彭忠平， 沈強(qiáng)華， 何乾， 張周， 雷晉淇

（昆明理工大學(xué)冶金與能源工程學(xué)院，昆明650093）

我國(guó)80%以上的Zn使用“焙燒-浸出-凈化-電積-熔鑄”的工藝產(chǎn)出[1-2]，其中比較有代表性的是沸騰焙燒浸出技術(shù)[3]，被我國(guó)的濕法煉鋅企業(yè)廣泛使用。鋅焙砂浸出是使其中的ZnO被稀硫酸溶液溶解[4]，所用的稀硫酸溶液為鋅電積產(chǎn)出的廢液[5]。

采用濕法工藝冶煉鋅精礦時(shí)，在提取Zn的同時(shí)還會(huì)使礦中的Ag都富集在酸性浸出渣里面[6-8]。我國(guó)的濕法煉鋅企業(yè)每年生產(chǎn)Zn時(shí)還帶有大量的酸性浸出渣副產(chǎn)品，渣中含有Ag、Zn、Pb等有價(jià)金屬元素。隨著Ag用量的不斷增長(zhǎng)以及Ag資源的日益匱乏，對(duì)從含Ag的酸性浸出渣中回收利用Ag的研究具有十分重要的意義[9-12]。目前處理濕法煉鋅酸性浸出渣的主要方法有奧斯麥特法、回轉(zhuǎn)窯揮發(fā)法、煙化爐揮發(fā)法、濕法洗滌法等[13-16]。

1 浸出渣中銀、鉛、鋅的物相研究

試驗(yàn)研究的酸性浸出渣來(lái)自于云南黃金礦業(yè)集團(tuán)股份有限公司某濕法煉鋅廠[17]，渣中主要元素含量如表1所列。

表1 濕法煉鋅浸出渣的主要成分含量Table 1 The content of main elements in wet zinc leaching slag

在濕法煉鋅生產(chǎn)流程中，鋅精礦經(jīng)過焙燒后，大部分Zn轉(zhuǎn)化為氧化物，少量為硫酸鹽。鋅焙燒礦經(jīng)過中性浸出和低酸浸出過濾后，形成的浸出渣以硫酸鹽為主，其次為結(jié)晶完整的二氧化硅和膠體的二氧化硅，未浸出的硫化物等固態(tài)物相是以極細(xì)的微粒存在，呈一種似膠態(tài)的高分散含水中間化合物形態(tài)產(chǎn)出，它不具有天然礦物的晶形。從理論上講，除了部分表面被氧化的硫化銀和難溶包裹銀難以浮選外，其他各種形態(tài)的銀均可浮選。銀在浸出渣中的形態(tài)比較復(fù)雜，有自然銀、硫化物、硫酸鹽、氧化物、氯化物、硅酸鹽及銀鐵釩等，大部分為硫化銀。由于銀的物相比較復(fù)雜，包裹嚴(yán)重以及長(zhǎng)久堆存使其性質(zhì)復(fù)雜化等原因，銀含量又特別低，給提銀工作帶來(lái)很多困難。

本次試驗(yàn)中，先將鋅精礦進(jìn)行焙燒，再進(jìn)行中性浸出和低酸浸出處理，過濾得到的浸出渣以硫酸鹽為主。把原渣放在顯微鏡下放大，觀察礦物組成，浸出渣的顯微照片如圖1所示。

圖1 原渣放大160倍的光學(xué)照片F(xiàn)ig.1 Optical image of the original slag magnified 160 times

由圖1，可以分辨金屬礦物與脈石，但不能觀看到銀礦物。在顯微鏡下把金屬礦物挑揀出來(lái)，進(jìn)行成分分析，銀含量為316 g/t，比原礦品位高，同時(shí)非金屬礦物中銀含量為203 g/t，說明銀的分布比較分散。從圖1中可知，浸出渣的顆粒分布廣。

2 浸出渣物理分選過程銀、鉛、鋅的富集走向試驗(yàn)研究

2.1 直接浮選

將未經(jīng)處理的濕法煉鋅渣加入浮選機(jī)中，調(diào)整礦漿的濃度及pH，并添加藥劑開始浮選。浮選所用的藥劑為：丁基黃藥（1 000 g/t）；丁基黃藥+丁基銨黑藥（900 g/t+100 g/t）；丁基黃藥+丁基銨黑藥（700 g/t+300 g/t）；丁基銨黑藥+乙硫氮（80 g/t+80 g/t）。試驗(yàn)得到不同藥劑混合使用以及其用量對(duì)Ag浮選指標(biāo)的影響[18]，如表2所列。

