从某锌浸出渣中回收锌的试验研究

云南某锌浸出渣中含锌27.13%,大部分锌以铁酸锌的形式存在。为了回收利用浸出渣中的锌,采用硫酸为浸出剂,考察搅拌转速、反应时间、反应温度、硫酸浓度对锌浸出率的影响。试验结果表明,在搅拌转速为300 r/min、反应时间为180 min,反应温度为80℃、硫酸浓度为1.75 mol/L的条件下浸出,最终可获得锌的浸出率高达83.23%。     

浸出浮选联合法从锌渣中回收银

前言湿法冶金处理锌精矿时,贵金属进入浸出渣中,很难回收。为此采用了各种湿法冶金和浮选方法从中回收银（FlettandWilson,1983;Raghavan,GuptaandGupta,1987）。本研究的对象是俄罗斯一家炼锌厂的锌渣。原来单用浮选法从锌渣中回收银（Eropki,等人,1993）,回收指数只有70o,所用方法的明显缺点是循环水中有氯离子存在,对环境可能产生不良的效果、通过进一步研究开发了一个联合法,不使用氯化物而改用其他溶剂。物料的特点锌渣样含l．9％Cll、31％Ph、20％Zn、ZI％Fe、1．2％Mn、3％S、4％Sic。、2209／tAg和0．sg／tAn。…     

从氯化铅渣中回收铅铋的研究

本文以柿竹园有色金属矿粗铋火法精炼、气化除铅产出的铅渣为原料，在常压下采用氯化钠水溶液进行浸出处理，有效地分离了铅和铋，并将铅制成了化工产品黄丹及硫酸铅     

湿法炼锌渣中铟铋锡的分离回收

采用浸出-溶剂萃取方法处理湿法炼锌渣,分离回收其中的In, Bi和Sn.用4.5mol/ L H2SO4浸出2h,浸出液用TBP萃取Sn,用P204萃取In,浸出渣再用3mol/L HCl 溶液浸出 Bi. 用钢板从溶液中置换Bi,获得海绵铋,Bi>97%.用铝板从反萃液中置换Sn和In得到海绵锡和海绵铟,海绵锡含Sn99%,三种金属的回收率都在90%以上.     

从铝热法制备金属铬所得铬渣中回收铬、铝工艺研究

采用在熔融碱中焙烧-水浸-碳酸化分解-浓缩结晶工艺从铝热法生产金属铬所得炉渣中回收氧化铝和铬酸钠, 探讨了铬渣粒度、碱渣比、焙烧时间以及温度等因素对铬和铝浸出率的影响。研究表明, 铬和铝的浸出率随碱渣比、焙烧时间以及焙烧温度增加而增加, 随铬渣粒度减少而增加。通过四因素三水平正交实验确定焙烧最佳浸出工艺条件为 焙烧温度 700 ℃, 焙烧时间 4 h, 粒度0.045 mm和碱矿比6∶1。所得铬盐(以重铬酸钠计)和氧化铝的纯度分别为88.5%和95.4%, 总回收率分别达到85.6%和96.4%, 钠以碳酸钠和碳酸氢钠的形式得到回收。     

从铬、钒渣中提取有价金属

以煤为还原剂, 对铬盐生产中产生的废渣进行还原, 按铬渣∶大河煤∶石英砂配比为25∶5.5∶2.5冶炼铬盐废渣时, 冶炼情况良好, 可以回收85%左右的铬。高温碳还原法可有效处理无钙焙烧工艺产生的铬盐废渣。     

低酸浸出-溶剂萃取法从含铟渣中回收铟

用正交实验法研究从复杂含铟冶炼渣中回收铟的低酸浸出－溶剂萃取工艺，探讨铟锑分离的条件。含铟锑渣用2mol/L H2SO4和30－40g/L NaCl两段逆流浸取，浸出温度100℃，铟的浸出率为80％。用P204－磺化煤油体系，相比O／A为1：3，水相保持浸出液酸度，3级逆流萃取，铟的萃取率达98％以上，用30g/L草酸溶液2次洗脱负载有机相中的锑，脱除率99％。用2mol/L HCl溶液3级逆流反萃铟，铟的反萃率在99％以上。     

从焙烧氰化尾渣中回收金、银

对于含铜、砷金精矿,国内外黄金冶炼厂通常采用焙烧氰化法提取金、银,但所产的氰渣中金、银的含量较高,其品位分别为Au1.5～2.5g/t、Ag150～250g/t.如何从焙烧氰化尾渣中回收Au、Ag,合理地利用矿产资源,提高企业的经济效益,是目前黄金选冶工艺中急待解决的难题.为此,我们以山东招远黄金冶炼厂焙烧氰化尾渣为原料进行了试验研究.结果表明,采用添加剂进行尾渣焙烧-氰化浸出的工艺,金、银的回收率分别达到61.54%和76.81%.该方法投资少、成本低、简单易行,具有较好的经济效益和社会效益,值得推广应用.     

