从锰银共生氧化矿中提取锰、银工艺研究

研究了用硫铁矿作还原剂,在酸性条件下浸出锰银氧化矿。结果表明:锰浸出率大于92.5%,浸出液可用于制备工业碳酸锰(锰质量分数45.71%);银留在浸锰渣中,通过重选+浮选可回收过量硫铁矿;对重选细渣和浮选尾渣氰化浸出银,银浸出液以锌粉置换产出银泥(银质量分数92.18%);全流程锰、银回收率分别为88.42%和86.25%。     

湿法炼锌浸出渣浮选银精矿的处理

一、前言从湿法炼锌浸出渣中回收银的工艺过程是分两个阶段进行的。第一阶段是选矿过程,目的是将浸出渣中的银采用浮选工艺以产出银精矿;第二阶段是冶炼过程,即从银精矿中提炼金属银并回收其锌、铜等。前者已在《湖南冶金》1982年第二期中报道过。本文是叙述后者的试验情况。锌浸出渣浮选产出的银精矿,实际上是一种富银的硫化锌精矿。对于这种原料,我们采用“硫酸化焙烧-稀硫酸浸出-二氧化硫还原沉银-锌粉置换铜”的工艺流程,从中     

低品位银精矿回收锌铜的试验研究

介绍了湿法炼锌浸出渣经浮选所产的低品位银精矿,经焙烧脱硫、稀硫酸浸出、铜置换等工艺;得到可直接出售的高品位银精矿和铜粉,以及返电锌系统回收锌的含锌溶液;其锌浸出率≥95%、铜浸出率≥93%、银浸出率≤0.5%;整个流程锌、铜回收率均大于92%、银损失小于1%;每处理1个毛吨银精矿可增加销售收入6 000元以上。     

湿法炼锌提高银、铜等有价金属的生产实践

湿法炼锌常规浸出工艺被广为采用。内蒙古某锌冶炼厂产锌20万t/年,采用一套10万t/年的高温高酸低污染沉矾除铁工艺和一套10万t/年的“常规浸出-浮选回收银-浸出渣回转窑处理”工艺。其中在常规浸出工艺条件下,锌精矿中的银主要以硫化物形态富集于焙砂酸浸出渣中,经浮选得到银精矿,浮选尾矿进入回转窑处理得到氧化锌,再经中浸、酸浸两段浸出、浓密、过滤,回收锌、铜,铅、银等浸出富集于氧化锌酸浸渣中。原设计浮选后的银精矿直接外售,但浮选过程中大量的锌、铜等有价金属被硫化后进入银精矿,造成锌、铜等有价金属的损失,以及银、铅等金属在浮选银精矿中被稀释从而导致品位下降;本文通过实验论证使浮选后的银精矿在高温、高酸及添加氧化剂的浸出工艺,达到了锌、铜等有价金属的进一步回收,以及银精矿中银、铅品位进一步富集的双重目的,使资源达到了综合利用的目的 ;并在工况化生产改造过程中,充分利用原有闲置的槽罐、管道、压滤机等设备,减少了改造投资,并在工况化生产中起到了良好效果。     

在高电流效率下同时电积MnO_2和锌

绪言锰常与闪锌矿浮选精矿伴生。如果铁也存在,则精矿焙烧时铁就与锌和锰结合成铁酸盐。在所谓焙烧—浸出法中(Cntterill和Cigan,1970),没有成铁酸盐的锌和锰首先溶解在中性浸出液中,而大部分残留在中性浸出渣中的锌和锰的铁酸盐则在随后的热酸浸出时被溶解。如果将精矿用新的加压氧浸法直接浸出(Verbaan 1979,Doyle等,1979)则能获得高的锌和锰提取率。因此,浮选精矿中     

