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硝酸铋回收价格
硝酸铋回收价格
盐酸亚硝酸法处理铋精矿
2019-01-31 11:06:04
此法已在原苏联完成了半工业实验，用来处理哈萨克矿的难选含铋硫化矿精矿。基本原理是根据反响：此法耗费试剂品种多，除及氯化钠之外，需要、火油及过氧化氢等药剂。工艺流程见图1。技能经济指标（精矿耗费∕t）：HCl 185kg、NaCl 260kg、NaNO3 3kg火油3kg、H2O2 6kg。图1 亚硝酸法处理铋精矿准则工艺流程图
硝酸镍的价格
2017-06-06 17:49:56
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硝酸镍的价格
2017-06-06 17:49:53
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硝酸镍价格
2017-06-06 17:49:59
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硝酸镍价格
2017-06-06 17:49:51
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钨尾矿回收钨、铋、钼实例
2019-01-21 18:04:37
棉土窝钨矿是以钨为主的含钨铜铋钼的多金属矿床，在棉土窝钨矿每年选钨后所产生的磁选尾矿（选厂摇床得到的钨毛砂，经抬浮脱硫、磁选选钨后的尾矿）中，含Bi20%、WO310%～20%、Mo1.45%、SiO230%～40%，铋矿物以自然铋、氧化铋、辉铋太及少量的硫铋铜矿、黄铁矿、辉钼矿、褐铁矿以及石英、黄玉等。镜下鉴定表明，钨铋矿物互为连生较多，钨矿物还与黄铜矿、褐铁矿及脉石连生，也见有辉铋矿被包裹在黑钨矿粒中，极难实现单体解离。尾矿取样测定的粒度组成和单体解离度见表1、表2。从表中可以看出，试样中＋0.074mm的产率仍占75.55%，且3种主要矿物也主要分布在＋0.074mm的粒级中。
表1 试样粒度筛析结果粒级/mm产率/%品位/%占有率/%个别累计BiWO3MoBiWO3Mo－0.63＋0.3218.6318.6323.5420.841.2719.1018.4717.76－0.32＋0.1634.2556.8822.5819.611.3933.6731.9535.73－0.16＋0.07424.6777.5522.0321.001.3723.6624.6525.37－0.074＋0.049.4687.0123.9523.031.339.8710.379.44－0.0412.99100.0024.2223.561.2013.7014.5611.70原矿100.00 22.9621.021.33100.00100.00100.00
表2 试样单体解离度测定粒级/mm解离度/%黑钨矿铋矿物－ 0.63＋0.3259.969.4－0.32＋0.1662.871.50.16＋0.07482.282.0－0.074＋0.0491.589.8－0.0498.596.4
选厂根据小型试验结果在生产实践中采用重选－浮选－水冶联合流程（见图1）处理磁选尾矿，综合回收钨、铋、钼。考虑到磁选尾矿中含硅高达30%～40%，远远超过了铋精矿的含硅标准（小于8%），故在选铋作业前先用摇床重选脱硅，重选精矿经磨矿分级后，进入浮选作业，先浮易浮的钼和硫化铋，后浮难浮的氧化铋；为进一步回收浮选尾矿中的微粒铋矿物及铋的连生矿物，在常温下对得到的浮选尾矿（钨粗精矿）进行浸出，再通过置换而得到合格的铋产品和剩下的钨粗精矿产品。生产实践表明，通过该工艺可得到含铋分别为36%和71%的硫化铋精矿和氯氧铋，铋的总回收率高达95%，还得到了含钨36%、回收率90%的钨粗精矿，使选钨厂的总回收率提高了2%
