Reaction behaviors of Pb and Zn sulfates during reduction roasting of Zn leaching residue and flotation of artificial sulfide minerals

To evaluate the feasibility of recovering Pb and Zn sulfides and Ag-containing minerals from Zn leaching residue by the process of reduction roasting followed by flotation,the reaction behaviors of Pb and Zn sulfates during this process were investigated.Chemical analysis showed that the transformation ratios of PbSO4 and ZnSO4 could reach 65.51%and 52.12%,respectively,after reduction roasting,and the introduction of a sulfidation agent could improve the transformation ratios of these sulfates.scanning electron microscopy-energy dispersive spectroscopy(SEM-EDS)revealed that temperature obviously affects the particle size,crystal growth,and morphology of the artificial Pb and Zn sulfide minerals.Particle size analysis demonstrated that the particle size of the materials increases after roasting.Flotation tests revealed that a flotation concentrate composed of 12.01wt%Pb,27.78wt%Zn,and 6.975×10^(−2)wt%Ag with recoveries of 60.54%,29.24%,and 57.64%,respectively,could be obtained after roasting.

酒钢悬浮焙烧磁铁矿选矿工艺优化研究

对酒钢悬浮焙烧磁铁矿进行了磨矿-选矿工艺优化研究。采用110 mT低场强磁选机预提精、中矿再磨后采用磁选富集抛尾、富集精矿经阳离子反浮选,最终获得TFe品位60.06%、SiO_(2)含量5.17%、金属回收率84.27%的综合精矿;与原工艺指标相比,精矿TFe品位提高了1.96个百分点,金属回收率提高了1.38个百分点,SiO_(2)含量降低了1.06个百分点。

酒钢肃南宏兴矿业铜尾矿中有价元素回收试验研究

酒钢肃南宏兴矿业铜矿石中伴生有价元素Fe、Ba,Fe主要以菱铁矿的形式赋存、Ba以重晶石的形式赋存,浮选选铜后有价元素Fe、Ba富集于尾矿中。试验确定铜尾矿有价元素回收工艺为强磁选-悬浮焙烧-磨矿-弱磁选回收铁精矿,强磁选尾矿浮选回收重晶石。采用此工艺,在铜浮选尾矿含Fe 10.8%、BaO 4.7%的情况下,试验回收铁精矿含Fe 56.4%,回收重晶石含BaSO 488.79%。由于Fe回收只需新建强磁选和脱水工序,强磁选回收铁矿粉进酒钢选矿厂现有悬浮磁化焙烧选别系统即可,投资小、易实施。

硅孔雀石硫化焙烧重构过程的机理研究

针对典型氧化铜矿物硅孔雀石直接浮选难以回收的问题,以硫化焙烧的方式对其进行了硫化重构,考察了不同硫化焙烧条件对硅孔雀石浮选回收率的影响,并利用XRD、XPS、SEM-EDS等检测手段探究了硫化焙烧重构过程的机理。结果表明,硅孔雀石颗粒由外向内与硫蒸气发生硫化反应,表面生成的Cu_(2)S硫化层将颗粒完全包裹,改善了丁基黄药的捕收效果,进而提高了浮选回收率。在S_(2)与CuSiO_(3)·2H_(2)O物质的量之比0.6、硫化焙烧温度900℃、硫化焙烧时间10 min的适宜重构条件下,硅孔雀石的浮选回收率指标达83.94%。

锌浸渣浮选银精矿还原焙烧-低酸浸出脱锌

以某湿法炼锌厂产出的锌浸渣浮选银精矿为原料,采用回转炉还原焙烧—低酸浸出工艺进行脱锌研究。结果表明:在碳粉加入量10%、焙烧温度600℃、时间120 min、原料粒度-0.1 mm、回转炉转速5 r/min的条件下,铁酸锌还原焙烧分解效果最优,焙烧产物中可溶锌率达到85.83%。在硫酸终点pH为2、液固比5 mL/g、浸出温度70℃、浸出时间90 min优化条件下,对焙烧产物进行选择性浸出,锌和铁的浸出率分别为84.23%和34.71%。浸出渣中未溶解铁锌氧化物主要为还原焙烧过程中团聚成块的大颗粒及被硫酸铅熔化包裹形成的颗粒。

