炉渣中铅锌还原挥发的研究

从冶炼炉渣中回收铅锌,讨论了还原温度、还原时间、煤和石灰的配入量等因素对铅锌还原挥发的影响．实验结果表明,在煤的配入量为炉渣质量的50％、还原温度1150℃、还原时间40min、石灰配人量为理论量的0．8～0．85倍的条件下,锌的挥发率高于95％,铅的挥发率高于97％．     

炉渣中铅锌还原挥发的研究

从冶炼炉渣中回收铅锌,讨论了还原温度、还原时间、煤和石灰的配入量等因素对铅锌还原挥发的影响.实验结果表明,在煤的配入量为炉渣质量的50%、还原温度1150 ℃、还原时间40 min、石灰配入量为理论量的0.8～0.85倍的条件下,锌的挥发率高于95%,铅的挥发率高于97%.     

真空碳热还原处理低品位氧化铅锌矿 热力学分析及实验研究

针对低品位氧化铅锌矿开展了真空碳热还原提取锌的研究。通过热力学计算, 得出ZnO被C还原的化学反应自由能和还原反应临界温度, 当系统压力从101.3 kPa, 依次降低为20.26, 2.026, 0.203, 0.020, 0.002 kPa时, 所对应的还原反应临界温度从1 221 K依次降低为1 080, 915, 795, 703和631 K。在多级冷凝真空炉内, 温度为1 173 K时真空蒸馏处理低品位的氧化铅锌矿1 h, 获得纯度为99.42%以上的金属Zn, Zn回收率达到95.68%。     

氧化铅锌矿利用工艺技术研究进展

本文分析了氧化铅锌矿石的主要特点及对应的选别工艺,综合评述硫化浮选、絮凝浮选、螯合剂浮选、选冶-联合工艺以及原浆浮选技术等处理方法,为氧化铅锌矿的开发利用提供技术参考。氧化铅锌矿的开发利用,应在加强矿石性质研究及浮选理论研究的基础上,注重组合新药剂、联合新工艺、新设备及新技术方法的应用,以期取得更大的进展。     

氧化铅锌矿分选工艺研究现状及进展

氧化铅锌矿因其性脆,易过磨,矿物组成复杂,细泥与可溶性盐含量高,较难选别。在查阅大量相关文献基础上,总结了氧化铅锌矿的分选工艺,着重介绍了冶金法、浮选法及新型工艺,并对这些工艺进行综合评述,提出了今后主要发展方向。     

新疆某氧化铅锌矿选矿试验研究

新疆某氧化铅锌矿石氧化率高，风化严重，揭铁矿和针铁矿含量高，采用硫化－黄药法浮铅和硫化－胺法浮锌的工艺流程处理这种难选矿石，可获得铅精矿含铅54.82％、含锌7．75％、铅回收率77．06％，锌精矿含锌36．13％、含铅1．85％、锌回收率77．73％的试验指标。     

某氧化铅锌矿浮选工艺试验研究

根据某氧化铅锌矿石的特性 ,提出采用Na2 CO3调浆 ,先硫化浮铅 ,然后不脱泥直接采用胺类组合捕收剂ZP -0 5作氧化锌矿捕收剂进行浮选的工艺流程 ,可获得含铅 40 .42 %、含锌 16.2 8%、回收率 3 2 .69%的铅精矿 ,含锌 40 .73 %、含铅 1.61%、回收率 78.91%的锌精矿。     

新疆某氧化铅锌矿选矿试验

新疆某氧化铅锌矿铅、锌氧化率高,矿石中矿物结构及嵌布特性复杂且回收难度大,为合理开发利用此矿石,进行了浮选工艺试验研究。试验采用先硫后氧工艺流程,最终获得了铅总回收率为95.20%,硫化铅精矿铅品位为72.02%、铅回收率为47.92%,氧化铅精矿铅品位为58.38%、铅回收率为47.28%的满意指标。     

云南某氧化铅锌矿可选性试验研究

云南某氧化铅锌矿属于含泥高难选氧化铅锌矿,原矿铅品位为3.9%,锌品位为13.28%。根据矿石性质,在不脱泥的条件下,进行了可选性试验研究。试验采用优先浮选流程,通过硫化-黄药法浮选铅,硫化-胺法浮选锌,最终获得铅精矿含铅40.25%、回收率为75.28%,锌精矿含锌49.91%、回收率为74.46%的较好指标,为该类氧化铅锌矿的开发利用提供了可利用途径。     

从还原挥发氧化锌烟尘中提锌、铟工艺研究

为了从还原挥发的氧化锌烟尘中提锌、铟, 设计了浓酸熟化、三段浸出、萃取提铟、中和除杂工艺流程, 经探索试验和周期试验结果表明: 锌浸出率为99.63%, 铟浸出率为95.13%, 铟萃取率为99.63%, 铁、砷、锑的脱除率(%)分别为: 85.01、95.22、94.92, 流程畅通, 运行稳定, 达到了有效回收锌、铟和脱除杂质的目的, 可为处理类似氧化锌烟尘提锌、铟建厂提供参考。     

