低品位锌精矿综合回收铜工艺研究

某低品位锌精矿含锌31.99%、含铜6.38%,采用抑锌浮铜工艺回收铜,通过一次铜粗选、一次铜扫选、三次铜精选闭路流程试验,最终获得含铜18.23%、锌2.09%,回收率铜85.74%、锌1.93%的铜精矿,含锌45.09%、铜1.29%,回收率锌98.07%、铜14.26%的锌精矿,提高锌精矿质量的同时综合回收了铜。     

云南东川某高锌难选铜锌硫化矿石选矿试验研究

云南东川某铜锌硫化矿石Cu品位为0.64%、Zn品位为6.21%,主要脉石矿物有石英、绢云母、方解石等,且矿石中的矿物多数都构成连生体,给铜锌分离造成困难。对该矿石采用抑锌浮铜的优先浮选工艺流程。在磨矿细度为-0.074 mm占80%条件下,用石灰调节pH,铜粗选用硫酸锌和焦亚硫酸钠组合抑制闪锌矿,Z-200为捕收剂;锌粗选以硫酸铜为活化剂,异丁基黄药为捕收剂;铜和锌均采用“一次粗选一次扫选两次精选”的工艺流程,其中,铜粗精矿需再磨至细度为-0.038 mm占90%,铜第一次精选尾矿需进行扫选。最终,经闭路流程试验获得Cu品位27.87%、Cu回收率75.17%的铜精矿和Zn品位49.23%、Zn回收率94.48%的锌精矿,铜精矿含锌5.41%,锌精矿含铜1.03%,铜锌互含较低,实现了铜锌分离。      

高硫铜锌矿的全混浮—再磨脱硫及铜锌分离

对高硫铜锌矿采用粗磨后混合浮选流程,该流程具有回收率高、成本低的优势,但混合粗精矿的铜-锌-硫分离一直是金属选矿的重点和难点。针对云南思茅地区高硫铜锌矿,含Cu 3.03%、Zn 3.90%、S 27.44%,采用"全混浮—再磨脱硫—铜锌分离"工艺,研究了再磨细度、药剂用量等因素对混合浮选和铜-锌-硫分离的影响。混合浮选抛尾量为37.61%,混合粗精矿Cu回收率96.34%,Zn回收率98.37%,S回收率98.87%。当粗精矿再磨细度-38μm占90%时脱硫,获得硫铁精矿含S 45.74%,S回收率74.43%;铜锌分离闭路试验获得的铜精矿含Cu 24.01%,Cu回收率86.76%;锌精矿含Zn 52.30%,Zn回收率87.12%。结果表明对高硫铜锌矿采用全混浮—再磨脱硫—铜锌分离工艺可实现各矿物较彻底分离。     

高硫铜锌矿的混合浮选-再磨脱硫及铜锌分离

对高硫铜锌矿采用粗磨后混合浮选具有回收率高成本低的优势,但混合粗精矿的铜-锌-硫分离一直是金属选矿重点和难点。本文针对云南思茅地区高硫铜锌矿,含Cu3.03%、Zn3 .90%、S 27.44%,采用“混合浮选-再磨脱硫-铜锌分离”工艺,研究了再磨细度、药剂用量等因素对混合浮选和铜-锌-硫分离的影响。混合浮选抛尾量为37.61%,混合粗精矿Cu回收率96.34%,Zn回收率98.37%,S回收率98.87%。当粗精矿再磨细度-38μm 90%时脱硫,获得硫铁精矿含S 45.74%,S回收率74.43%,铜锌分离闭路试验获得铜精矿含Cu 24.01%,Cu回收率86.76%,锌精矿含Zn52.30%,Zn回收率87.12%。表明对高硫铜锌矿采用 “混合浮选-再磨脱硫-铜锌分离”工艺可实现各矿物较彻底分离。     

云南迪庆铜铅锌硫化矿浮选分离研究

云南迪庆州铜铅锌硫化矿具有矿物组成复杂、嵌布粒度细且不均匀、分选难度大等特点。针对该地区铜铅锌硫化矿,其含Cu0.93%,Pb1.33%,Zn2.35%,研究分析了磨矿细度、药剂用量、脱药条件等对铜、铅、锌分离的影响。采用"铜铅混合浮选一铜铅分离一尾矿选锌"浮选闭路流程,获得了杂质互含较低且金属回收率较高的铜精矿、铅精矿和锌精矿产品,其中铜精矿Cu品位24.15%,Cu回收率80.57%,铅精矿中含Pb31.63%,Pb回收率65.35%,锌精矿Zn品位40.36%,Zn回收率83.52%。铜铅锌的浮选分离指标较好,为类似铜多金属硫化矿的选矿分离提供了一定借鉴。     

某难选铜锌硫化矿浮选分离工艺优化研究与实践

河南某铜锌矿含Cu0.60%、Zn3.30%、S11.20%,由于原生产工艺不合理,导致未生产出合格的铜、锌精矿,因此根据其矿石特点,优化了其选矿工艺技术条件,并对工艺流程进行改进和浮选药剂制度优化,获得了较好的选别技术指标。在工业试验中,铜精矿铜品位和回收率分别为20.33%和83.85%,锌精矿锌品位和回收率分别为44.88%和85.03%,取得了较好的经济效益。     

