载体浮选回收某锌浸出渣中的银

为使内蒙古某湿法炼锌厂锌浸出渣中的银得到回收,对该锌浸出渣进行了浮选试验。试验结果表明,由于银矿物主要以微细粒分布在锌浸出渣中,导致常规浮选回收率低下,而采用载体浮选工艺可显著改善浮银效果：以粒度为-0.037 mm的有机物AC-0为载体、石灰为pH调整剂、硫化钠为活化剂、丁铵黑药和乙硫氨酯为捕收剂,通过1粗1精1扫闭路载体浮选流程,可获得银品位为8 670 g/t、银回收率为61.67%的银精矿。     

锌浸出渣高效浮选银试验研究

根据锌湿法冶炼渣的特点及性质,通过L9(33)正交试验研究了锌浸出渣浮选银过程中六偏磷酸钠、硅酸钠、丁铵黑药的浮选效率.通过对极差分析和方差分析得出:影响银品位显著性为六偏磷酸钠>硅酸钠>丁铵黑药,回收率显著性影响为硅酸钠>六偏磷酸钠>丁铵黑药.为进一步探索试验效果,根据银品位以及回收率最佳药剂制度验证试验,确定银最佳...     

锌浸出渣银浮选回收实验初探

某锌浸出渣中含银228.24g/t,该浸出渣具有粒度细、酸性强、银的物象分布复杂等特点。针对该浸出渣,实验采用添加乳化煤油选择性絮凝矿浆中的微细颗粒增大表观粒度,并通过洗矿调节矿浆PH值以及降低矿浆中锌离子的浓度。实验结果表明：在PH=5.47的条件下,以六偏磷酸钠为分散剂,丁铵黑药为捕收剂,MIBC为起泡剂,采用一粗二扫浮选工艺流程,可获得含银3439g/t,回收率为76.54%的浮选精矿。     

某冶炼厂锌浸出渣银回收试验研究

对某冶炼厂的浸出渣进行原矿分析,该浸出渣属复杂难选的低酸度物料,浮选可以回收大部分银。对该浸出渣采用加铁粉二粗二精二扫的浮选流程方案,可获得银精矿含银1 528.57 g/t,回收率为81.51%。在原有闭路试验的基础上,采用增加一次精选和银精矿过滤的方案可获得银精矿含银2 682.57 g/t,回收率为78.03%。     

锌浸出渣水浸预处理-分段硫化浮选回收银工艺研究

湿法炼锌企业每年产生大量锌浸出渣,直接渣场堆放会导致严重的环境问题和矿产资源浪费。开展浸出渣中银经济高效回收工艺研究对最大程度提高资源利用率具有重大意义。某锌浸出渣中有价金属银嵌布粒度细、银赋存形态复杂且水溶锌含量高。为回收浸出渣中的有价金属银,降低水溶锌对含银矿物浮选的不利影响,开展水浸-分段硫化浮选回收银工艺研究。结果显示：水浸后锌浸出率达38.3%,银品位提升至205g/t,水浸-浮选试验银精矿回收率相较于直接浮选可提高8%,再通过快速浮选-两粗两精一扫的闭路浮选工艺获得银精矿1#银品位为4128.19g/t、银回收率62.17%,银精矿2#银品位为1101.56g/t、银回收率18.19%。XRD、EPMA及EDS分析结果表明,银精矿中银主要分布于石膏、硫酸铅、铁酸锌及闪锌矿等矿物中。     

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。…     

锌浸出渣浮选银的预处理研究

在锌精矿的沸腾焙烧过程中,温度高于650℃时,生成的氧化锌及氧化铁结合成铁酸锌,是一种难溶于稀硫酸的铁氧体,全部留在浸出渣中。高温高酸浸出条件控制愈好,铁酸锌被溶解的愈多,硫化锌被破坏的就愈彻底,渣含锌就愈低,金属回收率就愈高,而且有利于银的浮选。针对某冶炼厂湿法炼锌渣,采用高温高酸浸出和浮选的方法回收锌、银,高温高酸浸出液经过除铁得到的溶液返回锌系统回收锌,高温高酸浸出渣经过一次粗选两次精选三次扫选的试验流程,得到了品位达到了2017.45g/t,回收率达到78.44%的银精矿。     

提高锌浸出渣中银浮选回收率的工艺改进

锌冶炼过程中,提高锌浸出渣中银浮选回收率是增加企业生产效益的重要途径之一,文章针对某厂银浮选回收工艺存在的具体问题,着重从如何稳定浮选给矿性质、降低溶液含锌以及稳定浮选流量等方面进行了工艺改进研究,从工艺改进的结果来看,银的回收率提高了近10%,取得了良好的经济效益。     

基于高选择性捕收剂应用的锌浸出渣中银的浮选回收

针对目前从锌浸出渣中回收银的技术工艺流程存在预处理复杂和回收率不高的难题,采用一种新的高选择性捕收剂BJX,以优化流程结构、简化药剂制度,从而进一步提高经济效益和社会效益.对国内某冶炼厂提供的含银238 g/t的锌浸出渣,在矿浆浓度为38.5％的条件下,免去预处理环节,直接通过一粗两精三扫的闭路试验流程进行处理,可以获...     

