对浸出过程进行动力学分析,发现锌的氧化浸出过程受扩散机制控制,可以用Levenspiel方程描述.     

铁酸锌还原-氧化选择性分解行为研究

为了解决铁酸锌还原分解后锌、铁分离难题, 提出一种强化铁酸锌选择性分解新工艺: 先通过还原焙烧将铁酸锌分解为氧化锌和铁氧化物, 然后冷却至低温, 在CO₂气氛下利用氧化亚铁在低温下化学活性强、不稳定的特性, 将过还原的氧化亚铁转化为磁性四氧化三铁。研究结果表明, 铁酸锌强化还原分解的最佳条件为: CO浓度20%、还原温度750 ℃、V_CO/(V_CO+V_CO2)比67%、焙烧时间90 min, 该条件下铁酸锌分解率达到96.63%; 然后对铁酸锌分解产物进行磁化焙烧, 最佳磁化焙烧条件为: 氧化温度600 ℃、氧化时间75 min、CO₂气体流量1.2 L/min, 此条件下焙烧产物比磁化率从未磁化前的5.30×10^-11 m³/kg增大至1.17×10^-10 m³/kg。     

澳大利亚蒙特艾萨锌-铅-银-铜矿山

摘要 澳大利亚蒙特艾萨锌-铅-银-铜矿山是澳大利亚大型矿冶企业之一。它由两个独立的锌—铅—银矿山和选矿厂,以及铜矿山和选矿厂组成。截至2007年6月底,证实和控制的铜矿石储量为8400万t,含铜1.8%~3.4%;锌—铅—银矿石储量为8400万t,含锌4.8%~8.8%,铅2.2%~5.5%和银39~125g/t。铜矿山采用分段空场采矿法开采矿石;锌-铅-银矿山采用分段空场采矿法和落顶充填采矿法开采矿石。铜选矿厂采用半自磨/球磨—易浮矿物预先浮选—铜粗选—浮选柱精选—浮选机再精选工艺流程,得到铜精矿。锌—铅—银矿石选矿工艺流程包括棒磨/球磨—铅粗选—粗精矿艾萨磨再磨—铅精选—浮选铅精矿常温反浮选易浮矿物,获得铅精矿;铅粗选尾矿进行锌粗选—浮选柱精选—粗选尾矿艾萨磨再磨—锌再选—再选精选,获得锌精矿。矿山矿产品产量为铜矿山670万t/a铜矿石,锌—铅—银矿石650万t/a,矿产锌226529t/a（锌精矿）;粗铅锭125195t/a,银826万盎司/a（粗铅锭）,阳极铜217907t/a,矿产铜172552t/a（铜精矿）。      

微波氧化焙烧含锗硬锌渣实验研究

硬锌渣是锗提取的重要原料之一。目前,回收硬锌中的锗普遍采用的工艺为“中浸-氧化焙烧-氯化蒸馏”的工艺流程回收。企业中多采用焦炭来提供热源,对物料进行焙烧处理,存在能源消耗大、劳动强度大、环境污染大等缺点。本文以真空炉渣经中性浸出后的含锗硬锌渣为原料进行了微波氧化焙烧实验研究。通过研究获得本实验条件下最优微波焙烧温度为500℃,焙烧时间2.5h,以及相同坩埚下最优物料量为200g,所得到最佳浸出率为86.82%;微波显著缩短了氧化焙烧时间、降低了焙烧温度,改善了焙烧条件,实现了清洁、节能高效的氧化焙烧。     

"直接-共沉法"生产低功耗锰锌软磁铁氧体粉料

成功地进行了年产500t高性能锰锌软磁铁氧体粉料的“直接-共沉法”工业性试验。以铁屑、软锰矿、氧化锌烟灰为原料,经浸出、初步净化、深度净化、配液和共沉淀、干燥、预烧等加工过程制取了低功耗锰锌软磁铁氧体粉料。铁、锰、锌的总回收率(％)分别为：Fe93．27;Mn93．35;Zn84．01。共沉粉杂质元素含量低,特别是硅的含量小于0．0050％。以共沉粉大批量制备的软磁铁氧体粉料的磁性能全部达到PC30标准,部分符合PC40要求。“直接-共沉法”生产铁氧体粉料具有产品质量较高,生产成本低,无环境污染,杂质元素含量低等优点。     

铜-钢复合材料中锌含量的测定

采用先加盐酸、分步滴加过氧化氢及补加硝酸的方式溶解铜-钢复合材料,然后在溶解液中加入氟化铵、硫脲以掩蔽大部分的铁离子及铜离子,在稀酸介质中锌与硫氰酸铵形成络阴离子后用4-甲基-2戊酮萃取分离,除去溶解液中的铬离子、锰离子、镍离子和铝离子后,用六次甲基四胺缓冲溶液反萃取锌离子到水相中,再加入氟化铵、硫脲以掩蔽残留的铜离子、铁离子和铝离子,以二甲酚橙为指示剂,用乙二胺四乙酸标准滴定溶液滴定,就此建立了铜-钢复合材料中锌含量测定的试验方法,并用该方法测定铜-钢复合材料中锌含量.结果表明,该法准确度及精密度较高,其中RSD为0.45%~1.85%,加标回收试验的锌回收率为96.0%~103.5%.     

