从钨重选粗精矿中浮选回收铜铋试验

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。     

从钨重选粗精矿中浮选回收铜铋试验

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。     

从浸金尾渣中回收叶碲铋矿选矿试验研究

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。     

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。     

从碲渣中回收碲的工艺研究

铅电解精炼产生的阳极泥经分银炉精炼后产出的碲渣中,碲含量较高.目前这部分碲渣作为返料返回还原炉熔炼,不仅影响金银的回收率,而且使碲无法回收.采用球磨浸出-净化-中和沉碲-煅烧-碱液浸出-电解的工艺回收碲,金属碲的回收率可达到80%,并且此流程简单,环境污染小.     

从碲渣中回收碲的工艺研究

铅电解精炼产生的阳极泥经分银炉精炼后产出的碲渣中,碲含量较高.目前这部分碲渣作为返料返回还原炉熔炼,不仅影响金银的回收率,而且使碲无法回收.采用球磨浸出—净化—中和沉碲—煅烧—碱液浸出—电解的工艺回收碲,金属碲的回收率可达到80%,并且此流程简单,环境污染小.     

碲的提取研究现状

碲是一种具有特殊物化性能的稀散元素,被广泛应用于多个领域,特别是在新能源、新材料、国防与尖端技术等领域中显示出不可替代性,并随着应用范围日益扩大,用量大幅度增加。但由于碲资源的伴生属性,产量受矿种生产制约。对当前碲的主要提取原料-铜阳极泥、铅精炼的中间产物、碲铋矿、碲金矿提碲工艺技术现状进行归纳总结和概述,以期为相关科研工作者提供参考。     

某地碲铋金复合矿石综合利用研究

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。     

氧化协同浸出复杂铜碲铋渣中的碲及有价金属

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。     

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Bi 98%, 该工艺具有低温、清洁、直收率高等特点。     

高铜高铋高碲中和渣综合利用新技术研究

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..     

从云南某硫精矿中回收铜铋的选矿试验

云南某硫精矿含铜0.76%、含铋1.77%;铜主要赋存于黄铜矿中,铋主要以辉铋矿、辉铅铋矿、铋华和自然铋等形式存在;含铜矿物主要以连生体形式存在于粗粒级中,含铋矿物多以微细粒单体形式存在于微细粒级中。为回收该硫精矿中的铜、铋元素,进行了选矿试验研究。结果表明:以0.043 mm为分级粒度进行分级,粗粒级磨细至-0.074 mm占81%,以石灰为抑制剂、ZA为铜捕收剂,经1粗2精2扫闭路浮选,获得了铜品位为18.29%,作业回收率为87.79%,对硫精矿回收率为70.88%,含铋0.47%的铜精矿;细粒级在盐酸浓度为3 mol/L、氯化钠用量为100 kg/t、BJ用量为150 kg/t、液固比为3条件下常温浸出2.5 h,获得了铋浸出率为95.54%、对硫精矿回收率为90.04%,浸渣铋品位为0.13%的指标。     

选冶联合流程回收云南某硫精矿中铋和银

云南某硫精矿含铋0.36%、含银16.1g/t。含铋矿物种类较多,有辉铋矿、辉铅铋矿、铋华、自然铋等,银多赋存在铋矿物中,铋矿物性脆易碎,多以微细粒形式存在;硫矿物主要是磁黄铁矿、其次是黄铁矿。为从该硫精矿中回收有价元素铋、银,进行了选冶试验。结果表明:试样经弱磁选—高梯度强磁选除磁黄铁矿,非磁性产品按0.043mm分级,-0.043 mm粒级在浸出剂BJ用量为150 kg/t、盐酸浓度为3 mol/L、氯化钠用量为150 kg/t、液固比为3、浸出时间为2.5 h条件下常温浸出,获得了铋浸出率为95.67%、银浸出率为88.08%,对试样铋回收率为73.14%、银回收率为66.34%,浸渣铋、银品位分别降至0.13%、13.7 g/t的指标。     

从分铜后液中回收硒、碲

采用铜粉置换、SO₂还原和亚硫酸钠还原三种方法从分铜后液中回收了其中的硒、碲。研究了铜粉用量及反应温度对铜粉置换回收硒、碲的影响,结果表明在铜粉过量系数为2.0、反应温度为90℃的条件下可回收溶液中99%以上的硒和75%以上的碲;考察了SO₂流量、反应温度及反应时间对SO₂还原回收硒、碲的影响,结果表明在SO₂流量为0.3L/min、反应温度为60℃的条件下,反应2h可回收99%以上的硒和83%以上的碲;分析了亚硫酸钠加入量、反应温度和反应时间对亚硫酸钠还原回收硒、碲的影响,结果表明在亚硫酸钠的加入量为10g/L、反应温度为75℃、反应时间为2h的条件下,可回收99%以上的硒和98%以上的碲。     

