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湿法炼锌净液渣综合回收采用的工艺与净液流程有关,本文结合生产实践,分析了净液流程的选择对净液渣综合回收的影响,对企业净液和渣综合回收流程的选择具有指导意义. 相似文献
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从湿法炼锌工艺产出的钴镍渣中回收锌 总被引:2,自引:0,他引:2
湿法炼锌过程中产出的Co-Ni渣经浆化后,用硫酸浸出,锌浸出率>90%,锌浸出液可返回主流程;钴浸出率≤10%,绝大多数留在渣中,可单独提取。该工艺简单,锌、钴分离较好。 相似文献
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在湿法炼锌工艺中锌精矿中的银主要富集在酸性浸出渣中,此矿样的浸出渣中Ag的品位约为234 g/t,还含有Zn、Pb等可重复利用金属,研究Ag、Zn、Pb等的回收再利用具有十分重要的意义。本文以酸性浸出渣为原料进行了物理分选、还原焙烧、直接熔炼法以及氧化焙烧-氰化提银的试验,重点研究了物理分选过程Ag、Zn、Pb的富集走向及氧化焙烧-氰化提银工艺中氯化钠用量、焙烧时间及温度对Ag浸出率的影响。研究得出:高温高酸浸出后浮选可使Zn和Ag得到富集;浸出渣酸浸后熔炼使粗铅中的Ag和Pb富集,Ag品位可提高6倍;并通过试验得到了较优的氧化焙烧和氰化浸出提银工艺参数。 相似文献
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内蒙古巴彦淖尔紫金公司湿法冶炼采用两段高温锑盐除钴工艺,文章介绍从两段均含钴的净化渣中采用“酸洗净化渣β萘酚除钴”工艺来回收净化渣中的有价金属的生产实践。该工艺实现了Zn、Cu、Co、Cd、Ni等金属的综合回收,并最终达到了Co、Cu、Cd、Ni分别开路处理,Zn留在溶液后返回湿法炼锌主系统的目的。 相似文献
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从高钴净化渣中回收有价金属的生产实践 总被引:1,自引:0,他引:1
内蒙古巴彦淖尔紫金公司湿法冶炼采用两段高温锑盐除钴工艺,文章介绍从两段均含钴的净化渣中采用"酸洗净化渣β萘酚除钴"工艺来回收净化渣中的有价金属的生产实践.该工艺实现了Zn、Cu、Co、Cd、Ni等金属的综合回收,并最终达到了Co、Cu、Cd、Ni分别开路处理,Zn留在溶液后返回湿法炼锌主系统的目的. 相似文献
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锌冶炼酸浸渣先浮选再用硫脲富集获得粗银绵,粗银绵经化学法提纯后经过电解产出纯度达99.95%以上的成品银,全流程银回收率达到70%以上。还可同时回收金和铜,含锌液返回锌冶炼系统,且无三废产生。 相似文献
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介绍陕西锌业有限公司年产10t银锭的生产运行情况。含银0.015%的酸浸底流矿浆经过浮选,得到含银0.5%的银精矿。银精矿经硫脲浸出,浸出率达90%。7个月生产含银99.99%的银锭7t,取得了良好的经济和社会效益。 相似文献
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湿法炼锌浸渣中回收银的浮选试验研究与生产实践 总被引:2,自引:0,他引:2
通过对湿法炼锌浸渣试验研究,对某银选矿厂进行药剂制度调整及工艺流程改造,药剂成本吨矿降低1.9元,选矿回收率提高到55%以上,取得了较好的技术指标和经济效益。 相似文献
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采用化学分析、X射线衍射、扫描电镜微观分析三种方法分析铜熔炼渣的基础物化性质;利用热力学计算软件对铜熔炼渣中所需回收金属化合物进行理论计算,使用100kW感应炉及碳化硅石墨坩埚进行10kg级铜熔炼渣综合回收有价金属试验。结果表明,铜熔炼渣中有91.06%的Cu以硫化物状态存在,在无烟煤配比10%、黄铁矿配比10%条件下,保温120min,获得尾渣中Cu、Pb、Zn含量分别为0.28%、0.013%、0.0062%;为搭配处理炼铜烟尘和更经济的综合回收,无烟煤配比3%、黄铁矿配比3%,搭配处理6%炼铜烟尘,保温70 min,实现尾渣中Cu、Pb、Zn含量分别为0.39%、0.049%、0.028%。 相似文献
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针对硫酸钙含量高的锌冶炼废渣中银回收困难的问题,对浸银体系进行筛选,得出"NaCl+H2SO4+NaClO3"为最佳浸银体系。最佳工艺条件为:酸浸渣50g、氯化钠浓度300g/L、液固比5∶1、硫酸用量6g、氯酸钠用量3g、浸出温度90℃、浸出时间3h。在此最优条件下,银浸出率达到97%,铅浸出率达到91%。 相似文献
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针对白音诺尔铅锌矿伴生银在浮选时回收率较低的问题,研究了经济有效地提高伴生银回收率的工艺和技术,在保证铅锌回收率略有提高的情况下,最大限度地提高精铅矿中银含量,从而提高资源利用率和矿山经济效益。通过实验研究和工业试验验证,制定了白音诺尔铅锌矿伴生银综合回收的新药剂制度。与原药剂制度对比,铅锌的选矿回收率分别提高了0.43%和1.37%,有价银的回收率提高了7.35%,取得了显著的经济效益。 相似文献
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为了解决含铍冶炼废渣的堆放,回收其中的铍镁资源,采用酸浸—重选—煅烧工艺处理含铍废渣,重点对酸浸工序的关键工艺参数进行了详细研究。结果表明,采用氢氟酸浸出含铍冶炼废渣最优条件为:液固比2.5 mL/g、酸浓度18%、浸出温度85 ℃、浸出时间6 h,冶炼废渣中铍的浸出率可达到89%,残渣中的铍含量为0.05%。为进一步提高渣中铍的浸出率,采用二次逆流氢氟酸浸出,铍的综合回收率可以达到97%以上,残渣中的铍含量可降至0.012%。经过浮选、煅烧,可得到MgF2含量大于98%、Be含量小于0.01%的优质产品。采用冶金—选矿—煅烧联合方法是可行的,一方面回收渣中的残留铍,另一方面又能生产出合格的氟化镁产品。 相似文献