氧化型锰银矿锰银分离工艺研究

氧化型锰银矿其锰、银分离是处理这类资源的关键工序。试验分别采用煤焙烧、植物副产湿法还原工艺对锰银精矿进行了锰、银分离工艺性能的对比研究。在相同酸消耗情况下,植物副产湿法浸出的锰浸出率接近煤焙烧浸出,而银在浸锰液中溶出率远低于煤焙烧浸出;以玉米秸杆粉还原分离为代表,其浸锰条件选择在L/D=4、n(酸)/n(Mn)=1.76、秸杆/矿粉质量比=0.275、95℃浸出时间4 h时,锰浸出率达97.30%,浸锰渣量少;玉米秸杆粉浸锰渣在NaCN用量5 kg/t渣、常温浸银6 h时,Ag的浸出率为97.77%;并对其它植物副产还原浸出锰性能进行了验证试验。所研究工艺在锰、银分离综合成本方面具有较好的优势。     

锰-银复杂共生矿的湿法冶金分离

阐述了锰—银复杂共生矿湿法冶金分离工艺研究现状及评价 ,介绍了利用有机还原剂浸锰—氰化工艺处理锰银矿的研究。当控制锰浸出率 96 %时 ,银的浸出损失率 <2 % ;浸锰渣采用氰化法提银 ,NaCN用量 3kg t渣、浸出时间 1 5h ,银浸出率达 94 91%。浸锰—氰化两步浸出银的回收率大于 93%。     

碳氢化合物湿法处理锰银矿应用研究

研究了碳氢化合物浸锰-氰化浸银工艺原理、条件和应用,当控制锰浸出率96%时,银的浸出损失率<2%;浸锰渣采用氰化法提银,NaCN用量1kg t渣、浸出时间3h时,银浸出率94 15%;浸锰-氰化两步浸出银的回收率大于92 27%。     

提高金和银的氰化浸出性能:黄钾铁钒碱法预处理的作用

H．Kasaini,等研究了含金（1．35g／t）及银（155g／t）复合尾渣的批式氰化物浸出,评价了提取金和银的可行性。这种尾渣是浮选和浸出工艺的固体废渣。浮选产物（闪锌矿精矿）煅烧后在稀硫酸溶液中溶解,然后通过电解分离电解液。锌冶炼废渣、浮选尾渣中含有金和银,煅烧浸出渣中也含有少量金和银。矿物学研究结果表明,复合尾渣在自然状态下难于处理（含44％石英,17％硅铝酸盐,12％黄钾铁钒）。     

浸出渣银浮选工艺试验研究

某浸出渣含银140 g/t左右,铜0.61%,锌24.23%,铅2.14%,硫7.43%;银在浸出渣中的形态比较复杂,通过粒度分析知90%以上的银集中在-0.074 mm的细粒级浸出渣之中。通过分析银化学性质和浸出渣银及各物质的性质,考虑用氯化钠、硫化钠等预处理改善浮选指标;加入乙硫氮组合药剂作用来提高银浮选指标。组合用药的试验研究表明,选择组合用药制度有助于银回收率的提高。同时进行了闭路流程比较,获得了较理想工艺流程。锌浸出渣通过一粗两精三扫流程,得到了品位达到了1 860~2 060 g/t,回收率达到75.2%~79%的银精矿,铜有一定的富集,但是品位和回收率显然都不高,品位只有7%,回收率大概在43%左右。本试验研究取得了一定的成果,希望对今后类似的锌浸出渣银回收提高一定借鉴和指导。     

多金属硫化矿浮选精矿加压酸浸研究

研究了多金属硫化矿浮选精矿加压酸浸过程及各种因素对浸出的影响。研究结果表明:在不苛刻的条件下经加压酸浸,多金属硫化精矿中锌浸出率可达99%以上,铜浸出率可达90%以上,而铅、银则98%以上进入浸出渣,元素硫产出率约70%。     

锌加压酸浸渣中硫磺的回收方法研究

对比分析了浮选法、热过滤法和硫化铵法回收锌加压酸浸渣中硫磺的优缺点。考察了硫化铵溶液浸出浮选硫精矿、硫化物滤饼和多硫化铵母液热分解过程的影响因素。结果表明,液固比和硫化铵浓度对硫磺浸出效果影响较为明显,在最佳试验条件下硫化物滤饼中硫的浸出率约为95%,浮选硫精矿中硫的浸出率和回收率均达到98%,多硫化铵母液热分解后获得的硫磺产品纯度高达99.57%。硫化铵浸出渣中有价金属富集倍数较高,有利于锌加压酸浸渣的综合利用。     

