从微细粒铋精矿中回收铜试验研究

湖南柿竹园钨锡钼铋多金属矿原矿含少量铜资源,铜在“钼铋混合-分离浮选”过程中大部分富集至铋精矿中(Cu品位3%左右)。为提高资源利用率,针对该含铜铋精矿,进行了工艺矿物学分析和回收铜试验。结果表明:影响铜回收的主要因素是前端作业大量硫化钠侵蚀铜、铋矿物表面,铜、铋、硫矿物可浮性大幅下降且更加接近,铋精矿中各金属矿物的粒度微细(-0.023 mm含量近70%);采用“浮选脱药(泥)排尾-粗选排尾-精粗选两精两扫选”浮选工艺,石灰+CK-DB组合抑制铋矿物,Z-200+F6选择性浮选铜矿物,实验室闭路试验获得产率7.22%、Cu品位23.41%、Bi含量1.12%、Cu回收率53.28%的铜精矿,铜精矿中Bi损失率0.27%,实现了低品位伴生铜的有效回收。试验结果可为企业进一步扩充金属品种谱系提供技术依据。

湿法消解-火焰原子吸收光谱法测定铋精矿中银含量

由于铋精矿中含有大量的硫元素和硅元素,测定铋精矿中银的含量时,王水无法将其完全消解,导致样品溶解不完全,使得测量结果偏低。本研究采取在样品前处理加入高氯酸与氟化氢铵的方法来消解硫元素和硅酸盐化合物,然后采用火焰原子吸收光谱仪(AAS)测定铋精矿中银的含量,有效解决了铋精矿中较高的硫含量和硅含量对样品溶解及测定过程中的影响。试验过程中,采用2.0 mL高氯酸、0.2 g氟化氢铵、王水体系溶解铋精矿,在体积比20%HCl介质条件下,利用火焰原子吸收光谱仪测得铋精矿样品中的银含量,结果表明,本试验方法检出限为0.0066μg/mL,低于测定下限0.022μg/mL,表明本试验方法可行,能够满足铋精矿中银含量的测定要求;利用该方法测定样品中银含量,相对标准偏差(RSD,n=7)为0.20%~1.95%,加标回收率为97.7%~105.0%;综合元素干扰测定过程中没有产生明显的基体效应干扰。该方法适用于铋精矿中50.0~10000.0 g/t银的测定,为企业和检测机构开展铋精矿中银含量的测定提供了一种更为简便、实用性更强的分析检测方法。

硫化铋精矿低温碱性熔炼新工艺研究

提出了硫化铋精矿低温碱性熔炼粗铋的新工艺,考察了w(NaOH)/w(Na2CO3)、碱量、温度和时间等因素对熔炼的影响。结果表明,在w(NaOH)/w(Na2CO3)=20/133、碱量为1.64倍理论量、温度800℃、时间1.5 h的最优条件下,金属铋的直收率可达94.02%,粗铋含B i 98%,该工艺具有低温、清洁、直收率高等特点。

硫化铋精矿还原造锍熔炼一步炼铋

为解决我国当前火法炼铋厂普遍存在低浓度二氧化硫烟气污染、铋回收率低、试剂消耗大等问题,提出一种硫化铋精矿清洁冶金的工艺即硫化铋精矿还原造锍一步熔炼。采用单因素条件实验法考察添加剂用量、熔炼渣型、熔炼温度、反应时间等因素对金属铋直收率和渣含铋的影响,得出最佳熔炼工艺条件为:添加剂碳酸钠用量为精矿用量的20%(质量分数)、m(FeO)/m(SiO_2)=1.0、m(CaO)/m(SiO_2)=0.9、熔炼温度为1300℃、熔炼时间为2h。在此最优条件下,金属铋直收率为85.86%,渣含铋0.11%,固硫率达98.32%。同时,铅、钼、银在粗铋中的直收率分别达81.34%、80.95%、79.11%,说明新工艺的熔炼过程中对有价金属富集较好。

柿竹园含铍含氟铋精矿冶金新工艺

采用氯化干馏法对柿竹园含铍含氟铋精矿进行了研究，结果表明：采用循环浸出和低酸度、高金属离子浓度体系，铋的浸出率达９９．２２％，浸出液含铋接近３００ｇ／Ｌ。在一定的干馏条件下，氯化铋的干馏率为９８％，其纯度达９９％以上。该工艺将铍和氟富集在浸出渣和干馏渣中，使其污染减小到最低限度。

