锌浸出渣浮选试验研究

针对锌冶金工业产生的锌焙砂,基于富集浸出渣中的铁酸锌且不破坏铁酸锌的晶体结构的思想,采用浮选方法对锌浸出渣进行研究,考察了捕收剂阳离子十八胺、阴离子油酸钠、阴离子丁基黄药的单一浮选,以及全流程浮选对铁酸锌富集提纯的影响。结果表明:采用单一捕收剂浮选,可以除去部分杂质矿物,实现一定程度上的铁酸锌富集。利用全流程浮选,将铁酸锌含量由浮选前的83%提高到92%,铁酸锌富集程度明显提高。研究证明了在不破坏铁酸锌晶体的前提下,将铁酸锌从锌焙砂中富集出来作为独立产品是可能的。     

湿法炼锌浸出渣的处理

研究了常规搅拌浸出及机械活化浸出方式下，温度、酸度及浸出时间等对锌焙砂酸浸渣中锌、铁浸出率的影响，考查了铁酸锌的浸出行为．试验结果表明，提高温度及酸度有利于酸浸渣中锌的浸出；机械活化浸出可明显改善铁酸锌的浸出行为，提高锌的浸出率，并改善锌、铁选择性浸出分离的效果，相同条件下，锌的浸出率可比常规搅拌浸出提高１６％～２５％．     

硫化锌精矿与锌浸出渣协同助浸机理及行为

针对硫化锌精矿两段氧压浸出能耗高、锌浸出渣处理产生危废铁渣量大等行业技术难题,提出硫化锌精矿与锌浸出渣协同助浸工艺,利用锌浸出渣中高价铁的载氧体特性促进硫化锌精矿中低价硫化物的高效溶解,同时实现铁酸锌、金属硫化物的强化解离和铁的高效沉淀分离。研究结果表明：添加锌浸出渣可以强化硫化锌精矿的浸出;反应温度和初始酸度是关键影响因素,升高反应温度可显著提高锌浸出率,同时促进Fe³⁺水解沉淀成铁矾,提高酸度可以促进硫化锌精矿的高效溶解,但酸度过高时氧气溶解度降低,将抑制硫化锌精矿的溶解和Fe³⁺水解沉淀。在锌浸出渣与硫化锌精矿质量比为1:3、初始酸度95 g/L、反应温度160℃、液固比7:1、氧压0.8 MPa、搅拌转速800 r/min、反应时间120 min的最优技术条件下,渣计锌浸出率为98.6%,同时溶液中92.69%的铁以铁矾的形式沉淀入渣,浸出终渣主要物相组成为单质硫、黄钾铁矾、黄钠铁矾和赤铁矿,其占比分别为40.00%、39.10%、16.60%和4.30%;浸出液中铁质量浓度仅为1.62 g/L,为浸出液后续提锌创造了有利条件。     

氧化锌烟尘浸出液中锗的分离富集

针对单宁沉锗工艺中存在单宁引入影响锌电解和单宁消耗量大导致工艺成本高的问题,开展中和沉淀-浸出富集锗研究,替代单宁沉锗达到富集锗的目的。以氧化锌烟尘浸出液为原料、工业氧化锌烟尘为中和剂,考察时间、pH、温度对中和沉淀效果影响,研究中和沉淀过程中锗、铁、砷、硅元素行为规律,同时考察中和渣浸出效果。研究结果表明：经两段逆流中和沉淀,一段温度为45℃、中和时间为2 h、pH=4.0～4.5,二段温度为45℃、中和时间为1.5 h、通氧量为60 L/h、pH=5.0～5.2,一段中和渣含锗1.13%,二段沉锗后液中锗质量浓度为1.98 mg/L,锗、铁、砷和硅的沉淀率分别为99.08%、26.72%、99.12%和95.36%,沉锗后液可直接返回锌冶炼系统。将中和渣经氧压-常压浸出后,氧压浸出渣中锗含量为3 148.9 g/t,浸出液锗质量浓度为1.72 g/L,锗、铁、砷和硅的浸出率分别为85.86%、25.46%、68.33%和11.39%。氧压浸出渣再经常压浸出后,常压浸出渣中锗含量为1884.9g/t,浸出液中锗质量浓度为331.1 mg/L,锗浸出率提升至95.96%,在富集锗的同时...     

