高硅锌精矿焙烧过程及硅的行为

锌精矿中的硅在焙烧条件下,部分转变为可溶硅,在酸性条件下易被浸出,在特定的条件下生成硅溶胶或凝胶,严重影响澄清效果和过滤性能。针对某地高硅锌精矿,研究焙烧工艺参数对可溶硅的影响规律和二氧化硅在焙烧过程中的行为,通过控制合适的焙烧工艺条件,抑制可溶性硅酸盐的产生,为高硅锌精矿焙烧工艺的确定提供依据。     

高硅锌精矿焙烧过程中硅的控制及热平衡计算

针对高硅锌精矿焙烧过程中焙砂可溶硅高、沸腾炉易结块、浸出固液分离困难等问题,论文以现场生产焙烧工艺参数为基础,研究了低温和高温焙烧对焙砂中可溶硅含量的影响,并基于MatCal软件对沸腾炉焙烧工艺进行热平衡计算。结果表明:在焙烧条件基本相同的情况下,随着硫化锌精矿焙烧温度的增加,焙砂中的可溶硅也增加。当焙砂中可溶硅高于3.18%会出现浓密机上清液跑混、低浸浓密底流矿浆过滤困难、净液中除杂钴偏高等问题。经MatCal模拟计算后,理论消耗空气50361.328Nm3/h,低温焙烧的平均风量47102.8m3/h,高温焙烧平均风量48005.7m3/h,实际的焙烧中平均风量偏低,需要增加沸腾炉的风料比。     

高硅锌精矿提质降硅浮选试验研究

针对新疆某大型铅锌选矿厂锌精矿产品品位低、Si O2含量高的特点,详细查明了锌精矿中的杂质成分及赋存状态,提出采用"再磨降硅—高碱抑硫"新工艺。试验结果表明,采用新工艺处理高硅锌精矿,可获得锌品位和回收率分别为61.26%和98.42%的优质锌精矿,Si O2含量从22.05%降到2.59%,且该工艺可很好地并入原工业流程。     

焙烧对含硅氧化锌精矿沉降行为的影响

当含硅氧化锌精矿在高温下进行焙烧，就形成了锌的硅酸盐矿物。研究发现，胶体硅的形成是由于矿浆在高温情况下锌硅酸盐在硫酸溶液中离解造成的。试验研究了焙烧温度对溶浸矿浆沉降行为的影响，并在６００℃至１０００℃温度范围对物料的结构变化进行了试验。经试验室规模沉降试验确定了最佳工作条件后，在辛库尔的半工业工厂进行了连续的溶浸和沉降试验。     

新疆某高硅锌精矿矿石性质及其处理工艺探讨

考察了新疆某高硅锌精矿矿石的主要元素分布、粒度、主要物相等矿石性质,在此基础上探讨了三分之一法(Radina法)、分粒级浸出、快速中和法和常规法等工艺处理该矿石的可行性,为此类高硅锌精矿的开发利用提供依据。结果表明,适合采用常规法处理该类矿石,在矿浆沉降中采用上清液自稀释降低矿浆浓度的方式可加速矿浆沉降,改善矿浆澄清性能。该工艺在处理高硅锌精矿中既能够确保浸出率又能够实现浸出矿浆良好的沉降,同时具有易于操作控制的优势。     

高硅铝土矿焙烧-碱浸脱硅及热力学研究

为有效解决中低品位高硅铝土矿脱硅及矿石溶出性能。采用焙烧碱浸脱硅技术方案,考察焙烧温度、焙烧时间、焙烧矿石粒度对脱硅效果的影响。研究结果表明：最佳焙烧脱硅条件为温度950℃、时间60S、矿石粒度150μm。焙烧过程中含硅物相转变为无定型二氧化硅,碱浸过程中氧化铝、二氧化硅同存时优先生成NaAl2(AlSi3O10)(OH)2。在最佳脱硅条件下矿石脱硅率为47.12%,相比原矿、焙烧矿精矿溶出率提高并达到97.68%。     

