氧化锌矿

摘要： 采用浮选溶液化学理论结合第一性原理研究了高硅型异极矿硫化—胺类捕收剂浮选作用机理。研究表明,长链胺分子对异极矿回收率高于短链胺分子,直链胺分子的捕收能力优于同分子量的支链结构;矿浆pH值为11有利于异极矿与石英的分离,十八伯胺的适宜用量为1.25×10^(-4) mol/L;硫化钠可以显著提高异极矿回收率。溶液化学分析显示HS-是矿物表面活化作用的主要成分,且其浓度为(1.950~6.180)×10^(-3) mol/L时,矿物回收率均在85%以上。第一性原理计算表明HS-可以与异极矿表面Zn和O_(1)位点成键,但吸附作用不强;而十八伯胺与异极矿表面的吸附作用更弱,因此需要过量硫化才能有利于异极矿的浮选。

摘要： 氧化锌矿资源化利用是当前锌冶炼行业重要关注点。通过超声波辅助和常规机械搅拌碱浸处理氧化锌矿对比实验,考查实验因素温度、时间、初始碱浓度、超声波功率/搅拌速率等对锌浸出率的影响。结果表明,超声波辅助浸出效果优于常规浸出,在较优实验参数超声波功率400 W、温度65°C、时间40 min、初始碱浓度4 mol/L、液固比10∶1下重复实验,Zn平均浸出率为91.62%。超声波辅助浸出可大幅缩短反应时间。超声波在浸出提取锌的过程中发挥重要作用。

摘要： 采用硫酸氢铵焙烧-水浸工艺综合利用氧化锌矿,将氧化锌矿与硫酸氢铵混匀,经焙烧、水浸分离得到溶出液和滤渣,溶出液净化除杂后制备碱式碳酸锌/氢氧化锌和硫酸铵,碱式碳酸锌/氢氧化锌煅烧制备氧化锌,硫酸铵溶液蒸浓结晶后制取硫酸氢铵返回焙烧氧化锌矿;滤渣转化浸取法提铅、锶后碱浸提硅,分离得到硅酸钠溶液和尾渣,净化硅酸钠溶液与氢氧化钙乳液反应制得硬硅钙石和氢氧化钠溶液,氢氧化钠溶液蒸浓循环利用;尾渣回收铁。整个工艺过程实现了氧化锌矿中有价组元的综合提取利用和化工原料的循环利用。

摘要： 氧化锌矿选矿工业实践多采用硫化-胺盐浮选法,文章总结评述了氧化锌矿物种类及浮选指标、硫化-胺盐浮选法的药剂制度、矿泥的处理等。并指出,研究新药剂和新工艺,提高氧化锌矿选矿生产的经济技术指标,实现微细粒物料的有效分散和微细粒氧化锌矿的高效回收,意义重大。

摘要： 某硫氧型锌资源的硫化锌浮选尾矿中锌品位2.00%,锌氧化率89.50%,氧化锌主要为菱锌矿,属低品位难产生效益的尾矿。根据该尾矿性质特点,以HP-01(合成出选择性高的药剂配合常规捕收剂)作捕收剂,硫化锌浮选尾矿采用一次粗选+两次扫选+两次精选的浮选闭路流程,获得含锌27.14%、锌回收率为79.39%的氧化锌精矿。后续采用酸浸—电积的冶金工艺处理,选冶联合工艺为硫氧型锌资源中的超低品位氧化锌矿的充分利用提供了技术可行性。

摘要： 本文从矿石的工艺矿物学研究出发,在查明矿石的化学成分以及主要矿物组成的基础上,依据矿石特性,采用优先浮选的原则流程进行选矿试验,从含氧化铅7.62％、氧化锌12.67％的原矿中获得回收率为67.12％的铅精矿和回收率为59.58％的锌精矿.

摘要： 针对云南某氧化锌矿,采用硫酸作为浸出剂进行了搅拌浸出试验,探讨了浸出温度、加酸量、液固比以及反应时间对锌浸出率的影响,结果表明最佳的反应条件为温度70 °C,加酸量120 g/L,液固比5∶1,反应时间90 min,此时锌的浸出率能达到85.37％.氧化锌矿硫酸浸出过程中的反应符合缩核模型,受化学反应控制,反应的表观活化能为13.35 kJ/mol.