我国氧化锌矿直接浸出提锌技术研究现状及进展

总结论述了我国氧化锌矿直接浸出提锌技术的研究进展.高硅型氧化锌矿酸浸-萃取-电积工艺取得了突破,并已在工业得到了运用,形成7.5万t/a的电锌产能;氨浸-活性氧化锌工艺已在企业中运行;碱浸、氨-铵盐浸出体系尚停留在试验室阶段,但已取得了一些成果.提出了开展氧化锌矿就地浸出、堆浸等试验研究,促进氧化锌矿资源开发利用的发展...     

锌及锌铝合金研究及应用现状

分析锌的世界消费结构．综述锌及锌铝合金的研究及应用状况，介绍锌及锌铝合金电极材料、纳米材料、复合材料、涂层材料等研究热点。     

矿浆氧化蒸煮对锌浮选指标的影响

介绍了乌恰林斯克选矿厂锌浮选中矿浆加热处理对浮选指标的影响。矿浆加热处理可使矿物表面上黄药分解，加速硫化矿物的氧化和改变矿浆液相离子组成。矿浆加热处理可抑制黄铁矿，只稍稍降低黄铜矿的回收率，几乎不影响被铜活化的闪锌矿的浮选。在锌粗选和精选1前对矿浆加热可使最终锌精矿回收率从73．9％提高78．5％。     

无氰化物选别铜-锌-黄铁矿矿石的工艺

捷格佳尔和烏恰林斯克矿床的銅-锌矿石属于致密状硫化矿石,硫化矿物相互共生极細。在黄鉄矿中硫化物有一些較粗的浸染体时,铜和锌的硫化矿相互共生特别細。乌拉尔铜-锌矿石大多数是属于上述矿床的矿石,它们都受到变质和第二次富集过程。由于存在有次生硫化銅这些矿石,很易被氧化,它造成頗大数量的重金属可溶性盐,其中銅盐会引起閃锌矿和黄铁矿的自然活化。這些不利因素是不久前从捷格佳尔矿床之矿石中实际上只取得铜-锌混合精矿的原因,而該銅-锌混合精矿中所含的锌完全损失在冶炼过程。     

锌粗选中硫化铁矿物浮选的抑制

研究了提高两种块状硫化矿石锌精矿锌品位的3种方法：通氧气调浆、用对铜特效的捕收剂和添加选择性聚合物抑制剂。试验结果表明，3种方法都可以通过抑制硫化铁矿物来提高锌精矿的锌品位。试验还发现联合用2种可在不降低浮选指标的前提下节省药剂用量。     

七宝山铁矿铅锌矿选厂锌硫选别工艺流程改造

根据试验，将七宝山铁矿铅锌矿选厂原锌硫混选-锌硫分离流程改造为优先选锌流程。生产实践表明，改造后的流程对原矿变化的适应性更强，不但简化了流程结构、减少了设备运转台数，还提高锌回收率2．11个百分点，年增收、节支85．76万元。     

从锌厂废渣中回收锌和铅

研究了从锌厂废渣（IPR）中回收锌和铅的方法。将Zn、Pb、Fe质量分数分别为11．3％、24．6％、8．3％的废渣，先用硫酸与渣混合并经焙烧、水浸及最后用NaCl溶液浸出。首先研究了焙烧的作用及浸出参数对回收锌的影响。将质量相等的H2SO4／IPR在200℃下焙烧30min，随后对固体质量分数为20％的浆体在25℃下水浸6min，锌的回收率达86%。     

铜锌混合矿选冶新工艺研究

针对某难分选的铜锌矿石,提出一种混合浮选—氧化焙烧—选择性浸出—铜、锌电积选冶联合新工艺。先后完成了试验室、扩大规模和半工业试验研究,取得了较为满意的结果。新工艺简化了选矿流程,混合浮选的铜、锌选矿总回收率比原分选工艺分别提高了2 4%和44 8%;从混合精矿到产出一号电铜和电锌,铜、锌回收率均达92 5%以上,镉、钴、银等有价金属可进一步回收利用;而且铜锌电积或铜萃取产生的酸可全部返回使用。     

从铜铅混浮尾矿中回收锌的研究

内蒙某复杂多金属硫化矿含铜、铅、锌、银等有价金属,铜铅混浮的尾矿仍含锌硫．针对铜铅混浮尾矿的矿石性质,采用“锌硫混浮-锌硫分离”的原则流程从铜铅混浮尾矿中回收锌．锌硫混浮时,用硫酸铜作锌矿物的活化剂,用丁黄药作捕收剂,其精选为空白精选;锌硫分离时,添加石灰和适量水玻璃抑制硫化铁矿和石英等硅酸盐脉石．在给矿锌品位为1．55％时,获得锌精矿品位46．30％、回收率90．92％的试验指标,硫得到综合回收．