Oxidative Pressure Leaching of Silver from Flotation Concentrates with Ammonium Thiocyanate Solution

The thermodynamics and technologies of the selective pressure leaching of silver from flotation concentrates were investigated in an ammonium thiocyanate medium. Thermodynamic analyses, which include silver solubility in NH₄SCN solution and Eh-pH diagrams of the Me-MeS-NH₄SCN-H₂O system at 25 °C, were discussed. The effects of several factors, such as temperature, leaching time, oxidant, pH value, flotation concentrates concentration, surfactant concentration, and so on, on the extraction percentages of silver and zinc were investigated. The following optimal leaching conditions were obtained: NH₄SCN concentration 1.5 M, lignin concentration 0.5 g/L, Fe³⁺ concentration 2 g/L, flotation concentrates addition 200 g/L, and oxygen pressure 1.2 MPa at 130 °C for 3 hours. Under these optimum conditions, the average extraction percentage of silver exceeded 94 pct, whereas the average extraction percentage of zinc was less than 3 pct. Only 7 pct of ammonium thiocyanate was consumed after 4 cycles, which indicated that ammonium thiocyanate hardly was oxidized under these oxidative pressure leaching conditions.     

从高铜、高铅金精矿中氰化提取金、银的试验研究

对用氰化法从高铜、高铅金精矿中提取金、银进行了试验研究。试验结果表明,在氰化浸出时,采用CaO＋NH4HCO3作为pH调整剂,同时加入SD助浸剂,可有效地提高金、银的氰化浸出率。与常规氰化法相比,金、银的氰化浸出率分别提高15．85％和30．44％。氰化尾渣用浮选法选铅,焙烧-酸浸法回收硫和铜,酸浸渣作为制备水泥原料,实现了金精矿所有组分的综合回收利用。     

从锌冶炼废渣中回收银的生产实践

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。     

加压氰化全湿法处理低品位铂钯浮选精矿工艺研究

针对前期研究提出的浮选精矿先经湿法预处理而后再加压氰化浸出铂族金属的全湿法新工艺，变动预处理反应过程各种工艺参数，考察了预处理对铜、镍氧化浸出以及对后续铂、钯氰化浸出指标的影响。试验结果表明，浮选精矿经预处理后不仅可有效回收浮选精矿中的铜等有价值有色金属，而且有利于后续加压氰化提取铂钯等贵金属。新工艺实现了全湿法直接处理低品位铂钯硫化浮选精矿的创新。     

Enrichment of platinum group metals (PGMs) by two-stage selective pressure leaching cementation from low-grade Pt-Pd sulfide concentrates

A hydrometallurgical process was developed for producing Pt-Pd enriched concentrates from low-grade sulfide concentrates on-site at Jinbaoshan mine in an isolated area in China. The developed process (pressure acidic leaching-pressure cyanidation leaching) includes the following two steps. (1) The flotation concentrates are treated by acidic pressure leaching to selectively dissolve all the base metals (Cu, Ni, Co) while leaving most (85 to 94 pct) of the precious metals in the iron residues. The leaching solution is then processed by copper cementation and solvent extraction (SX) to recover PGMs and CuNiCo, respectively. (2) The iron residues are treated by pressure cyanidation leaching to selectively dissolve precious metals. The cyanidation solution is then cemented by zinc power reduction to produce Pt-Pd concentrates. Testing results from both lab and pilot (5 kg/batch, 50 L autoclave) scale tests show that Pt+Pd content has been increased from 86 g/t (flotation concentrate) to 56 to 59 wt pct (zinc cementation residue) with an extraction recovery of 95.8 pct. The Pt-Pd enriched cementation residues can be sold as Platinum Group Metal (PGM) concentrates to refineries for further refining.     

锌精矿多种金属分离新工艺研究

以内蒙较大型锌矿选矿精矿为研究对象,最终确立焙烧-硫酸浸锌、铜-氰化浸银工艺。Zn、Cu、Ag浸出率分别为95.01%、94.13%、89.10%,并具有试剂耗量低、技术简单、易实施等优势。