图1 铋钨综合回收流程
铋冶炼的综合回收－酸浸法回收锌
2019-01-31 11:06:04
此法用来出产硫酸锌。
一、工艺流程。
如图1。图1 七水硫酸锌出产工艺流程图
二、首要技能条件。
浸出温度：80℃，液固比：4∶1，酸耗为理论量的1.4～1.5倍，残酸为15～20克／升，粒度：－40目，浸出时刻，2小时，锰粉参加量为渣量的1∕10。
一次净化除重金属铅，铜，铋：参加锌粉，分两次加，每次参加量为渣量3～4%，净化温度高于70℃，拌和，pH3～5。
二次净化除铁：参加，第一次参加理论量的40%，第2次参加30%，第三次参加40%，除铁至微量，溶液煮沸，拌和，pH3～5。
蒸腾结晶：净化后溶液蒸腾至密度1.52克／厘米3，冷却结晶，结晶用离心机过滤甩干即可包装。
三、首要设备。
浸出槽一个，净化槽二个，蒸腾浓缩槽一个，皆选用φ1000×1500毫米之珐琅反应釜：球磨机一台；颚式破碎机一台：离心过滤机一台。
四、产品用处。
产品可作印染媒染剂，木材及皮革防腐剂，医药催吐剂，人造纤维辅助材料，避免果树和苗圃病虫害，农肥，还用于电缆和电镀职业，用于出产锌盐和立德粉，用作选矿药剂。
五、产品质量。
一级品含ZnSO4·7H2O≥99%，游离酸不高于0.05%，水不溶物不高于0.02%，氯化物（Cl）不高于0.05%，铁不高于0.005，铅不高于0.01%；二级品含ZnSO4·7H2O98%，游离酸不高于0.1，水不溶物不高于0.05%，氯化物（Cl）不高于0.2，铁不高于0.01，铅不高于0.05%。
钨钼铋综合回收选矿试验研究
2019-01-24 09:36:25
针对某地钨钼铋矿体矿石性质复杂多变、原矿品位低、嵌布粒度细的特点，确定了全优浮选＋重选相结合的选矿工艺流程，在合适的成本消耗下，取得了较为理想的选矿工艺指标，为该矿钨钼铋的综合回收提供了较为合理的工艺流程和工艺条件。
一、矿石来源及原矿性质
（一）矿石的来源
某地目前已探明的钨钼铋矿体分布在5个矿体群，其地质储量（B级＋C级）369.40万t，前期可开采的主要为一号矿体群，试验样取自一号矿体群的165、129、92、56各中段中已探明的矿体，从物质组成、矿物特性及主要组分品位等方面分析，矿样具有一定代表性，流程试验样与地质品位列于表1。
表1 流程试验样与地质品位比较表 %（二）原矿性质
试样属接触交代矽卡岩气化高温热液矿床。主要金属矿物有辉钼矿、白钨矿、黑钨矿、辉铋矿。脉石矿物主要以石榴子石、萤石、透辉石、方解石、石英等为主。
辉钼矿主要呈叶片状、条状，偶见呈粒状，嵌布粒度不均匀，主要在0. 02～0.4mm之间，粗者可达数毫米，细者0.02 mm以下。
辉铋矿主要呈柱状、细粒状，常分布在辉钼矿边部或被辉钼矿包裹，也呈细小散粒状分布于石榴子石、透辉石、透闪石、萤石等脉石基底中。
白钨矿主要呈粒状分布于矽卡岩脉石矿物中，嵌布粒度不均匀，似有呈两极分化的趋势，粗者0. 04 mm以上，个别可达1 mm以上，细粒者0.02 mm甚至于0.05 mm以下。黑矿含量较少，主要呈细粒状、板状，多在0. 05mm以下。
钨钼铋原矿多元素分析结果列于表2，钨钼铋原矿矿物组成列于表3。
表2 钨钼铋原矿多元素分析结果 %表3 钨钼铋原矿矿物组成 %二、工艺流程试验及结果
（一）流程探索试验及结果
该试样与湖南郴州柿竹园矿矿石性质相近，在探索试验中参照柿竹园矿的流程试验和生产实践，对钼铋进行了混合浮选再分离和优先浮选方案的对比，试验结果列于表4、表5。