浸锌渣综合利用新工艺及镓的富集行为

研究了浸锌渣还原焙烧分选综合回收有价元素新工艺,并采用电子显微镜、能谱仪和扫描电镜等分析了还原焙烧渣中金属的性质.研究结果表明当还原温度为1100 ℃、还原时间为150 min时,还原焙烧渣中铁的金属化率、镓的回收率、锌的挥发率分别为95.10%,89.10%,98.42%.还原焙烧渣经破碎、磨矿、磁选分离获得的磁性产物中含Fe 90.16%,Ga的质量浓度为2164 g/t;Fe,Ga的回收率分别为87.78%,92.42%;还原焙烧渣中金属铁是镓的主要载体矿物相,镓具有明显的亲铁特性;镓在金属铁中的富集是实现浸锌渣在还原焙烧分选过程中高效分离的基础.     

螺线管高斯计速测矿石中强磁性矿物含量的研究

引言分析矿石中强磁性矿物的含量,确定矿石磁选可选性指标,检查磁选机的工作情况,对磁选厂的磁性产品进行磁性分析,都需要测定出强磁性矿物的含量。现在测定的方法基本是用磁选管分离计算得到含量值。用磁选管测定强磁性矿物含量,要通过试样准备、磁选管分离、干燥、称重和计算等程序,该法工序繁琐、所费时间长、设备投资高。     

从硫酸渣中回收铁精矿的试验研究

硫酸渣中含有大量的铁矿物,为了充分利用资源和利于环保,进行了选矿试验.介绍了从硫酸渣中提高铁精矿品位的工艺流程,经过预先分级,磁选机选别,粗精矿再用磁选柱选别,获得了品位65.07%、回收率73.24%的铁精矿.     

金银铜多金属黄铁矿烧渣综合回收试验研究

根据黄铁矿烧渣的物理、化学性质特征,完成了多金属综合回收试验.结果表明:烧渣组成以氧化铁为主,并含有贵金属及有色金属,部分金、银、铜包裹于黄铁矿等硫化物中,而锌主要以铁酸锌形式存在.对烧渣进行氰化浸出,在试样未磨情况下,采用石灰调节矿浆pH=10～11、矿浆浓度35%、浸出时间24 h、氰化钠耗量6 kg.t-1的试验条件,可以获得金、银浸出率分别为67.25%、60.08%;采用浮选法处理烧渣可获得金品位8.66 g.t-1、回收率为37.82%的浮选产品,其中银品位和回收率分别为100.3 g.t-1、20.26%;对浮选尾矿直接进行氰化浸出,可获得金、银浸出率分别为96.85%、70.08%.     

锌加压浸出渣浮选硫精矿汞硫分离富集研究

对锌加压浸出渣经浮选后的硫精矿中的汞硫分离、富集以及硫磺回收进行研究,确定硫化铵溶液浸出过程汞硫分离和浸出母液热分解回收硫磺的最佳工艺条件.试验结果表明:在常温常压下,(NH4)2S浓度为2.5 mol/L、液固比6∶1、时间10 min的浸出条件下,硫浸出率达98.66％,汞在渣中的富集率为93.8％,浸出渣中汞含量为原矿的6倍以上;浸出母液在热分解温度94℃、分解时间90 min的条件下,硫磺回收率在98％左右,硫磺纯度符合GB/T 2449-2006工业硫磺一等品标准；硫化铵试剂可循环利用,回收率为91.76％.     