硫化铋精矿直接还原蒸馏的初步研究

通过热力学分析,提出了用石灰和煤实现硫化铋精矿直接还原蒸馏的新方法,并进行了初步的实验研究,在此基础上,提出了从铋精矿直接制取铋粉或氧化铋粉的设想流程。

EDTA法同时测定铋精矿中铋与铁的研究

对EDTA法同时测定铋精矿中铋和铁的测定条件、干扰及消除、沉淀回收率等作了系统试验,拟定了在大量铋存在下测定铁,并可同时测定铋的分析方法,该法适用性好,操作简便、准确度高,适用于各类铋精矿中铋和铁的测定。

氯氧铋精矿及其冶炼工艺综述

本文系统介绍了氯氧铋精矿的制取方法、国内外铋精矿冶炼技术现状以及今后的发展方向.指出湖南有色金属研究所研究成功的由氯氧铋精矿直接制取铋盐的新工艺,具有国内领先水平和国际先进水平,代表着铋冶炼技术的发展方向之一.

EDTA滴定法测定锑铋精矿中铋

对采用盐酸、硝酸和高氯酸溶样方式能溶解铋精矿而不能溶解成分较为相似的锑铋精矿的原因进行了探讨。采用X射线衍射仪(XRD)分别对铋精矿和锑铋精矿进行物相分析,结果表明造成锑铋精矿溶解不完全的原因可能是锑铋共生矿物的不完全溶解。针对这一问题,实验对该溶样方法进行了改进,采取盐酸、硝酸和高氯酸预溶解样品,高氯酸冒烟后补加3次盐酸和氢溴酸继续溶解样品的方法进行溶样。实验表明,采用改进后的方法溶解锑铋精矿样品,所得样品溶液中均有少许灰色不溶渣,但无黑色不溶物。采用焦硫酸钾熔融-酸溶法处理灰色不溶渣后用原子吸收光谱法(AAS)对其中铋进行测定,经计算,灰色不溶渣中铋含量与样品中铋含量的比值不大于0.2%,即灰色不溶渣中的铋可忽略不计。据此,采用上述改进方法进行溶样,建立了EDTA滴定法测定锑铋精矿中铋的方法。对样品量进行了优化,最终选择样品量为0.3g。探讨了锑铋精矿样品中高含量锑对测定的干扰,结果表明,样品中大部分的锑已在溶样过程中挥发出去,而留在样品溶液中的锑也不干扰测定。将实验方法应用于锑铋精矿样品中铋的测定,测定结果的相对标准偏差(RSD,n=8)为0.22%~0.47%,加标回收率在99%~101%之间,所得结果与电感耦合等离子体原子发射光谱法(ICP-AES)的测定值相吻合。

硫化铋精矿处理新工艺研究

简述了硫化铋精矿处理新工艺,利用调整后的铅阳极泥盐酸浸出液浸出硫化铋精矿。生产实践表明,该工艺可操作性强,既不增加设备投资,又能同时处理铅阳极泥和硫化铋精矿,铋直收率达90.44%,浸出渣含铋小于1.0%。

铋精矿加压氧化氨浸高效分离铜、硫和铋

针对湖南柿竹园铋精矿火法冶炼过程中存在的成本高、低浓度SO2和散烟排放污染环境、有价金属综合回收率低等问题,以柿竹园铋精矿为原料,提出了加压氧化氨浸分离铋与铜、硫的新工艺,研究了氨水加入量、浸出温度、浸出时间、浸出压力及浸出液固比等因素对铜、硫、铋浸出率的影响。在氨水用量1.8 mL/g铋精矿、液固比4∶1、釜压2.8 MPa、浸出温度160℃、浸出时间5 h、搅拌速度600 r/min的优化工艺条件下,铜、硫浸出率分别达93.57%和92.87%,铋不浸出并以氧化铋形态全部入渣,实现了铜、硫与铋的高效分离。

硫化铋精矿固硫焙烧-选矿联合工艺研究

文章提出一种硫化铋精矿固硫焙烧-选矿联合生产金属铋的工艺,以ZnO为固硫剂、碳粉为还原剂进行Bi_(2)S_(3)还原固硫焙烧,一步生成金属铋,后用重选分离。由热力学分析可知,温度升高有利于Bi2 S3发生还原固硫反应生成金属铋,加入碳粉和氧化锌量影响固硫效果和铋的生成;因此,开展了硫化铋和铋精矿的焙烧试验,经XRD和SEM检测表明,焙烧产物以硫化锌和金属铋为主,并形成了独立的颗粒,有利于后续选矿分离。该工艺具有能耗低、无低浓度SO_(2)产生等优点。

