Recovery of zinc from low-grade zinc oxide ores by solvent extraction

The recovery of zinc from low-grade zinc oxide ores with solvent extraction-electrowinning technique was investigated by using D2EHPA as extractant and 260 # kerosene as diluent. The results show that it is possible to selectively leach zinc from the ores by heap leaching. The zinc concentration of leach solution in the first leaching cycle is 32.57 g/L, and in the sixteenth cycle the zinc concentration is 8.27g/L after solvent extraction. The leaching solution is subjected to solvent extraction, scrubbing and selective stripping for enrichment of zinc and removal of impurities. The pregnant zinc sulfate solution produced from the stripping cycle is suitable for zinc electrowinning. Extra-pure zinc metal was obtained in the electrowinning test under conventional conditions.

Leaching kinetics of low grade zinc oxide ore in NH_3-NH_4Cl-H_2O system

The leaching kinetics of low grade zinc oxide ore in NH3-NH4Cl-H2O system was studied. The effects of ore particle size, reaction temperature and the sum concentration of ammonium ion and ammonia on the leaching efficiency of zinc were examined. The leaching kinetics of low-grade zinc oxide ore in NH3-NH4Cl-H2O system follows the kinetic law of shrinking-core model. The results show that diffusion through the inert particle pores is the leaching kinetics rate controlling step. The calculated apparent activation energy of the process is about 7.057 kJ/mol. The leaching efficiency of zinc is 92.1% under the conditions of ore particle size of 69 μm, holding at 80 ℃ for 60 min, sum ammonia concentration of 7.5 mol/L, the molar ratio of ammonium to ammonia being 2-1, and the ratio (g/mL) of solid to liquid being 1-10.

广西某低品位硫氧混合型铅锌矿选矿工艺

在工艺矿物学研究的基础上针对广西某大型低品位硫氧混合型铅锌矿进行了选矿工艺研究。结果表明,矿石中的方铅矿属于细粒嵌布,与闪锌矿、黄铁矿相互交代连生,且有部分氧化和泥化,采用优先浮铅—活化浮锌的工艺流程依次获得铅精矿、锌精矿。全流程闭路试验得到含铅52.13%、锌3.15%,铅回收率为61.36%的铅精矿和含锌51.60%,锌回收率为90.04%的锌精矿。

厂坝铅锌矿浮选新药剂制度研究

为解决厂坝铅锌矿因采矿从露天开采转入井下残采而带来的选矿指标持续下降的问题,针对其矿石为硫化-氧化混合型铅锌矿的特点,进行了浮选新药剂制度的研究。新药剂制度在选铅时用硫化钠活化氧化铅、用高效捕收剂D421强化铅浮选,在锌精选时添加水玻璃和MP抑制二氧化硅,实验室试验和工业试验均取得了令人满意的效果。研究成果转化为生产后,全面提高了厂坝铅锌矿的选矿指标,每年可为企业增加经济效益3700万元以上。

缅甸某铅锌银多金属氧硫混合矿选矿技术开发研究

对缅甸某铅锌银多金属氧硫混合矿进行了选矿流程方案试验,遴选出优先浮铅⁃活化选锌⁃硫化黄药法浮选回收氧化铅工艺方案,闭路试验可获得铅精矿铅品位52.25%、含银1732.52 g/t、回收率分别为65.96%和78.28%,锌精矿锌品位43.82%、含银209.56 g/t、回收率分别为79.15%和11.90%,氧化铅精矿铅品位35.62%、含银215.55 g/t、回收率分别为11.16%和2.42%。2种铅精矿综合铅品位48.94%、总回收率77.12%,含银1430.97 g/t、回收率80.70%。

选择性絮凝浮选法处理某低品位硫氧混合铅锌矿选矿试验研究

云南某特大型硫氧混合铅锌矿原矿因深度泥化,预先脱泥造成大量金属流失、直接硫化-胺法浮选很难富集,针对以上特性,在工艺矿物学分析的基础上在浮选过程中加入分散剂腐殖酸钠+LA处理硫化锌浮选尾矿矿浆,再加入高效的选择性絮凝剂KN絮凝细泥,絮凝沉降后的精矿再加入硫化钠及胺类捕收剂进行硫化-胺法浮选,使用该方法处理原矿含铅2.21%、含锌7.71%的硫氧混合铅锌矿可获得较优的选矿指标,其中氧化锌精矿品位达35.26%,硫化锌和氧化锌总回收率达81.26%,该指标优于国内同类型氧化铅锌矿山,为矿山下一步技术改造提供了夯实的科学依据。

云南某复杂硫、氧混合铅锌矿浮选实验研究

对云南某地新开采硫、氧混合铅锌矿进行了浮选工艺实验研究。采用混合浮选硫化矿及氧化矿的工艺流程,获得了铅综合回收率85.18%、锌综合回收率95.46%的铅锌混合硫化精矿和氧化精矿,其中,硫化铅锌精矿中锌、铅品位分别为46.14%、7.86%;氧化铅锌精矿中铅、锌品位分别为12.71%、6.01%。浮选所得精矿满足冶金过程对原料的要求。研究成果可为浮选此类矿物提供参考依据。

云南某氧硫混合锌精矿硫酸浸出工艺研究

针对云南某氧硫混合锌精矿进行了硫酸浸出研究。实验室小型试验结果表明,在硫酸用量470 g/kg、液固比5∶2、搅拌强度200 r/min、浸出时间60 min、浸出温度25℃以及洗涤次数2次条件下,锌的浸出率达70%左右;采用此工艺参数进行了连续扩大浸出试验,锌总浸出率达到75.58%。浸出渣中含锌7.20%,主要以闪锌矿形式存在,可进一步通过浮选提取其中锌。

难选含碳氧硫混合铅锌矿选矿工艺研究与应用

针对某企业选矿厂原矿含碳高,铅低锌高,铅锌氧化率高,在碳干扰下,碳吸附药剂消耗大,混合浮选技术指标低,提出了该类矿石的低碱矿浆优先浮选及局部工艺流程改进新工艺,选矿厂的扩大试验证明:采用该工艺进行生产,不仅精矿质量和回收率比原工艺有了显著提高,有效解决了混合浮选指标低的技术难题,具有适应性强,药剂消耗低,节能效果显著,获得了较好的经济效益和社会效益,为开发利用含碳铅锌多金属矿石提供了可靠的技术工艺资料。

硫一氧混合铅锌矿重—浮选联合流程试验研究

简介硫—氧混合铅锌矿选矿流程试验。试验研究表明 ,重—浮选联合方法是处理硫—氧混合铅锌矿的有效方法。该方法为类似的混合铅锌矿的选别提供了一条新思路。

高钙低品位硫氧混合锌矿氧化焙烧矿相的转变规律

针对低品位硫氧混合锌矿含钙高的特点,在低温下对其进行氧化焙烧,通过控制气相中的硫势和氧势,使矿石的矿相发生转变,促进锌在氨性体系中溶解;同时利用矿石中钙的固硫作用,使硫转化成CaSO_4,有效避免SO_2对环境的污染.结果表明,锌品位为5.45%的硫氧混合锌矿在300℃下焙烧3h,矿石中的异极矿和闪锌矿转化成了易溶出的ZnO,方铅矿和黄铁矿分别转化成了PbSO_4和Fe_2O_3,方解石转化成了CaSO_4,所得焙砂在NH_3-(NH_4)_2SO_4-H_2O体系中45℃下浸出,锌浸出率可达73.27%;焙烧温度大于300℃时,焙砂中会产生大量铁酸锌,使锌浸出率下降.