高铅锌复杂黝铜精矿综合处理工艺选择

某高铅锌复杂黝铜精矿富含铜、银,还含有铅、锌、锑等有价金属。通过现有类似工艺方案的比较和试验验证,推荐采用"半硫酸化焙烧—硫酸浸出铜、锌—盐酸氯盐浸出银、锑—次氯酸钠氧化浸金—碳铵转化回收铅"的综合处理工艺回收有价元素。验证试验结果表明,铜、锌、铅的总回收率均大于95%,银、金、锑的总回收率分别大于98%、94%和90%。该工艺中各操作单元大多已有工业应用的实践经验,工业化简单。     

高铅锌复杂黝铜精矿综合处理工艺选择

某高铅锌复杂黝铜精矿富含铜、银,还含有铅、锌、锑等有价金属。通过现有类似工艺方案的比较和试验验证,推荐采用"半硫酸化焙烧—硫酸浸出铜、锌—盐酸氯盐浸出银、锑—次氯酸钠氧化浸金—碳铵转化回收铅"的综合处理工艺回收有价元素。验证试验结果表明,铜、锌、铅的总回收率均大于95%,银、金、锑的总回收率分别大于98%、94%和90%。该工艺中各操作单元大多已有工业应用的实践经验,工业化简单。     

提高铅阳极泥中Te回收率的实验研究

对铅阳极泥进行预氧化、浸出和还原沉淀处理回收Te,结果表明,优化的Te回收工艺为自然堆放氧化处理-硫酸+氯化钠+氯酸钠体系浸出-控电位亚硫酸钠沉Te。铅阳极泥经过自然堆放氧化处理4d后,在3 mol/L硫酸+3mol/L氯化钠+20%氯酸钠体系、L/S=5∶1、反应温度80℃、反应时间4h的条件下搅拌浸出,Te浸出率达到了92.15%,Cu及其他有价元素的浸出率均在90%以上,Ag、Pb则留在渣中。对浸出液进行控电位亚硫酸钠沉Te,控制电位在0.342~0.568V之间,以两倍理论量的亚硫酸钠作为还原剂,Te还原率达92.57%,Cu及其他有价元素留在溶液中进行下一步回收。采用该优化工艺从铅阳极泥中回收Te至粗Te渣,Te综合回收率可达85%以上。     

废旧金刚石工具酸分解回收有价金属的理论及实验研究

为了对废旧金刚石工具中的有价金属进行回收,通过查阅热力学数据,绘制了金刚石工具中常见的5种有价金属(镍、铁、铜、钴、锡)的电位-pH图,并对其进行分析,通过分析可知,采用盐酸和硝酸的混合酸可将这5种元素进行浸出,并通过实验进行验证.结果表明,在金刚石工具重量为21.44 g(铜:35%,铁:20%,镍:15%,钴:15%,锡:15%),总酸量(体积比盐酸:硝酸=3:2)为140 ml,浸出体系使用恒温水浴96℃,搅拌速度为500 r·min-1,当反应进行到80 min时,各种金属的浸出率达到了99%左右,实现高效浸出.     

从钴土矿中提取有价金属的试验研究

研究了常温常压下,采用SO2浸出-离子浮选-溶剂萃取工艺从钴土矿中综合提取钴、锰、铜、镍等有价金属.结果表明,锰回收率大于97%,钴总回收率大于95%,镍总回收率大于90%.     

硫化铵提硫过程中汞、银、锌的浸出行为研究

硫化锌矿采用加压浸出技术处理后,得到的浸出渣经浮选和热过滤能获得纯度较高的硫磺,但硫的回收率低,且其中有价金属不易综合利用。利用硫化铵从热过滤渣中进一步回收硫,并对提取硫磺过程中汞、银、锌的浸出行为进行研究,分析了(NH4)2S浓度、液固比和浸出时间对浸出过程的影响。研究表明,在常温,(NH4)2S浓度为1.0 mol/L,液固比为6:1,浸出时间为60min的条件下,元素硫浸出率为95.36%,Hg、Ag、Zn的浸出率分别为4.71%、33.73%、0.32%。采用蒸馏热分解多硫化铵浸出母液,元素硫回收率为95%,获得的元素硫纯度达到99.5%以上。     

综合回收废旧锂电池中有价金属的研究

研究了废旧锂电池芯粉中多种有价金属的回收工艺. 该工艺采用碱溶解铝-旋流分离铜-低液固比硫酸+双氧水浸出-水解净化-P507萃取-草酸沉钴-碳酸沉锂的流程, 优化了各单元步骤的操作参数, 钴、铜、铝、锂的回收率分别达到94%, 92%, 96%, 69.8%. 这种方法在浸出过程中使用酸量少, 溶剂可循环使用, 实现了多种有价金属的综合回收, 将为实现工业化综合回收废旧锂电池中有价金属提供依据.     