試驗(yàn)結(jié)果表明，丁黃+丁黑（700 g/t+300 g/t）浮選得到Ag的品位為359.66 g/t，Ag的回收率為48.35%，未達(dá)到理想效果，因此還需繼續(xù)探索新的處理方法。Ag的品位及回收率未達(dá)到預(yù)期效果的原因有：①浮選時(shí)Zn2+濃度較高，阻礙了Ag的回收和浮選；②濕法煉鋅渣的pH≈2.5，在此環(huán)境下捕收劑無(wú)法充分發(fā)揮其藥效。

2.2 高溫高酸浸出后浮選

高溫高酸浸出也稱熱酸浸出，基本原理是在高溫條件下使鐵酸鋅在高酸中溶解分離出Zn金屬，從而提高Zn的浸出率。根據(jù)高溫高酸浸出的基本原理，可采用高酸將濕法煉鋅渣中的鐵酸鋅分解。其反應(yīng)為:

表2 捕收劑混合使用及其用量試驗(yàn)結(jié)果（原渣pH≈2.5）Table 2 Experimental results of mixed use and dosage of collector（pH of the original slag≈2.5）

同時(shí)渣中的ZnS可將溶液中的Fe3+還原為Fe2+而溶解。反應(yīng)如下:

ZnO·Fe2O3的溶解程度與熱酸浸出的條件有關(guān)；ZnS的溶解程度受硫酸濃度、硫酸高鐵濃度和溶解溫度的影響。熱酸浸出的條件保持的越好，分解的ZnO·Fe2O3越多，F(xiàn)e3+含量越高，ZnS被破壞的就越徹底，渣中Zn含量就越低，Zn的回收率就越高，且有利于Ag的浮選。

2.2.1 高溫高酸浸出預(yù)處理及其條件優(yōu)化

試驗(yàn)方案確定為高溫高酸浸出預(yù)處理后，對(duì)浸出渣進(jìn)行浮選。預(yù)處理的目的是分離Zn和Pb,以便分別回收，且Zn含量高會(huì)使Ag的浮選效果變差。浸出率的影響因素有：始酸濃度、浸出時(shí)間、浸出溫度以及液固比[19－20]。

按液固比5∶1，取樣100 g，水500 mL，不同濃度酸浸后過濾，過濾所得濾液和濾渣的成分分析如表3、表4所列。部分銀溶解在濾液中，可通過加入鉛板將其置換出來(lái)，形成富銀置換物，用于后續(xù)精煉。

表3 不同酸度濾液中元素含量Table 3 Element content in filtrate with different acidity

表4 不同酸度濾渣中元素含量Table 4 Element content in filter residue with different acidity單位：質(zhì)量分?jǐn)?shù)，%

當(dāng)酸度為60、80、100、200 g/L時(shí)，對(duì)應(yīng)的過濾所需時(shí)間分別為0.17、0.18、0.18、0.42 h，所得溶液的過濾性能良好。由表3、表4可以看出，當(dāng)硫酸濃度為200 g/L時(shí)，濾液中的Zn含量為16.62 g/L，Zn回收率達(dá)到77.45%，表示Zn得到富集；濾液中溶解的部分Ag可通過置換得到回收，濾渣中Zn2+低有利于Ag浮選，濾渣中Ag品位為488.0 g/L，Ag入渣回收率達(dá)到82.09%，使Ag得到富集。故高溫高酸浸出預(yù)處理可使Zn、Ag得到富集，并能提高Zn、Ag的回收率。

1）始酸濃度對(duì)浸出率的影響。試驗(yàn)條件：原渣、液固比、浸出溫度、浸出時(shí)間分別選取100 g、4∶1、80 °C、2 h，研究不同始酸濃度對(duì)Zn浸出率的影響，結(jié)果如圖2所示。

圖2 過濾渣中元素含量與始酸濃度的關(guān)系Fig.2 Element content in filter residue

由圖2可以得出，隨著硫酸用量的提高，Zn的浸出率逐漸升高，當(dāng)硫酸濃度為150 g/L時(shí)，渣中Zn只有3.57%。當(dāng)硫酸濃度升高到170 g/L時(shí)，Zn的浸出率相較于硫酸濃度為150 g/L時(shí)變化不大，基于經(jīng)濟(jì)效應(yīng)始酸濃度選擇150 g/L。

