提高湖南某多金属矿铋矿回收率的试验研究开题报告

1. 研究目的与意义（文献综述）

1.1 我国铋矿资源状况

(1)资源分布

铋是典型的稀有分散金属元素。虽然铋的独立矿物常见，但极少富集为独立工业矿床。除玻利维亚和广东省怀集县外,几乎没有单独的铋矿床产出。铋主要以伴生元素存在于钨锡矿山中,次为铅锌矿、铜矿、钼矿和金矿。即使是伴生矿，因含量及产量的原因，铋在这些矿山中，也不是主要产品而是副产品。伴生铋矿床主要以气成矿床、高温交代矿床、热液矿床为主，与铅、锌、铜、钨、钼、锡、金、铁、银等矿伴生。共伴生铋矿床的类型有：蚀变花岗岩型、云英岩型、石英脉型、磁铁矿-矽卡岩型、硫化物-矽卡岩型和斑岩型。按矿物组成可分为：辉铋矿-长石型、辉铋矿-石英型和辉铋矿-矽卡岩型。

2. 研究的基本内容与方案

2.1基本内容：

(1)原矿采取、矿样制备及原矿岩矿矿物性质研究。

(2)通过捕收剂和抑制剂的选择，浮选验证实验，筛选出高效捕收剂和抑制剂。

3. 研究计划与安排

第3－4周：查阅相关的文献资料，了解和本课题有关的国内外研究现状进行简单的探索性实验，准备开题报告。

第5－7周：进行条件试验，确定最佳条件。

第8－10周：对整个流程进行开路试验和闭路试验。

4. 参考文献（12篇以上）

[1]冯振华.碲铋矿湿法利用工艺研究.成都理工大学[D]，2012．摘要: 论文对大水沟的碲铋原矿和经浮选后的精矿进行X荧光光谱分析，试样主要组分为铁、铋、碲、硫等，其中铁、铋和碲主要以硫化物的形式存在。经过浮选后的精矿中铁、铋和碲的含量分别为22.85%、1.12%和1.03%。[2] 王继峰；李静；杨建广．用隔膜电积法从辉铋精矿中回收铋[J]．湿法冶金，2012．摘要：铋在自然界中的量极少，且大都与铅、钨和钼共生，一般作为钨、钼、铅、铜、锡冶炼过程中的副产品回收。本研究提出了另一种针对辉铋矿精矿（硫化矿）通过浸出、净化和电沉积法分离回收铋的方法。电积结束后，在阴、阳极室分别得到金属铋和ＮａＣｌＯ３。ＮａＣｌＯ３可作为氧化剂返回浸出,实现了流程的闭路循环，解决了现有湿法冶金工艺中存在的试剂消耗多、废水排放量大等问题。[3] 熊开洋.钨尾矿中低品位铋矿回收的选-冶联合新工艺[J]．中国钨业，1989．摘要: 江西盘古山钨矿在用重力选矿法回收钨的同时,综合选收铋,是目前国内生产铋精矿的重要矿山之一。选矿厂建成投产三十多年来,由于钨、铋选矿工艺不断完善,管理和操作水平不断提高,黑钨精矿产品质量,钨、铋选矿回收率等主要技术经济指标都达到了国内钨矿山的先进水平。1985年以来,在依靠技术进步,强化矿山资源综合回收,开发冶炼产品等方面做了大量的试验研究工作。特别是采用选-冶联合新工艺,从钨尾矿中回收低品位铋矿。[4]廖经桢. 浅析我国铋矿资源的综合回收现状和潜力[J].矿产综合利用，1990.摘要：我国铋矿资源丰富,但独立铋矿床甚少。选矿从各种有色金属矿石副产回收的铋精矿产量低。重视提高现有选矿对铋的综合回收效果,有利于多收铋、增收银,改善矿山经济效益。[5]高起鹏．铋锌铁多金属矿石的选矿试验研究[J]．金属矿山，2003．摘要：辉铋矿与闪锌矿、磁铁矿共生的多金属矿石较少见 ,具有一定的典型性。对某铋锌铁多金属矿石进行了选矿试验研究 ,结果表明 ,采用优先浮选法选铋、锌 ,磁选法选铁的选别工艺 ,可较好地回收矿石中的辉铋矿、闪锌矿和磁铁矿。试验发现这种矿石中的辉铋矿的浮选行为有一定特殊性 ,须在弱酸性矿浆并使用活化剂的条件下才能获得较好的浮选指标。[6]吴绍华．低品位多金属铋矿的湿法浸出工艺及其基础理论研究[D]．云南师范大学，2006．摘要：本论文归纳了铋湿法冶金的国内外研究现状。针对个旧多金属铋矿中铋品位低（7.25％）、硫含量高（25.53％）的特点，以降低投资成本，提高矿产资源综合利用率，减小环境污染为目的，提出了一种用二氧化锰浸出的湿法浸出工艺流程。 在对铋浸出的热力学及浸出机理进行分析研究的基础上，考察了影响铋浸出率的诸多因素，低品位铋矿浸出受氧化剂种类、酸度、搅拌速度、矿物粒度、氯离子浓度、液固比、浸出时间、浸出温度等诸多因素的影响。[7] 雷耀新；李红. 从尾矿中回收铋的试验研究与生产实践[J]，有色矿山，2002.摘要：本文介绍了用浮选法强化回收尾矿中铋的试验研究 ,提出在生产过程中掌握的几个技术问题。分析了大量的试验和生产数据 ,证明该项目的研究与应用是成功的 ,仅此可提高全厂铋综合回收率 12 %以上 ,从而使该矿铋选矿总回收率达到 5 6 ～ 5 8%,每年为企业创利 2 0万元以上 ,效果显著。