富铼渣中铼浸出试验

针对富铼渣中成分多、金属赋存状态复杂的特点,采用控电位氧化浸出方法对富铼渣中的铼进行浸出试验,通过单因素试验确定了下述最优条件：氧化浸出电位700~750 mV、硫酸质量浓度15%、浸出温度70 ℃、浸出时间60 min,在此条件下铼浸出率为98.612%,其他组分浸出率均高于90%。     

大洋多金属结核氨浸工艺影响因素研究

在低温水溶液条件下,以亚铜离子为催化剂,一氧化碳为还原剂,在氨性体系中,对日处理10 kg大洋多金属结核扩大试验的浸出行为影响因素进行研究。试验考察了浸出体系电位、金属离子浓度、温度、液固比等因素对有价金属浸出率的影响。结果表明,控制浸出体系的电位对维持较快的反应速度和较高的金属浸出率十分重要;溶液中的钴离子浓度对钴浸出率影响较大,随着溶液中钴离子浓度的增加,钴浸出率下降,镍离子浓度对镍浸出率的影响很小;液固比对镍、钴、铜浸出率的影响不显著;温度对有价金属浸出率有一定影响,最好控制在40~50℃。     

湿法炼锌制镉碱渣综合回收实践

采用高温高酸氧化浸出工艺对湿法炼锌粗镉生产过程产出的制镉碱渣进行处理。通过“电解液+锰粉氧化浸出”与“电解液直接浸出”制镉碱渣小试工艺试验对比,获得高温高酸氧化浸出的工艺参数为：浸出温度85~90 ℃、浸出时间8 h以上、液固质量比~4 g/g,锌、镉高温高酸氧化浸出率分别达到96.88%、95.35%。通过工业化实践,将某锌冶炼厂长期堆存的制镉碱渣有效处理,实现锌、镉等有价金属的回收,提高金属回收率,同时避免含隔渣长期堆存带来的环保风险,具有较好的经济和环境效益。     

从多金属复杂金精矿焙砂中分离提取有价金属

对某多金属复杂金精矿的焙砂进行了"酸浸提取铜锌—盐浸提取铅银—氰化提取金银"工艺试验,获得了各工序的最佳工艺条件。在最佳工艺条件下的综合试验表明,金、银、铜、锌、铁的回收率分别为94.63%、65.12%、90.45%、82.87%、98.92%,有效实现了各有价金属的综合回收。     

多金属银矿湿法处理工艺研究

某以银为主的多金属精矿,银以固溶体形态存在于方铅矿及闪锌矿中。直接氰化时,银浸出率小于10%,金浸出率小于50%,因此应先进行预处理以提高金银浸出率。结果表明,对含金、银、铜、铅、锌的多金属精矿,采用氨浸—氰化或氨浸—酸脱铅—氰化方案可以得到良好效果。在85～100℃、0.2MPa氧压条件下进行氨性浸出后,铜、锌浸出率分别达到99%及93.8%,铅转化率94.8%,再进行常规氰化,金、银氰化浸出率分别达到98%及99%。     

湿法炼锌渣中银的回收

在湿法炼锌工艺中锌精矿中的银主要富集在酸性浸出渣中,此矿样的浸出渣中Ag的品位约为234 g/t,还含有Zn、Pb等可重复利用金属,研究Ag、Zn、Pb等的回收再利用具有十分重要的意义。本文以酸性浸出渣为原料进行了物理分选、还原焙烧、直接熔炼法以及氧化焙烧-氰化提银的试验,重点研究了物理分选过程Ag、Zn、Pb的富集走向及氧化焙烧-氰化提银工艺中氯化钠用量、焙烧时间及温度对Ag浸出率的影响。研究得出:高温高酸浸出后浮选可使Zn和Ag得到富集;浸出渣酸浸后熔炼使粗铅中的Ag和Pb富集,Ag品位可提高6倍;并通过试验得到了较优的氧化焙烧和氰化浸出提银工艺参数。      

内蒙古某铜铅锌复杂多金属矿的浮选试验研究

试验矿样取自内蒙古某地的铜铅锌复杂多金属矿,原矿含Cu 0.25%、Pb 2.53%、Zn 4.47%,并且伴生Ag 92.5 g/t、In 42.5 g/t,研究了该矿石的浮选工艺以及在浮选过程中各种药剂的用量,最终得到铜精矿中含Cu 17.62%、回收率达到58.26%;铅精矿含Pb 66.55%、回收率高达90.39%;锌精矿含Zn 48.12%,回收率90.29%;与此同时,铅精矿含Ag达到1 642.0 g/t、回收率60.3%,锌精矿含In达到248.7 g/t、回收率达到53.5%。结果表明,此浮选工艺可有效处理该复杂多金属矿。     

