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相似文献
 共查询到18条相似文献,搜索用时 218 毫秒
1.
叶碲铋矿极为罕见,对其选矿研究工作也很少。针对四川某浸金尾渣矿物粒度极细(-25μm含量占比80.23%)且不均匀、叶碲铋矿比重较大的特点,采用磁—重联合选矿工艺,以磁选预先除去粗粒磁黄铁矿,达到除杂和分级的效果,再送入悬振锥面选矿机重选脱泥得到粒度相对均匀的粗精矿,粗精矿再经过摇床重选最终获得含铋38.86%、碲17.83%,回收率分别为37.74%、37.98%的碲(铋)精矿。试验工艺流程简单,环保无污染,实现了对金浸渣中碲(铋)的有效综合回收,可为微细粒叶碲铋矿(Bi4Te3)资源综合利用提供技术借鉴。  相似文献   

2.
某地碲铋金矿是目前世界上首例碲的独立矿床。笔者为其贫矿制定的浮选工艺,可获得碲品位99%、铋15%、金29g/t的精矿,回收率依次为95%、95%和93%。碲、铋、金、银、硫、硒均可综合回收。将浮选精矿用磁选处理,品位均可提高0.6~1倍。该浮选工艺不仅在生产上易于实现,而且成本很低,势必取得很好的经济效益。  相似文献   

3.
以铜、铅阳极泥火法处理产生的铜碲铋渣为原料,采用中性浸出-氧化协同浸出-草酸沉铜-水解沉铋-亚硫酸钠还原碲工艺分离回收铜碲铋渣中的碲及有价金属。研究了硫酸浓度、双氧水用量、NaCl浓度、浸出时间、浸出温度、液固比对协同浸出铜、碲、铋浸出率的影响,草酸过量系数对沉铜效果的影响,终点pH值对铋沉淀率的影响以及Cl-浓度对碲还原率的影响。结果表明:在硫酸浓度4 mol/L、双氧水用量0.6 mL/g、NaCl浓度2.5 mol/L、浸出时间1 h、浸出温度80℃、液固比3 mL/g时,铜、碲、铋浸出率分别达到98.2%、90.1%和99.3%;草酸用量为理论量的1倍时,沉铜率达99.2%;在终点pH=2时,铋沉淀率达97.72%;Cl-浓度0.8 mol/L,碲还原率达95.6%。铜以草酸铜形式回收,铋以氯氧铋形式回收,碲以碲粉形式回收。  相似文献   

4.
对四川某地含金银碲铋矿进行了初步矿物组分研究,针对矿物特性进行了浮选条件试验,最终浮选闭路试验可以获得碲品位和回收率分别为9.94%和94.81%的精矿产品。精矿产品中铋、金和银含量分别为14.99%、27.27g/t和64.20g/t,回收率分别为95.08%、92.65%和86.63%。通过试验确定了该碲铋矿石的选矿工艺流程及药剂制度,并综合回收利用了其中的共伴生矿物。  相似文献   

5.
江西修水香炉山钨矿含三氧化钨0.60%、铜0.08%,目前主要的选矿产品是白钨精矿和铜精矿。由于原矿含铋0.035%~0.045%,为了提高资源综合利用率,开展了原矿铋赋存状态及综合回收试验研究。现已查明香炉山钨矿中的铋主要以自然铋状态存在,粒度范围为30~50μm。选矿试验对含铋0.036%的原矿,在不改变现有主流程的情况下,采用铜铋等浮—铜与铋硫分离—铋硫分离工艺,获得铋精矿含铋24.86%,回收率37.50%,说明香炉山钨矿中的自然铋可以得到一定程度的回收。本研究结果为矿山铋的综合回收决策提供了技术支撑。  相似文献   

6.
采用二次酸洗脱铜、亚硫酸钠还原碲、中和沉淀铋的方法对铜、碲、铋等含量较高的中和渣进行了综合利用的新技术研究,形成了一整套的工业化的回收技术.碲、铜、铋的回收率可分别达到92.8%,95.5%,97.2%,该工艺设备简单,易操作,适应性较强,经济效益显著..   相似文献   

7.
漂白粉氧化热盐酸浸出硫化铋矿试验   总被引:2,自引:0,他引:2  
本试验采用漂白粉氧化、加热盐酸浸出、铁屑置换的工艺能有效地从铜精矿和硫精矿中分离回收铋,产出的海绵铋精矿品位80%以上,回收率90%,铜金属损失在1%以下。  相似文献   