[8] 韩兆元；卢毅屏；王国生；管则皋．铜铋分离研究现状[J]. 金属矿山，2008. 摘要: 我国许多矿山由于铜铋未能较好分离,无法获得合格的铋精矿,造成铋的损失相当严重。因此,研究开发合理的铜铋分离工艺流程和药剂制度有着极为重要的意义。目前,铜铋分离的方法主要有重选、浮选和湿法,但由于重选分离效果较差,本文着重从浮选和湿法两个方面来介绍铜铋分离的研究现状。[9] 彭芬兰；张估．某金铋矿选矿试验研究[J]．云南冶金，2011.摘要：某金铋矿含有铋、金、钼、钨、铜等有价组分,通过选矿试验研究,确定采用优先浮钼.等可浮铜,细磨后混浮铋、金,浮选尾矿重选回收白钨方案,可获得主要回收对象Au、Bi的选矿回收率分别为73.83%、75.77%,综合回收对象Cu、Mo、WO3的选矿回收率分别为82.92%、93.29%和71.44%。[10] 苏恩清. 某金银铜铋矿的综合回收试验[J]，矿产综合利用，1990．摘要：本文介绍金铜矿石浮选时,石灰作为调整剂优于碳酸钠和硫酸,提高了金铜回收率,对铜银铋矿物浮选也无影响。Z-200是选金铜的良好捕收剂,与丁黄药配合使用,精矿的金银品位及其回收率均较好。与单用丁黄药相比,金银回收率分别提高6.51％、6.41％,效果明显。采用低药量浮选金铜矿石时,对铜回收率影响不大,而少量单体金和大部分脉石连生金进入中矿。当中矿和尾矿合並进行氰化时,氰化效果良好。[11] 谭欣；王中明；赵杰；刘书杰.含钼、铜、锌、铋多金属硫化矿无氰分离工艺研究[J]. 稀有金属，2015.摘要：对某含钼0.26%、铜8.68%、锌8.98%、铋1.58%、硫40.12%的多金属硫化矿石进行了无氰分离工艺研究,该矿石由钨重选毛砂的枱浮硫化矿和钨细泥的机浮硫化矿组成。根据矿石的性质,采用钼—铜(铋)—锌(铋)顺序优先浮选工艺流程。铜精矿和锌精矿采用重选摇床分离回收铋。[12] 宋愈松. 低铋尾矿综合回收工艺改进试验研究[J]. 中国钨业，2014.摘要：针对-0.037 mm粒级钨金属含量占94.75%的微细粒级低铋综合尾矿,采用悬振锥面选矿机的重选与浮选相结合的工艺流程,经悬振锥面选矿机一粗一精后,所得精矿先浮钼后浮铋再黑白钨混浮。[13] 曹登国.广西某高腻氧化铋矿选矿试验研究[J].湖南有色金属,2014.摘要: 广西某铋矿石中有用矿物以氧化铋为主,并伴生有褐铁矿。为了给该矿产资源的开发利用提供依据,对其进行了选矿试验研究。针对该矿石泥化严重、铁含量高的性质特征,确定采用单一浮选的工艺流程,获得了含铋4.31%,回收率为73.13%的铋精矿。该工艺实现了矿石中铋矿物的有效回收,为氧化铋矿选矿提供了技术方向。[14] ZHANG Du-chao,YANG Tian-zu,LIU Wei-feng,WU Jiang-hua School of Metallurgical Science and Engineering,Central South University,Changsha 410083,China. Pressure leaching of bismuth sulfide concentrate containing molybdenum and tungsten in alkaline solution[J].Rare Metals, 2012.摘要: The leaching results of bismuth sulfide concentrate containing molybdenum and tungsten in air-H2O2-NaOH system,pressure-O2-Na2CO3 system and pressure-O2-NaOH system were investigated.The results show that the extraction of molybdenum,tungsten and sulfur goes up with the increase of NaOH concentration,oxygen partial pressure and reaction time.The extraction of molybdenum and tungsten also rises up with temperature,but the leaching ratio of sulfur increases initially to a peak of 98% at 150°C