低品位难处理氧化锌矿综合利用现状

氧化锌矿石的矿物种类多,矿石结构复杂,嵌布粒度较细,泥化现象较严重,可溶性盐含量较高,难于处理。在查阅大量相关文献的基础上,从浮选、火法冶金、湿法冶金以及新工艺处理等方面对低品位难处理氧化锌矿综合利用现状进行论述。      

硫酸铵焙烧法综合利用低品位氧化锌矿

采用硫酸铵焙烧法综合利用低品位氧化锌矿,将氧化锌矿与硫酸铵混匀后焙烧,熟料水溶分离得到溶出液和滤渣,滤液净化除杂后制备碱式碳酸锌和硫酸铵,碱式碳酸锌煅烧制备氧化锌,硫酸铵溶液蒸浓结晶返回焙烧氧化锌矿;滤渣转化法提铅、锶;提铅渣碱熔融提硅,水溶分离后得硅酸钠溶液和尾渣,溶液苛化制备硅酸钙和氢氧化钠溶液,氢氧化钠溶液蒸浓结晶返回焙烧提铅渣;尾渣回收铁。整个工艺过程实现了低品位氧化锌矿中有价组元的综合提取利用,又实现化工原料的循环利用。     

块状低品位氧化锌矿浸出新技术研究

针对氧化锌块矿直接柱碱浸时锌的浸出率偏低的问题, 将块矿破碎到2 mm以下, 与5%的水泥混合, 制粒并固化, 得到直径在5～8 mm之间的颗粒。固化3、10、45 d的颗粒再进行浸出, 锌的最大浸出率分别为91.6%(浸出7 d内)、89.1%(浸出25 d内)、76.4%(浸出25 d内)。减少固化时间能够缩短反应时间、增加颗粒中锌的溶解以及减少浸出剂中初始锌浓度的影响。实验表明颗粒最少需固化3 d。动力学研究表明, 浸出过程受浸出剂通过脉石层的扩散控制, 表观速率常数分别为3.33×10^-2 d^-1、9.18×10^-3 d^-1、5.82×10^-3 d^-1。     

碱焙烧法综合利用低品位氧化锌矿

采用碱焙烧法综合利用低品位氧化锌矿。将氧化锌矿与氢氧化钠混匀后焙烧。熟料水溶后过滤分离得到溶出液和滤渣,滤渣回收铁。碳分碱性溶出液制备ZnO、SiO_2产品。碳分溶液制备碳酸钠晶体或苛化碳酸钠溶液,得到轻质碳酸钙产品和氢氧化钠溶液,结晶后返回碱焙烧工序。整个工艺过程实现了低品位氧化锌矿中有价组元的综合提取利用,又实现化工原料的循环利用。碳分产品是ZnO、SiO_2和PbO_2的混合物,有待进一步探索分离手段。     

低品位氧化锌矿新工艺研究

我国氧化锌矿储量丰富,但贫矿多、富矿少、难于选冶。由于低品位氧化锌矿品位低、杂质含量高、处理工艺复杂等,未能得到有效利用。采用在浆萃取工艺对低品位氧化锌矿进行研究,试验结果表明:采用在浆萃取工艺,矿浆浓度33%,初始硫酸浓度20 g/L,加入硫酸的同时加入萃取剂(30%P204+70%煤油)进行边浸边萃,试验时间为60 min;负载有机相用200 g/L硫酸进行反萃,相比O/A=4,时间15 min。锌浸出率超过97%,萃取率大于99%;硫酸溶液反萃可获得较高反萃率。     

低品位氧化锌矿硫酸浸出工艺研究

研究了高硅低品位氧化锌矿的硫酸浸出工艺。在保持矿浆pH=2.0，控制加酸量和加酸速度的条件下，锌的浸出率大于97％，而硅和铁的浸出率只有13％和0．84％甚至更低，每吨锌耗酸1．76t。添加氧化铁硫杆菌浸出，锌的浸出率有所增长，同时利于沉淀除铁，降低浸出液中铁的含量。采用渗滤浸出方案，锌的浸出率大于95％，硅、铁的浸出率只有3．6％和0．6％。     

低品位氧化锌矿的氨-铵盐浸出研究

对某难选低品位氧化锌矿的氨法浸出进行了研究。结果表明,以NH3-NH4Cl为浸出剂,在适宜的条件下浸出该低品位氧化锌矿,锌的浸出率可达87.51%。该浸出过程所需温度为35℃左右,能耗较低。     