2）浸出時(shí)間對(duì)浸出率的影響。原渣、液固比、浸出溫度、硫酸濃度分別為100 g、4∶1、80℃、150 g/L，探究不同的時(shí)間對(duì)Zn浸出率的影響如圖3所示。

圖3 過濾渣中元素含量與浸出時(shí)間關(guān)系Fig.3 Element content in filter residue

研究得出，Zn的浸出率與浸出時(shí)間呈現(xiàn)正比關(guān)系。當(dāng)浸出時(shí)間達(dá)到2 h時(shí)，渣中Zn達(dá)到4.07%，隨著浸出時(shí)間的繼續(xù)增加，過濾渣中Zn含量不降反升，因此浸出時(shí)間確定為2 h。

3）浸出溫度對(duì)浸出率的影響。原渣、液固比、浸出時(shí)間、硫酸濃度分別選取100 g、4∶1、2 h、150 g/L，試驗(yàn)不同浸出溫度對(duì)Zn浸出率的影響，結(jié)果如圖4所示。

圖4 過濾渣中元素含量與浸出溫度的關(guān)系Fig.4 Element content in filter residue

試驗(yàn)表明，Zn的浸出率隨浸出溫度的增加而增加[21]。溫度達(dá)到80 °C后，渣中Zn達(dá)到4.75%，F(xiàn)e達(dá)到9.89%。繼續(xù)提高溫度，F(xiàn)e的浸出率幾乎沒有增加，因此浸出溫度選擇80 °C最為合適。

4）液固比對(duì)浸出率的影響。原渣、浸出溫度、浸出時(shí)間、硫酸濃度分別選擇100 g、80 °C、2 h、150 g/L，探究不同液固比對(duì)Zn浸出率的影響，試驗(yàn)結(jié)果如圖5所示。

圖5 過濾渣中元素含量與液固比關(guān)系Fig.5 Element content in filter residue

試驗(yàn)結(jié)果表明，當(dāng)液固比為3∶1時(shí)，渣中Zn達(dá)到3.49%，繼續(xù)提高液固比，Zn的浸出率提高不大，且液固比提高，使硫酸用量增加，浸出液中酸度升高，不利于浸出液的進(jìn)一步加工處理，故選擇液固比為3∶1。當(dāng)液固比為2∶1時(shí)，礦漿濃度太高，過濾性能不好，故不采用液固比2∶1。

2.2.2 浸出液置換銀

在置換槽中掛鉛板置換Ag。影響置換率的因素有溫度和pH值，溫度為主要因素。用高溫高酸浸出預(yù) 處 理 得 到 的Zn、Fe、Ag含 量 分 別 為30.62 g/L、42.48 g/L、3.62 mg/L的浸出液進(jìn)行置換試驗(yàn)，溶液酸度不變，溫度為70 °C時(shí)，Ag的置換率為63.50%；溫度為80 °C時(shí)，Ag的置換率為69.63%；溫度為90 °C時(shí)，Ag的置換率為75.34%。

由上述結(jié)果可知，溫度對(duì)置換反應(yīng)速率影響顯著，溫度的增加明顯加快了置換速率。一般說來(lái)，置換反應(yīng)體系中，表面沉積物是葡萄狀或樹枝狀；低溫下，葡萄狀的沉積物比較致密和結(jié)實(shí)，高溫下沉積物保持均勻的空隙；隨著沉積物的不斷增加，反應(yīng)面積發(fā)生變化，置換動(dòng)力學(xué)推力會(huì)由于這些沉積物的存在而明顯減弱[22]。

研究表明隨著pH值的降低，反應(yīng)后期的置換速率明顯加快，如圖6所示（縱坐標(biāo)中的C0、C分別為溶液中Ag+的起始濃度和時(shí)間t時(shí)的濃度）。pH≈2的條件下，反應(yīng)進(jìn)行到0.33 h時(shí)，有沉淀產(chǎn)生，置換得到的Ag呈粉狀脫落，反應(yīng)到1 h后沉淀消失。當(dāng)pH＜1時(shí)，無(wú)沉淀產(chǎn)生。根據(jù)此現(xiàn)象，置換時(shí)適當(dāng)降低pH值有利于加快置換反應(yīng)速率及Ag的收集?？紤]到煉鋅廠的生產(chǎn)條件和經(jīng)濟(jì)效益，本次試驗(yàn)選擇pH=2。

