氧化锌矿处理的研究现状

论述了近年来国内外氧化锌矿处理现状,介绍了冶金方法处理氧化锌矿和氧化锌矿浮选药剂与浮选工艺以及强化硫化过程的研究现状。认为加强细粒氧化锌矿浮选理论和强化硫化过程研究,对于降低氧化锌矿石的选矿成本,提高资源综合利用率具有十分重要的意义。     

氧化锌矿浮选研究现状评述

氧化锌矿石浮选的研究对于氧化锌矿资源的开发和利用具有重要意义。目前 ,国内外氧化锌矿的浮选方法分为硫化 -胺浮选法、硫化 -黄药浮选法、脂肪酸直接浮选法、高碳长链SH基捕收剂浮选法及其它浮选法等 ,本文叙述了这些方法的国内外研究现状及它们的优、缺点 ;并指出 ,常规硫化 -浮选方法是氧化锌矿石工业生产上的最常用浮选方法 ,微细粒氧化锌矿的高效回收是合理利用氧化锌矿的技术关键之一。     

氧化锌矿浮选现状与前景

本文简要评述了近年来国内外在氧化锌矿浮选药剂和浮选工艺方面的现状，认为新型高效浮选药剂和浮选新工艺的研究是氧化锌矿浮选研究的发展方向。     

氧化锌矿硫化转化冶选处理工艺研究

以云南某地区的砂岩和灰岩按1.5：1配成的混合矿为研究对象,分别考察无硫化混合矿样和在固定硫化时间180min,矿物粒度-0.074mm占87%以上,液固比1.2：1,硫磺量为原料量的5.5%的条件下,硫化转化温度分别为155℃、165℃、175℃、185℃、195℃、215℃、225℃时的硫化产物的浮选效果。结果表明,硫化产物比无硫化的氧化锌矿的浮选效果好。无硫化的氧化锌矿直接浮选时,铅、锌的回收率分别为33.58%、35.77%,而当硫化转化温度达到225℃,铅、锌的回收率较高,分别达到95.77%、93.52%。     

氧化锌矿硫化-胺法浮选机理

概述了硫化—胺法的浮选机理,指出氧化锌矿硫化浮选的最佳pH值为7～12.氧化锌矿经硫化后,形成与硫化矿近似的矿物表面,用黄药或胺类捕收剂可得到有效捕收.     

氧化锌矿浮选现状及研究进展

本文根据近年来国内外选矿文献,对近年来氧化锌矿的主要浮选方法、新的浮选药剂和氧化锌矿选矿新工艺进行了评述.     

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。     

氧化锌矿制备活性氧化锌的新工艺

用氧化锌矿作原料经酸浸、净化和焙烧可制得纯度为98.3％的活性氧化锌,工艺简单。研究了酸浸温度、pH值对锌浸出率的影响,考察了净化工艺中的除杂问题,并用DTA分析了活性氧化锌制备过程中焙烧工艺的影响。     

氧化锌矿浮选药剂研究概况

从捕收剂、调整剂、起泡剂等方面总结了近年来国内外氧化锌矿浮选药剂的研究进展,强调了氧化锌浮选捕收剂的重要性.     

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%。     

氧化锌矿处理方法现状

在湿法炼锌系统中,大量的氟氯离子不仅阻碍电解工序的顺利进行,同时也加速了设备的腐蚀。本文采用碱洗工艺脱除多膛炉高氟氯氧化锌烟灰中的氟、氯,研究了碳酸钠浓度、碱洗温度、碱洗时间、液固比、氢氧化钠浓度对氟氯脱除率及锌损失率的影响。结果表明,在碳酸钠浓度为150 g/L,碱洗时间为2 h,反应温度80℃,矿浆液固比5∶1,氢氧化钠浓度为40 g/L的条件下,复合碱液对多膛炉氧化锌氟氯的脱除率较佳,分别为85.01%、93.57%,锌的损失率为2.67%。     