and then decreases with the increase of temperature.Under the optimal conditions,the extraction of molybdenum,tungsten and sulfur is more than 95.6%,93.8% and 96.0%,respectively,and the main phases of residue are Bi2O3 and Fe2O3.Therefore,the method of pressure leaching in alkaline solution is provided as an effective separation of molybdenum,tungsten and sulfur from bismuth and a beneficial pretreatment for consequent process.[15] ZHANG Baoa,LI Qiana,SHEN Wenqianb,and MIN Xiaoboa a School of Metallurgical Science and Engineering,Central South University,Changsha 410083,China b 1st Detachment,Tianjin Contingent of Chinese People’s Armed Police Force,Tianjin 300222,China . Recovery of bismuth and antimony metals from pressure-leaching slag[J]，Rare Metals, 2012.摘要: The leaching behavior of metals from a pressure-leaching slag was investigated using a desulphurization-leaching-hydrolysis process for the recovery of bismuth and antimony.Various parameters were studied,including the amount of acid added,temperature,time,addition of NaCl and solid-liquid ratio in the leaching process.The experimental results show that the contents of bismuth and antimony are mostly enriched in the process of kerosene desulphurization.More than 98% Sb and 96% Bi are extracted under the determined conditions.In the process of hydrolysis,the precipitation rates of bismuth and antimony are 97.80% and 94.59%,respectively.Under the optimum experimental conditions,the recovery rate of bismuth and antimony can be up to 95.80% and 90.80%,respectively.[16] Douglas R.Swinboume. THERMODYNAMIC MODELLING OF BISMUTH SMELTING BY THE COAL/IRON REDUCTION METHOD[J].RMIT University, PO Box 2476V, Melbourne 3001, Australia. 2002.摘要:China is a major world producer of bismuth, with an output in 2000 of 1,300 tonnes of refined bismuth. Most of this metal is produced by the coal/iron reduction method from a mixed bismuth sulphid.