从锌浸出渣中获得铅银精矿的试验研究

从锌浸出渣中获得铅、银,不同于从原矿中回收铅、银。根据锌浸出渣的物理化学特性制定适宜的选矿方法。本试验采用了溜槽重选、摇床重选和直接浮选三种选矿方法进行试验。试验结果表明,采用一次粗选、两次精选、三次扫选流程可有效回收铅、银,为工业生产提供参考。     

从郴州某冶炼渣中分选锌铅银

郴州某冶炼渣中铅、锌、银、铁、硫含量分别为7.23%、5.02%、143.28 g/t、45.70%、21.11%。为开发利用该二次资源,对有代表性试样进行了选矿试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占72%条件下,以硫酸铜为活化剂、生石灰为抑制剂、异丁基黄药为捕收剂,经1粗1扫2精流程选锌,选锌尾矿再磨至-0.038 mm占84%后经1次摇床重选选铅银,可获得锌品位为40.02%、回收率为80.36%的锌精矿,以及铅、银品位分别为45.56%和 1 000.12 g/t,铅、银回收率分别为62.83%和69.59%的铅银混合精矿。     

祁雨沟矿区浮尾摇床重选精矿处理工艺研究

祁雨沟矿区选矿厂的摇床重选精矿总体粒度较粗,粒度集中区间为0.90～0.10 mm,金在0.90～0.45 mm粒级有明显的富集现象;试样中金属矿物以黄铁矿为主,金主要以连生金的形式存在,其次是硫化物包裹金和单体金,含量分别为57.86%、30.70%和11.21%;金矿物主要呈浑圆状,少量金矿物表面嵌连有脉石矿物。为了高效回收其中的金,进行了选矿流程试验,结果表明,试样在磨矿后再进行浮选比不磨矿直接摇床重选和磨矿后尼尔森重选效果好,可获得金品位为27.90 g/t、回收率为58.39%的精矿。现场以探索试验结果为依据,并参考类似矿山的生产实践进行了工艺流程优化改造,即将摇床重选精矿直接返回球磨机,这样大大简化了工艺流程。     

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。     

铅矾浮选:从锌浸出渣中回收铅的研究

用浮选法从锌浸出渣中回收铅对锌冶炼厂是有很大意义的。在我们的第一阶段研究中，研究了铅矾的可浮性和表面特性。在微量浮选试验中，研究了天然的铅矾和硫化过的铅矾同戊基钾黄药、Aerofloat和Aerophine捕收剂相互作用与捕收剂浓度、硫化钠浓度和pH之间的关系。pH、捕收剂和硫化程度影响铅的浮选回收率。硫化使捕收剂用量降到不硫化时的1／8。在第二阶段研究中，用分批浮选试验研究了用浮选法从锌浸出渣中回收铅的过程。在硫化前用水清洗浸出渣，以除去其中的可溶的组分。在低pH时，除去的锌的量最多。研究了以下不同参数对硫化过程的影响：硫化钠浓度、戊基钾黄药浓度、硅酸钠浓度和pH。硫化钠浓度对铅回收率的影响很大。硫化浸出渣所需要的硫化钠用量为硫化纯铅矾用量的3倍。浸出渣脱泥和粗精矿再精选可以提高精矿铅品位。     

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%。     

河南金源浮尾重选精矿尼尔森选矿试验

河南金源公司选矿厂浮选尾矿经螺旋溜槽预选后,溜槽精矿进入摇床进行分选,摇床精矿金品位仅3.5 g/t无法进行单独销售,这部分摇床精矿现阶段返回磨矿车间再磨,导致磨矿浮选作业流程中金属硫化物循环积存,对浮选指标和操作带来一定的影响.为进一步提高金矿物的综合回收率,促进尾矿资源的高效综合利用,进行了尼尔森选矿试验.试验结果...     

某银精矿氰化尾渣中铅和锌的浮选回收试验

某浮选银精矿经常温常压碱式氧化预处理-氰化浸出金、银后的氰化尾渣中,含有铅、锌、金、银等有价元素,金属矿物主要为黄铁矿、方铅矿、闪锌矿和毒砂,并含有少量含银矿物。该尾渣粒度很细,含泥量大,铅、锌矿物被氧化,使铅、锌的选别回收受到影响。对该尾渣进行铅、锌的浮选试验,结果表明,铅矿物不能得到有效富集而形成铅精矿,但可以获得锌品位为55.62％,锌回收率为66.15％的合格锌精矿,锌精矿中金、银品位为66.94 g/t和538.9 g/t,金、银回收率为47.96%和25.67%。     

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。     

Recovery of zinc from an industrial zinc leach residue by solvent extraction using D2EHPA

A hydrometallurgical treatment involving solvent extraction of zinc using di-2-ethylhexyl phosphoric acid (D2EHPA) has been investigated to recover zinc from an industrial leach residue. The residue was leached with sulfuric acid producing leach liquor which was subjected to solvent extraction for enrichment of zinc and removal of impurities. Operating variables, such as pH, D2EHPA concentration, temperature, aqueous/organic (A/O) phase ratio, tri-butyl phosphate (TBP) concentration and sodium sulfate (Na₂SO₄) concentration in aqueous phase were studied. Practically, all zinc was extracted from the aqueous solution at pH 2.5 with 20% w/w D2EHPA in kerosene. Increasing either TBP concentration up to 5%, or Na₂SO₄ concentration up to 0.2 M, increased the zinc extraction. Zinc could be extracted at one theoretical stage at A/O of 1/1, as calculated by McCabe–Thiele method.     

