锌浸出渣浮选银预处理

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_-1,回收率达到78.44%的银精矿。     

高温高酸浸出渣浮选银工艺研究

某厂高温高酸锌浸出渣含银401.6 g/t、锌3.37％、铅20.41％、硫12.52％.分析浸出渣的性质和银的物相,研究用硫化钠预处理渣,加入丁基黑药和乙硫氮组合药剂来提高银浮选指标.锌的浸出渣经过一次粗选、两次精选及三次扫选流程,得到了银品位为2017.45 g/t、银回收率达到78.44％的银精矿.     

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。     

从锌冶炼渣中回收银的试验研究

某锌冶炼渣含高品位银360 g/t, 银在浸出渣中的形态比较复杂, 且绝大部分银被黄钾铁矾包裹, 回收困难。根据浸出渣性质进行了试验研究, 最终采用焙烧浸出除铁、焙烧浸出渣浮选富集银, 得到的银精矿品位为3 899 g/t, 银回收率为88.09%, 实现了资源的综合回收。     

选冶结合从锌浸出渣中回收锌

针对湖南某冶炼厂湿法炼锌渣,采用热酸浸出和浮选的方法回收锌,热酸浸出锌浸出率为75.3%,浸出率不理想,主要是因为浸出渣中还有少量硫化锌,通过浮选处理热酸浸出渣,浮选硫化锌回收率达89.4%,精矿品位18.2%。     

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。     

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。     

Recovering Silver from Zinc Leaching Residue with Carder Flotation

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.     

云南兰坪低品位氧化锌矿氨浸渣可浮性试验研究

针对云南兰坪高碱性脉石型低品位氧化锌矿,陈启元教授课题组提出了"循环氨浸—萃取—酸性电积"新工艺,此工艺中氨浸后得到的浸出渣(简称氨浸渣)主要含有闪锌矿、锌铁尖晶石和部分未浸出的氧化矿(主要是菱锌矿),氨浸渣中锌含量较高,导致新工艺的总锌回收率低于80%。为此,对氨浸渣进行浮选处理,期望回收闪锌矿和未浸出的氧化矿,以提高整个工艺锌的总回收率。采用硫化—黄药浮选法,将氨浸渣中的闪锌矿和氧化锌同时进行富集。研究结果表明,氨浸渣经过球磨预处理后,采用一次粗选、两次扫选、两次精选,得到品位为22.16%、回收率为68.97%的锌精矿,经"浸出—氨浸渣浮选"工序处理后锌总回收率达92.57%。     

从丹霞冶炼厂锌浸出渣中综合回收镓和锗

研究有效综合回收镓、锗、银的工艺从丹霞冶炼厂浸出渣中回收镓、锗.结果表明,经过还原酸浸和高温高酸浸出,镓和锗总回收率分别达89.4%～90.81%和62.88%～70.77%,比现行工艺分别高10%和12%左右,渣率在18.37%～26.81%.锌和银的同收率分别达到95%和92%～95%.     

湿法炼锌浸出渣湿法和火法联合处理工艺

为了综合回收锌浸渣中的有价金属,进行了弱酸渣酸浸减量化研究,减量后的渣进回转窑处理,酸浸混合液采用锌精矿还原处理－铁粉置换沉铜－锌焙砂预中和－氧化锌粉中和沉铟工艺来分离回收有价金属。采用酸浸工艺和回转窑工艺联合处理锌浸渣,可减少入窑渣量,降低能耗。结果表明,锌浸渣经酸浸可减量50%以上,锌粉中和沉铟工艺可实现锌回收率大于90%,铜回收率大于99%,沉铟后液铟小于5 mg/L。减量后的渣可富集铅、银等金属,该渣送回转窑挥发处理,产出的氧化锌烟尘可用于中和沉铟,中和过程既可使氧化锌中的锌预先浸出,又可进一步富集铟。该工艺可实现锌浸渣的无害化处理和资源综合利用。     

用锌焙砂中浸渣制备铁精矿

为综合利用湿法炼锌渣中的铁，进行了用锌焙砂中浸渣制备铁精矿的试验研究。试验在传统湿法炼锌工艺的基础上，将高酸浸出过程改为高温高酸还原浸出过程，使铁以亚铁形式进入溶液，最后用双氧水和碱式碳酸锌沉铁。试验结果表明，采用新工艺可从锌焙砂中浸渣制得含铁大于51%的铁精矿，使最终渣量大大减少，并且对锌和铟的回收率没有影响。     

次氧化锌浸出渣氧压浸出回收锌富集铅银

钢铁企业含锌尘泥回转窑还原挥发产出的次氧化锌是一种典型的二次含锌资源,但是该物料在湿法炼锌过程中存在浸出渣中残留锌含量高、锌回收率低、铅银富集率低等难题.以国内某厂次氧化锌湿法冶炼过程产出的酸浸渣为原料,采用氧压浸出方式实现浸出渣中难溶解硫化锌的破坏与溶出,同时降低渣率,提升浸出渣中的铅银品位.考察了温度、氧压、液固比...     

