硫化铅锌矿浮选分离技术的研究现状及进展

本次研究主要阐述了硫化铅锌矿浮选分离技术的研究现状,综述了其发展进展,从根本上阐述了各种硫化铅锌矿浮选工艺的基础内容,立足于以下几个方面完成硫化铅锌矿浮选分离理论的研究:浮选电化学、分子力学、量子化学。与此同时,还从根本上阐述了硫化铅锌矿浮选分离技术水平的研究重点和未来的方向。

某铜锌硫化矿浮选尾矿中锡石综合利用研究

某铜锌硫化矿浮选尾矿含有较高价值的锡元素,其锡石嵌布粒度不均匀,为综合回收利用锡资源,采用重浮选联合工艺,通过分级重选得到了锡品位20.64%,锡回收率60.05%的锡精矿;对重选中矿与极细粒级的矿石进行了浮选试验研究,在合适的再磨细度下,通过物理化学联合脱泥浮选得到了锡品位1.39%、锡回收率5.36%的锡富中矿,重浮联合工艺最终回收了该尾矿中65.41%的锡,为锡资源的综合利用提供了借鉴。

凡口铅锌矿深部矿体矿石浮选电化学研究

通过工艺矿物学和电化学研究,探讨了凡口铅锌矿深部矿体矿石矿物组成以及浮选工艺,提出了选别深部矿石合适的工艺流程和工艺参数。

某含碳氧化锌矿的选矿工艺研究

文章介绍了某含碳氧化锌矿的矿石性质,通过对其选矿工艺条件的试验研究,确定采用脱碳、硫化锌浮选、氧化锌浮选工艺流程,获得了较好的选别技术指标。

国外某难选铅锌矿石的分选试验研究

回收某难选氧化铅锌矿石中的铅和锌,原矿中铅的品位3.97%,锌的品位3.37%,铅的氧化率为50%左右,锌的氧化率占10%左右。试验采用先硫化铅锌矿浮选,抑锌优先浮铅—锌浮选—氧化铅硫化浮选,试验通过药剂种类用量对比试验,得到最佳药剂制度,最后得到铅品位45.32%,回收率为44.86%的硫化铅精矿;铅品位50.37%,回收率为45.64%的氧化铅精矿,铅综合回收率90.5%;锌品位50.19%,回收率为81.23%的锌精矿,三个产品均获得了较好的指标。

从磁选尾矿中回收钼和锌的选矿试验研究与生产实践

钼锌顺序优先浮选是回收马坑铁矿磁选尾矿中所含钼、锌硫化物的合适工艺流程。对含钼0.034%、锌0.17%的磁选尾矿,小型闭路试验获得钼品位51.04%、钼回收率74.20%的钼精矿和锌品位49.68%、锌回收率61.80%的锌精矿。已建成投产的处理量为1400t/d的钼浮选回路取得了钼精矿品位49.46%、钼回收率75.10%的工业生产指标。

铅锌硫化矿浮选废水及尾矿库外排水中VOSCs的组成特征及其来源解析

利用臭氧氧化技术对铅锌硫化矿浮选过程各单元作业废水及尾矿库外排水进行处理,根据硫酸根离子浓度增量计算废水中低价态硫(价态小于+6)浓度.采用吹扫捕集-气相色谱质谱联用仪(PTC-GC/MS)检测浮选药剂(丁基二硫代碳酸钠(n-BX)、二乙基二硫代氨基甲酸钠(DDTC)、腐殖酸钠(SH)、松醇油)水溶液的自然降解产物、尾矿库进水及外排水中的挥发性有机硫化物(VOSCs).结果表明,尾矿库主要进水水源中低价态硫浓度为112 mg·L-1,其中,二硫化碳(CS2)在检测组分中所占相对比例为35.60%,是主要的VOSCs物质.各单元作业中浮选作业工段加入大量浮选药剂,浮选药剂水溶液自然降解产物中均检出CS2,而用药量最大的n-BX(C5H9Na OS2)自然降解产物中CS2相对比例最高(80.33%),因此,n-BX是浮选废水中VOSCs主要药剂来源.尾矿库外排水中低价态硫浓度为22 mg·L-1,其中,VOSCs物质主要有3,6-二甲基-1,2,4,5-四硫环己烷(C2H4S4)、N-巯基-甲酰胺(CH2SNO)和2-甲基-3-噻唑啉(C4H7NS),尾矿库外排水中C2H4S4所占相对比例为22.59%,是主要VOSCs物质.尾矿库水体中微生物通过消耗CS2生成C2H4S4进行新陈代谢.本研究结果可为铅锌硫化矿浮选工艺改进和安全排放提供参考.

Sulfidation roasting of zinc leaching residue with pyrite for recovery of zinc and iron

Zinc leaching residue(ZLR) contains high content of valuable metals such as zinc and iron. However, zinc and iron mainly exist in the form of zinc ferrite, which are difficult to separate and recover. This study proposed a new process involving sulfidation roasting, magnetic separation and flotation to recover zinc and iron in ZLR. Through sulfidation roasting of ZLR with pyrite, zinc and iron were converted into ZnS and Fe3 O4. The effects of pyrite dosage, roasting temperature and roasting time on the sulfidation of zinc in ZLR were investigated. The results showed that the sulfidation percentage of zinc reached 91.8% under the optimum condition. Besides, it was found that ball-milling was favorable for the separation and recovery of zinc and iron in sulfidation products. After ball-milling pretreatment, iron and zinc were enriched from sulfidation products by magnetic separation and flotation. The grade of iron in magnetic concentrates was 52.3% and the grade of zinc in flotation concentrates was 31.7%, which realized the recovery of resources.