预浸-氰化浸出回收湿法炼锌渣中的银和金

某冶炼厂的锌浸出渣中银勘布粒度细,含银、金分别为381.3、1.02 g/t,可采用预浸-预浸渣氰化浸出工艺回收。重点研究了预浸条件对银、金浸出效率的影响。条件实验表明,药剂A比酸浸、氨浸具有更好的预浸效果;最佳预浸条件为药剂A浓度200 g/L、浸出液固比2:1、在50℃浸出3 h。综合条件实验得到的预浸渣渣率为66.2%,金、银的氰化浸出回收率分别为85.7%、92.9%。     

氯化铅渣中铜、银和铅的分步浸出回收

采用分步浸出工艺回收铋精炼过程中产生的氯化铅渣中的铜、银和铅,先在低酸条件下浸出铜,与铅银分离,然后通过氨浸分银的方式实现铅与银的分离,用优化方案进行了流程试验。结果表明,在铜浸出阶段,控制反应初始pH为3,加入量为理论耗量1.1倍的硫酸钠,液固比为5:1,75 ℃浸出1.5 h,氯化铅渣浸出渣中铜含量降至0.1%,浸出液中银含量不超过2 mg/L;在银浸出阶段,控制氨水浓度为7%,50 ℃浸出1.5 h,浸出渣中银含量降低至100 g/t;流程试验结果表明工艺具有良好的综合回收效果。     

焙烧-氰化工艺处理含金硫精矿提高银回收率的研究

采用焙烧-氰化工艺处理复杂含金硫精矿时,银的回收率偏低,为了提高该过程银回收率,详细的研究了焙烧制度、焙烧料加添加剂、盐浸条件和氰化条件等对银回收率的影响。试验结果表明,焙烧过程中加添加剂和焙烧温度是影响银回收率的2个关键因素;提高银回收率适宜的条件为:焙烧时加入5%添加剂A,温度控制在450~500℃,所得焙砂经酸浸铜、盐浸铅后,在液固比2~3,氰化物质量分数0.4%,搅拌氰化24 h,弃渣含银40 g/t,银的总回收率81%。     

云南某含银铜矿伴生银矿物强化回收实验研究

云南某含银铜矿石银品位为21.77 g/t,主要赋存于黄铜矿、游离银和磁黄铁矿中,在选别过程中铜硫分离时兼顾银的回收具有一定的难度。采用抑硫浮铜流程,研究筛选出石灰及Z200作为合适的调整剂和高效捕收剂,在抑制黄铁矿、磁黄铁矿的同时强化银的回收。最终闭路试验获得了品位23.92%、回收率97.10%的铜精矿,且含银136.38 g/t,银的回收率达到77.05%,实现了铜硫分离的同时强化银的回收。     

湿法炼锌酸浸出渣浮选回收银试验

传统锌精矿伴生银回收,均是从挥发窑渣中进行,由于矿物性质变化,导致银无法有效回收。进行了从锌酸浸出渣中浮选回收银的研究,解决了锌精矿中伴生银回收的问题。某湿法炼锌浸出渣含Ag 350 g/t,Au0.01 g/t,Pb 3.87%,Zn 17.45%,Cu 1.38%,银主要以自然银存在,占60.13%。采用高效捕收剂HT-1#、起泡剂HT-2#进行浮选,经过一粗四精三扫工艺,获得银精矿产率4.39%,含银6616 g/t,银回收率82.98%,取得良好的经济技术指标。     

水热浸出-浮选综合回收铅银渣中金银实验研究

为了提高资源利用效率,实现二次资源综合利用,对铅银渣进行了实验研究。铅银渣中银品位为245 g/t,金品位为1.52 g/t,金、银含量均较高。银的赋存状态研究表明,银主要以再造矿物铜蓝、硫化银混合相存在。结合银的赋存状态进行流程探索,确定采用水热浸出-浮选工艺流程。条件实验研究表明,液固比为2:1,浸出温度为70℃,浸出时间为2 h进行水热浸出,金、银在渣中富集率较高。当磨矿细度-0.044 mm占85%,粗选T19用量为4000 g/t,硫酸铜用量为600 g/t,酯-30用量为500 g/t时,经过一次粗选、两次精选、一次扫选的闭路实验流程,可获得银品位为3805 g/t,银回收率为86.82%的银精矿,银精矿中金的品位为25.8 g/t,金回收率为94.96%的较好指标,实现了铅银渣的综合回收。     