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。     

新型抑制剂在稀土尾矿综合回收萤石重晶石中的应用

四川某稀土矿山选厂尾矿含泥量大,萤石、重晶石品位均很低,重晶石矿物粒度较细,难以综合回收利用。采用自主研发的抑制剂SDN作为重晶石抑制剂,经混合浮选-萤石重晶石分离工艺选别,可得到Ca F2品位为97.28%、回收率为80.33%的萤石精矿和Ba SO4品位为90.45%、回收率为75.98%的重晶石精矿。新型抑制剂SDN为离子型小分子药剂,不仅能有效抑制重晶石,实现萤石与重晶石高效分离,还能有效避免絮凝现象导致的回水黏度越来越大,有利于生产顺利进行。     

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。     

从选矿厂洗矿水中回收镍金属的工艺探索

采用重选-浮选联合工艺对吉恩镍业选矿厂洗矿水进行了资源回收, 现场技术改造实践表明, 该工艺用于洗矿水资源回收是可行的, 效益显著, 具有一定的推广价值。     

用非氰抑制剂提高锌精矿质量的试验研究

用几种非氰抑制剂代替氰化钠在锌浮选中抑制硫化铁矿物,几组对比试验结果表明,浓缩糖蜜酒精废液抑制效果优于其它抑制剂.工业试验中,浓缩糖蜜酒精废液代替氰化钠作抑制剂,可使精矿含Zn由50.39%提高到52.33%,含Pb由1.55%降至0.9%,锌回收率由93.47%提高到94.13%,而且由于其无毒,因而使用安全、可避免对环境的污染.     

锌烟灰浸出液中铟、锗的提取

以锌烟灰硫酸化焙烧—浸出得到的浸出液为原料,采用P204萃铟、丹宁酸沉锗的方法实现了溶液中铟、锗的提取。以P204为萃取剂,盐酸溶液为反萃剂,铟的萃取率、反萃率均大于99%。铟萃余液用丹宁酸沉锗,最佳条件下的锗沉淀率大于99%。     

Iron recovery from sulphate leach liquors in zinc hydrometallurgy

Iron is usually present in leach solutions and its elimination is a major operational problem in zinc hydrometallurgy. The recovery of iron from such solutions is usually carried out by precipitation as jarosite, goethite or hematite. These residues, contaminated with heavy metals ions such as Zn, Pb, In, Ga, Ge, Co and sulphur, are environmentally unacceptable and their disposal in controlled ponds is very expensive. This fact justifies the interest in producing iron as a marketable product––pure hematite. With this purpose solvent extraction is being investigated as a promising alternative for the recovery of iron from leach solutions.     

选冶联合综合回收铅银渣中金银试验研究

为充分开发和利用二次资源,对铅银渣进行试验研究。渣中银品位为158.3 g/t,金品位为1.02 g/t,具有较高的回收价值。铅银渣具有水分大、可溶物含量高,粒度较细等特点。试验采用硫酸化焙烧—洗涤—磨矿后浮选的工艺,当硫酸用量为2.0 kg/t,焙烧温度为800℃,焙烧时间为4 h,磨矿细度-44μm含量占90%,T19用量为2.0 kg/t,硫酸铜用量为400g/t,酯-30用量为300 g/t时,进行闭路试验。经过一次粗选、一次精选、一次扫选、中矿单独处理的闭路流程,可获得银品位为1 755.48 g/t,银回收率为84.17%的银精矿,银精矿中金的品位为12.16 g/t,金回收率为90.52%的较好指标,实现了铅银渣的综合利用。     

多金属铜锌矿铜精矿降锌工业试验应用研究

云南某多金属低品位铜锌矿采用部分混合浮选工艺,在生产中存在铜锌浮选分离效率低、铜精矿含锌高的突出问题。原矿工艺矿物学研究分析知原矿中铜、锌矿物单体解离度较高,原现场捕收剂对铜矿物选择性较差,导致铜精矿中锌含量高。实验室试验采用新型铜捕收剂OL-IIA替换现场原铜组合捕收剂,取得显著效果后推广到工业试验。工业试验结果表明,新药剂制度下铜精矿品位16.48%、铜的回收率45.81%,精矿含锌6.95%。原药剂制度下铜精矿品位15.80%、铜的回收率42.61%,精矿含锌11.04%。相比而言,新药剂条件下铜回收率提高了3.20%,铜精矿含锌相比原药剂降低了4.09%、银含量增加了32.33%。流程考查及产品分析可知新捕收剂OL-IIA可扩大铜矿物和锌矿物的润湿性差异,提高了铜精矿品位,有效降低了铜精矿中锌的含量,最终实现了铜锌的精确分选、高效回收。