酒钢悬浮磁化焙烧技术配套工艺及设施浅析

悬浮磁化焙烧-弱磁选是酒钢集团选矿厂处理镜铁山式难选铁矿石的新工艺,该工艺于2018年应用于选矿厂,取得铁精矿品位55%,回收率86%的良好指标。但由于悬浮炉配套系统的不稳定,如磨矿粒度、压滤后精矿水分、泵及管道运输易堵塞等,影响悬浮炉的正常生产。主要探讨了悬浮炉配套工艺预先筛分、磨矿分级、磁选、浮选、过滤系统的设备对悬浮炉的影响。

综合利用含锑砷金精矿关键集成技术试验研究

针对某含锑砷金精矿,通过直接氰化试验、两段焙烧氰化试验、直接氰化—浮选回收锑—浮选尾矿两段焙烧氰化试验等工艺技术进行试验研究。结果表明,采用一级直接氰化、二级氰化尾矿浮选富集锑精矿、三级为锑浮选尾矿两段焙烧氰化关键集成技术方法,含锑含砷金精矿直接氰化金、银浸出率分别为31.22%、85.19%,氰化尾矿浮选产出锑含量为38.80%的锑精矿,精矿产率为10.50%,锑回收率达到90.94%,锑浮选尾矿采用两段焙烧氰化金、银回收率分别达到90.07%、52.70%,该关键集成技术方法使金、银、锑的综合回收率分别达到93.56%、92.99%、90.94%,显著提高了有价金属资源的综合回收效果,实现了含锑砷金精矿资源的高值化、资源化利用。

氟碳铈矿还原焙烧相变及浮选行为研究

白云鄂博矿选铁过程中常使用还原焙烧方法,焙烧过程中稀土矿物会发生物相转变,并对其浮选行为产生影响。通过XRD分析测试、SEM-EDS测试、浮选试验、接触角测试、Zeta电位测试、X射线光电子能谱(XPS)分析等手段研究了氟碳铈矿经过400、450、500、550℃焙烧后的物相变化,以及在两种捕收剂辛基羟肟酸(OHA)和二乙基己基磷酸酯(2ZHP)作用下对氟碳铈矿和500℃焙烧氟碳铈矿浮选行为的影响。XRD和SEM-EDS测试结果表明,450℃焙烧氟碳铈矿为REFCO_(3),500℃焙烧氟碳铈矿部分分解为RE_(3)O_(4)F_(3),550℃焙烧氟碳铈矿时彻底转变为新物质RE_(3)O_(4)F_(3)。捕收剂OHA对500℃焙烧氟碳铈矿生成的新物质RE_(3)O_(4)F_(3)浮选效果较差,2ZHP对氟碳铈矿REFCO_(3)和500℃氟碳铈矿焙烧产物RE_(3)O_(4)F_(3)的捕收能力相当。接触角测试表明,2ZHP更能够强化氟碳铈矿和500℃焙烧氟碳铈矿的表面疏水性,Zeta电位测试表明,相比较OHA而言,2ZHP能更有效地在焙烧后的氟碳铈矿表面吸附。XPS测试表明,OHA和2ZHP通过在矿物表面吸附起到捕收作用,2ZHP在焙烧后的氟碳铈矿表面吸附量更大,2ZHP也更适合用于焙烧后的氟碳铈矿的浮选。

甘肃某镜铁矿块矿分选试验研究

甘肃某镜铁矿随着不断开采,矿石性质变差,使用选厂原本工艺已无法得到铁品位合格的铁精矿。针对该矿开展选矿试验研究,结果表明,在煤气量为4590 m^(3)/h,煤气热值为4000 kJ/m^(3),加热空气量为3600 m^(3)/h,还原带温度为510℃条件下进行焙烧,对焙烧产品进行1粗3精弱磁选,磁选精矿的铁品位为52.50%,回收率为85.07%。磁选精矿以YG-328B为阳离子捕收剂,淀粉为抑制剂,进行1粗1精4扫反浮选闭路试验,获得了浮选精矿铁品位57.96%、作业回收率91.29%,对原矿回收率77.66%的指标。试验结果不仅可以有助于选厂生产组织,也为国内其他类型矿山生产组织提供了参考。