从低品位铬矿石中回收铬铁矿的选矿工艺研究

以四川大槽低品位含铬矿石(Cr2O3平均含量为8.57%)为研究对象,对三种选矿工艺流程进行了对比试验研究,研究结果表明,强磁-摇床-中矿再磨-强磁-摇床选矿工艺流程是处理大槽低品位铬铁矿较为合理的工艺流程,不但可获得含Cr2O340.75%,回收率78.53%的铬精矿,且占地面积省、生产成本较低。     

内蒙古铜金矿综合回收技术研究

内蒙古铜金矿中含有铜、铅、锌、硫等有价元素,为了充分利用矿产资源,对该矿石进行了综合回收试验研究.采用尼尔森选矿机回收粗粒金-浮选分离-精矿再磨-浸金工艺流程,浮选分离以CFS+石灰为硫铁矿的高效抑制剂,经阶段磨矿后选别可获得铜品位21.87%、回收率90.27%的铜精矿;硫品位44.33%、回收率85.76%的硫精矿;金综合回收率达到91.11%.选别指标较为理想,该技术路线经济合理,适用于工业化生产.     

硫酸渣与高炉灰共还原-磁选回收铁试验研究

验证了以高炉灰为还原剂时硫酸渣与高炉灰共还原-磁选回收铁工艺的可行性,考察了还原剂种类及用量、还原温度、还原时间、磨矿细度、磁场强度对还原铁指标的影响。结果表明,采用共还原-磁选工艺能够充分利用高炉灰中碳资源的还原性,实现硫酸渣与高炉灰中铁资源的回收,且不同种类高炉灰对共还原-磁选所得还原铁指标影响不同,以G4高炉灰为还原剂时还原铁中铁品位和铁回收率较好,在G4用量50%、还原温度1200 ℃、还原时间60 min、磨矿细度-74 μm粒级占47.93%、磁场强度0.10 T条件下可获得铁品位91.96%、铁回收率91.62%的直接还原铁,该工艺可为硫酸渣和高炉灰的综合利用提供参考。     

我国铝土矿资源开发利用“三率”调查与评价

介绍了我国铝土矿开采回采率、选矿回收率和综合利用率"三率"调查结果。我国铝土矿资源以一水硬铝石为主,年采出矿石量18 409.5 kt。大型矿山数量占全国总数的4.08%,采出矿石量占全国总量的45.30%。我国铝土矿资源开采回采率、选矿回收率、综合利用率分别为83.91%、84.99%、75.48%,全国铝土矿废石平均利用率3.42%,铝土矿选矿尾矿暂未规模化利用。     

某低品位金矿石综合回收金的研究与实践

针对某低品位金矿石的物质组成和矿石的结构、构造及金的赋存状态,决定用堆浸的方法来处理该低品位矿石。通过柱浸进行了不同粒度的渗透性、CN-浓度及浸出时间对浸出率的影响等条件试验,确立了较佳堆浸的工艺条件,并在此基础上成功地进行了大规模的堆浸,堆浸结果为该金矿带来了较好的经济效益和社会效益。     

我国镍矿资源开发利用“三率”调查与评价

介绍了我国镍矿开采回采率、选矿回收率和综合利用率"三率"调查结果。我国镍矿资源以硫化镍为主,年采出矿石量约12 588.3 kt。大型矿山数量占全国总数的8.57%,采出矿石量占全国总量67.36%。我国镍矿资源开采回采率、选矿回收率、综合利用率分别为92.37%、80.82%、71.27%,我国镍矿尾矿利用率2.59%。     

从某尾矿中综合回收硫化矿的试验研究

对某重选尾矿进行了再选回收试验研究。选用钼铜混浮-分离、混浮尾锌硫混浮-分离的部分混合浮选流程, 小型闭路试验可获得钼精矿含Mo 56.08%、钼金属回收率98.43%, 铜精矿含Cu 15.78%、回收率90.74%, 锌精矿含Zn 45.84%、回收率80.51%的选别指标, 成功地回收了重选尾矿中的钼、铜、锌矿物。本研究成果对同类型多金属矿的综合回收利用具有一定的指导作用。     

酒钢强磁Ⅰ段球磨机吐出矿石回收利用研究

酒钢选矿厂强磁球磨机吐块直接丢弃, 造成资源浪费。通过模拟选矿厂的生产流程进行了强磁球磨机吐块回收利用的实验室可磨性、可选性试验研究, 取得了较好的试验指标, 并通过应用评价, 为回收利用该部分资源提供了依据, 工业应用取得了较好效果。     

锌矿石中共生密切的锌金综合回收生产实践

介绍福建永泰县某锌金矿综合回收的工艺研究结果和生产应用实践。混合浮选产出锌、金混合精矿,氰化浸金,氰化渣作为锌精矿销售。金浸出率达90％以上,银浸出率50％左右,锌溶解率为2.02％。较好浸出条件为矿浆浓度25％,矿浆细度90％-37μm,pH>13,时间30h,NaCN浓度0.45％。改进后的新工艺金回收率提高30％以上,锌的回收率提高了8.0％,年创效益400万元以上。     

利用铅银渣综合提取锌铅银的试验研究

对某湿法炼锌厂的铅银渣进行了综合提取锌铅银的探索试验。结果表明,采用"水洗脱锌—氧化焙烧—氰化浸银—氯化浸铅"的湿法工艺,获得了锌、银、铅的浸出率分别为70%、96.42%、90.49%的技术指标,为该类型冶炼废渣提供了一条新的综合利用途径。