某含金多金属矿石的选矿试验研究

在充分论证和试验研究基础上，采用混汞－浮选联合流程及适宜的工艺条件，在原矿品位为Au7.18g/t、Ag47.7g/t、Cu0．207％的情况下，获得了浮选混合精矿含Au54.00g/t、Ag509g/t、Cu3.13%，混汞加浮选回收率分别为Au90.53%、Ag95．98％、Cu97.67%的指标；全泥氰化金浸出率为84．60％、银的浸出率78．60％。     

江西地区银铅锌多金属矿选矿试验研究

对江西地区某银铅锌多金属矿进行选矿试验研究,原矿组成复杂且矿物间嵌布关系复杂,原矿中的有价元素主要以硫化矿形式存在,入选矿石品位为Ag 158.9 g/t、Pb 2.01%、Zn 2.95%。为了更好地实现银铅锌元素综合回收,选用"硫化银铅浮选—锌硫混合浮选再分离锌—锌硫混浮尾矿再选硫"流程工艺进行浮选,最终获得Pb品位43.32%、回收率86.17%、Ag品位2667.6 g/t、Ag回收率66.41%的铅精矿产品,Zn品位40.32%、回收率76.79%的锌精矿产品,较好地实现了原矿中Pb、Zn、S元素及伴生Ag元素的综合回收利用。     

Recovery of valuable metals from jarosite by sulphuric acid roasting using microwave and water leaching

In this paper, jarosite residue (JR) blended with concentrated H₂SO₄ was subjected to a process comprising microwave roasting and water leaching. The effects of H₂SO₄/JR weight ratio, microwave roasting temperature and time, water leaching conditions on the recovery of Fe, Zn, In, Cu, Cd, Ag and Pb were investigated utilising a series of experiments.

Based on energy conservation and environmental protection, optimum conditions for metals recovery from JR were determined as: H₂SO₄/JR weight ratio?=?0.36, microwave roasting temperature, 250°C; roasting time, 30?min; leaching temperature, 50°C; leaching time, 1?h; and liquid–solid ratio, 4:1 (mL/g), thus, the extraction of Fe, Zn, In, Cu, Ag and Cd were 89.4, 80.7, 85.1, 90.7, 61.3 and 48.8% respectively, while the Pb was concentrated in the final residue. Scanning electron microscope-energy dispersive spectrometer (SEM-EDS) patterns were used to characterise and analyse the transformation of valuable metals in the residue after roasting and leaching.     

某银多金属矿的选矿试验研究

针对某银多金属矿矿物组成种类繁多、矿石性质复杂、铜铅分离不彻底及贵金属银回收率低等问题,分析了原矿矿物组成和矿石性质,并进行了详细的选矿试验研究。在给矿品位为铜0.68%、铅1.22%、锌1.47%及银74 g/t的条件下,小型闭路试验获得选矿指标如下：铜精矿中铜品位为27.22%、铜回收率为85.29%;铅精矿中铅品位为56.37%、铅回收率为85.02%;铜精矿和铅精矿中银累计回收率为86.73%;锌精矿中锌品位为53.22%、锌回收率为77.48%。与矿山实际生产对比,该工艺技术不仅药剂制度简单,流程简洁,且大大提高了银、铜和铅的选别指标。     

Zinc Recovery From Lead–Zinc–Copper Complex Ores by Using Column Flotation

Pb–Zn–Cu complex ore from Bal?kesir–?vrindi district have been concentrated by GESOM A.?. using a selective mechanical flotation technique. Ore feeds containing 3.23% Pb, 0.52% Cu, and 2.71% Zn were concentrated by six stages of cleaning and four stages of scavenging. The final zinc concentrate which contains 2.13% Pb, 1.14% Cu, and 52.77% Zn were produced with 61.38% Zn recovery. In this study, the effects of air rate, bubble diameter, gas holdup, and superficial air rate on the column flotation performance were investigated. In order to obtain best results, operation parameters were optimized. Besides, the number of cleaning and scavenging stages of zinc circuit was reduced by using column flotation instead of mechanical flotation. Hence, higher grade zinc concentrates with higher recovery were obtained. Using three stages of cleaning and three stages of scavenging, the zinc concentrate having 58.81% Zn was produced with a recovery of 74.21% indicating an improvement in final zinc concentrate. This achievement of column flotation method was recommended as an alternative method for the zinc circuit to the plant mentioned above, since it will reduce the operating costs.     

含金多金属矿的分离工艺

通过对含金多金属矿石混合精矿的试验研究，采用先氰化后浮选的工艺流程，获得合质Au、Ag及合格的Cu、Pb、S精矿。Au、Cu、Pb回收率分别为92．09％、88．8％、87％、。结果表明此工艺流程能够解决含金多金属混合精矿的有效分离问题。