云南某锡矿硫精矿中影响铜、铋选矿指标的矿物学因素研究

云南某锡矿硫精矿中铜品位为0.63%,铋品位为0.08%,具有综合回收的价值,但长期无法得到利用。通过工艺矿物学研究查明了影响铜、铋选矿指标的矿物学因素。研究结果表明,主要的铜矿物为黄铜矿,铋矿物包括自然铋和辉铋矿。黄铜矿的粒度粗但解离度低,需要进一步解离后才可能获得合格的铜精矿;铋矿物的原生粒度极细,是影响铋回收的主要原因。     

TBP萃取铋电解液中的锑

研究用TBP从铋电解液中萃取分离锑铋,考察了溶液中锑铋以单组分存在时,初始水相酸度、TBP浓度和相比对锑铋萃取分离的影响,绘制了锑铋的萃取等温线。结果表明,有机相组成为25%TBP-7%辛醇-磺化煤油,初始水相酸度为6 mol/L,萃取相比O/A=1∶1时,锑的萃取分配比最大,铋的分配比较小。对于实际铋电解液中萃取分离锑铋,铋电解液盐酸浓度为4 mol/L,相比O/A=1∶1,有机相组成为25%TBP-7%辛醇-磺化煤油时,锑的萃取率为65%;经过3级逆流萃取,锑的萃取率达94.2%。     

含砷铜精矿铜砷分离试验研究

以蓝辉铜矿和硫砷铜矿为主的浮选铜精矿,为了产品效益最大化,进行浮选分离获得高砷铜精矿和低砷铜精矿。蓝辉铜矿和硫砷铜矿纯矿物试验结果表明,在捕收剂丁铵黑药体系下,采用石灰调整矿浆pH值,分别添加次氯酸钙、高锰酸钾、腐殖酸钠以及木质素来抑制蓝辉铜矿,均可以起到很好的抑制作用,但不同的药剂在不同的矿浆pH值条件下抑制效果不同。针对铜品位为20.52%,含砷1.22%的某含砷铜精矿,采用活性炭搅拌-脱水-洗涤-抑铜浮砷工艺,以高锰酸钾配合次氯酸钙为调整剂,抑制不含砷硫化铜矿,获得高砷铜精矿铜品位为32.87%,砷含量4.93%,铜回收率为29.97%,砷回收率75.50%;低砷铜精矿铜品位为17.68%,砷含量0.37%,铜回收率为70.03%,砷回收率为24.50%。铜砷分离效果较好。     

从铋渣中回收铜铋实验研究

采用硫酸和盐酸两段浸出, 使铋渣中的铜和铋与其他有价金属分离, 再经旋流电解提取浸出液中的铜和铋, 从而回收铋渣中的铜和铋。实验结果表明, 硫酸浸出铜工序中, 在硫酸用量为理论量的3倍、双氧水用量为原料的40%、液固比5∶1、浸出温度70～80 ℃、浸出时间2 h条件下, 铜浸出率达91%; 浸铜后的渣用盐酸浸出铋, 在盐酸用量为理论量的2～3倍、液固比5∶1、浸出温度70～80 ℃、浸出时间2 h条件下, 铋浸出率达98%。对含铜浸出液和含铋浸出液进行旋流电解, 得到含铜99.95%的阴极铜及含铋96.78%的粗铋, 且铜回收率达99.0%, 铋回收率达98.0%。     

某硫尾矿磁选精矿铁硫分离再选试验

为分离某硫铁矿尾矿经弱磁选后所得精矿中主要以磁铁矿和磁黄铁矿形式存在的铁和硫,使该资源得到利用,对其进行了再选试验。试验结果表明,采用浮选-弱磁选-焙烧工艺可达到分离目的：原磁选精矿经浮选后,可获得硫品位为31.08%、硫回收率为82.91%的硫精矿;浮选尾矿经弱磁选和焙烧后,可获得铁品位为62.61%、硫含量为0.21%、SiO₂含量为3.87%、对原磁选精矿铁回收率为31.03%的铁精矿。将所得硫精矿模拟制酸焙烧后对烧渣进行检测,烧渣铁品位为61.08%、硫含量为0.23%、SiO₂含量为5.09%,可直接作为铁精矿利用。