低品位氧化锌矿原浆浮选技术获突破

由中南大学和云南金鼎锌业有限公司共同完成的“氧化锌矿原浆浮选技术”项目通过了中国有色金属工业协会的科技成果鉴定会，与会专家认为该成果对低品位微细粒难选氧化锌矿的选矿技术取得了重要突破。云南兰坪氧化铅锌矿是我国最大的铅锌矿床．锌金属储量高达1400万t。但是目前兰坪铅锌矿仅对高品位的氧化矿和少量硫化矿进行利用，大量低品位的氧化铅锌矿石无法利用．目前已经开采出的低品位氧化铅锌矿石共有3000多万吨，含有锌金属共200万t左右。     

高碱性脉石低品位氧化锌矿低浓度氨浸动力学研究

对高碱性脉石低品位氧化锌矿氨浸动力学进行了研究。结果表明,氧化锌矿氨浸遵循"未反应核缩减"模型,动力学方程遵从1-2a/3-(1-a)2/3=kt,其表观活化能25.84kJ/mol,浸出过程属于固体膜层扩散控制。提高浸出液的浓度、温度,均可加速锌的浸出速度,提高浸出率。     

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。     

低品位氧化铜矿石选矿工艺研究进展

我国低品位氧化铜矿石资源储量较丰富,而易选、高品位铜矿石资源较贫乏。为解决我国铜资源的自给自足问题,加强低品位氧化铜矿石资源的选冶技术研究非常必要。为使业界较全面了解低品位氧化铜矿石资源的开发利用现状,推动低品位氧化铜矿石资源选冶技术的进步,主要从常规浸出、细菌浸出、选冶联合工艺等方面介绍了低品位氧化铜矿石选矿技术的研究现状和进展,并且指出常规浸出、细菌浸出以及选冶联合工艺将是未来解决低品位难选氧化铜矿石资源开发利用问题的重要手段。     

从低品位氧化锰矿中综合回收镍钴

研究了从低品位氧化锰矿经还原焙烧、硫酸浸出得到的含钴镍原料液中回收钻镍的工艺.结果表明:控制原料液初始pH值低于2有利于防止钴镍及锰形成氢氧化物沉淀而损失.分别以Na2S,BaS,MnS作为沉淀剂沉淀镍、钴,在pH值分别大于3.5,4,2时,钴镍的沉淀率分别达到97%,86%,99%以上.但Na2S,BaS会引入杂质,同时会因所需的溶液初始pH值较高而造成钴镍和锰的损失,因此不适宜作为回收钴镍的沉淀剂;而MnS在pH值小于2条件下可将98%以上的镍钴沉淀回收,且不会引入新的杂质及造成溶液中钴镍和锰的损失,因此MnS是从含锰溶液中回收钴镍的较合适的沉淀剂.     

低品位纳长石化花岗岩型钽铌矿全矿石综合利用

对江西某大型低品位纳长石化花岗岩型钽铌矿石进行了全矿石综合回收工艺研究,采用分级-重选-磁选-浮选-水冶联合工艺进行全流程试验,获得钽铌精矿、锡精矿、铁锂云母、石英、长石和黄玉等产品,矿石综合利用率96.5%.     

高铁氧化锰矿综合利用现状及还原焙烧发展趋势

锰被广泛应用于钢铁、化工、有色冶金、电池等领域。我国氧化锰矿大多数为高铁低锰的贫矿,冶炼前大多需要选矿预处理。常用工艺有高炉冶炼法、还原焙烧—浸出法、直接还原—浸出法。其中,还原焙烧—浸出工艺可以实现铁锰矿物的选择性分离,综合资源利用率高,但焙烧过程的能耗很大。对铁锰矿物同步还原反应热力学条件与动力学过程进行研究,明确氧化铁矿物磁化还原与氧化锰预还原交互作用及同步还原规律、氧化锰和氧化铁矿矿相转变和晶型转变规律、还原过程中粘结物的矿物组成和粘结方式,为实现铁矿物和锰矿物低温还原,节约能源消耗提供理论依据。     