摘要： 墨西哥某氧化锌矿原矿含Zn12.56％、含Ag1978g/t,其他伴生有价元素的含量很低,针对细泥对选矿产生的不利影响,采用在一段磨矿细度-0.074mm70％后旋流器脱泥—浮选的工艺流程,闭路试验指标:锌精矿品位28.32％,产率27.02％,锌回收率60.92％,含银24.81g/t,银回收率33.89％.经过对比试验，建议浮选前脱泥，可获得较高品位的粗精矿和作业回收率。

摘要： 研究了低温常压条件下,氧化锌矿浸出液除铁过程。详细讨论了针铁矿除铁过程中反应温度、pH值、H2O2(3%)加入量等因素对除铁效果的影响,得到了最佳反应条件,即在pH=4～4.5、反应温度T=80°C、反应时间t=120min、搅拌强度r=450 r／min,H2O2(3%)加入量为2ml时除铁效果最佳。净化后的溶液制备硫酸锌产品,符合HG/T2326-2005一级品标准。

摘要： 介绍了研究获得的以NH3-NH4Cl溶液浸出Zn含量为14.71%的低品位氧化锌矿制备电锌的试验研究结果。本文在研究低品位氧化锌矿NH3-NH4Cl溶液浸出的基础上,对锌浸出液净化除重金属及除砷、锑进行了研究,进而进行了Zn2+-NH3-NH4Cl-H2O体系锌的电积试验研究,获得了Pb、Cd、Cu、Fe、Co、Ni、As、Sb各≤0.0001%的电锌产品。

摘要： 本文利用元素硫的歧化反应,在高压釜内使氧化锌矿和硫磺发生反应,生成人造硫化锌矿,然后用硫化矿的常规浮选工艺进行选矿.试验通过考察硫化预处理反应温度、时间、硫磺用量、物料粒度等因素对硫化率和浮选指标的影响,从而得到试验最佳反应条件为:温度为180°C、时间为180min、物料粒度为-200目占80%、硫磺用量为理论量的1.2倍、液固比R为1.2(L/S=1.2:1).在此条件下,此低品位氧化锌矿的硫化率可达76.58%,处理后的物料用常规硫化矿浮选技术进行浮选,浮选精矿中锌回收率在86.73%左右,尾矿中锌损失率在6%左右,和不进行硫化预处理而直接进行浮选(粗精矿中锌回收率为35.77%,尾矿中锌损失率为64.23%)相比,浮选指标得到大幅度提高.

摘要： 对NH3-NH4Cl-H2O体系采用浸出法直接从低品位氧化锌矿提取锌,锌以锌氨配合物形式进入浸出液,浸出液中的As,Sb,Fe,SO42-和CO32-等杂质通过净化脱除。在最优浸出条件下,锌浸出率为88.9%；浸出液中As,Sb,Fe浓度可降至0.25 mg/L；CaCl2,BaCl2可将CO32-和SO42-几乎除尽,其他杂质元素含量也极低,浸出液经锌粉1次净化除杂后进行电积制取电锌。电锌中Zn的质量分数达99.999%,杂质含量极低,其中Fe的质量分数仅为0.00005%；电流效率高达96.35%,直流电耗为2502 kW·h。电解废液经补充氨后返回浸出。

摘要： 研究了纯NH4Cl溶液高温浸出氧化锌矿的动力学,分析了矿物粒度,浸出温度,浸出剂浓度对锌的浸出速度的影响.在粒度为84-110μm,温度为90°C,液固比为10：1 ml/g,NH4Cl纯溶液浓度为5 mol/L,浸出时间4h情况下,锌浸出率可达91.2％.分析发现此浸出过程符合未反应核表面化学反应和内扩散混合控制的收缩核模型,并求出了反应活化能为21344.5 kJ/mol.

摘要： 本文扼要回顾了伊朗赞江电炉炼锌工程的概况,详细介绍了伊朗高硅高铅氧化锌矿烧结焙烧工艺的设计及试生产情况,阐述了飞溅式锌雨冷凝器的改进及配料渣型的选择对电炉炼锌的重要性,总结了投产中存在的问题,通过电炉顺利生产及伊方对中方的考核报告结果,展望了氧化锌矿烧结—电炉炼锌工艺在伊朗的应用前景.