难选高铝硅铁矿还原焙烧-弱磁选试验研究

以某难选高铝、高硅且泥化严重的铁矿石为原料,采用焙烧-磁选工艺进行分选。通过单因素试验和正交试验,探索了煤粉用量、焙烧温度、焙烧时间、磨矿细度及磁场强度等对该矿石分选效果的影响。试验结果表明,在焙烧温度为950℃、焙烧时间为80 min、煤粉用量占矿样25%、磨矿细度为64.00%-0.038 mm、磁场强度为93.33 kA/m的条件下,可获得精矿品位为56.09%、回收率为60.87%的铁精矿。     

聚合氯化铝工业废渣生产硅肥实验研究

以聚合氯化铝废渣为原料,采用单因素实验和正交设计研究了焙烧温度、焙烧时间、添加剂配比等因素对聚合氯化铝废渣中二氧化硅活化效果的影响,确定了利用聚合氯化铝废渣生产硅肥的工艺技术条件。结果表明,3个因素对聚合氯化铝废渣焙烧产品的有效硅含量和废渣中硅活化率影响显著性大小为:活化剂用量 > 焙烧温度 > 焙烧时间。其中活化剂用量和焙烧温度对聚合氯化铝废渣焙烧产品中的有效硅含量有明显影响,而焙烧时间对聚合氯化铝废渣焙烧产品中的有效硅含量没有明显影响。随着活化剂用量的增加,所得产品中有效硅含量增加,活化剂用量达到41%以后,有效硅含量趋于稳定,活化剂用量与有效硅含量的相关系数达到0.9829;随着焙烧温度的升高,所得产品中有效硅含量增加,达到1250℃以后,有效硅含量达到峰值;焙烧时间对废渣中有效硅含量和硅活化率的影响不显著。温度为1240 ~ 1270℃、时间为30 ~ 40 min、活化剂用量为41% ~ 45%时,所得产品中有效硅含量较高,达到30%左右。      

高硅低品位氧化锌矿氧压酸浸研究

通过对广西某地低品位高硅氧化锌矿矿物分析可知,矿物中的锌主要以硅锌矿和异极矿的形式存在。采用氧压酸浸技术对该矿进行了处理,条件试验研究得出最佳工艺条件为:矿物粒度0.104mm,硫酸浓度120 g/L,釜内压力1.0MPa,浸出时间90min,反应温度120℃,液固比3∶1。综合性试验研究得出:在最佳工艺条件下,锌浸出率可达97%以上,SiO2浸出率低于0.8%,浸出液产液速率大于880L/(m2.h),浸出矿浆具有良好的过滤性能。     

硅锌矿浮选试验研究

采用脂肪酸类捕收剂浮选法对广西某地硅锌矿进行了浮选试验研究,分别考察了磨矿细度、碳酸钠用量、六偏磷酸钠用量、不同类型的活化剂、硫酸铜用量和油酸用量等因素对浮选指标的影响。试验结果表明,采用脂肪酸类捕收剂浮选法能够有效实现硅锌矿的浮选,在原矿品位10.2%条件下,锌精矿品位达到了45.03%,浮选回收率达到81.05%。     

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.     

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%。     

某黄金冶炼厂氰化尾渣综合利用研究

研究了氰化提金的尾渣多元素回收利用技术和铜尾浮选出的硫精矿直接焙烧生成铁精粉等集成化技术,通过浮选试验和焙烧试验可以发现在合适的工艺条件下,可以达到氰化尾渣中有价多元素的有效回收和有望在工业中实现高品位的硫铁矿直接焙烧生成合格铁精粉,最终可获得含Pb品位为30.29%,回收率为70.12%的铅精矿,含Zn品位为 41.19%,回收率为74.93%的锌精矿,含铜7%的铜精矿和含硫40%～50%的硫精矿;在最佳的硫铁矿入炉品位、粒度、富氧程度下,可获得全铁品位65%以上的铁精粉,为黄金行业向清洁无废化方向发展提供了新的途径。     