亚硫酸钠浸出-甲醛还原回收氯化渣中的银

为了改善氰化金泥湿法精炼过程中氯化渣铁粉置换工艺熔炼粗银时的工作环境,提高银的回收率,采用亚硫酸钠浸出-甲醛还原方法处理氯化渣。结果表明,在pH=8.5、液固质量比为20:1、35℃的条件下用浓度为250g/L的亚硫酸钠溶液浸出氯化渣3h后,银浸出率大于99%;浸银液在40%甲醛与银比例为5:2 (mL/g)、50℃的条件下还原1.5 h,银还原率达99%以上。浸出渣返回金泥氯化分金流程,浸银液还原后可再生循环使用,银综合回收率可达98%以上。     

云南某氧化银矿选矿试验研究

采用浮选+全泥氰化工艺对云南省某银矿石进行提银选矿试验研究。矿石中银多金属复硫盐经浮选富集得到银精粉;浮选尾矿再全泥氰化提银。浮选作业所得银精粉品位5761.54 g/t,回收率21.91%;浮选尾矿全泥氰化浸渣品位19.28 g/t,浸出率78.85%。综合回收率84.12%。银多金属复硫盐是影响浸出率的关键因素,预先将其有效浮选,有利于提高银氰化浸出率。     

用硫代硫酸钠从分银渣中提取银

本文对采用硫代硫酸钠浸出银，连二亚硫酸钠还原银的工艺从分银渣中提取银进行了研究，结果表明：当分银渣中含银量为0．38％，硫代硫酸钠的用量为160kg/t，氨水用量为50L/t，浸出温度60℃，浸出温度为3h，采用二段浸出，其浸出率＞86％，采用连二亚硫酸钠还原银，还原率＞95％，同时，还原后液可再生用于浸出。     

富银铜锌多金属矿选矿试验研究

某富银铜锌多金属硫化矿,其银品位为125 g/t,铜品位为0.26%,锌品位为1.13%,硫品位为3.04%;90%的银赋存于银黝铜矿、黝铜矿等铜矿物中。采用“优先浮银铜﹣锌硫混浮﹣锌硫分离”工艺流程进行处理,选择高效银捕收剂SAC强化银的回收,全流程实验获得的银(铜)精矿含银10094 g/t,含铜16.67%,银回收率88.78%,铜回收率80.23%,锌精矿含锌45.46%,锌回收率81.81%。实现了矿石中银铜锌的综合回收。     

焙烧-氰化浸出锰银矿中银的扩大试验

采用添加剂焙烧-氰化浸出中试处理锰银矿。回转窑连续运转80 h，物料焙烧时间30±5 min，所得焙砂产率85.54%，焙砂中银含量237.73 g/t、锰含量24.68%，银回收率99.19%，锰回收率98.70%；焙砂经500 L反应釜直接氰化浸出，浸出液固比2:1~2.2:1，时间6~15 h，氰化钠用量700 g/t原矿，所得银浸出率86.5%，氰化尾渣满足冶金用锰矿石标准。     

高砷难处理硫精矿氰化浸出提银实验研究

某硫精矿中的银矿物嵌布粒度非常细小,包裹于硫化物中的银约占50.46%,属于难处理高砷含银硫精矿。采用细磨后化学预处理氰化浸出,银浸出率仍然低于80%;硫精矿经氧化焙烧后,As、S的脱除率都达到90%以上,但银浸出率却较低;对该含银硫精矿添加钠盐焙烧预处理,再采用常规氰化法浸出,银浸出率显著提高,达到85.15%,同时氰化钠耗量降低至2.0 kg/t。     

从锌浸出渣中回收银的方法

一般湿法炼锌厂所产出的锌浸出渣含有相当数量的银、锌及稀散金属。近２０年来，人们从这类残渣中回收银及人价金属的研究和生产方法归纳起来可分为３类；浮选富集，火法富集和直接浸出银。讨论了各种方法的基本原理，优点和缺点，以及研究方向。     

硫化锌银精矿富集银的工艺研究

基于国内外硫化锌矿处理的火、湿法研究进展,对含锌银精矿采用硫酸化焙烧、稀硫酸浸出工艺脱除锌、富集银,考察了焙烧和浸出过程中的主要影响因素。结果表明,硫酸配比为150%,在300℃焙烧90 min,以5%稀硫酸为浸出剂,液固比8:1,搅拌转速200~300 r/min,85℃浸出120 min,最终锌的浸出率可达到98%以上,浸出渣中银含量为7.24%,银被富集7倍。     