中国贫细杂难选铁矿分选技术研究进展

为了推动中国贫、细、杂难选铁矿石的有效开发与利用,针对国内铁矿石资源的特点和开发难点,详细描述了目前难选铁矿石的资源状况,概述了菱铁矿、褐铁矿、微细粒赤铁矿、超贫磁铁矿、复杂多金属铁矿的选矿技术方法及选矿科技工作者们的相关研究成果,最后对难选铁矿石的高效分选技术进行了展望,以期促进中国贫、细、杂难选铁矿的高效开发与利用。

黄金氰化尾渣综合利用研究与现状

在氰化提金工艺过程中会产生大量的氰化尾渣。氰化尾渣由于含有氰化物属于危险固废,但其中含有可回收的Au、Ag、Fe、S、Cu、Pb、Zn等有价矿物,回收氰化尾渣中的有价矿物不仅能保护自然环境,还能产生经济效益。本文根据氰化尾渣的性质介绍了四类氰化尾渣综合利用方法与研究,展望了四类氰化尾渣综合利用的前景与发展方向。

甘肃某难选金矿石选矿工艺研究

为提高甘肃某难选金矿石选矿指标,根据矿石性质,对比了浮选—尾矿氰化浸出工艺、原矿焙烧—氰化浸出工艺和生物氧化—氰化浸出工艺流程。结果表明:相比浮选—尾矿氰化浸出工艺、原矿焙烧—氰化浸出工艺,在较优条件下,生物氧化—氰化浸出工艺金浸出率分别提高16.67百分点、5.14百分点,且生物氧化具有投资少、能耗低、无污染等优点;生物氧化—氰化浸出工艺更有利于该金矿石的开发利用,金浸出率为85.46%。

酒钢镜铁矿尾矿中铁矿物再回收试验研究

酒钢选矿厂排出的镜铁矿强磁选尾矿铁品位约为28%,有较高的回收价值。为回收其中的铁矿物,本研究基于该强磁选尾矿工艺矿物学,对其进行反浮选—磁化焙烧—磁选试验研究。研究结果表明:该强磁尾矿经过一粗一精的反浮选试验流程,可得到铁品位为43.88%的浮选精矿,其作业铁回收率为50.93%。经过磁化焙烧后得到焙砂,焙砂进行一粗一精的磁选试验后可得到铁品位为62.37%的磁选铁精矿,其作业铁回收率为83.39%。

焙烧对废旧三元锂离子电池电极混料浮选分离的影响

考察了焙烧温度与时间对废旧三元锂离子电池电极混料可浮性的影响,并通过焙烧前后的粒度分析、热重分析以及X射线光电子能谱分析(XPS)阐释了影响机制。结果表明,焙烧可以有效分解聚偏氟乙烯(PVDF)黏结剂与残留电解质,从而消除其对正负极颗粒表面的覆盖,显化正极金属化合物与负极石墨间的表面亲疏水性差异,提高浮选效果;在500℃焙烧60min的条件下效果最好,此时电极粉料的烧失量为13.24%,正、负极材料的产率分别达到了58.97%和27.79%,灰分分别为94.21%和13.94%,贵金属(Li、Ni、Co、Mn)综合回收率分别为94.04%和5.96%,品位分别为39.55%和5.32%。热重分析表明,PVDF的主要分解温度区间为430~580℃,当温度超过580℃,则主要以石墨的燃烧分解为主。XPS分析进一步展示了PVDF和残留电解液的分解特性,且表明在焙烧温度达到600℃,尽管PVDF的分解更为彻底,但同时造成了负极石墨材料的大量烧失。

磷石膏焙烧法制备β-半水石膏

针对磷石膏焙烧制备β-半水石膏过程中温度、时间等关键热工参数控制困难、能耗高的问题,采用静态焙烧和多级动态焙烧两种焙烧方式进行对比,探索磷石膏及浮选纯化后的磷石膏焙烧制备β-半水石膏的最佳热工参数和技术指标。结果表明:纯化磷石膏采用多级动态焙烧制备出的石膏产品在β-半水石膏含量和力学性能方面均优于磷石膏原样。纯化磷石膏在180℃下动态焙烧60 min,可得到β-半水石膏质量分数为87.45%的产品,其初凝、终凝时间分别为3、9 min,2 h抗折抗压强度分别达到3.5、7.8 MPa,满足GB/T 9776—2022《建筑石膏》3级品要求,可以用于建筑石膏行业。

