高锌含量铅锌氧化渣直接还原试验研究

铅锌氧化渣熔融还原是得到金属铅和锌的重要步骤,但氧化渣中锌含量升高和铅含量降低会导致熔化温度增加,使得还原工艺条件发生较大变化。本文对高锌含量铅锌渣(Zn≈25%)的还原工艺条件和渣型制度进行了研究,主要考察了还原煤量、还原温度、还原时间、Fe/SiO_(2)、CaO/SiO_(2)对铅锌氧化渣中Pb、Zn、Cu回收率的影响。试验结果表明,铅锌渣Pb、Zn、Cu金属回收率随着还原煤量、还原温度、还原时间的增加而增加,但过高的煤比和还原温度不利于Pb、Cu回收率的提高;铅锌渣Pb、Zn、Cu金属回收率随着Fe/SiO_(2)和CaO/SiO_(2)的增加而增加,但Fe/SiO_(2)增加至0.78,CaO/SiO_(2)增加至0.8时,继续增加Fe/SiO_(2)和CaO/SiO_(2)将降低Pb、Zn、Cu金属回收率。试验用铅锌渣的适宜还原条件为煤比1.2~1.4、还原温度1623~1673 K、还原时间90~120 min、Fe/SiO_(2)=0.78~1.17,CaO/SiO_(2)=0.5~0.8。在上述工艺条件下,铅锌氧化渣中Pb、Zn、Cu回收率分别可达84.01%、94.51%、85.8%以上。

福建某锌精矿铜钼综合回收试验研究

福建某锌选矿厂的锌精矿含锌47.33%、含铜1.29%、含钼0.49%,铜、钼一直未得到有效回收。针对该锌精矿,开展再磨脱药—铜钼混合浮选—铜钼分离流程试验研究,铜钼混合浮选采用一粗两扫三精—粗精矿再磨工艺流程,铜钼分离采用一粗一扫四精工艺流程。全流程闭路试验可得到含铜20.11%、含金0.78 g/t、铜回收率65.9%的铜精矿,含钼39.49%、含铼18.28 g/t、钼回收率93.0%的钼精矿,以及含锌49.53%、锌回收率99.0%的锌精矿,有效降低了锌精矿中铜、钼杂质含量,同时得到了铜精矿和钼精矿产品,实现了锌、铜、钼的高效分离。

某难选硫化钼铅锌矿石选矿试验研究

我国东北某钼铅锌硫化矿石中主要有回收价值的成分为钼,可综合回收成分为铅、锌、硫,伴生回收成分为铼、金、银;钼、铅、锌主要以辉钼矿、方铅矿与闪锌矿的形式产出;这些硫化矿物的嵌连关系不密切,但嵌布粒度较细,通过细磨也难以充分解离。为确定矿石的合理开发利用工艺进行了选矿试验研究。结果表明,矿石采用钼铅锌混浮—混合精矿抑铅锌浮钼—混合浮选尾矿强化锌硫混浮再分离流程处理,最终获得钼品位46.51%、回收率77.74%的钼精矿,铅锌品位分别为21.52%和16.21%、回收率分别为39.97%和6.80%的铅锌混合精矿,锌品位41.25%、回收率55.89%的锌精矿,硫品位49.46%、回收率51.98%的硫精矿。

凡口铅锌矿铅锌硫混合精矿分离试验研究

铅锌混合精矿中闪锌矿经铜离子活化后具有与铜蓝相近的可浮性而难以被抑制.研究采用的矿样为广东凡口铅锌矿所生产的铅锌硫混合精矿,在原矿工艺矿物学研究的基础上,采用立式搅拌磨在提高混合精矿的解离度的同时对闪锌矿表面产生一定的擦洗作用,以降低活化后的闪锌矿的可浮性;研究使用二甲基二硫代氨基甲酸钠与亚硫酸氢钠、硫酸锌的组合实现了对活化后的闪锌矿的抑制.在原混合精矿含铅12.77%、锌32.91%的基础上,分离闭路试验采用新工艺和新药剂获得了含Pb 54.32%、Zn 4.66%的铅精矿、含Pb 1.72%、Zn 52.51%的锌精矿、含Pb 2.05%、Zn 6.95%的硫精矿3个产品.