锌焙砂浸出锌、铁试验研究

为了合理开发利用锌冶金中副产铁酸锌,开发低成本短流程的节能降耗型铁酸锌制备新工艺,以广西某地冶炼厂锌焙砂为原料,采用硫酸浸出工艺,通过单因素实验,研究了硫酸初始浓度、液固比、搅拌速度、浸出温度及浸出时间等因素对锌、铁浸出效果的影响规律。结果表明,硫酸初始浓度、液固比、浸出温度和浸出时间对锌、铁的浸出影响较大;制备铁酸锌的最佳条件:硫酸初始浓度100 g/L、液固比6∶1、搅拌速度400 r/min、浸出温度75℃和浸出时间120 min。     

高铝硅氰化渣中铁回收工艺

研究一种处理磁选前高铝硅氰化渣的新工艺。采用复合添加剂焙烧-水浸-磁选工艺对一种铁品位为27.69%(质量分数),SiO2含量为23.9%,Al2O3含量为6.35%的高铝硅氰化渣进行杂质与铁分离的研究。研究结果表明:在最佳焙烧条件下,当水浸温度为60℃,液固比为15:1,水浸时间为5 min,转速为20 r/min,在激磁电流为2 A时,可获得铁品位57.11%,铁的回收率为72.58%的铁精矿。铁的品位和回收率都比单纯的复合添加剂还原焙烧-磁选法所获得的铁精矿的指标高,铁的品位提高了10%左右,回收率提高了30%左右。X线荧光(XRF),X线衍射(XRD)及能谱(EDS)分析研究结果表明:经水浸后,复合添加剂焙烧过程中所产生的可溶性复杂杂质化合物被洗除,不溶性物质经磁选后随之进入非磁性物,实现铁与杂质矿物之间的有效分离。     

利用石灰和煤灰渣处理电解锌浸出渣

利用石灰和煤灰渣处理锌含量为2.43%、镉含量为0.78%的电解锌浸出渣,处理后的浸出渣达到国家所规定的控制标准.     

高铝铁矿石工艺矿物学特征及铝铁分离技术

研究高铝褐铁矿石的工艺矿物学特性及其对铝铁分离的影响.研究结果表明,铁矿物主要为针铁矿和赤铁矿;铝的载体矿物主要是以微细颗粒集合体被针铁矿包裹的三水铝石和以类质同象存在于针铁矿中的铝;铝硅酸盐矿物呈分散状或浸染状与针铁矿共生,铁铝赋存关系十分复杂.强磁选、磁化焙烧-磁选不能有效破坏矿石中铝、铁细粒嵌布和类质同象结构,铝铁分离效果不明显;钠盐焙烧-浸出工艺能有效实现高铝褐铁矿的铝铁分离,当原矿全铁含量为48.92%,Al2O3含量为8.16%,SiO2含量为4.24%时,可获得全铁品位为62.84%,Al2O3含量为2.33%,SiO2含量为0.45%的铁精矿,铁的回收率为98.56%.     

高铁闪锌矿精矿加压浸出半工业试验研究

高铁闪锌矿经二段加压浸出，锌浸出率97.09%，铁浸出率15.2%，元素硫产率93%，浸出液残酸3.95g/L，经简单中和、净化，生产合格硫酸锌新液供应锌电积。为了研究比较，闪锌矿经一段加压浸出，锌的浸出率98.09%，铁浸出率37.88%，元素硫产率96%，浸出液残酸高（46.4g/L），可并入现有传统湿法炼锌工艺流程处理。     

提高含铟锌精矿中锌铟回收率的方法

从含铟锌精矿中提取锌和铟常用的2种生产工艺都存在工艺流程长、铟回收率低的缺点,为此,进行工艺流程改进.原料经中性浸出后在中性浸出渣中配入还原剂,经制团、干燥和高温还原挥发,使铟和锌富集于挥发物中再进行回收.中性浸出渣高温还原挥发最佳试验条件如下：还原剂的质量分数为15%～20%,还原温度为1 250℃,进料量为5kg/h.在此条件下,铟和锌的挥发率分别达到97%和95%.挥发物酸性浸出结果表明：锌和铟的浸出率分别达到98.53%和93.38%,锌和铟的总回收率显著提高.     