非洲某难选高硫铜锌硫化矿选矿试验研究

非洲某高硫铜锌硫化矿中Cu和Zn的品位分别为1.30%、2.97%。由于原矿中铜矿物嵌布粒度细,与锌矿物紧密共生,矿石中次生铜矿物易氧化释放出铜离子活化闪锌矿,导致精矿互含率高,生产指标较差。 针对该矿石特点,进行了系统的工艺优化试验。结果表明：①矿石中主要铜矿物为黄铜矿,嵌布粒度较细,主要集中在10~35 μm;锌矿物为铁闪锌矿,粒度集中在10~75 μm;有害元素As主要以毒砂形式存在,少量 存在于硫砷铜矿中;其它硫化物主要为黄铁矿;脉石矿物主要包括方解石、白云石、菱铁矿、石英等。②在磨矿细度为P80=75 μm的条件下,经“粗精矿再磨+1粗3精1扫”选铜和选锌流程,最终可获得Cu品位26.03% 、含Zn1.72%、Cu回收率84.02%、Zn损失率3.29%的铜精矿和Zn品位44.16%、含Cu2.84%、Zn回收率90.63%、Cu损失率9.80%的锌精矿,较好地实现了铜锌资源的分离与回收。③试验采用焦亚硫酸钠作为锌的高效抑制剂 ,降低了难免离子对闪锌矿的活化;对于部分共生关系致密,嵌布粒度极细的铜锌矿物,通过超细磨技术进一步促进了铜锌单体解离,最终实现了铜锌高效分离。     

提高吉林某铜锌硫化矿选矿指标的试验研究

为提高吉林某铜锌硫化矿选矿指标, 进行了选矿试验研究。采用“铜锌优先浮选-铜粗精矿再磨-铜中矿部分集中返回”的工艺流程, 配合使用高效铜捕收剂YK-0和强力锌组合抑制剂ZnSO₄+YK-5, 获得了Cu品位28.65%、回收率93.49%的铜精矿和Zn品位48.82%、回收率84.60%的锌精矿。根据试验结果对现场流程进行改造, 与改造前相比, 铜精矿Cu品位提高6.59个百分点, 含Zn降低5.64个百分点;锌精矿Zn回收率提高15.19个百分点, 经济效益显著。     

某锡铜铅锌多金属矿综合回收试验研究

该矿锡多金属矿含有锡、铜、铅、锌等多种有价金属矿物,综合利用价值高。试验主要在选锡前回收铜、铅、锌等伴生矿物,采用先铜铅部分混合浮选后锌浮选的工艺流程,闭路试验获得Cu品位23.49%,回收率85.98%的铜精矿;Pb品位56.22%,回收率80.77%的铅精矿;Zn品位47.09%,回收率87.21%的锌精矿。试验还获得了含S品位37.75%,回收率74.20%的硫精矿,同时尾矿中Sn的回收率为89.33%。达到了选锡前对铜、铅、锌等伴生矿物综合回收的目的。     

某铜-锌矿石的浮选和分离工艺试验研究

某矿石以黄铜矿、闪锌矿为主,针对该矿石的特征,采用优先浮选铜-再磨-精选铜-铜浮选尾矿选锌的工艺流程进行了选矿试验.在合理的药剂条件下,闭路试验得到了含Cu 18.45%、Zn 5.81%、Cu回收率71.54%的铜精矿和含Zn 50.95%、Zn回收率95.95%的锌精矿.     

锌冶金副产铁酸锌提纯试验研究

基于锌冶金中锌铁金属资源高效绿色利用和全利用周期角度,在尽可能不破坏铁酸锌晶体结构条件下,探究将锌冶金副反应产物铁酸锌作为产品独立分离出来的可能性。以广西某地冶炼厂锌焙砂为原料,在合适的硫酸浸出工艺条件下,制备出铁酸锌含量较高的浸出渣,再对其进行浮选分离提纯。结果表明,采用碳酸钠调节p H值并对矿浆进行分散,硫化钠抑制含铅矿物,并辅助丁基黄药、油酸钠捕收铁酸锌,获得的精矿产品中铁酸锌含量达到92%,实现了铁酸锌的有效提纯。     

铅锌烟尘中锌的物相分析

在铅锌烟尘中锌主要以氧化锌、金属锌和砷酸锌的形式存在。本研究采用正交、单因素试验方法及火焰原子吸收光谱分析法分析铅锌烟尘中各种成分锌的含量。试验结果表明,氧化锌占总锌含量的93.958wt.%,金属锌占总锌含量的0.7441wt.%,砷酸锌占总锌含量的5.3059wt.%。     