陕西某铅锌矿选矿试验研究

研究了采用铅、铜部分混合浮选,铅、锌依次浮选流程分选陕西某铅锌矿,确定了最佳药剂制度。在最佳药剂制度下,获得铜品位24.09%的铜精矿,铅品位68.47%的铅精矿,锌品位55.72%的锌精矿,铜、铅、锌回收率分别为43.22%、31.32%和94.85%。

混合粗精矿的分步脱硫及铜锌分离

铜锌硫化矿粗磨后混合浮选具有回收率高和成本低的优势,但混合精矿面临铜锌硫分离的难题。云南思茅地区的铜锌硫混合粗精矿,其细度为-74μm含量75%;Cu,2.56%;Zn,5.23%;S,37.21%。采用混合粗精矿再磨-分步降硫-铜锌分离工艺,研究了再磨细度、药剂用量等因素对铜、锌矿物和硫矿物分离效果的影响。当粗精矿再磨细度为-38μm含量90%时,闭路试验获得品位和回收率均较高的铜精矿、锌精矿和硫精矿产品,铜精矿含Cu 20.42%,Cu回收率82.47%;锌精矿含Zn 45.07%,Zn回收率83.88%;硫精矿含S 38.40%,S回收率81.78%。说明对混合精矿先分步脱硫,再铜锌分离可实现各矿物较彻底的分离。本研究可为混合粗精矿的高效浮选分离提供一定的参考。

某铜锌硫多金属矿选矿试验研究

某铜锌矿石含铜2.86%、锌1.30%、硫29.15%、金1.00g/t、银39.16g/t,试验研究表明,在磨矿细度-74μm占80%的条件下,采用部分混合—优先浮选流程粗选,混合粗精矿再磨后进行铜、锌分离浮选,最终可获得含铜25.91%、回收率为85.23%的铜精矿,含锌32.14%、回收率为83.40%的锌精矿,含硫50.98%、回收率为82.21%的硫精矿。

原子荧光光谱法测定铅锌精矿中汞的研究

研究原子荧光光谱法测定铅、锌及其混合精矿中汞的分析方法。考察原子化温度、灯电流、负高压、载气流量、延迟时间等仪器条件,进行测定介质与酸度、硼氢化钾与氢氧化钾浓度、工作曲线线性、共存元素干扰等条件试验。该方法操作简单、准确、灵敏度高,应用于铅矿、锌矿及其混合矿中汞的分析,线性范围为0.05～1μg/100 mL,回收率为95％～106％,RSD≤5％。

某复杂铜铅锌多金属硫化矿选矿试验研究

根据某铜铅锌矿矿石中铜、铅、锌等硫化矿物嵌布关系复杂、嵌布粒度极不均匀的特点,采用"铜铅混合浮选—混合精矿再磨—铜铅分离—混合浮选尾矿选锌"的工艺流程及合理的药剂制度,闭路试验获得良好的铜、铅、锌选矿技术指标,同时,矿石中的伴生银也得到了较好回收,铜、铅、锌及银的回收率分别达到65.98%、88.83%、85.31%、84.98%。

山东某选矿厂铜锌混合精矿分离研究

山东某选矿厂原矿中铜矿物以黄铜矿为主,锌矿物以闪锌矿为主,采用铜锌混浮-铜锌分离的浮选试验流程生产铜精矿,但现场试验指标不理想,生产出来的铜精矿中铜的品位为9.10%,锌的品位为18.50%,铜精矿中锌含量太高难以满足销售指标要求。针对该选矿厂铜锌混合精矿浮选分离难的问题,在实验室对其进行了浮选试验研究。试验结果表明,脱药对铜锌分离效果影响显著,其中使用活性炭脱药试验效果最佳。试验采用活性炭作为铜锌混合精矿脱药剂,采用硫酸锌+亚硫酸钠的组合抑制剂作为锌矿物的抑制剂,采用对铜矿物选择性强的Z-200作为选铜捕收剂,通过"一粗一精一扫"浮选闭路试验,在原矿铜品位为9.10%,锌品位为18.50%的条件下,最终得到的铜精矿品位为13.55%,回收率为89.42%;精矿中锌品位从18.50%降到了6.23%。

铅锌混合矿烧结烟尘提硒工艺研究

采用一段酸浸分离回收锌镉、二段氧化酸性浸硒、SO2还原含硒溶液制取粗硒的工艺,用于处理铅锌混合矿烧结烟尘,提取其中所含的硒.结果表明:以稀硫酸浸出分离烟尘中的锌与镉,锌与镉的浸出率分别达98.5%与99.1%;以硝酸钠为氧化剂在硫酸体系浸取硒,在硫酸浓度为2.0mol/L、搅拌速度为150r/min、反应温度为80℃的条件下,硒的浸出率大于94%;采用SO2气体还原溶液中所含硒,在75℃下反应,控制还原时间100min,溶液中硒的还原率大于95%;在优化条件下,在对烧结烟尘的提硒过程中,硒的直接回收率为89.42%,所得粗硒含硒89.2%.