多金属硫化铋精矿氯化湿法冶金的热力学分析

本文根据“同时平衡原理”,用函数法,对多金属硫化铋精矿氯化湿法冶金中的铋、铅、银进行了全面的热力学分析,分别绘制了铅,银在氯化物溶液中的溶解度图,MeS-Cl^--H_2O系E-[Cl]_T图和Fe^(3+)-Fe^(2+)+Cl^--H_2O系E-[Cl^-]_T图,论证了采用三氯化铁浸出多金属硫化铋精矿的可行性和合理性。

用于三氯化铁浸出硫化铋精矿的常压浸出槽

本文着重介绍了三氯化铁溶液常压浸出槽的性质、结构。

低品位铋多金属精矿加压碱浸分离钼、钨、硫和铋

针对传统铋精矿冶炼原料适应性差、不适于低品位铋精矿、有价金属综合回收率低、火法冶炼产生低浓度SO_(2)治理难、成本高等问题,以柿竹园低品位铋多金属精矿为原料,提出加压氧化碱浸分离钼、钨、硫和铋的新工艺,研究了碱用量、时间、温度、总压及液固比等因素对钼、钨、硫、铋浸出率的影响。在优化工艺条件下,钼、钨、硫的浸出率分别达99.73%、90.81%和97.69%,铋不浸出在渣中富集,实现了低品位铋多金属精矿中钼、钨、硫与铋的高效分离。

基于电化学浮选的钨铋粗精矿分离研究

钨铋粗精矿常规分离浮选工艺存在着药剂用量大,生产成本高且对环境不友好等缺点,为降低浮选药剂对矿区水体的污染并提高企业经济效益,研究采用正交试验方法,以陕西某钨铋重选粗精矿为原料进行了电化学浮选分离试验。其结果表明:影响铋回收率最显著的因素分别是电化学调整剂用量和松醇油用量。研究在电化学调整剂用量140g/t、磨矿细度为-74μm含量55%、松醇油用量30g/t、黄药用量45g/t的药剂制度下,采用一次粗选、一次精选、两次扫选的闭路流程可获得品位为23.40%和回收率为90.757%的铋精矿和品位为66.03%和回收率为98.697%的白钨精矿,指标良好。研究既对现场生产改造有一定的指导意义,也可为拓展电化学浮选工艺在浮选领域的应用提供理论基础。

某钼铋硫混合精矿浮选分离试验

某钼铋硫混合精矿品位较低,粒度较粗,-0.074 mm占64%,钼、铋主要以连生体的形式存在。为获得合格的钼、铋精矿,对试样进行了浮选分离试验。结果表明,试样再磨至-0.074 mm占85%后,采用1粗1精2扫钼铋混浮、1粗2精2扫抑铋浮钼流程处理,最终获得钼品位为53.13%、钼回收率为88.95%、含铋1.46%的钼精矿,铋品位为23.68%、铋回收率为80.06%、含钼3.87%的铋精矿,以及硫品位为31.16%、硫回收率为71.98%、含钼0.32%、含铋1.11%的硫精矿。

某高砷含铋硫精矿的浮选分离试验

某高砷含铋硫精矿铋、硫、砷含量分别为0.67%、34.52%和3.97%,主要含硫矿物磁黄铁矿含量达85.92%,主要含砷矿物毒砂含量为8.83%,自然铋和辉铋矿含量分别为0.54%和0.15%;试样中的主要有用矿物单体解离度不高,其中铋矿物的解离度仅为53.22%,与磁黄铁矿等硫化物连生的铋占38.57%,还有8.21%的铋与脉石等其他矿物连生。为实现该高砷含铋硫精矿的高效综合利用,进行了选矿试验研究。研究表明:试样采用1次弱磁选+1次强磁选选硫,以石灰+SP组合抑制砷、硝酸铅活化铋、BIC为铋浮选捕收剂,1粗2精2扫、中矿顺序返回流程分离铋、砷,最终获得了硫品位为32.67%、含砷0.46%、硫回收率为77.28%的硫精矿,铋品位为50.19%、铋回收率为80.33%、含砷仅为0.45%的铋精矿,以及砷品位为20.78%、砷回收率为90.49%的砷精矿,取得了良好的硫、铋、砷分离效果,实现了该高砷含铋硫精矿的高效综合回收利用。试验采用弱磁选+强磁选的联合流程高效脱除磁性差异较大的磁黄铁矿,大大减少了铋、砷浮选分离的矿量,降低了磁黄铁矿对后续浮选的影响。