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。     

氯化焙烧综合回收硫精矿中有价金属研究

银山硫精矿含金1.40 g/t,银21.0 g/t,铜0.17%,硫47.08%,铁41.21%,具有较高的经济价值,仅作为硫精矿制酸将造成资源浪费。针对该硫精矿进行了"氧化焙烧-焙砂制粒-氯化焙烧"的工艺条件试验。扩大试验各金属挥发率为金96.72%,银90.91%,铜52.48%,熟球含铁60.72%,抗压强度2.105 kN,达到三级品要求,实现了硫精矿中有价金属的综合回收。由于扩大试验焙烧设备及操作方面的原因,铜的挥发率远低于小型试验,在实际生产中须予以重视。机理分析表明,焙烧时需要采取必要措施抑制氯化钙在低温度下的分解,提高氯化钙的利用率。     

银氧化锡合金废料电解综合回收工艺研究

采用直流电解法和化学法回收银氧化锡(AgSnO2)合金废料中的银和锡。优化得到的电解银工艺参数为:槽电压1.5~3.0 V,电解周期为24 h,电解液中Ag⁺浓度为150~260 g/L,HNO3浓度为15~20 g/L,同极距120~140 mm,极板排布为六阴极五阳极间隔交替排列。一个周期银氧化锡废料电解银直收率接近95%,主体纯银粉在阴极析出。富含氧化锡的阳极泥和残极用硝酸浸出少量残余银,不溶渣还原熔炼回收锡,硝酸浸出的含银溶液中加入氢氧化钠调节pH值到10,沉淀得氧化银,500℃焙烧得到单质银。废料中的银和锡均得到有效回收。全流程银的回收率不低于99%。     

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。     

湿法炼锌银锌精矿综合回收新工艺研究

以西南某锌厂的锌浸出渣的浮选银锌精矿为原料提出了综合回收湿法炼锌的银锌精矿中银、硫、锌的新工艺,确定了工艺参数,通过小型实验验证了工艺的可行性.该工艺分为:混酸氧化浸出、渣水浸、银浸出三步.最佳条件下锌总浸出率按液计99.8％,银总浸出率按液计87.3％,硫富集于渣中,情况较好.     

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。     

富硫高砷难浸金精矿的氰化浸出工艺研究

研究富硫高砷金精矿在加入碱熔剂经低温焙烧预处理后,再加活性添加剂条件下的氰化工艺,结果表明,金的氰化浸出率从直接氰化或沸腾炉焙烧后的焙砂氰化的30%～50%提高到87%～93%,浸出速度也有很大提高.     

高砷多金属矿中金和银的浸出实验研究

云南某地高砷多金属矿含有价金属铅、锌及稀贵金属金、银和铟,常规回收方法环境污染严重,因此采用加压氧化酸浸预处理,锌铜进入酸浸液另行回收,浸出渣硫脲浸出金和银,在最佳条件下,金和银浸出率可从未预处理的11.29%和14.17%、分别提高到93.94%和96.85%,浸出速度也大大提高,能获得较好的经济效益。     

水口山有色康家湾矿硫精矿综合回收扩大实验取得阶段性成果

水口山有色金属集团有限公司康家湾矿硫精矿综合回收扩大实验取得阶段性成果，硫精矿资源得到了有效的利用。水口山科研所技术人员积极配合超声波氰化浸金扩大试验，就两段焙烧，氰化浸金开展了扩大试验工作，找到了影响氰化浸金率的关键因素，使浸金率提高到70％以上，以实际行动实现对资源的节约和对环境的保护。     

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%。     

提高锌浸出渣中银浮选回收率的研究

某湿法炼锌厂低酸度锌浸出渣中53.8%的银存在于难完全回收的闪锌矿上,其回收是提高浮选回收率的关键。经对比浮选和正交试验获得了浮选粗选最佳药剂制度,捕收剂为丁铵黑药(900g/t)和Z-200(50 g/t),载体活性炭(2000 g/t),起泡剂2#油(100 g/t)。一粗一精一扫开路试验表明,在非强充气和非强搅拌条件下,浮选精矿银品位为8210 g/t,较现有工艺(3000 g/t)大幅提高;银回收率为64.7%,与现有工艺(60%~64%)相当。     