圖6 pH對(duì)置換速率的影響Fig.6 Effect of pH on replacement rate

2.2.3 酸浸渣浮選銀

1）原渣預(yù)處理。采用熱酸浸出，取原渣600 g，試驗(yàn)環(huán)境選取的浸出溫度、硫酸濃度、液固比、浸出時(shí)間分別為80 °C、150 g/L、3∶1、2 h，試驗(yàn)得到濾渣294 g，濾渣中主要元素含量見表5。

表5 高溫高酸浸出濾渣中主要成分含量Table 5 The content of main elements in high temperature and high acid leaching residue

水對(duì)鹽類礦物的溶解比較復(fù)雜，得到的離子會(huì)發(fā)生水解等反應(yīng)并形成絡(luò)合物，在水中出現(xiàn)大量復(fù)雜的離子、分子和絡(luò)合物，大大影響和改變分選過程[23]。所以在浮選過程中應(yīng)注意水對(duì)這些礦物的作用和生成物對(duì)浮選的影響。

2）磨礦細(xì)度試驗(yàn)。礦粒細(xì)度對(duì)Ag浮選有很大影響，顆粒細(xì)度從≤74μm占80%到90%，解離出目的礦物并使之與捕收劑發(fā)生反應(yīng)，從而達(dá)到提高Ag浮選回收率和產(chǎn)率的目的。當(dāng)?shù)V粒細(xì)度在≤74μm占90%以上時(shí)，浸出渣泥化使選擇性變差，對(duì)Ag的浮選造成不利影響。高溫高酸浸出渣經(jīng)攪拌制成礦漿，水篩≤74μm占91.37%，無(wú)需磨礦。

3）調(diào)整劑用量試驗(yàn)。調(diào)整劑主要用來(lái)調(diào)整捕收劑的作用及介質(zhì)條件，用以改變礦物的表面性質(zhì)和礦漿的特點(diǎn)、提高浮選過程的選擇性、改善浮選條件。按其在浮選過程中所起的主要作用，可分為抑制劑、活化劑、酸堿調(diào)整劑、絮凝劑等。

取濾渣100 g，其pH≈2，將濾渣進(jìn)行浮選，加入氫氧化鈉8 g，調(diào)pH≈6，硫化鈉調(diào)整劑的用量對(duì)Ag的品位和回收率的影響如表6所列。

表6 硫化鈉用量試驗(yàn)結(jié)果Table 6 Test results of sodium sulphide content

試驗(yàn)結(jié)果表明，當(dāng)硫化鈉用量為600 g/t時(shí)，精礦中Ag的品位達(dá)到1 072.8 g/t，Ag的回收率為60.51%，均高于硫化鈉用量為0、200、800、1 000 g/t時(shí)得到的品位和回收率；當(dāng)硫化鈉用量為400 g/t時(shí)，雖Ag的品位略高于600 g/t時(shí)，但Ag的回收率有所降低，所以選擇調(diào)整劑硫化鈉用量為600 g/t。

4）丁基銨黑藥用量試驗(yàn)。取濾渣100 g，其pH≈2，將濾渣進(jìn)行浮選，加入氫氧化鈉8 g，調(diào)pH≈6，加硫化鈉600 g/t。丁基銨黑藥的用量對(duì)Ag的品位和回收率的影響如表7所列。

表7 丁基銨黑藥用量試驗(yàn)結(jié)果Table 7 Test results of butyl ammonium black drug dosage

由表7可知，丁基銨黑藥使用量為200 g/t時(shí)，Ag的品位達(dá)581.10 g/t，回收率為36.47%，Ag的品位和回收率較用量為0、100 g/t時(shí)均有所領(lǐng)先；相較于用量為300 g/t時(shí)，雖品位有所下降，但回收率有所提高，故出于經(jīng)濟(jì)因素考慮，選擇丁基銨黑藥使用量在200 g/t時(shí)可獲得不錯(cuò)的浮選效果。

5）混合用藥考察試驗(yàn)。取濾渣100 g，其pH≈2，將濾渣進(jìn)行浮選，加入氫氧化鈉調(diào)pH≈6~7，加硫化鈉600 g/t，將乙硫氮和丁基銨黑藥（200 g/t）混合使用，探究其用量對(duì)Ag浮選的回收率和品位的影響如表8所列。

表8 混合用藥對(duì)銀浮選影響（pH≈6～7）Table 8 Effect of mixed drug on silver flotation（pH≈6～7）