锌浸出渣中浮选回收银的试验研究

对湖南某湿法炼锌厂含银325 g/t的锌浸出渣进行了浮选回收银试验研究。为了消除锌离子对含银矿物浮选的不利影响, 采用二次造浆工艺, 以丁铵黑药为捕收剂, 同时利用乳化煤油的聚团作用增强对细粒级银的回收, 通过一粗一精二扫浮选工艺, 最终获得银品位为2 476.50 g/t、回收率80.06%的银精矿, 实现了锌浸出渣中银的回收利用。     

锌中性浸出渣还原浸出工艺研究

以锌中性浸出渣为研究对象,针对硫化锌精矿还原浸出与SO2还原浸出工艺开展了实验研究并分析了两种工艺的特点。在还原浸出过程中随着铁酸锌的不断溶解,大量的Fe3+进入溶液导致溶液电位升高,抑制了铁酸锌的分解。通过还原浸出的方法能够有效缓解溶液中高电位对铁酸锌分解的影响从而提高金属浸出率。从元素的浸出行为、还原浸出液成分、还原浸出渣成分、还原浸出渣的处理四个方面对两种工艺进行了分析。研究表明,两种工艺能够有效的将溶液中Fe3+还原为Fe2+促进铁酸锌的溶解,提高有价金属的浸出率,并有利于后续工艺的锌铁分离,能够达到中浸渣的无害化处理和资源化利用。 关键词：还原浸出;中浸渣;铁酸锌     

从锌浸出渣中强化浸出锌锗的试验研究

针对云南某湿法炼锌浸出渣,采用硫酸强化浸出对渣中锌、锗、铁的浸出效果进行研究。正交试验结果表明:最优浸出条件为:溶出温度160℃,硫酸浓度为1.5 mol/L,浸出时间1.5 h,液固比为6。最优浸出条件下,锌和锗的平均浸出率分别高达96.77%和70.86%,有害元素铁的平均浸出率仅为55.44%,在抑制铁浸出的同时,保证了锌锗元素的高效浸出。     

锌中浸渣中锌和铟的SO_2还原浸出研究

目前湿法炼锌过程中的锌浸出渣处理工艺存在着有价金属回收率低、工艺技术指标差等问题。针对这些不足,开展了锌中性浸出渣的SO_2还原浸出研究。研究结果表明,与热酸浸出相比,采用SO_2还原浸出工艺能够显著提高原料中锌、铟的浸出率。用SO_2作还原剂,研究了温度,初始酸浓度,SO_2压力对中浸渣中锌、铟的浸出率的影响。在硫酸浓度为100g/L,反应温度110℃,液固比10∶1,时间120min,SO_2分压0.3MPa的浸出条件下,锌、铟的浸出率最高,分别为93.8%、92.3%。     

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.     

A novel method to recover zinc and iron from zinc leaching residue

A novel method to recover zinc and iron from zinc leaching residue (ZLR) by the combination of reduction roasting, acid leaching and magnetic separation was proposed. Zinc ferrite in the ZLR was selectively transformed to ZnO and Fe₃O₄ under CO, CO₂ and Ar atmosphere. Subsequently, acid leaching was carried out to dissolve zinc from reduced ZLR while iron was left in the residue and recovered by magnetic separation. The mineralogical changes of ZLR during the processes were characterized by XRF, TG, XRD, SEM–EDS and VSM. The effects of roasting and leaching conditions were investigated with the optimum conditions obtained as follows: roasted at 750 °C for 90 min with 8% CO and CO/CO + CO₂ ratio at 30%; leached at 35 °C for 60 min with 90 g/l sulfuric acid and liquid to solid ratio at 10:1. The iron was recovered by magnetic separation with magnetic intensity at 1160 G for 20 min. Under the optimum operation, 61.38% of zinc was recovered and 80.9% of iron recovery was achieved. This novel method not only realized the simultaneous recovery of zinc and iron but also solved the environmental problem caused by the storage of massive ZLR.     

锌中浸渣-硫化锌精矿协同浸出锌、铟的研究

本文在硫酸体系下对锌中浸渣-硫化锌锌精矿协同浸出工艺与锌中浸渣直接热酸浸出工艺进行了对比。实验结果表面：添加锌精矿进行协同浸出能够有效提高锌中浸渣中有价金属锌、铟和铁的浸出率。在实验的基础上,对锌中浸渣-锌精矿协同浸出机理进行了探讨,为协同浸出提供了理论依据。     

从云南某锌浸出渣中回收锌锗的试验研究

对锌浸出渣中锌、锗和铁进行高压选择性浸出,采用P204萃取去除浸出液中铁元素,使浸出液中的锌、锗元素得到富集。高压选择性浸出试验结果表明,锌的平均浸出率高达96.77%,锗的平均浸出率高达70.86%,而铁的平均浸出率仅为55.44%。萃取除铁试验表明,经三级萃取后,三价铁离子的萃取率大于99.5%,萃余液中三价铁离子浓度小于0.01 g/L,可循环进入湿法炼锌工艺中使用。     

富铟锌浸渣热酸浸出锌铟的研究

以富含铟的湿法炼锌中性浸出渣为研究对象,研究了热酸浸出过程中锌、铟等有价金属的溶解行为。结果表明,随着锌浸渣的溶解,浸出液中Fe3+浓度及氧化还原电位不断升高,抑制了铁酸锌的溶解,在第一、二段浸出条件分别为:反应温度90℃、液固比10∶1、浸出时间4 h;初始硫酸浓度160 g/L、反应温度90℃、液固比10 m L/g、浸出时间4 h的试验条件下,采用两段逆流浸出工艺处理该渣,锌、铟的浸出率分别为96.53%、94.85%。