高银铅铜混合精矿选矿试验研究

某高银铅铜混合精矿为铜铅混浮产品,表面受到浮选药剂严重污染,导致铜矿物与铅矿物可浮性差异微小,给铜铅分离带来非常不利的影响,其银品位达到4208.0 g/t,铅品位43.28%,铜品位3.39%,98.80%的银赋存于方铅矿。采用“活性炭脱药-抑铅浮铜”工艺流程处理,环保高效的方铅矿抑制剂GYC,高效铜捕收剂SAC,全流程试验获得银品位4839.2 g/t,银回收率97.36%,铅品位50.05%,铅回收率97.90%的银铅精矿;铜品位20.16%,铜回收率91.23%,银品位724.6 g/t,银回收率2.64%的铜精矿,实现了混合精矿中银铅与铜的高效回收。     

南非低品位铂钯尾矿选矿试验研究

南非某低品位铂钯尾矿,其铂品位为1.1 g/t,钯品位为0.5 g/t,Cr₂O₃品位17.96%。采用“强磁选预富集-细磨浮选高效富集”工艺流程进行处理,以SH作抑制剂、硫酸铜作活化剂,丁黄药+SAC作铂钯捕收剂,全流程实验获得铂品位65.9 g/t,钯品位24.0 g/t,铂回收率60.93%,钯回收率48.72%,铂+钯品位89.9 g/t的铂钯精矿,同时获得Cr₂O₃品位39.19%,回收率70.19%的铬精矿。实现了铂钯尾矿中铂钯的有效回收,并综合回收了铬。     

含铑树脂中铑的回收工艺研究

采用水溶液氯化法、王水溶解法和水溶液氯酸钠氧化法等3种湿法工艺从含铑树脂中回收铑,重点研究了溶解体系、反应温度、反应时间和液固比等对铑溶解率的影响。结果表明,在液固比12:1 mL/g、反应温度90℃、反应时间20 h的条件下,采用水溶液氯化法铑溶解率达到95%,经精炼后得到合格铑粉,铑的回收率达到92%。     

超高纯银的制备研究

采用电解精炼法制备6N超高纯银,考察了银浓度、电流密度、电流分布、反应温度等因素对银粉颗粒大小及纯度的影响,并通过理论分析选择了201、D301弱碱性阴离子树脂进行电解液净化除杂。采用SEM对银粉形貌进行了表征,并用GDMS对银粉杂质成分进行了分析。结果表明,控制电解液中的银含量在500~540 g/L,电流密度600~1000 A/m2,温度为30~40℃,同极极间距为10 cm,多孔钛网作阴极,可以得到总杂质含量小于1×10-6的6N超高纯银。     

从钯废料中回收钯的实验研究

我国铂族金属储量低,钯的二次资源回收利用意义显著。以多种不含银的钯合金废料为原料,针对钯合金废料中钯含量不同这一特点,选取不同的工艺对其中的钯进行了回收。考察了液固比、反应时间对钯浸出率的影响,并对钯和杂质分离及还原步骤下的试剂消耗量进行了考察,所得还原产物经X荧光分析,钯纯度大于99.3%,按原料中钯含量计,其回收率超过96%。     

用化学还原法从含银电镀废液中回收银的研究

研究了用化学还原法从电镀银废液中回收银时,Na2S2O4/Ag+摩尔比、温度等因素对银回收率的影响,得到的最佳回收工艺条件为:Na2S2O4/Ag+摩尔比为2.5,温度35℃,pH=7.5,搅拌速度300 r/min,用此工艺银的回收率可达99.98%。采用XRD、XRF、TEM、SAED对回收的银粉体进行了表征,银粉纯度较高,成球链状分布,平均粒径为175.8 nm。     

新疆中泰某金矿矿石性质研究

对新疆中泰某金矿矿石的成分、矿物组成、矿石粒度以及矿石结构等进行了详细研究。该矿中自然金主要存在于石英脉中,粒度大小以粗中粒为主,载金矿物黄铁矿中未见包裹金。该金矿属于石英脉型,矿物组成简单,易解离,属易选型矿石。根据工艺矿物学研究结果,该金矿宜采用重-浮联合工艺流程进行选别。