摘要： 本文讲述了采用本法生产出来的锌粉，工艺加工总成本大约5000-8000元/吨锌粉及相应数量的铅锭。所生产出来的金属锌粉比传统方法生产的活性强，在还原反应中能减少25%左右的投料，所产出的铅锭达到1#标准。介绍了我国在本技术的发展历史与应用现状，本技术的突破和创新在于完全解决了强碱介质中锌与铅、铜、铁、镉和其它杂质的定量分离，所发明的分离剂配方成本低，分离出的金属铅纯度高，经熔炼后纯度达到99.9%；完全解决了矿物预处理、浸取、二次浸取、浓密、锌液的净化、过滤、电解、金属锌粉洗涤、真空干燥、电解贫液苛化再生与循环使用等一系列关键技术，优化了工艺参数，最大程度地降低生产成本。

摘要： 绘制了298，373，423 K下S-H2O系的E-pH图，结果表明：S2O32-为亚稳的阴离子，因而在S-H2O系ε-pH图上不存在其优势场;S2-可因体系pH不同可呈HS-或H2S存在;升高温度弱碱性水溶液中S2-的优势区域面积增大，溶液中S2-活度的迅速增加有利于氧化矿中金属氧化物、金属碳酸盐、金属氢氧化物等矿物水热硫化反应的进行。本文同时对水热硫化在处理低品位氧化锌矿和氧化铜矿方面的应用进行了论述。

摘要： 介绍了一种针对锌氨配合物溶液进行离子膜电解的方法,简明扼要地论述了离子交换膜的工作原理、试验工艺流程、试验结果等。试验证实：该新技术具有流程短,工艺适应性强,电解能耗低、金属回收率高、作业环境好等优点。

摘要： 本发明涉及处理氧化锌矿或氧化锌二次资源制取超细活性氧化锌的方法，所述方法的工艺过程依序为：氨性浸出：以含锌2-60％的氧化锌矿或者复杂的氧化锌二次资源为原料，在氨性体系中进行配合浸出，过滤除渣，滤液进入下一工序；置换净化：用锌粉对浸出的滤液进行置换净化除去杂质元素，再过滤除渣，滤液进入下一工序；雾化干燥：净化的滤液进行高温喷雾分解制取粉末A，尾气经冷凝、喷淋吸收返回浸出过程配置浸出剂；焙烧：粉末A经过焙烧成超细活性氧化锌。本发明净化液经过高效雾化干燥可直接制取均匀粉末，该方法流程闭路循环，废气废水排放少。尾气热交换器合理，氨气采用冷凝回收再配置浸出液，余下的氨气经喷淋吸收，减轻三废排放压力。

摘要： 一种利用中低品位氧化锌矿和氧化锌、氧化铅共生矿制备氯化铅和硫酸锌的方法，该方法包括以下步骤：(1)将锌矿破碎，磨细后与硫酸铵混合焙烧；(2)焙烧熟料溶出，所得滤液进行沉铁、铝，提锌渣进一步分离铅；(3)沉铁、铝后所得的硫酸锌溶液蒸浓后用于电解；(4)提锌渣用NaCl溶液浸出，浸出后所得滤液浓缩，冷却结晶析出PbCl

摘要： 一种利用中低品位氧化锌矿和氧化锌、氧化铅共生矿的方法，该方法包括以下步骤：(1)将氧化锌矿破碎，磨细后与硫酸混合焙烧；(2)焙烧熟料溶出，所得滤液进行沉铁、铝，提锌渣进一步分离铅、锶、硅；(3)沉铁、铝后所得的硫酸锌溶液蒸浓后用于电解；(4)提锌渣与碳酸氢铵溶液浸出，过滤后滤渣继续与盐酸反应，铅和锶形成氯化物存在于溶液中，滤渣作为微硅粉；(5)氯化锶和氯化铅的混合溶液冷却结晶，析出氯化铅；(6)氯化锶溶液与碳酸铵溶液，得到碳酸锶产品。

摘要： 本发明涉及金属提取加工技术领域，具体涉及高硅氧化锌矿与高杂质次氧化锌粉联合提锌锭工艺，将次氧化锌粉进行碱洗加工；经过碱洗后的次氧化锌粉进行液渣分离，中性浸出段处理后经过高硅杂矿浸出除去氟和氯，再依次经过过净化、电解、阴极锌片的吸附，最后熔铸成锌锭，解决锌提取过加工成本较高的问题。