复杂高铅低铁硫化锌精矿氧压浸出

以选矿尾矿经二次选矿获得的铅锌混合精矿为主要研究对象,针对其含铅高、铁较低的特点。对比研究了不同硫化锌精矿的氧压浸出效果,分析了高铅低铁硫化锌精矿的氧压浸出行为。结果表明,低铁锌精矿需在二段补加5 g/L的铁传递氧,锌浸出率达99%以上,铜浸出率约90%。铁大多以二价铁的形式随锌进入到浸出液,少部分入渣,以黄铁矿的形式存在,并有少量的铁氧化物;铅、银、硅沉淀入渣并在渣中富集,浸出渣可实现铅、银等有价金属的回收,精矿中的硫主要以单质硫的形式入渣。在两段氧压逆流浸出中,二段浸出液中铜会沉淀进入一段渣,在系统里循环累积,直至平衡,终渣含铜0.16%,一段浸出液含铜1.00 g/L,具有较高回收价值。     

用分段活化—浮选法回收某锌浸渣中的银

某锌冶炼厂酸浸渣含银150~250 g/t,其中硫化银和单质银等可回收银仅占64.01%,银矿物粒度细且赋存形态复杂。针对该难选冶炼渣,采用分段活化—浮选工艺回收该酸浸渣中的银,并且控制矿浆Zn2+含量小于30 g/L,闭路试验可获得银精矿含银4 466.99 g/t、银回收率57.67%,相比现场银精矿品位及回收率均有较大幅度提升。      

广东某含硫铁低品位铜矿石选矿工艺研究

广东某含硫铁低品位铜矿石主要有用元素铜、硫、铁品位分别为0.51%、27.68%、34.07%。铜赋存状态复杂,以次生硫化铜形式存在的铜占总铜的54.91%,水溶性铜占总铜的26.39%,采用常规浮选方法选别铜回收率低。为探索该矿石中铜、硫、铁的高效分选工艺,对其进行了选冶工艺研究。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占72%时,采用pH=3的硫酸溶液为浸出剂,在液固比为4 mL/g、搅拌转速为1 400 r/min、浸出时间为24 h条件下浸铜,可以获得铜浸出率为93.33%的指标;铜浸渣经自来水搅拌洗涤至pH=6以后,以丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1扫硫浮选,可获得硫品位为48.44%、对铜浸渣回收率为95.57%的高品质硫精矿;浮硫尾矿在磁介质为Φ2 mm棒介质、脉动冲程为16 mm、冲次为280次/min、背景磁感应强度为0.6 T条件下,经1次高梯度强磁选选铁,可获得铁品位为51.42%、对铜浸渣回收率为17.02%的铁精矿。以上试验结果说明,采用铜浸出-硫浮选-铁磁选的工艺流程可以实现矿石中铜硫铁的有效分离。     

Zinc and silver recoveries from zinc–lead–iron complex sulphides by pressure oxidation

Acid pressure oxidation followed by cyanide leaching of the residue is a promising process for the treatment of complex sulphides and the recovery of precious metals along with the base metals will improve the economy of the process. However, silver is incorporated into the jarosite specie during the pressure oxidation and cyanide leaching of the residue yields very low silver extraction.In this work, iodide was added to the pressure oxidation of zinc–lead–iron complex sulphides to prevent the deportment of silver ions into the jarosite phase. At low temperature range (110–130 °C), the silver ions were completely sequenced into the silver iodide phase because of the fast precipitation kinetics of silver iodide and its stability at low temperatures. The leaching of the residue in cyanide solution yielded high silver extraction (above 90%).Silver extraction from the residue decreased when the pressure oxidation was conducted at high temperatures (140–150 °C). At this temperature range, the enhanced stability and the precipitation kinetics of the jarosite specie posed a challenge by competing (with iodide) for silver ions. This competition was minimised by using moderately high initial acid for the pressure oxidation.High zinc extraction was achieved during the pressure oxidation. Also, there were appreciable iron precipitation and acid neutralisation of the slurry. The resulting pregnant solution is suitable for zinc recovery by electrowinning and the residue can be leached for silver and gold extraction.