氧化铅锌矿粒度对回转窑还原挥发效果的影响

氧化铅锌矿是一类重要的含铅锌矿物。大部分氧化铅锌矿品位较低,需经火法富集后产出含锌烟尘,再进一步冶炼产出金属锌。本文针对氧化铅锌矿的还原挥发过程进行了研究,通过试验确定了氧化铅锌矿粒度对铅锌挥发效果的影响规律,研究发现小的矿石粒度有利于铅锌的挥发,当矿石破碎粒度小于10 mm时,铅锌挥发率均在98%以上。     

锌钴渣还原蒸锌分离试验

本文采用还原蒸锌法对某锌钴渣进行蒸锌试验研究。结果表明,在煤率66.67%、蒸锌温度1 100 ℃、保温时间60 min的条件下,锌挥发率为98.77%。焙砂中锌含量降到0.98%,钴的含量可富集2.5倍,挥发物中锌含量为79.33%。     

焙烧氰化尾渣高温氯化提金研究

采用高温氯化法对难处理精矿焙烧氰化尾渣进行提金试验研究。试验考察了氯化焙烧温度、氯化焙烧时间、氯化剂添加量和干球强度等影响因素。研究结果表明,在氯化焙烧温度1 100℃、焙烧1h、Ca Cl2添加量为1%的条件下,Au、Ag的挥发率分别达到约95%、60%。     

氯化焙烧法处理氰化尾渣

氯化焙烧法常用于处理有色金属含量较低的矿石，可使氰化尾渣中的有色金属挥发出来，通过烟气捕集的方式加以回收。本试验以辽宁省某冶炼厂的焙烧矿氰化尾渣为原料，考察了氯化剂添加量、球团尺寸、焙烧温度以及焙烧时间对有色金属挥发率的影响，并对焙烧终渣的环保指标进行研究。试验结果表明，从氯化焙烧的最佳工艺条件来看，CaCl2添加量为氰化尾渣质量的7%，造球粒度为8～12 mm，焙烧温度为1 100℃，焙烧时间为60 min。在此条件下，Au、Ag、Cu、Pb、Zn的挥发率分别可以达到97.50%、71.45%、57.69%、99.72%、90.87%，残渣的物相组成基本未发生改变。     

含金物料高温氯化挥发提金试验研究

本研究开展了含金物料高温氯化挥发提金试验,通过控制氯化钙添加初始温度、高温氯化终点温度、氯化钙添加量以及氯化挥发时间,可以使渣中金含量降至0.26 g/t,金的挥发率为98.03%。     

辽宁某菱褐铁矿磁化焙烧-磁选试验研究

由于国内高品位铁矿石资源的严重短缺,本研究采用磁化焙烧-磁选工艺对辽宁某菱褐铁矿石进行选矿处理,考察了不同焙烧温度、焙烧时间、还原煤用量及矿石粒度组成对选矿效果的影响,并对焙烧样采用三段磨矿-磁选工艺进行了磁选回收研究。结果表明,当焙烧温度为750℃,焙烧时间为40 min,还原煤用量为6%,原料矿石粒度为-12~0 mm时,经磁选后,焙烧样品中铁精矿品位及铁精矿回收率达到最佳值,分别为52.73%、71.35%;焙烧样经三段磨矿-磁选试验流程后,磁选获得的铁精矿品位可达56.27%,铁精矿回收率可达71.63%。     

从竖炉烟灰中综合回收锌和铜的工艺研究

对某铜厂的竖炉烟灰进行酸浸处理,当烟灰50 g,液固比4:1,温度60℃,反应时间1 h,硫酸用量25 g,双氧水用量6.9 g,在此最佳浸出工艺条件下,锌的浸出率可达90.02%,铜的浸出率可达93.99%。其中,部分锌和铜以硫化物形式存在,造成锌、铜的浸出率难以进一步提高,需采用其他工艺对其进行处理。     

氯化提金试验研究

试验考察了氯化剂添加量、氯化温度、氯化时间等因素对Au、Ag挥发率的影响。试验结果表明,当氯化温度为1 200℃、氯化剂添加量为7%、氯化时间为2 h时,Au挥发率可达到98%,Ag挥发率可达到88%。     

国外某氧化铜矿的浸出研究

以国外某氧化铜矿床为研究对象,本文采用硫酸酸浸工艺,考察浸出时间、反应温度、液固比、硫酸消耗、磨矿粒度等因素对铜浸出率的影响,得到最佳浸出条件。研究表明,提高浸出温度和酸矿比,混合矿Cu浸出率有所提高,但是增幅较小,同时杂质Fe浸出率增大。浸出温度升高,酸耗相应增大。因此,推荐室温下浸出,酸矿比130 kg/t,浸出时间2 h,此时Cu浸出率约为92%。此外,矿石粒度对Cu的浸出率无明显影响。     

氧化铜矿硫酸搅拌浸出试验研究

本文针对氧化铜矿进行硫酸搅拌浸出试验研究,物相分析显示,该氧化铜矿中铜主要以孔雀石、蓝铜矿形式存在,共占矿石中总铜量的93%。试验结果表明,在反应温度常温、硫酸用量100 kg/t矿、浸出时间2 h、浸出液固比4、矿石粒度小于200μm占比80%的条件下,Cu浸出率在91%以上。     