8.
粤北某高硫伴生铜、铋的钨矿选矿厂采用枱浮从重选钨粗精矿中回收硫化矿物,再采用抑铋浮铜-重选选铋工艺从硫化矿混合精矿中分离回收铜铋,不仅铜、铋回收率低,且铜精矿含铋高。为解决铜、铋的高效分离与回收问题,以现场重选钨粗精矿为试样,进行了铜、铋分离与回收试验。结果表明:WO3、Cu、Bi、Ag品位分别为13.66%、3.32%、1.93%和308.50 g/t,主要铜矿物为黄铜矿和辉铜矿,主要铋矿物为辉铋矿,有用矿物粒度主要为0.64~0.04 mm,黑钨矿、白钨矿、黄铁矿嵌布粒度略粗,黄铜矿、辉铋矿粒度略细的试样,在棒磨至-0.2 mm的情况下,以石灰为调整剂、SY为铋抑制剂、Z-200为捕收剂1粗1精2扫流程抑铋浮铜,以GYC-1为铋活化剂、丁基黄药为铋捕收剂1粗2精2扫流程活化浮铋,最终获得铜品位为19.01%、铜回收率为93.51%、含铋0.81%的铜精矿,以及铋品位为21.39%、铋回收率为78.61%、含铜0.63%的铋精矿,与现场生产指标相比,铜精矿铜品位、铜回收率分别提高了10.48和9.19个百分点,含铋下降了1.85个百分点;铋精矿铋品位下降了5.23个百分点、铋回收率提高了33.25个百分点,含铜下降了1.68个百分点,较好地实现了铜、铋的分离与回收。  相似文献   

9.
文燕 《矿冶》2023,32(1):84-90
以碲化铜渣为原料,采用酸性氧化浸出、碱性浸出、除杂、氧化沉碲和溶解还原的湿法工艺回收碲化铜渣中的碲。结果表明:酸性氧化浸出过程,在NaClO3加入量35 g/L、H2SO4浓度70 g/L、液固比(体积质量比)10?1、温度为70℃的优化工艺条件下,可实现Cu、Te的有效分离;采用NaOH溶液浸出酸浸渣,以Na2S作为沉淀剂净化碱浸液,然后采用H2O2氧化沉淀碱浸液中的Te(Ⅳ),并采用HCl-SO2溶解还原高碲酸钠获得高纯度碲粉,碲粉经熔铸后得到符合YS/T 222—2010中Te 9999标准的碲锭产品。工业实践表明,该工艺可有效实现碲化铜渣中碲资源的高效回收,碲的回收率达95%。  相似文献   

10.
粤北某高硫伴生铜、铋的钨矿选矿厂采用枱浮从重选钨粗精矿中回收硫化矿物,再采用抑铋浮铜—重选选铋工艺从硫化矿混合精矿中分离回收铜铋,不仅铜、铋回收率低,且铜精矿含铋高。为解决铜、铋的高效分离与回收问题,以现场重选钨粗精矿为试样,进行了铜、铋分离与回收试验。结果表明:WO3、Cu、Bi、Ag品位分别为13.66%、3.32%、1.93%和308.50 g/t,主要铜矿物为黄铜矿和辉铜矿,主要铋矿物为辉铋矿,有用矿物粒度主要为0.64~0.04 mm,黑钨矿、白钨矿、黄铁矿嵌布粒度略粗,黄铜矿、辉铋矿粒度略细的试样,在棒磨至-0.2 mm的情况下,以石灰为调整剂、SY为铋抑制剂、Z-200为捕收剂1粗1精2扫流程抑铋浮铜,以GYC-1为铋活化剂、丁基黄药为铋捕收剂1粗2精2扫流程活化浮铋,最终获得铜品位为19.01%、铜回收率为93.51%、含铋0.81%的铜精矿,以及铋品位为21.39%、铋回收率为78.61%、含铜0.63%的铋精矿,与现场生产指标相比,铜精矿铜品位、铜回收率分别提高了10.48和9.19个百分点,含铋下降了1.85个百分点;铋精矿铋品位下降了5.23个百分点、铋回收率提高了33.25个百分点,含铜下降了1.68个百分点,较好地实现了铜、铋的分离与回收。  相似文献   