表4 混合浮选开路试验结果表表5 优先浮选开路试验结果表 %从理论上来说，对浮选含有少量金属矿物的矿石，宜采用混合浮选后分离流程。从两个流程的开路试验结果来看，钼铋混选再分离流程获得了合格的钼精矿和较高品位的铋粗精矿，而钼铋优先浮选流程却未能获得合格的钼精矿产品，不难看出钼铋混选再分离流程更适合这种低品位钨钼铋原矿。
钨的探索试验主要进行了重选和浮选两个流程方案的研究，试验结果列于表6、表7。
表6 钨重选开路试验结果表 %表7 钨浮选开路试验结果表 %从试验结果可以看出，由于大量比重大的含钙矿物存在，采用重选方案回收白钨效果不理想，没能获得合格钨精矿产品。采用浮选方案效果明显优于重选方案，获得了合格的钨精矿产品。
（二）流程试验及结果
针对探索试验中原矿含硫较高，一部分浮选活性好的硫进入钼精矿影响钼精矿质量的情况，在钼铋流程试验中对钼铋分离方案进行了探索，在试验中主要进行了两个方案的对比：（Ⅰ）Mo－BiS分离后Bi－S分离；（Ⅱ）MoBi－S分离后Mo－Bi分离。试验结果列于表8、表9。
表8 钼铋分离方案（Ⅰ）闭路试验结果 %表9 钼铋分离方案（Ⅱ）闭路试验结果 %钨的流程试验：粗选中进行了（Ⅰ）脱硫尾矿直接回收钨工艺方案和（Ⅱ）脱硫尾矿磁选后回收钨工艺方案的对比，试验结果列于表10、表11。由于大量含钙矿物的存在，常温精选无法获得合格钨精矿，只有通过“彼得洛夫”法加温精选才获得合格的钨精矿产品。在试验中针对钨精矿含磷超标、钨浮选回收率偏低特点，采用了浮选精矿酸浸除磷、加温精选尾矿摇床重选工艺。试验结果列于表12。
表10 钨粗选方案（Ⅰ）闭路试验结果 %表11 钨粗选方案（Ⅱ）闭路试验结果 %表12 钨加温精选闭路试验结果 %从试验结果来看，钼铋分离采用方案（Ⅱ）即MoBi－S分离后Mo－Bi分离，在获得合格钼精矿的同时也获得较高品位的铋粗矿产品，两种产品的回收率也比方案（Ⅰ）高，故钼铋分离宜采用方案（Ⅱ）。钨浮选从粗选来看方案（Ⅰ）较方案（Ⅱ）钨粗精矿品位低3.58%，但回收率高17.98%，综合考虑宜采用方案（Ⅰ）即脱硫尾矿直接回收钨工艺流程。钨精选通过加温浮选，浮选精矿酸浸除磷，浮选尾矿摇床重选，获得较好的选矿试验指标，酸浸精矿品位69.10%、摇床精矿品位66.08%，均成为合格精矿产品，作业回收率达88.54%。
（三）全流程闭路试验及结果
通过前期试验结果，钼铋选别采用钼铋硫混选后再钼铋－硫分离及钼－铋分离流程；钨选别采用钼铋混选尾矿脱硫后钨粗选，粗选精矿再加温精选，浮选精矿酸浸脱硫，精选尾矿摇床重选流程，获得了比较理想的选矿试验指标。试验流程如图1所示，试验结果列于表13。图1 原则流程图
表13 全流程闭路试验结果 %三、结语
（一）钼、铋回收采用全浮选工艺，钼铋混合粗选获得混合粗精矿后，再进行钼铋－硫分离及钼－铋分离，获得钼精矿品位45.02%，回收率81.03%；铋精矿品位45.02%，回收率71.55%。
（二）钨回收采用浮选与重选联合选矿工艺，辅以高效选择性好的脉石抑制剂，获得钨粗矿后，精选采用高浓度加温搅拌脱药后浮选，获得钨精矿品位65.40%，回收率53. 83%的综合选矿指标。
（三）选矿成本为56. 56元／t（原矿）。
（四）某地钨钼铋综合回收选矿试验的成功，有助于推动低品位钨钼铋原矿选矿工艺的发展。
铋冶炼的综合回收－蒸馏法回收锌
2019-01-24 09:38:19
粗铋加锌除银精炼产出的富银渣，经熔析脱铋后，在回收银之前，必须将熔析后Ag－Zn渣中锌脱去，既可回收锌，又为回收银作好预处理。
脱锌可采用蒸馏法或酸浸法。富银渣熔析后产出的熔析渣成分列于表2，其中铋、锌、银的物相分析列于表1。从表1可见，铋主要以金属铋状态存在，锌主要以氧化锌状态存在，银以金属银状态存在。