挥发氧化锌粉的相对还原性及其影响因素研究

鉴于回转窑还原挥发氧化锌粉表现出的还原性及其对后续冶炼工艺的影响, 提出了氧化锌粉相对还原性的概念和表征方法, 并进行了挥发氧化锌粉相对还原性及其影响因素的试验研究。结果发现, 挥发氧化锌粉的相对还原性与其中不溶硫、铁、铅含量之间存在正相关关系。ZnS, ZnFe₂O₄, PbS是影响其相对还原性的主要物相; 氧化锌粉的相对还原性越低, 氧化锌粉中锌浸出回收越高。根据生产实践情况, 提出了氧化锌粉相对还原性的控制指标。     

云南某氧硫混合锌精矿硫酸浸出工艺研究

针对云南某氧硫混合锌精矿进行了硫酸浸出研究.实验室小型试验结果表明,在硫酸用量470 g/kg、液固比5:2、搅拌强度200 r/min、浸出时间60 min、浸出温度25℃以及洗涤次数2次条件下,锌的浸出率达70％左右;采用此工艺参数进行了连续扩大浸出试验,锌总浸出率达到75.58％.浸出渣中含锌7.20％,主要以闪...     

锌电解自动剥板机在云南某冶炼厂的应用

大极板锌电积生产工艺与现有小极板电积工艺相比,具有电耗低、自动化水平高、操作环境好等优点,代表湿法炼锌工艺的发展方向。重点介绍了自动剥板系统在云南某冶炼厂的使用情况,以及进口与国产设备实际使用中的优缺点:进口设备在前端电解工艺参数较好的时候,剥离效率较高,而国产设备对前端电解工艺适应性好,自动化程度、可靠性更强。     

共生氧化物对锌硅酸盐矿物氨浸行为的影响研究

为探讨高碱性脉石型低品位氧化-硫化混合锌矿氨浸行为的影响因素, 采用水热氨浸法研究了混合矿中异极矿氨浸的较佳工艺条件, 并研究了低品位矿石中共生的氧化物(MgO、CaO、SiO2、MnO₂)对异极矿浸出行为的影响。研究结果表明: 异极矿水热氨浸较佳条件为: 搅拌速度400 r/min, 浸出时间30 min, 总氨浓度5 mol/L, 氨∶氯化铵摩尔比1∶1, 浸出温度60 ℃, 液固比20∶1, 此时锌浸出率为81.9%。共生氧化物MgO、CaO、SiO₂均对异极矿的浸出有抑制作用, 其中, CaO使得锌的浸出率呈规律性减小, MnO₂抑制作用不明显。     

锌焙砂硫酸浸出渣中分离ZnFe_2O_4的研究

以锌焙砂为原料,经硫酸浸出后对矿浆保温沉淀固液分离后进行高温磁力搅拌水洗,过滤烘干筛分后加入添加剂固相氧化焙烧进行粗提纯,对粗提纯产品筛分产物加入添加剂高能球磨机械活化后固相焙烧进行精提纯,并对产品进行粒度分析、XRD分析及EDS分析。结果表明,提纯产品中铁酸锌含量高达98%,产品主要集中于0.240~3.802μm、3.802~17.378μm、17.378~138.038μm三个粒级,分别占41.83%、36.70%、21.47%。粒级越小,粒度分布越大,-20μm粒级达到80%。产品形貌已经具有一定的粉体性状,经进一步的细化和均匀化等处理,有望制备出高性能的铁酸锌特性材料。     

EDTA和精氨酸对锌电积过程影响的研究

考察了EDTA和精氨酸对Zn-H₂SO₄-ZnSO₄体系锌电积过程电流效率、单位能耗和表面形貌的影响, 并运用线性扫描、循环伏安法研究了EDTA和精氨酸对锌电积过程电化学行为的作用。结果表明: EDTA和精氨酸均能提高电流效率、降低单位能耗、改善锌板表面形貌, 二者的最佳加入浓度分别为1 mg/L和3 mg/L, 锌电积单位能耗均已降到2 900 kW·h/t以下。通过电化学和表面形貌分析可知, EDTA促进锌的析出, 精氨酸抑制氢的析出, 两者对锌电积过程影响机理是不同的。     

活性铜粉从湿法炼锌中浸液中脱氯

采用将锌粉和二价铜离子反应获得的活性铜粉与氯离子反应生成氯化亚铜沉淀的方法从湿法炼锌中浸液中脱氯。研究影响脱氯的各种因素。结果表明最佳工艺条件为：锌粉用量为3g/L，五水硫酸铜用量为28g/L，反应温度为40℃，反应时间1h，溶液pH=1.0。中浸液中氯从150mg/L降至60mg/L左右。利用活性铜粉从湿法炼锌中浸液中脱氯是可行的。     

锌冶金副产铁酸锌颜料制备防腐涂料及其性能研究

针对工业副产铁酸锌资源高效利用问题,利用锌冶金副产铁酸锌为颜料制备一种防腐涂料。采用XRD、SEM等方法对颜料进行表征,研究不同颜基比条件下制备的涂料涂层的硬度、附着力等物理性质,及其耐酸性、耐碱性以及耐盐水性等。结果表明,采用锌冶金副产铁酸锌产品作为防腐颜料是可行的。使用该铁酸锌颜料能明显增加涂料涂层的硬度和附着力,及其涂层的耐酸性、耐碱性和耐盐水性。