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%。

火法测定铅锌混合矿中银的研究

研究了铅锌混合矿的火试金分析。结果表明，可以不先测试样还原力而直接根据硫的含量配料，节约试剂，防止坩埚腐蚀。在８２０℃温度下灰吹，银损失可降至１％左右，并可按η％＝ａｘｍｙｎ公式补正。分析结果按（η＋０．５％）补正而不用二次试金。该法简便、快速、准确。

铅锌混合矿氧气熔融脱硫

随着烧结+鼓风炉工艺处理铅锌混合精矿能耗高和环境污染的问题日益凸显,使用熔池熔炼法替代烧结工艺成为铅锌混合精矿较好的火法冶炼工艺选择。采用静态法和XRD技术研究了O2流量、温度、入炉炉料成分对铅锌混合矿脱硫的影响以及脱硫渣物相变化。结果表明:与烧结工艺相比,铅锌混合精矿高温熔融脱硫时间短、脱硫率高。O2流量的增加和温度的提高有利于铅锌混合矿脱硫反应的进行,铅锌混合矿脱硫率随着ω(Fe)/ω(SiO2)和ω(CaO)/ω(SiO2)的增加而降低,但在1400℃时ω(CaO)/ω(SiO2)的增加有利于脱硫速率的加快和脱硫率的增加。当反应温度为1250℃时,随着熔渣中Fe/SiO2的增加,熔渣中尖晶石相(ZnxFe(3-x)O(4+y))开始形成并增多。

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。

提高某高硫铅锌矿铅锌回收率的试验研究

采用铅硫混选-分离-选锌-硫精矿再选锌的原则工艺流程处理某高硫铅锌矿矿石,可以得到铅精矿、主流程锌精矿1及硫精矿再选锌精矿2及硫精矿等精矿产品,铅精矿中Pb铅回收率91.13%,锌精矿中锌回收率94.49%。银绝大部分在铅锌精矿中得到富集,银在铅锌精矿中的回收达到86.22%。

多金属铅锌混合精矿低温碱性清洁冶金工艺

提出了一种低温碱性清洁冶金新工艺。对NaOH-C-PbS-ZnO低温碱性炼铅体系进行热力学分析,计算并绘制了在700~1 300K温度下体系中主要反应的ΔGθ-T图。结果表明,在700~1 300K,PbS可以被还原成金属铅,硫能固定在ZnS中,钠可转变成Na2CO3形态,且在1 123K时,体系中的稳定物相以金属铅、ZnS和Na2CO3为主。根据分析结果,在1 153K的温度下,以铅锌混合精矿为原料、氢氧化钠为熔剂、次氧化锌烟灰为固硫剂、焦粉为还原剂,进行了工艺试验,产出的粗铅品位98.31%,铅直收率96.38%,97.65%的硫以ZnS形式固定在渣中,氢氧化钠绝大部分转变为Na2CO3,过程无SO2气体产生,与热力学分析结果相符合。

铅锌混合精矿生产理论工艺指标计算方法探讨

主要介绍了铅锌混合精矿生产所遇到的理论工艺指标计算问题,列举了按现有一般方法计算铅锌混合精矿生产理论工艺指标不符实际的现象,提出了一种行之有效且比较符合实际情况的计算方法。

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。

氰化尾渣铜锌混合精矿分离浮选试验研究

对某氰化尾渣浮选后铜锌混合精矿进行了分离浮选试验研究。试验优化确定了抑制剂及抑制时间、调整剂、捕收剂、矿浆浓度等条件。采用试验确定工艺条件,铜锌混合精矿经分离浮选后,可产出符合冶炼要求的铜精矿,铜、锌的回收率分别可达到95.61%、76.42%。