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。     

哥伦比亚某高硫氰化尾渣回收锌试验研究

哥伦比亚某氰化尾渣含硫50.52%、含锌1.62%、含金0.79 g/t、含银16.1 g/t,若直接抛废,将造成金属资源的浪费。为回收该氰化尾渣中的锌,采用预处理—浮选工艺流程,通过Inco法预处理矿浆,矿浆中的氰根离子浓度从0.35 g/L降至0.005 g/L以下,减少了氰根离子对后续锌浮选的影响。氰化尾渣预处理后选锌,在1粗1精1扫条件下,获得的锌精矿含锌40.06%、含金3.73 g/t、含银176.90 g/t、锌作业回收率93.42%、金回收率3.03%、银回收率28.00%,实现了氰化尾渣中有价金属的综合回收。     

国外某金矿提高锌粉置换率试验研究(增刊)

国外某金矿从全泥氰化技改为先进行硫浮选,然后硫浮选精矿进行浸出的工艺流程后,贵液锌粉置换率低,金属流失,回收金效果差,贵液品位约1.5～1.8 g/t,相比相比技改前期上升27%左右。通过开展氰化钠浓度、锌粉用量、醋酸铅用量、PH值单因素试验,优化药剂制度,提高氰化钠与醋酸铅用量,金作业置换率稳定在99.0％以上,贫液金品位降低至0.015 ppm以内,尾矿带走水分中金含量下降,彻底解决了因置换率低造成金属流失的问题,保证了锌粉置换作业技术指标。     

乌拉根硫化铅锌矿提高锌回收率的试验研究

针对生产现场锌回收率低的问题,进行了相关试验研究,试验确定通过扫选添加硫酸铜、延长硫酸铜搅拌时间和改变硫酸铜添加顺序,能够有效提高锌品位和回收率,与设计药剂制度相比(搅拌时间由设计的2.5 min变为10min),锌品位提高2.87%,锌回收率提高1.84%。     

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     

新疆阿舍勒铜矿选矿工艺技术改造与实践

针对新疆阿舍勒铜矿选矿工艺存在的问题进行了优先选铜、搅拌脱药、中矿再磨等工艺流程的技术改造和药剂制度、浓度、细度的优化,实现了高效回收铜、锌资源。生产实践表明,改造后工艺指标可达到铜精矿品位22.20%、回收率93.25%,锌精矿品位53.62%、回收率50.76%。     

乌拉根铅锌矿选矿工艺优化和生产实践

针对乌拉根铅锌矿低品位混合矿选矿工艺中存在问题,通过破碎筛分粒度、钢球配比、药剂制度、强搅拌浓浆浮选、粗磨粗选—锌粗精矿分级再磨再选和铅精选流程6个工艺方面的优化改造,解决了原流程中铅锌回收率低、锌精矿含硅高等问题,使生产工艺更稳定高效,实现了在原矿铅品位0.30%、锌品位2.81%和锌氧化率23.61%条件下,获得铅精矿品位52.19%、铅回收率83.17%、锌精矿品位56.56%、锌回收率75.58%、锌精矿含二氧化硅3.93%的优异选矿指标。     

锌精矿降硅工艺条件试验研究与生产实践

针对乌拉根铅锌矿生产现场锌精矿含硅高的问题,进行了降低锌精矿硅含量的小型试验研究.结果表明：水玻璃对石英、长石和黏土等硅酸盐矿物具有较强的抑制和分散作用.在水玻璃、硫酸铜和丁基黄药的用量分别为300 g/t、150～250 g/t和50～80 g/t,磨矿细度为小于0.074 mm 占49.50%～54.50%,浮选浓度为37%～40%条件下,可获得锌回收率68.84%、锌品位56.16%、锌精矿硅含量为6.45%的较好指标.经生产验证：锌精矿硅含量可由11.37%降低到7.16%.     

酚醛树脂基多孔炭材料制备的研究

以酚醛树脂为炭前驱体、聚乙烯醇缩丁醛(PVB)为造孔剂,采用聚合物共混炭化法制备了多孔炭材料,考察了造孔剂PVB的含量、炭化温度和炭化时间对多孔炭材料比表面积和孔结构的影响.结果表明,在造孔剂PVB的含量为40%、炭化温度为700℃、炭化时间为1.0 h的条件下,可制得BET比表面积为540.4 m2·g-1、孔容为0.37 cm3·g-1、平均孔径为7.298 nm的多孔炭.     

某银锰矿选矿工艺试验研究

对某银锰矿进行了工艺矿物学研究,银的载体矿物主要分两类:一类是独立银矿物,一类是独立银矿物的宿主矿物,锰的载体矿物主要是锰的氧化物。采用“一次粗选、一次精选、二次扫选”全硫混合浮选流程,可获得含Ag6603g/t,含Pb1.94%,含Zn2.04%,银回收率为78.51%、铅回收率41.84%、锌回收率68.36%的银精矿;采用磁选工艺流程,可获得含Mn20.31%,Ag313.10g/t的磁选精矿,混合浮选—磁选联合工艺能使银、锰回收率分别达到95.34%、91.39%。在优化的浸出条件下,对浮选尾矿采用酸浸的方法回收锰,锰的浸出率能达到78.87%,铁的浸出率为47.50%。