云南某堆积型高铁铝土矿铝、硅、铁分离工艺试验研究

云南某堆积型高铁铝土矿Al2O3含量42.13%、SiO2含量15.73%、TFe含量17.44%、铝硅比2.68。采用正浮选分离铝和硅,研究了pH值调整剂用量、抑制剂种类与用量、捕收剂用量及磨矿细度等对浮选脱硅效果的影响,适宜工艺条件下的浮选闭路试验获得了Al2O3品位52.16%、铝硅比7.69、Al2O3回收率70.30%、TFe含量20.89%的浮选铝精矿。采用磁化焙烧-磁选对浮选铝精矿开展铝铁分离探索试验研究,最终获得铝硅比8.70、Al2O3品位69.34%的铝精矿以及TFe品位52.34%、作业回收率76.03%的铁粗精矿。

硫精矿浮选—焙烧综合利用硫酸烧渣中铁试验研究

为综合利用硫酸烧渣中的铁,采用浮选—焙烧工艺对硫酸烧渣原料硫精矿进行提纯除杂试验研究,考察了磨矿细度、抑制剂、捕收剂等对试验指标的影响。结果表明:在磨矿细度-0.074 mm占70%条件下,浮选作业添加高效抑制剂抑制脉石矿物,采用丁基黄药作为捕收剂,提高了精矿品位;闭路浮选试验获得的精矿进一步焙烧,通过控制适宜的焙烧条件,获得的硫酸烧渣铁品位达到65%以上,含硫低于0.4%,可作为铁精矿直接销售。该工艺能综合回收铁,使硫酸烧渣资源得到充分利用,可为企业带来显著的经济效益。

焙烧改性浮选尾煤负载纳米Fe_(3)O_(4)去除水中Pb(Ⅱ)的研究

该文通过焙烧隔氧活化处理、负载磁性材料等途径制备了一种浮选尾煤基复合吸附剂,探讨了不同因素对其吸附水中Pb(Ⅱ)重金属离子效果的影响,对其吸附动力学和热力学进行了分析,结合XRD、MLA分析及氮吸附等手段对其物理化学性质进行了表征。实验结果表明:尾煤样品经过800℃高温焙烧改性后,高岭石含量有所减少,伊利石含量有所增加,且孔隙中的水或部分杂质被有效脱除,生成大量气体,从而显著增大了其比表面积和孔径,有利于吸附反应的进行;负载Fe_(3)O_(4)再经800℃焙烧后的浮选尾煤对Pb(II)具有很强的吸附能力,准二级动力学模型和Langmuir等温吸附模型能够很好地拟合尾煤基复合吸附剂对溶液中Pb(Ⅱ)的吸附过程,其对Pb(Ⅱ)的吸附主要是基于单分子层的化学吸附。

某难处理复杂金精矿高效循环回收金银试验研究

针对国外某金矿产出的难处理复杂金精矿,采用细磨—氰化法、焙烧—氰化法处理,金浸出率分别为26.99%、79.97%,回收效果不理想,同时其他有价元素难以得到有效综合回收,造成资源浪费。研究了高效回收该金精矿中有价元素金、银的工艺技术,结果表明:采用添加钠盐二级焙烧—酸浸—浮选,金银精矿浸出—氰渣循环焙烧及浮选尾矿氰化工艺,在最佳条件下,氰渣金品位为1.78 g/t、银品位为54.10 g/t,金总回收率达到96.29%、银总回收率达到92.01%;且尾渣铁品位达到63.20%,可作为制备高质量炼铁球团矿的原料,实现了金精矿资源的高效综合回收。

某尾矿预富集精矿磁化焙烧产品合理选别工艺研究

对某尾矿经预富集-磁化焙烧后的产品分别进行了磨矿-磁选和磨矿-磁选-浮选联合工艺试验研究。TFe品位33.19%的焙烧矿采用磨矿-磁选工艺,在磨矿细度-0.025 mm粒级占97%时可获得TFe品位63.04%、回收率80.04%的铁精矿,虽然工艺流程简单,但磨矿细度在工业生产中较难实现,且磨矿成本极高;采用磨矿-磁选-浮选联合工艺,在磨矿细度-0.025 mm粒级占85%时可获得TFe品位65.36%、回收率73.39%的铁精矿,且磨矿细度在工业生产中可以实现,磨矿成本明显较低。