湿法炼锌酸浸出渣浮选回收银试验

传统锌精矿伴生银回收,均是从挥发窑渣中进行,由于矿物性质变化,导致银无法有效回收。进行了从锌酸浸出渣中浮选回收银的研究,解决了锌精矿中伴生银回收的问题。某湿法炼锌浸出渣含Ag 350 g/t,Au0.01 g/t,Pb 3.87%,Zn 17.45%,Cu 1.38%,银主要以自然银存在,占60.13%。采用高效捕收剂HT-1#、起泡剂HT-2#进行浮选,经过一粗四精三扫工艺,获得银精矿产率4.39%,含银6616 g/t,银回收率82.98%,取得良好的经济技术指标。     

采用碱浸预脱硅-氰化工艺从氰化尾渣中回收金

采用高浓度碱浸对氰化尾渣进行预脱硅处理,考察搅拌速度、固液比、Na OH浓度及温度对硅浸出速率的影响,研究脱硅过程的反应动力学,得到相应的动力学方程。结果表明:当搅拌速度为400 r/min、固液比为1:5、Na OH浓度为80%、反应温度为280℃时,二氧化硅的浸出率为91.8%;碱浸过程受产物层内扩散控制,表观反应活化能为37.375 k J/mol。通过正交实验对氰化浸金的条件进行了优化,在Si O2浸出率为91.8%,Na CN浓度为1.5 g/L,固液比为1:3,浸出时间为48 h的条件下,金的浸出率为87.83%。     

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.     

利用隔膜压滤机从电解锌浸出渣中浸出与回收锌（英文）

研究利用隔膜压滤机从锌浸渣中浸出和回收锌的可行性。实验结果表明:选择粒度小于106μm的锌焙砂和宽度30 mm的压滤腔室时滤饼的均匀性及洗涤效果较佳。以废电解液洗涤锌浸渣的形式浸出锌,在90~96°C条件下洗涤90 min获得的锌浸出率为97%,且水洗后几乎所有浸出的锌被回收,避免了锌渣中锌的损失。与传统热酸浸出工艺相比,以隔膜压滤机为浸出反应器的浸出工艺不仅能保障浸出率又能缩短浸出时间。并且还可将浓缩、化浆、二段浸出和洗涤与过滤、压滤集成在一台隔膜压滤机上完成。     

氰化金泥处理过程产生的银渣中金、银的回收

为了回收金精炼氯化分金后生产银锭过程中副产品银渣中的金和银,对直接氰化及先酸溶再氰化处理效果进行了对比研究。结果表明,银渣经酸处理后,在优化条件下,其金浸出率可达95%以上,银浸出率可达90%左右,明显高于直接氰化;采用直接氰化处理方法,当银渣细磨至-0.038 mm占95%以上粒度时,氰化过程中加入碳酸氢铵,且氰化分段进行洗涤,延长浸出时间,可显著提高金、银浸出率。通过多次分段洗涤-氰化浸出工业试验,银渣中金回收率高达92.93%,银回收率84.17%。采用的方法操作过程简单,试剂消耗少,经济效益显著。     

某难处理金精矿热压预氧化-氰化浸金实验

对某难处理金精矿进行了热压预氧化-氰化浸金实验,探讨热压预氧化温度、时间、氧化分压和矿浆浓度对金浸出率和氰化钠耗量的影响。结果表明,在粒度-44μm占90.74%、温度220℃、矿浆浓度25%、氧分压0.8 MPa和转速750 r/min条件下预氧化2.5 h,砷主要以稳定的结晶状砷酸铁或者臭葱石形式被固定在氧化渣中;预氧化渣在矿浆浓度33%、pH=10~11、初始氰化钠浓度0.3%和活性炭浓度25 g/L条件下氰化浸出24 h,与金精矿直接氰化相比,浸出率由11.21%提高至95.75%,氰化钠耗量从46.99 kg/t降低至1.36 kg/t。     

某氰化渣的改性石硫合剂法浸金研究

某氰化渣中金的品位为12.03 g/t,氰化渣里游离金的颗粒极细,并且被铁氧化物包裹,难以解离,属于难浸类金矿。采用改性石硫合剂对氰化渣进行了浸金研究,考察了超细磨时间、氧化剂用量、矿浆p H和搅拌时间对金浸出率的影响。优化实验条件为:超细磨时间2 h、氧化剂Ca O2用量0.78 g/500 g、矿浆p H≈11.5、液固比2:1、搅拌浸出时间24 h,金的浸出率达78.57%。     