全湿法处理回收银锌渣中有价金属

对采用NaClO3 NaCl HCl体系浸出Bi等贱金属,全湿法处理银锌渣回收有价金属的工艺进行了研究.研究结果表明:当浸出温度为70～80℃,液固比为8～10,NaClO3质量为10～15g,NaCl质量为60g,浓盐酸体积为80～120mL,浸出时间为4～5h时,Bi浸出率可达99%;浸Bi液用废铁皮置换可得Bi含量达86%的粗海绵铋,将浸铋液水解可得纯度为99%的氯氧铋;浸Bi后,余渣中银含量达到70%,金含量达到1%,金和银高度富集于浸出渣中.     

高温锌焙砂热酸浸出试验(亚硫酸锌还原——针铁矿法)

本文介绍高温锌焙烧砂热酸浸出-亚硫酸锌还元-针铁矿沉铁的扩大型试验结果。该流程具有:不耗碱、稀散金属回收率高、溶液质量好,铁渣过滤快等优点。实验探索与证实了以下几点:1.高温锌焙砂用于湿法炼锌效果良好;2.亚硫酸锌是一种活性还元剂,具有还元温度低、时间短、过剩系数小、还元率高等优点;3. 采用优先沉铟,可简化流程并提高铟的富集倍数。对于钙、铁渣的应用与分离尚待进一步研究。     

低品位氧化锌矿的浓硫酸焙烧

采用浓硫酸焙烧新工艺,提取低品位氧化锌矿中的锌、铁、铝.考查了反应温度、反应时间及酸矿摩尔比对低品位氧化锌矿中锌、铁、铝提取率的影响.利用扫描电镜(SEM)和X射线衍射分析仪(XRD)对熟料和尾渣的微观形貌进行了表征并分析了生成产物成分.在此基础上,通过正交试验,确定最佳反应条件.研究结果表明:最佳反应条件为反应温度6735K,反应时间120min,酸矿摩尔比16∶1.此时,锌的提取率可达9902%,铁、铝的提取率分别为2378%与7768%,硅、钙、铅等元素富集在渣中.     

污酸浸出锌窑渣过程中铜的浸出行为及动力学研究

基于湿法炼锌窑渣中含有大量未经利用的有价金属资源,锌冶炼行业产出的污酸酸度高,含有大量的砷及重金属离子,将窑渣与污酸进行联合处理,利用污酸浸出窑酸中的有价资源实现窑渣的资源化和污酸的清洁化处理;采用单因素浸出实验研究污酸浸出锌窑渣过程中铜的浸出行为规律,探讨液固比、反应温度、窑渣粒度、搅拌转速、氧分压等参数对铜浸出行为的影响。研究结果表明:在液固比为10 mL/g,温度为90℃,窑渣粒度为75～53μm,搅拌转速为400 r/min,氧分压为0.5 MPa条件下反应3 h,铜的浸出率达95.05%;铜的浸出过程符合固体膜层内扩散与界面化学反应混合控制的收缩核模型,浸出反应的表观活化能为32.82 kJ/mol。     

湿锌法净化钴渣中金属回收

从氨浸法和酸浸法两方面分析了湿法炼锌工艺净化钴渣中的金属回收方法,认为传统的硫酸浸出工艺是适合湿法炼锌高钴锌渣处理的最佳方法。酸浸后锌以硫酸锌溶液的形式返回主流程,再通过氧化沉钴或中和沉钴的方法回收钴。通过试验探讨了适合锌湿法冶金高钴锌渣的浸出方法,采用MgO选择性分步沉淀,可以得到含钴约40%的钴渣和含铜约36%的铜渣,钴总计沉淀率约94%。