An investigation of oxygen pressure acid leaching of Gacun complex Cu-Pb bulk concentrate

The treatment of the Gacun complex Cu-Pb bulk concentrate with high Zn,Ag,etc.,by oxygen pressure acid leaching was studied.The primary copper and lead minerals in the concentrate are tetrahedrite and galena.The treatment of tetrahedrite was rarely studied,and most of silver occurred in the mineral too.The optimum operating parameters of oxygen pressure acid leaching were established by conditional tests.Under these parameters,the result of pilot scale test showed that the leaching percentages of copper and zinc were separately as high as 98.9 wt.％ and 94.9 wt.％,while lead and silver were transformed into sulfate and sulfide precipitations,respectively.The copper and zinc in lixivium were reclaimed by extraction-electrowinning and purification-electrowinning,respectively,and the lead and silver in the residue were reclaimed separately by carbonate transformation-silicofluoric acid leaching and thiourea leaching.     

Separation of silver from silver-manganese ore with cellulose as reductant

1 Introduction Silver-manganese ore has been found in Inner Mongolia, Shanxi, Hebei, Hunan and Guangxi, so it is an important silver source in China. Generally, the beneficiability of the silver in this ore is different from in other silver minerals due …     

铂钯精矿湿法分离Bi、Fe富集贵金属工艺

以铜阳极泥分铜液还原所得铂钯精矿为原料,根据其矿物特性选择HCl作为浸出剂湿法脱除Bi、Fe等主要贱金属元素,富集Au、Ag、Pt、Pd等贵金属;通过热力学计算绘制Bi(Ⅲ)、Fe(Ⅲ)在盐酸体系的组分分布图,实验考察了HCl浓度、Cl?浓度、反应温度和时间等因素对Bi、Fe浸出率的影响。结果表明:在HCl浓度为2 mol/L、不添加Cl?、液固比为20:1、50℃恒温反应1 h,渣率仅为24.37%,Bi和Fe的浸出率分别达96.24%和93.08%,浸出液中Bi(Ⅲ)和Fe(Ⅲ)分别以[BiCl6]3?和[FeCl2]+络合物形式存在,浸出渣的主要成分为Ag、Ti、Fe和Te,含量分别为20.22%、15.25%、5.87%和4.57%,Au、Pt、Pd品位分别为2930 g/t、1980 g/t、1330 g/t,SEM像表明浸出渣呈大小不均的颗粒状,EDS谱显示浸出渣中含有Fe、Ti、Ag等金属元素,XRD结果显示渣的主要物相为AgCl,实现铂钯精矿中杂质的分离及贵金属的富集。     

氧压酸浸低品位富银硫化矿富集提取银和锌

由于含有大量的黄铁矿和白铁矿(它们约占原矿的70%,质量分数),以及闪铅矿一定程度上的氧化,云南澜沧铅矿股份有限公司所产的富银硫化矿难以富集.本文通过对该矿在90-170℃下氧压酸浸,以期连同后面的氰化能提取精矿中的银.通过进行2L高压釜的小型试验,考察了温度、酸度、碘化钠用量、氧分压、氧气流速对银和锌回收率的影响.结果表明,银的回收率取决于银是否进入黄钾铁矾渣,或者与碘化钠反应生成碘化银沉淀.在优化的条件下,银和锌的回收率分别达到71.5%和41.29%.     

云南某含银铜铅混合精矿分离试验研究

云南某铜铅混合精矿含Cu 8.14%、Pb 38.57%、Ag 251.62 g/t，对其进行浮选试验研究铜铅的分离。通过条件试验，确定在磨矿细度为-200目含量为93.85%的情况下，抑制剂CMC+亚硫酸钠用量选择1000 g/t，捕收剂Z-200用量选择10 g/t。采用“抑铅浮铜”一粗三精一扫的闭路试验流程，获得铜品位24.73%、回收率87.24%、含铅品位6.23%的铜精矿；铅品位62.71%、回收率84.48%，含铜0.86%的铅精矿。银在铜铅精矿中进一步富集的总回收率为73.04%，实现了该铜铅混合精矿的分离及银的进一步富集。