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%。     

广西某含银难选铅锌矿石选矿试验

广西某含银铅锌矿石铅氧化程度很高,各矿物共生关系密切,嵌布粒度较细,泥化较严重,属极难选氧化铅锌矿石。为确定该矿石的开发利用方案,对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占92%的情况下,采用1粗1扫2精选硫化铅、1粗1扫2精选锌、1粗2扫3精选氧化铅、中矿顺序返回流程,最终可获得铅品位为42.21%、含银1 682.67 g/t、铅回收率为41.40%、银回收率为37.28%的硫化铅精矿,锌品位为48.86%、含银242.00 g/t、锌回收率为78.56%、银回收率为21.69%的锌精矿,以及铅品位为48.27%、含银2 336.28 g/t、铅回收率为34.80%、银回收率为38.06%的氧化铅精矿,铅总精矿铅品位为44.77%、铅回收率为76.20%、银品位为1 959.83 g/t、银回收率为75.34%。试验指标较理想,可作为该矿石开发利用依据。     

云南某氧化铅锌矿选矿试验研究

云南某氧化铅锌矿原矿含铅1.44%, 含锌7.04%, 泥化严重, 且嵌布粒度细, 针对该矿石, 在不脱泥的条件下, 采用硫化-黄药法浮铅和硫化-胺法浮锌工艺流程, 并对传统的药剂制度进行了改进, 最终获得了铅品位为30.74%、铅回收率为64.66%的铅精矿和锌品位为23.51%、锌回收率为71.02%的锌精矿, 实现了铅、锌的分选回收。     

某含砷铅锌矿石浮选试验

针对河北某含砷中细粒嵌布难选铅锌矿石的特点,通过大量探索,采用高碱条件下的铅锌依次优先浮选工艺对该矿石进行了选矿试验。试验在铅粗选时以亚硫酸钠+硫酸锌+JSY01组合药剂抑制锌硫砷矿物,在锌粗选时以硫酸铜活化锌矿物,在铅、锌精选时分别以高锰酸钾和石灰+高锰酸钾抑制毒砂,取得了铅精矿品位75.62%、回收率87.63%、含砷0.28%,锌精矿品位45.73%、回收率83.51%、含砷0.44%的良好指标,为选矿厂设计提供了依据。     

新型起泡剂750B在铅锌矿浮选中的应用研究

针对铅锌矿浮选和浮选起泡剂的应用现状,研制出了新型浮选起泡剂750B。小型浮选对比试验及工业应用试验结果表明,在不改变工艺流程、不改变其它药剂制度的前提下,仅用750B起泡剂代替松醇油,在铅精矿铅品位相近时,可使铅回收率提高2.02个百分点;在锌精矿锌品位相近时,锌回收率提高0.22个百分点,经济和社会效益显著。     

某氧化锰矿还原焙烧-酸浸试验研究

以云南华坪煤为还原剂, 采用还原焙烧-酸浸法处理云南某氧化锰矿, 研究了工艺参数对锰浸出率的影响。实验表明, 在煤用量为15%、焙烧温度为800 ℃、焙烧时间为30 min、硫酸用量为理论用量的110%、液固比为5∶1、常温浸出60 min的条件下, 处理-2 mm的氧化锰矿, Mn浸出率达到94.25%。采用该工艺处理-4 mm的氧化锰矿, Mn浸出率为94.04%。     

低品位氧化铅锌矿浮铅研究

某低品位氧化铅锌矿含铅3.42%、含锌2.93%, 矿石中有用矿物嵌布粒度细且回收难度较大。为了合理开发利用此矿石, 进行了硫化-黄药浮铅闭路工艺流程试验。在六偏磷酸钠用量500 g/t、碳酸钠用量1 000 g/t、硫酸锌用量1 000 g/t、硫化钠用量2 000 g/t、2^#油用量100 g/t、戊基黄药用量500 g/t的粗选条件下进行闭路试验, 最终获得氧化铅精矿铅品位为33.12%、回收率为68.89%, 实现了铅的有效回收。     

高铁泥化氧化铅锌矿的浮选试验研究

针对广西某地高铁泥化氧化铅锌矿的特点,采用硫化-胺法优先浮选工艺进行了试验研究。研究表明:在不脱泥的情况下,以六偏磷酸钠为分散剂,硫化钠用量3 kg/t,矿浆pH=9时,以混合胺为捕收剂,能够有效实现氧化铅矿的浮选;氧化锌矿以硫酸铜为活化剂,丁基黄药为捕收剂也能获得较好的浮选效果。在铅、锌给矿品位为3.54%,5.86%条件下,采用该浮选工艺获得了铅品位45.23%,回收率73.51%;锌品位40.56%,回收率为76.21%的浮选指标。     

氧化铅锌矿直接硫酸浸出

探讨用硫酸直接浸出氧化铅锌矿,研究各种因素对浸出的影响.结果表明,在最佳工艺条件下,锌的浸出率可达97％以上,铅入渣率可达98％以上,产液速率大于162.5L/m2·h,渣含锌约2.5％,渣含铅量高达40％以上,浸出渣可送往炼铅系统处理.