由表8可得，當(dāng)乙硫氮使用量為100 g/t時(shí)，Ag的品位達(dá)549.1 g/t，回收率為38.56%，均高于用量為50、150 g/t時(shí)；雖然加入乙硫氮后Ag的品位有所下降，但回收率明顯升高。

經(jīng)過高溫高酸浸出后浮選，Ag的品位和回收率明顯提高，但有些Ag處于被包裹狀態(tài)，影響了Ag的浮選及回收率的提高，如何繼續(xù)提高Ag的回收率，我們需進(jìn)一步探討。

3 浸出渣焙燒或氧化脫硫浸出提取銀

3.1 還原焙燒

硫化鋅精礦的焙燒過程是在高溫、氧化氣氛下進(jìn)行的，其中的鐵被轉(zhuǎn)化為Fe2O3，鋅轉(zhuǎn)化成ZnO，F(xiàn)e2O3與ZnO反應(yīng)形成鐵酸鋅[24]。鐵酸鋅的生成會(huì)降低鋅的浸出率，所以應(yīng)降低原渣的鐵酸鋅含量。由于在高溫環(huán)境中鐵酸鋅易被CO還原分解，故本次試驗(yàn)方案制定如下：以原渣為試驗(yàn)原料，摻入7%的炭粉后，升溫至750 °C，焙燒時(shí)間2 h。反應(yīng)過程如下：

由反應(yīng)方程式可知，原渣的焙燒環(huán)境為還原氣氛，所以又被叫作還原焙燒。

焙燒后再經(jīng)過液固比4∶1，60 g/L硫酸的低酸浸出過濾，濾渣的pH≈7，將濾渣進(jìn)行浮選，加入氫氧化鈉0.5 g微調(diào)pH≈7.5。試驗(yàn)結(jié)果見表9。

表9 混合用藥對(duì)銀浮選影響Table 9 Effect of mixed drug on silver flotation

試驗(yàn)結(jié)果表明，還原焙燒后經(jīng)60 g/L硫酸的低酸浸出過濾，濾渣再經(jīng)丁黑+乙硫氮（80+80）（單位：g/t）捕收劑處理后，得到Ag的品位為379.13 g/L，回收率為39.32%。雖然Ag的品位和回收率有所提高，但渣中鋅和鐵的含量均有所增加，反而不利于浮選，故不宜采用此種方法。

3.2 直接熔煉法

將200 g原渣在液固比4∶1下用80 g/L硫酸進(jìn)行低酸浸出，浸出渣141.6 g，將浸出渣在1 250 °C下高溫熔煉，得到熔煉渣62 g（Ag的品位109.41 g/t、Pb含 量3.15%）和 粗 鉛 合 金19.6 g（Ag的 品 位1 556.63 g/t、Pb含量85.46%）。

分析結(jié)果表明，熔煉渣中Ag的品位和Pb的含量都降低，說明Ag和Pb都得到回收。按熔煉渣中的Ag含量計(jì)算，Ag回收率為85.52%；按粗鉛合金中銀含量計(jì)算，Ag回收率為65.11%。粗鉛中的Ag和Pb都得到富集，直接熔煉得到的粗鉛中銀的品位比原浸出渣中銀品位提高6倍。

3.3 浸出渣“氧化焙燒-氰化”提銀

在高溫焙燒時(shí)，Ag2S被氧化生成的AgO易與精礦所含的SiO2反應(yīng)生成硅酸銀化合物，使銀的浸出率降低；故向反應(yīng)中投放氯化鈉，鈉具有很強(qiáng)的堿性更易與SiO2形成硅酸鈉，降低了硅酸銀的生成，易于Ag的氰化浸出[25]。加入氯化鈉焙燒，氯化鈉可作為焙燒的膨松劑，形成疏松多孔的焙砂，使鐵等氧化物對(duì)銀的包裹減少，使Ag的氰化浸出率提高[26－27]。

試驗(yàn)工藝及試驗(yàn)條件見表10。

表10 試驗(yàn)工藝及條件Table 10 Test process and conditions

3.3.1焙燒-酸浸-氰化

原礦中Ag的品位為234.3 g/t，焙燒-酸浸-氰化浸出試驗(yàn)得到的氰渣中Ag的品位為155.7 g/t，Ag的浸出率為33.55%。

試驗(yàn)結(jié)果表明，浸出渣經(jīng)640 °C焙燒，再經(jīng)過酸浸后，銀的浸出率提升幅度很小，銀的浸出率一般在35%左右。說明實(shí)驗(yàn)室馬弗爐中氧化焙燒供氧不足，氧化反應(yīng)不徹底。