锌浸渣还原焙烧-磁选回收铁

在查明锌浸渣工艺矿物学的基础上,采用还原焙烧将铁酸锌分解为氧化锌和磁性氧化铁,再通过磁选的方法回收铁,达到锌、铁分离的目的。实验考查了焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量对铁酸锌分解率、铁回收率和铁品位的影响。结果表明:在焙烧温度为950℃、焙烧时间为1 h及还原剂添加量为10%和5%的条件下,铁酸锌分解率达到72.05%,铁回收率可达到91.79%,精矿中铁的品位为50%左右。焙烧及磁选过程中颗粒的团聚包裹是铁精矿品位不高的主要原因。     

锌浸出渣中银的回收方法综述

湿法炼锌是当今世界炼锌主要方法,生产中所得锌浸渣中含有较多的锌及其他有价金属(如银、铅、铜、镉、铟、锗等),作为尾矿堆存不仅会占用大量的土地资源,而且还会造成资源的严重浪费,加之锌浸出渣的长期堆存环境危害性高,因此对锌浸出渣中的有价金属进行综合回收具有十分重要的意义。本文结合国内外锌浸出渣的研究状况,重点针对锌浸出渣中银的回收现状进行论述,全面阐述锌浸出渣中银的工艺矿物学性质、提取工艺流程及发展趋势,对该类资源的综合回收利用具有十分重要的借鉴作用。     

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。     

Recovery of valuable metals from zinc leaching residue by sulfate roasting and water leaching

Zinc leaching residue (ZLR), produced from traditional zinc hydrometallurgy process, is not only a hazardous waste but also a potential valuable solid. The combination of sulfate roasting and water leaching was employed to recover the valuable metals from ZLR. The ZLR was initially roasted with ferric sulfate at 640 °C for 1 h with ferric sulfate/zinc ferrite mole ratio of 1.2. In this process, the valuable metals were efficiently transformed into water soluble sulfate, while iron remains as ferric oxide. Thereafter, water leaching was conducted to extract the valuable metals sulfate for recovery. The recovery rates of zinc, manganese, copper, cadmium and iron were 92.4%, 93.3%, 99.3%, 91.4% and 1.1%, respectively. A leaching toxicity test for ZLR was performed after water leaching. The results indicated that the final residue was effectively detoxified and all of the heavy metal leaching concentrations were under the allowable limit.     

锌丝置换氰化镀银废水中低浓度银的研究及应用

氰化镀银工艺产生了大量的含银清洗废水,采用锌丝置换氰化镀银漂洗废水中的低浓度银有助于节约资源、保护环境。考察了锌丝用量、反应时间、温度、pH值、搅拌速度对银回收率的影响。最佳置换条件为,锌丝用量1 g/200 mL,pH值8~9,温度30 ℃,搅拌速度400 r/min,反应时间30 min,银置换率99.44%。动力学分析表明,氰化镀银漂洗废水中银的置换反应符合一级动力学,扩散为控制步骤,以反应Arrhenius方程计算出反应活化能为19.95 kJ/mol。参考研究结果,设计了回收装置,银回收率99%,回收成本比树脂法低。     

湿法炼锌废渣中硫脲浸出银的动力学

探讨了从湿法炼锌废渣中用硫脲浸出回收银的浸出反应动力学,从这种难浸的含银炼锌废渣中用硫脲浸出回收银,浸出反应是一种典型的氧化还原反应并可充分进行,同时,通过动力学推导得出,从湿法炼锌废渣中用硫脲浸出银的反应动力学模型为收缩核动力学模型,同时计算出浸出活化能为13．26kJ/mol。该模型反映了浸出过程中控制整个反应速率的决定步骤是固膜扩散速率,并较好地说明了浸出机理。     

锌浸出渣中银的浮选回收综述

锌浸出渣是湿法炼锌过程中产生的固体废弃物,其含有的银具有巨大的经济价值,浮选回收银是重要的途径。锌浸出渣中浮选回收银,面临着含银矿物种类多而分散、矿物粒度细、酸性强及难免离子含量高等综合叠加影响。部分锌浸出渣可采用直接浮选法回收银,但对银赋存状态异常复杂的锌浸出渣,直接浮选往往难以实现银的高效选别回收,多采用进行一定的预处理后再浮选的间接浮选法。常用的预处理技术主要有浆洗、磨矿、外加载体、焙烧及热酸浸出等,预处理可针对性的调控矿浆环境、改变矿物的赋存状态及矿物表面性质,以提高选择性和捕收能力。各种预处理都有其独特的优缺点,合适的预处理技术结合湿法炼锌工艺或预处理技术的有机联合应用,对浮选回收锌浸出渣中的银将更为有效。     