摘要： 本发明涉及处理氧化锌矿或氧化锌二次资源制取超细活性氧化锌的方法，所述方法的工艺过程依序为：氨性浸出：以含锌2－60％的氧化锌矿或者复杂的氧化锌二次资源为原料，在氨性体系中进行配合浸出，过滤除渣，滤液进入下一工序；置换净化：用锌粉对浸出的滤液进行置换净化除去杂质元素，再过滤除渣，滤液进入下一工序；雾化干燥：净化的滤液进行高温喷雾分解制取粉末A，尾气经冷凝、喷淋吸收返回浸出过程配置浸出剂；焙烧：粉末A经过焙烧成超细活性氧化锌。本发明净化液经过高效雾化干燥可直接制取均匀粉末，该方法流程闭路循环，废气废水排放少。尾气热交换器合理，氨气采用冷凝回收再配置浸出液，余下的氨气经喷淋吸收，减轻三废排放压力。

摘要： 一种利用中低品位氧化锌矿和氧化锌、氧化铅共生矿的方法，该方法包括以下步骤：(1)将氧化锌矿破碎，磨细后与硫酸混合焙烧；(2)焙烧熟料溶出，所得滤液进行沉铁、铝，提锌渣进一步分离铅、锶、硅；(3)沉铁、铝后所得的硫酸锌溶液蒸浓后用于电解；(4)提锌渣与碳酸氢铵溶液浸出，过滤后滤渣继续与盐酸反应，铅和锶形成氯化物存在于溶液中，滤渣作为微硅粉；(5)氯化锶和氯化铅的混合溶液冷却结晶，析出氯化铅；(6)氯化锶溶液与碳酸铵溶液，得到碳酸锶产品。

摘要： 一种利用中低品位氧化锌矿和氧化锌、氧化铅共生矿制备氯化铅和硫酸锌的方法，该方法包括以下步骤：(1)将锌矿破碎，磨细后与硫酸铵混合焙烧；(2)焙烧熟料溶出，所得滤液进行沉铁、铝，提锌渣进一步分离铅；(3)沉铁、铝后所得的硫酸锌溶液蒸浓后用于电解；(4)提锌渣用NaCl溶液浸出，浸出后所得滤液浓缩，冷却结晶析出PbCl

摘要： 本发明涉及低度矿物高效回收的冶炼技术领域，更具体地，涉及一种低度氧化锌矿生产高等级氧化锌产品的方法。包含高温弱氧化焙烧、高温强还原熔炼两个步骤。整个生产流程只有两个工艺过程，比传统的处理方法减少了一个工艺过程。本发明采用的“低度氧化锌矿高温弱氧化焙烧脱杂氧化锌焙砂高温强还原熔炼生产等级氧化锌产品”工艺，相当于将传统工艺的“高温还原挥发富集锌金属与氧化锌焙砂高温强还原熔炼”两个过程，合并为“氧化锌高温强还原过程”，相当于减少了一个“低度氧化锌矿高温还原挥发富集”过程，也就相应了减少了一个工艺过程所消耗的成本。通过对工艺方法的改进，具有工艺流程短、生产成本低、产品质量稳定、过程清洁环保等优点。

摘要： 本发明涉及金属提取加工技术领域，具体涉及高硅氧化锌矿与高杂质次氧化锌粉联合提锌锭工艺，将次氧化锌粉进行碱洗加工；经过碱洗后的次氧化锌粉进行液渣分离，中性浸出段处理后经过高硅杂矿浸出除去氟和氯，再依次经过过净化、电解、阴极锌片的吸附，最后熔铸成锌锭，解决锌提取过加工成本较高的问题。

摘要： 本发明涉及湿法冶金技术领域，尤其涉及一种利用中低品位氧化锌矿制备花状结构氧化锌粉体的方法，本发明所述的方法包括：将中低品位氧化锌矿磨细后与硫酸氢铵混合均匀并焙烧，得焙烧物料，对焙烧物料加水溶解并过滤，滤渣用于提取铅、锶、硅等有价组分，对滤液以黄铵铁矾法沉铁，以氢氧化铝形式沉铝，得到去除了铁和铝的净化溶液；将所述净化溶液与碱溶液以摩尔比Zn2+:OH‑＝1:2～10混合后置于水热反应釜内，并向该水热反应釜加入质量百分浓度5～15％的PEG20000或SDBS溶液，搅拌均匀后在120～220°C反应4～12h，过滤洗涤干燥即得花状结构氧化锌粉体。