3.3.2 加氯化鈉焙燒-酸浸-氰化

本次試驗(yàn)依據(jù)實(shí)際生產(chǎn)，在焙燒條件不變的情況下，著重研究氯化鈉用量對(duì)銀浸出率的影響。也對(duì)焙燒時(shí)間、焙燒溫度做了驗(yàn)證性試驗(yàn)。

把混合好的料放入不銹鋼盤中，當(dāng)馬弗爐的溫度達(dá)到后放入爐內(nèi)，每十分鐘攪拌翻動(dòng)料層。固定每次試驗(yàn)料層厚度1.5 cm。固定氰化浸出條件：取500 g酸浸渣，細(xì)度為≤74μm占90%，NaOH、Na2CO3調(diào)pH=9，礦漿濃度10%，氰化鈉初始濃度[NaCN]=0.1 5%，浸出33 h。焙燒時(shí)氯化鈉用量試驗(yàn)結(jié)果見表11。

表11 氯化鈉用量試驗(yàn)結(jié)果Table 11 Test results of sodium chloride dosage

試驗(yàn)結(jié)果表明，加入氯化鈉焙燒后氰化浸出，可有效提高Ag的浸出率。給原渣配入氯化鈉用量低于4 kg/t（即1噸原渣加入4 kg氯化鈉）時(shí)，Ag的浸出率提升不明顯；給原渣配入氯化鈉用量為10 kg/t時(shí)，Ag的浸出率已達(dá)70%；給原渣配入氯化鈉用量達(dá)12 kg/t時(shí)，Ag的浸出率沒有明顯改善。因此氯化鈉用量選擇10 kg/t。

在氯化鈉用量為10 kg/t、焙燒溫度為640 °C的條件下，對(duì)焙燒時(shí)間進(jìn)行試驗(yàn)，結(jié)果見表12。氰化條件同表11的條件。

表12 焙燒時(shí)間試驗(yàn)結(jié)果Table 12 Test results of roasting time

試驗(yàn)結(jié)果表明，當(dāng)焙燒時(shí)間大于30 min時(shí)，Ag的浸出率提升不大，因此不需要延長(zhǎng)焙燒時(shí)間。選擇焙燒時(shí)間為45 min。氰化條件同表11。

將浸出渣焙燒溫度控制在630~650 °C，既能保證硫的氰化率，又可防止溫度過高造成燒結(jié)對(duì)銀形成新的包裹，阻礙浸出。在氯化鈉添加量固定為10 kg/t、焙燒時(shí)間為45 min的條件下，對(duì)焙燒溫度進(jìn)行試驗(yàn)，結(jié)果見表13。

表13 焙燒溫度試驗(yàn)結(jié)果Table 13 Experimental results of roasting temperature

結(jié)果表明，當(dāng)焙燒溫度低于650 °C時(shí)，銀的浸出率較低；在650 °C焙燒溫度下，取得較好的浸出率；溫度升為700 °C時(shí)，銀浸出率沒有明顯提高。由此表明添加氯化鈉后不需要改變焙燒溫度。

4 結(jié) 論

1）由于銀的物相比較復(fù)雜，被鐵酸鋅等包裹，給提取銀工作帶來(lái)很多困難。通過粒度分析得知90%以上的Ag集中在≤74μm的細(xì)粒級(jí)浸出渣之中。Zn、Pb分別以鐵酸鋅、硫酸鉛的形式存在。

2）在浮選前應(yīng)對(duì)渣進(jìn)行高溫高酸浸出預(yù)處理，最大限度地破壞鐵酸鋅，分解鐵礬化合物，把銀礦物釋放出來(lái)。

3）直接熔煉法Ag品位為1 556.63 g/t，Ag回收率為71.51%，比原浸出渣品位提高6倍，添加氯化鈉焙燒后銀的浸出率已接近70%。

4）浸出渣“氧化焙燒-氰化”提銀工藝，獲得氧化焙燒的條件：氯化鈉添加量固定為10 kg/t焙燒時(shí)間為45 min，焙燒溫度650 °C；氰化浸出條件：取500 g酸浸渣，細(xì)度為≤74μm占90%，NaOH、Na2CO3調(diào)pH=9，礦漿濃度10%，氰化鈉初始濃度[NaCN]=0.15%，浸出33 h。