低品位微细粒氧化铅锌矿选冶工艺研究

针对国外某氧化铅锌矿开展了选冶联合工艺研究, 采用硫化焙烧-浮选工艺回收铅、锌。工艺矿物学研究表明, 矿样中的锌主要以硫化锌和碳酸锌两种形式存在, 铅主要以硫化铅和铅铁矾形式产出。闪锌矿和菱锌矿属于微细粒和细粒嵌布的范畴。硫化剂、焙烧时间和焙烧助剂是影响硫化焙烧效果的主要因素, 而焙烧温度、物料粒度的影响不显著。矿石中含有黄铁矿, 因此硫化焙烧不需另外添加硫化剂。采用硫化焙烧-混合浮选工艺, 在焙砂磨矿粒度-0.038 mm粒级占92.56%条件下, 经一次粗选、三次扫选、十次精选闭路流程选别(中矿顺序返回), 可获得产率22.96%、含Pb 9.87%、含Zn 38.92%、Pb+Zn品位为48.79%的混合铅锌精矿, Pb、Zn回收率分别为75.79%和79.78%。     

某高锌含铁尘泥综合利用试验研究

采用锌挥发焙烧-磁选回收铁工艺流程回收利用高锌含铁尘泥, 研究了焙烧、磁选工艺参数对回收效果的影响。结果表明, 含铁尘泥在焙烧温度1 200 ℃、焙烧时间90 min、还原剂用量15%条件下还原焙烧, 锌挥发率达97.10%; 焙烧渣经一粗一精弱磁选, 可获得铁品位61.42%、铁回收率86.98%的铁精矿。该工艺流程可为高锌含铁尘泥的规模化工程利用提供技术支撑。     

某锡多金属矿石抑硅浮锌试验研究

云南某锡多金属矿矿石中易浮硅质矿物含量高,造成生产上浮选锌的效果很差。为此,对该矿石进行了抑硅浮锌试验研究。试验结果表明,以硫酸铝等作抑制剂、Z-200号作捕收剂,并采用将精选1中矿经扫选后直接排尾的工艺流程,可获得锌精矿锌品位和锌回收率分别为49.51%和85.23%的较好浮锌指标。     

锌精矿再磨再选降硅浮选试验研究

针对乌拉根铅锌矿生产现场锌精矿含硅(指二氧化硅)高的问题,进行了相关试验研究,确定了锌精矿再磨后,分两步产出锌精矿的工艺流程(药剂制度:锌精1水玻璃30g/t,硫酸铜20 g/t;锌精2丁黄药5 g/t,松醇油1 g/t)锌作业回收率98.13%,品位从53.46%提高到60.95%,锌精矿含硅从11.62%降低到3.74%,为该铅锌选矿厂提质降硅提供了技术参考依据     

某硫酸渣中铅、锌的氯化焙烧动力学研究

硫酸渣是一种大宗固体工业废弃物,铁含量较高,含量偏高的铅、锌往往是制约其作为铁资源利用的重要因素。氯化焙烧-磁化焙烧-磁选工艺则可成功脱除铅、锌,获得高铁低铅锌铁精矿。为揭示硫酸渣氯化焙烧过程中各主要相态的铅、锌发生氯化反应的限制环节,以及氯化反应的速率和氯化焙烧机理,以CaCl₂为氯化剂,对某硫酸渣进行了氯化焙烧动力学研究。结果表明：①铁、铅、锌含量分别为49.90%、0.29%和1.23%,锌绝大部分为氧化态,铅主要为氧化态,其次是硫酸铅和其他形态铅,在CaCl₂与硫酸渣的质量比为6%的情况下,延长氯化焙烧时间或提高焙烧温度,锌、铅的氯化挥发脱除率均上升,1 000 ℃时焙烧5 min,锌、铅的脱除率分别达86.99%和83.14%,为后续磁化焙烧-磁选制备高铁低杂铁精矿创造了良好的条件。②相比较而言,氯化焙烧脱锌比脱铅更容易。③900～1 050 ℃时锌氯化挥发的表观活化能为42.07×10³ J/mol,受化学反应控制;900～950 ℃时铅氯化挥发的表观活化能为43.88×10³ J/mol,受化学反应控制;1 000～1 050 ℃时铅氯化挥发的表观活化能为20.34×10³ J/mol,受扩散控制。④强化铅、锌的氯化挥发脱除,除了提高温度,还可通过增加固体氯化剂用量或提高硫酸渣固体颗粒的孔隙率和比表面积来实现。