氧化铜矿硫酸搅拌浸出工艺研究

对氧化铜矿进行了硫酸搅拌浸出试验研究。考察了浸出温度、硫酸用量、浸出时间、矿石粒度对浸出的影响。研究结果表明,在反应温度为60℃,硫酸用量180 kg酸/t矿,浸出时间2 h,液固比2/1,矿石粒度-200目占比约70%的条件下,Cu浸出率约82%,浸出液含Cu约17 g/L,浸出终点酸度约10 g/L,满足后续萃取工艺条件。     

印度尼西亚某硫铁矿烧渣氯化试验研究

本文采用氯化法处理印尼某含金、砷高硫精矿烧渣,可以获得较好的回收效果。结果表明,在润磨时间10 s、CaCl_2添加量7%、膨润土添加量2%、氯化温度1 250 ℃、氯化时间2 h的条件下,主要有价金属Au、Ag、Cu的挥发率分别为91.51%、99.73%和98.14%,渣中氯、硫基本挥发完全,铁的挥发损失较小,产品球团铁品位超过62%,强度大于2 300 N,可以符合《高炉用酸性铁球团矿》(GB/T 27692—2011)二级标准。     

回转窑处理钢铁含锌粉尘关键技术探析

为研究解决回转窑提锌生产中存在的原料低锌化、操作经验化以及焙烧过程中窑体"结圈"等问题,在对钢铁含锌粉尘处理模式与技术进行简要介绍和对比的基础上,本文系统性地分析了影响回转窑处理钢铁含锌粉尘的三大关键技术因素。一是合理的原料配比结构(粒度、水分、品位、固定碳、烧损与碱度等),二是科学的工艺参数调整(回转窑转速、填充率与物料停留时间),三是合适的燃烧过程控制(高温带温度、长度与焙烧终点)。同时,笔者对各工艺要素的控制原则与操作要点进行了探讨分析。     

矿石粒度对镍钴浸出率的影响研究

考察了红土镍矿破碎后镍在不同粒级矿粉中分布情况以及矿石粒度对钴镍浸出效果的影响。在常压搅拌浸出试验中,平均粒度为123μm矿粉的镍钴浸出率可以分别达到86.11%和92.91%。研究结果表明,未经细磨的粗颗粒矿粉镍钴浸出率高于细磨后的矿粉。在堆浸试验中,0.25~2 mm的矿石酸液渗透性优于0~0.25 mm的矿石,钴镍浸出率达到满意水平。     

硫氰酸钾-自动电位滴定法测定锌精矿中的银含量

为满足客户和检测工作的要求,本文建立了一种火试金法测定锌精矿中银含量的方法体系。首先采用铅火试金法富集锌精矿中的银,然后将富集得到的银用硝酸溶解,再采用硫氰酸钾-自动电位滴定法测定溶液中银含量。对自动电位滴定仪滴定参数、溶液酸度温度、滴定剂滴定度、干扰元素等条件进行研究,得到试验的优化条件。研究发现,Ag量在1 000~50 000μg范围内采用电位滴定,RSD为0.26%~0.52%,回收率为98.9%~100.6%。试验结果表明,本研究建立的测试方法精密度好,准确度高,可以用于本公司进行锌精矿中银含量的大批次测定。     

用焙烧—氰化工艺从难选冶金矿石中浸出金的探讨

黔西南州有丰富的难选冶金矿石，应用一般工艺流程技术无法提金。采用焙烧－氰化工艺技术处理，使微粒浸染型难选冶金矿石得到充分利用，当粒度为2－0mm，焙烧温度为650－750℃，焙烧时间为3－4小时时，其浸出率可达85％以上，能获得较好的经济效益。     

钾长石矿预脱硅试验研究

由于钾长石矿含硅高,如直接采用碱石灰烧结法提铝、钾则存在产出渣量大等问题。对钾长石矿进行了预脱硅试验,考察了反应温度、液固比、反应时间、碱浓度、钾浓度、粒度、转速因素对硅、钾浸出率影响的条件试验,并得到了预脱硅的最佳综合条件。     

低品位氧化锌矿在NH4Cl溶液中的浸出研究

本文研究了低品位氧化锌矿在NH4Cl溶液中的浸出,并重点分析搅拌速度、NH4Cl浓度、反应温度、液固比、反应时间对异极矿在NH4Cl溶液中浸出的影响.结果表明,提高NH4Cl浓度、反应温度和液固比可以极大提升锌浸出率,搅拌速度对锌浸出率的影响较小.在温度155℃、NH4Cl浓度5.5 mol/L、液固比9:1、搅拌速度...     

转炉钢渣弱酸体系高效浸出工艺研究

本文以钢铁行业转炉产生的固体废弃物钢渣为试验原料，采用弱酸体系有效浸出Ca、Mg元素，以浸出液为固碳材料对钢铁行业产生的CO₂进行固定，显著减少行业碳排放量。从弱酸体系浸出试验的最佳工艺参数来看，原料粒度大于200目，反应温度为55℃，液固比为5∶1，反应时间为2 h，酸加入倍数为1.2。在该条件下，Ca、Mg、Fe的浸出率分别为85.24%、26.44%、5.83%，实现Ca、Mg元素有效浸出。     

锌电解液净化铜渣除氯工艺研究

本文采用铜渣法脱除锌电解液中的氯,并考察了反应温度、溶液酸度、铜渣用量、初始铜离子浓度和反应时间对除氯效果的影响,以优化除氯工艺参数。试验结果表明,在初始溶液硫酸酸度10 g/L,反应温度60℃,铜渣3倍理论用量,溶液初始铜离子浓度1.5 g/L,反应时间1 h的优化条件下,溶液中氯离子脱除效果好,氯离子脱除率可达88%,溶液中氯离子含量降至74 mg/L,满足电解要求。