钙化合物对碱焙烧氧化锌矿的影响

为了检验钙化合物的存在对氧化锌矿碱熔融焙烧过程的影响,选择了纯物质ZnCO3、SiO2、PbO2分别与NaOH反应,分析了焙烧熟料的物相结构。结合氧化锌矿碱熔融焙烧熟料和熟料溶出渣的物相结构分析,得到了钙化合物在碱熔融焙烧反应中的产物物相,难溶的Ca2SiO4和Ca2PbO4降低了硅和铅的提取率,而Na2ZnSiO4的存在降低了锌和硅的提取率。最后讨论了碱焙烧过程中ZnCO3、SiO2、PbO2和钙化合物发生的化学反应。      

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。     

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.     

低品位氧化锌矿硫化转化—浮选工艺回收铅锌

以云南某地区的砂岩和灰岩按1.5∶1配成的混合矿为研究对象,分别考察无硫化混合矿样和在固定硫化时间180min、矿物粒度-0.074mm占87%以上、液固比1.2∶1、硫磺量为原料量的5.5%的条件下,硫化转化温度分别为155、165、175、185、195、215、225℃时所得硫化产物的浮选效果。结果表明,硫化产物比无硫化的氧化锌矿的浮选效果好;无硫化的氧化锌矿直接浮选时,铅、锌的回收率分别为33.58%、35.77%,而当硫化转化温度为225℃时,铅、锌的回收率较高,分别为95.77%、93.52%。     

新疆某复杂低品位氧化铅锌矿选矿工艺

新疆某氧化铅锌矿,原矿含铅0.14%,含锌2.00%,铅氧化率37.86%,锌氧化率为35.42%,矿石铅锌含量低、氧化率较高,属低品位氧化铅锌矿。采用洗矿脱泥的浮选工艺方案,获得铅品位为43.18%、铅回收率为25.04%的铅精矿,锌品位为42.99%、锌回收率为90.3%的氧化锌精矿,实现铅锌资源的有效回收。     

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。     

Simulated small-scale pilot plant heap leaching of low-grade oxide zinc ore with integrated selective extraction of zinc

The leaching of low-grade oxide zinc ore and simultaneous integrated selective extraction of zinc were investigated using a small-scale leaching column and laboratory scale box mixer-settlers. Di-2-ethylhexyl phosphoric acid (D2EHPA) dissolved in kerosene was used as an extractant. The results showed that it was possible to selectively leach zinc from the ores by heap leaching. The zinc concentration of the leach liquor in the first leaching–extraction circuit was 32.57 g/L, and in the 16th cycle the zinc concentration was 8.27 g/L after the solvent extraction. The leach liquor was subjected to solvent extraction, scrubbing and selective stripping for the enrichment of zinc and the removal of impurities. The pregnant zinc sulfate solution produced from the stripping cycle was suitable for zinc electrowinning.     

利用湿法炼锌赤铁矿法沉铁渣制备铁红

湿法炼锌工业中产生的沉铁渣的资源化利用,长期以来是备受关注的问题,渣的堆积容易对环境产生污染。目前主流的三种沉铁方法中的赤铁矿法所产生的赤铁矿渣具有较高的利用回收价值,对其的资源化利用,具有较高的研究价值。本文以湿法炼锌赤铁矿渣为实验对象,探究其在一定条件下使用酸洗浸出的方法制备高纯度铁红颜料的可行性,针对其中主要的杂质硫、锌等,以及不同含铁物相的去除与转化,研究了温度、时间、酸度、液固比对杂质脱除效果的影响。结果表明,在酸度8 g/L硫酸、温度220 ℃、时间3 h、液固比为6 mL/g工艺条件下可获得较好的脱杂提纯效果,可将沉铁渣铁含量由58%提高至66.5%以上,渣中主要杂质硫脱杂率在70%以上,锌等其余杂质脱除率在90%以上。