11.
极低品位微细粒自然铋的浮选工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
对云南个旧某极低品位微细粒自然铋进行了浮选工艺研究。根据试样中自然铋品位极低且嵌布粒度微细的特点, 采用硫化矿混浮-粗精矿抑硫浮铋铜-铋铜分离的全浮选工艺流程, 最终获得了含铜18.66%、回收率33.27%的铜精矿和含铋21.70%、回收率44.37%的自然铋精矿。结果表明, 浮选药剂GYZM是自然铋的选择性抑制剂。  相似文献   

12.
韩聪  魏德洲  刘文刚 《金属矿山》2016,45(1):97-100
为开发利用某多金属矿山选矿厂重选中矿中的铜铋硫铁等有价元素,对参照现场选矿工艺制备出的重选中矿试样进行了选矿试验。结果表明:试样经过铜、铋、硫混浮,混浮精矿摇床重选选铋,选铋尾矿抑硫浮铜,混浮尾矿弱磁选选铁流程处理,获得了铋品位为41.59%、回收率为29.13%的铋精矿,铜品位为21.03%、回收率为66.31%的铜精矿,硫品位为42.87%、回收率为90.25%的硫精矿,以及铁品位为68.06%、回收率为21.11%的铁精矿。各精矿产品指标较好,因此,铜铋硫混浮-摇床重选选铋-抑硫浮铜铜硫分离-弱磁选选铁工艺是该中矿高效开发利用的合理工艺。  相似文献   

13.
柿竹园钼铋硫无氰回收新工艺工业化应用研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
以柿竹园东波选厂无水玻璃钼铋硫全浮精矿为研究对象,使用抑制剂T-706替代氰化钠,进行了无氰钼铋混合浮选-钼铋分离新工艺小型试验及工业化应用研究。结果表明,使用T-706替代氰化钠,取得了较好的试验指标,钼铋一粗三精三扫混合浮选、一粗五精三扫钼铋分离小型试验获得了钼品位47.32%、回收率93.45%、含铋0.98%的钼精矿,铋品位29.27%、回收率94.35%、含钼0.96%的铋精矿,以及硫品位35.98%的硫精矿; 工业试验获得了平均钼品位46.28%、回收率80.84%的钼精矿和平均铋品位29.05%、回收率68.09%的铋精矿,实现了柿竹园东波选厂钼铋硫高效回收。  相似文献   

14.
别雪祥  彭会清  邵辉 《金属矿山》2016,45(7):129-131
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。  相似文献   

15.
江西某铜铋多金属矿石无氰铜铋分离浮选试验   总被引:4,自引:0,他引:4  
采用铜铋混合浮选-铜铋分离浮选工艺和新型有机抑制剂XTL-3处理江西某铜铋多金属矿石,实现了铜和铋的高效无氰分离。试验在-74 μm占70%的磨矿细度下,获得了铜品位和铜回收率分别为27.51%和88.71%的铜精矿及铋品位和铋回收率分别为20.14%%和77.58%的铋精矿,铋在铜精矿中的含量为0.14%,铜在铋精矿中的含量为2.13%。  相似文献   

16.
对广东某地多金属硫化矿浮选的铋、铜、硫混合精矿进行了分离试验研究, 采用重-浮联合流程分离辉铋矿和黄铜矿, 获得了比较理想的指标: 铋精矿品位25.89%, 回收率87.62%; 铜精矿品位20.17%, 回收率95.76%。  相似文献   

17.
针对江西某铜矿伴生有钨、铋等有价元素的情况,进行了详细的工艺矿物学试验研究,提出浮-重联合选矿工艺,有效回收该多金属矿中的铜、铋,钨。获得铜精矿品位18.35%,回收率94.64%;铜精矿中伴生铋品位3.22%,回收率67.08%;钨精矿品位49.63%,回收率83.56%的指标。  相似文献   

18.
为了给某铋锌铁多金属矿石的合理开发利用提供依据,针对矿石性质特点,选择SN-9#作为铋矿物的选择性捕收剂,采用铋锌依次浮选-弱磁选工艺流程进行选矿试验,并在浮铋粗选时添加组合抑制剂Na2SO3+ZnSO4,在浮铋精选和浮锌精选时分别添加新型环保高效抑制剂CK-1#和CK-2#,获得了铋品位为17.96%、铋回收率为68.08%的铋精矿,锌品位为48.03%、锌回收率为88.61%的锌精矿和铁品位为66.11%、铁回收率为66.15%的铁精矿,有效实现了铋、锌、铁的综合回收。此外,铋精矿和锌精矿中还分别富集了823.57 g/t的银和301 g/t的铟。  相似文献   

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