重金属强化含金矿石的氰化浸出

通过分析铊、铋、汞和铅等重金属强化金氰化溶解的电化学原理,对含金氧化物矿石和难浸硫化物金精矿进行了重金属强化浸金研究.结果表明:重金属对金氰化溶解的阳极过程有显著的强化作用,但在常规供氧条件下,金的溶解速率并未显著提高;只有同时采用阴极强化措施,才能使重金属起到显著提高金溶解速率的作用;对于含金氧化物矿石,单独采用重金属强化即可明显提高浸金速率,如果在过氧化氢助浸的基础上添加重金属,金的浸出速率会有更大幅度的提高;对硫化物金精矿而言,单独采用重金属无明显强化效果,只有在添加过氧化氢作为辅助氧化剂的基础上,重金属对金的浸出才能起到强化的作用,该体系中过氧化氢起到了强化阴极过程和氧化硫化物的双重作用.     

Thermodynamics of leaching roasted jarosite residue from zinc hydrometallurgy in NH4Cl system

The thermal decomposition process of jarosite residue and the solubility of various oxides presented in the decomposed residue in NH₄Cl-H₂O system were studied. The results of heat decomposition of jarosite residue show that the insoluble ZnFe₂O₄ phase in the residue can be decomposed at temperatures ranging from 500 °C to 650 °C for 1 h. The OLI Systems software was used to study the thermodynamics of the solubility of various metal oxides existing in the decomposed residue in NH₄Cl-H₂O system. The results show that the solubility of ZnO, PbO, CdO, CuO and Ag₂O is high, while the solubility of Fe₂O₃ is less than 10^?4 mol/L in the pH range from 4.0 to 9.0. The calculated data are in accordance with the experimental results.     

锌粉置换回收锑精矿碱浸液中的金

锑精矿碱浸液是湿法处理锑精矿产生的中间产物含有少量的金,必须回收。以山东某公司锑精矿碱浸液为原料,经多种提取剂对比,采用锌粉置换回收其中的金。考察了锌粉用量、料液pH、浸出温度、时间的影响,得到的最佳工艺条件为:锌粉用量4.0 kg/m³,溶液pH=11,反应时间3 h,反应温度80 ℃,多批次试验金回收率88%。工艺过程简单,经济性可行,有效解决了资源浪费问题,为锑精矿碱浸液回收金提供了一条新的工艺。     

Technological mineralogy and environmental activity of zinc leaching residue from zinc hydrometallurgical process

Chemical, physical, structural and morphological properties of zinc leaching residue were examined by the combination of various detection means such as AAS, XRF, XRD, Mössbauer spectrometry, SEM-EDS, TG-DSC, XPS and FTIR. The toxicity characteristic leaching procedure (TCLP) was used to investigate the environmental activity of zinc leaching residue for a short contact time. The phase composition analysis indicated that the zinc leaching residue mainly consists of super refined flocculent particles including zinc ferrite, sulfate and silicate. The physical structural analysis showed that it has a thermal instability and strong water absorption properties. The results of TCLP indicated that the amounts of Zn and Cd in the leaching solution exceed 40 and 90 times of limit, respectively, which demonstrate that this residue is unstable in weak acidic environment for a short contact time.     

铁酸锌选择性还原及其在锌浸出渣处理中的应用

传统湿法炼锌过程产生大量富含有价金属资源的铁酸锌废渣,铁的分离是实现铁酸锌废渣中有价金属资源回收的关键。提出含大量铁酸锌的锌浸出渣选择性还原焙烧?浸出分离铁和锌的新方法。通过热力学分析确定铁酸锌分解过程中Fe3O4和ZnO产物的优势区域,并发现V(CO)/V(CO+CO2)比是控制铁酸锌还原焙烧产物物相的关键因素,在V(CO)/V(CO+CO2)比在2.68%?36.18%范围内,铁酸锌优先分解生成在Fe3O4和ZnO。通过TG分析,确定铁酸锌还原焙烧的最佳条件为焙烧温度700?750°C,CO体积分数6%,V(CO)/V(CO+CO2)30%。基于上述研究结果,对富含铁酸锌的锌浸渣进行还原焙烧处理,焙烧产物经酸浸后,锌的浸出率达70%,铁的浸出率仅为18.4%,实现锌浸渣中锌和铁的有效分离。