蒸馏法
从物相分析中得知，焙析渣中83%以上的锌呈ZnO状态存在，所以蒸馏时必须在熔析渣中配入还原剂，使锌呈锌蒸气蒸发。为了降低蒸馏的温度，采用真空蒸馏法。
表1 熔析渣的物相分析（%）一、工艺流程。
如图1所示。图1 熔析渣真空蒸馏工艺流程图
二、主要技术条件。
蒸馏温度：750℃，蒸馏时间；3～4小时，还原煤消耗为理论量3倍，真空度：1999.83～2664.40帕。
真空蒸馏产物的成分及挥发率列于表2。
表2 真空蒸馏产物成分（%）三、主要设备。
颚式破碎机一台，真空电炉一台。
四、产物用途。
冷凝锌返回铋精炼加锌除银用；蒸馏残渣及高银铋用作提银原料。
国外从铅火法精炼的除铋渣中回收铋
2019-02-18 15:19:33
在粗铅的火法精粹中，铋是最难除掉的杂质，国外一些厂常选用加钙、镁办法除铋。因为钙、镁与铋生成难熔的金属间化合物，构成浮渣而与铅别离。
图1是Ca－Bi系状态图。钙与铋构成两个化合物：Ca3Bi2和CaBi3。其间Ca3Bi2含铋77.66%（分量），熔点不低于1200℃：而CaBi3在507℃分解为Ca7Bi4。图1 Ca－Bi系状态图
从图1可见存在两个共晶：Ca3Bi2与铋构成的共晶熔点270℃，组成挨近纯铋，而Ca3Bi2与钙构成的共晶熔点786℃，含铋12%（原子）或含铋41.5%（分量）。因为Ca－Bi构成难熔的金属间化合物Ca3Bi2，所以用于粗铅脱铋。
图2描绘了Bi－Mg系状态图。图2 Bi－Mg系状态图
从图2可见，铋和镁构成化合物Bi2Mg3，熔点823℃。Bi2Mg8与Bi组成的共晶点温度为551℃，含Bi14.3%（原子），而Bi2Mg8与Mg组成的共晶点温度260℃，含Bi95.7%（原子）。И.И.柯尔里洛夫指出，铋与镁构成有限固熔体，在铋中镁的溶解度在300℃时约15.0%（原子），500℃时约30.0%（原子）；在镁中铋的溶解度在400℃时为0.18原子%，在551℃时为1.12%（原子）。
下面介绍几个实例：
（一）比利时巴伦电锌厂火法精粹粗铅中，选用加钙、镁除铋的办法产出高铋浮渣，作为提铋质料，其工艺流程如图3。图3 巴伦电锌厂收回铋工艺流程
此流程首要包含熔化、Pb－Bi电解与氯化精粹三道工序：熔化中包含碱性除钙、镁、电解的意图是完成铅、铋别离，氯化精粹是除掉残铅。因为在铅的火法精粹中，脱铋前，现已除铜、砷、锑、银、锌等杂质，所以，浮渣别离钙、镁、铅后，就可以产出精铋。
（二）西德北德铅精粹厂产出之粗铅，首要经过真空脱锌，脱锌后铅含铋0.05%～3.5%，对含铋高于3.5%的脱锌铅，直接铸成阳极电解，别离铋与铅，而对含铋低于3.5%之脱锌铅，选用加钙，镁除铋办法，将高铋渣熔化后碱性精粹，产出之Pb－Bi阳极含铋4%～8%，铜0.005%～0.01%，银50克／吨，用电解法别离，电解液中Pb70克／升，Cu＜0.002克／升，Bi＜0.002克／升，产出阳极泥中B188%～90%，Pb2%～4%，Cu0.06%，作为提炼精铋的质料，其工艺流程如图4。图4 北德铅精粹厂收回铋工艺流程
此流程的特点是含铋高（Bi＞3.5%）的脱锌铅选用电解精粹，而含铋低（Bi＜3.5%）的脱锌铅选用火法精粹，从Pb－Bi电解所产出的阳极泥中精粹收回铋。
（三）加拿大伯列顿冶炼厂将开始火法精粹后之粗铅，加钙，镁除铋，产出之浮渣含铋2%～4%，经碱性富集后，产出之Pb－Bi合金含铋8%～10%，直接选用通富集铋，富集至Pb－Bi合金含铋高于65%时，加锌除银，氯化脱锌、铅，然后进行碱性精粹，产出一号精铋。其工艺流程如图5所示。图5 伯列顿厂收回铋工艺流程图
此流程的特点是分两次氯化脱铅，第一次氯化起富集铋（Bi＞65%）的效果；第2次氯化起除残铅的效果。