综合回收锌矿石中伴生低品位铜铅工艺研究

某锌矿石中伴生有铜、铅等矿物,其中锌品位为3.29%、铅品位为0.084%、铜品位为0.11%,为原生硫化矿石。根据矿石性质采用铜铅混合浮选—铜铅分离—锌浮选的工艺流程,进行了小型试验和工业试验,采用BK510抑铜浮铅工艺,工业试验指标与原重铬酸钾工艺流程指标比较,铅精矿品位由38.08%提高到60.59%,铅回收率由30%提高到45.20%,铜精矿品位由20%提高到21.43%,铜回收率由34%提高到40.04%,获得可观的经济效益。     

某低品位铀铌铅矿综合利用试验

该低品位铀铌铅多金属矿采用以跳汰为主的重选工艺抛尾,含铀、铌、铅、硫粗精矿采用磁-浮选的工艺分离,综合回收了铅、铁、硫精矿,对铀铌精矿进一步通过冶金方法分离,提取重铀酸铵和五氧化二铌产品,使原来贫、杂、难的低品位铀铌铅矿床的工业利用成为可能。     

中低品位氧化锌矿综合利用试验研究

采用硫酸法处理中低品位氧化锌矿,将氧化锌矿和水按一定配比加入硫酸中浸出,反应结束后过滤分离得到滤液和滤渣。滤液净化除杂后,以碳酸铵为沉淀剂制备碱式碳酸锌和硫酸铵,碱式碳酸锌干燥煅烧得到氧化锌,硫酸铵溶液蒸浓结晶得到硫酸铵产品。提锌渣提取铅、锶后碱熔融焙烧提硅,焙烧物料水溶分离得到硅酸钠溶液和尾渣,尾渣回收铁。碳分硅酸钠溶液得到沉淀二氧化硅,干燥即得白炭黑,苛化碳酸钠溶液制备沉淀碳酸钙和氢氧化钠溶液,氢氧化钠溶液蒸浓结晶返回提硅工序。整个工艺流程中低品位氧化锌矿的有价成分锌、铁、铅、锶、硅均得到提取利用,并得到碳酸钙产品,实现了中低品位氧化锌矿的综合利用。     

锌窑渣综合回收利用研究现状及展望

锌窑渣含有浸出渣处理后残留的银、金、铜、镓、锗等有价金属,是有回收价值的综合利用物料。本文总结了锌窑渣综合回收利用的现状,介绍了目前锌窑渣处理的几种研究方法,并指出了采用选矿的方法和微波法处理锌窑渣,具有节能减排的良好前景。     

铜绿山氧化矿尾矿综合利用研究与生产实践

根据铜绿山矿强磁尾矿的矿物特征,采用再磨-常规硫化浮选方案是从铜绿山矿弱磁尾矿中综合回收铜、金、银的最经济有效方案.浮选尾矿再经磁选,可再次回收铁.采用新型设备,满足工艺要求,是取得较好经济指标的保证.     

青海某低品位磷矿石综合利用研究

青海上庄磷矿石主要组成矿物为透辉石、黑云母、（氟）磷灰石和磁铁矿,还有少量的长石、榍石和方解石。矿石P₂O₅、TFe和K₂O品位分别为3.52%、9.08%和3.77%。黑云母主要呈不规则片状或片状分布,结晶粒度较粗,磷灰石多分布在透辉石、黑云母和磁铁矿的粒间,一般在0.3~1.5 mm,易于单体解离。透辉石和黑云母的矿物结晶粒度较粗,但是在矿石中相互包裹现象比较普遍。为给该矿石的开发利用提供参考,进行了实验室选矿流程试验。结果表明：采用棒磨粗磨（-0.35 mm占78.22%）分级（d=0.35 mm）、粗粒级摇床重选黑云母、细粒级棒磨再磨（-74 μm占50.90%）1粗2精1扫浮选磷灰石、浮选尾矿3段磁选磁铁矿（一段磁选精矿磨细至-74 μm占94.00%）、磁选尾矿分级（d=45 μm）脱泥后浮选分离透辉石和细云母的联合流程,获得了P₂O₅品位为32.01%、P₂O₅回收率为92.85%的磷精矿,K₂O品位为9.58%、K₂O回收率为20.80%的粗云母精矿和K₂O品位为8.38%、K₂O回收率为37.38%的细云母精矿,云母总回收率为58.18%;此外,还可获得TFe品位为64.35%、回收率为33.62%的铁精矿。实验室试验获得了满意的选矿指标,试验在保证磷灰石和磁铁矿回收率的情况下,综合回收了云母和透辉石矿物,实现了矿石的综合回收。