高砷硫精矿综合回收利用研究
某硫精矿降砷浮选试验研究
某硫精矿降砷浮选试验研究作者：罗木华来源：《城市建设理论研究》2013年第14期【摘要】皖南宝山某硫精矿因外购大量的高砷高银铅锌矿石,选厂生产出的铅、硫精矿含砷高,影响到矿山经济效益,且使冶炼复杂化、成本高、污染环境严重等，针对这类高砷高银铅锌矿石,进行了系统的实验室试验,并在选厂进行了生产验证。
以混合药剂作捕收剂,石灰作砷黄铁矿的抑制剂,可获得含砷0.55%、含铅67.02%的铅精矿,含砷0.32%、含锌48.25%的硫精矿,银富集在铅精矿中,铅、锌回收率分别为92.19%、93.37%。
本文笔者结合自己多年来的研究和实际工作经验，对于硫精矿降砷浮选试验进行研究和分析。
【关键字】硫精矿，降砷浮选试验，研究分析中图分类号：O741+.2 文献标识码：A 文章编号：一．前言我国在硫精矿降砷浮选试验方面的研究起步比西方的发达国家较晚，当然，对其的研究也就落后与西方。
因此，有必要加强对硫精矿降砷浮选试验方面的研究，从而促进我国硫精矿降砷浮选试验方面的研究和硫精矿的发展。
二．矿石性质原矿的化学元素和粒度分析结果分别见表1和表2。
表1原矿化学多元性分析结果表2粒级分析结果由表1可知，原矿含硫 36.92%，含砷 1.19%，含金 1.70g/t，属于高硫含砷低品位难处理金矿石。
由表2可知，试样粒度较细，-0.074mm 粒级含量达69.13%，硫、砷的分布率分别为68.92% 和 82.16%。
其中 -0.043mm粒级中硫、砷的分布率分别达到了33.36% 和 27.33%，从浮选角度上来看，这部分矿物会影响分离时抑制剂的选择性，增加了浮选难度。
三．浮选试验研究目前砷硫分离主要使用浮选方法，若使用强氧化抑制剂，会氧化黄铁矿表面，对黄铁矿有一定的抑制作用，但硫的回收率不是很高，另外需要多种药剂配合使用，且药剂用量大，强氧化抑制剂毒性也大，不利于环境保护。
有机抑制剂对毒砂等硫化矿物的抑制有两种可能机理: 一是抑制剂和捕收剂在矿物表面的共吸附，有机抑制剂在与矿物表面吸附时不影响矿物表面的捕收剂膜，当抑制剂的亲水性大于矿物表面捕收剂膜的疏水性时，使矿物抑制; 二是竞争吸附，有机抑制剂在吸附于矿物表面的同时以某种方式( 即化学作用、物理作用、电化学作用等) 解吸矿物表面的捕收剂膜，从而达到使矿物表面亲水的目的。
某高砷硫化矿钼铜铋锌综合回收试验研究
钨、 锡主要系黑钨矿和锡石。 硫化矿物解离度存在 明 显差异 ， 以辉钼矿 、 黄铜 矿 解 离较 早 ， 辉铋 矿 次之 ， 闪
锌 矿解 离最晚 。 且与 黄铜矿 共 生紧 密 。
３ 铜浮选过程闪锌矿抑制剂的选用 ． ２ 铜锌分离是本试料选别的技术难点。为了降低 铜精矿中锌的损失， 加强锌的抑制是关键 。 抑制闪锌
回收率与锌在铜精矿中的损失率的关系见图 ２ 。
锌产品中采用摇床回收。钼精选的一次精选尾矿并 入铜粗精矿进行精选 。其余的钼精选尾矿采取集中
处 理。浮 锌尾矿 采 用摇 床一 选 回收钨 、 磁 锡产 品 ， 摇 床尾矿 作为最 终含砷产 品排 除 。 试验流程 见图 ３试 ，
验 结果见表 ３ 。 给矿
第２ ２卷第 ４期 ２１８年 ｌ １ １ １ ２月
茵毛童 唐
Ｊａ ｇｉＮｏ ｆｒ ｕ ｔｌ ｉｎ ｘ ｎｅｒ ｓＭｅａｓ ｏ
பைடு நூலகம்
Ｖｏ ． ２Ｎｏ ４ １２ ， ． Ｄｅ ．２ ０ ｃ Ｏ８
文章编 号 ：０５２１（ ０） —０９０ １ —７２ ０８ ４０１—２ ０ ２ ０
某 高砷硫 化矿 钼铜铋锌综合 回收试验研 究
钠、 碳酸钠与硫酸锌的组合剂等。 本研究采用的是无
青毛 唐
氰分选工 艺 ， 酸锌 、 以硫 亚硫 酸钠 为组合 剂抑制 闪锌
矿， 在铜 精矿 品位 相 近 （ Ｃ １ 含 ｕ ６％－ ８％） ， 的 １ 时 铜 ３ 优先 浮选 全流程试验 ． ５
第２ ２ 卷
全 流程 试验 为 先浮钼 ， 浮铜 ， 后浮锌 ， 再 最 铋从
条件 下 出现 可浮 性 的差异 ， 用优 先浮选 工艺流程 ， 应
实现了各有用矿物的回收。
某高砷硫精矿砷硫分离技术研究
某高砷硫精矿砷硫分离技术研究叶小璐;袁经中【摘要】对某被药剂污染过的高砷硫精矿进行了砷硫分离研究.采用脱药-浮选-磁选联合工艺,选用砷矿物的高效抑制剂HB,较好解决了硫砷分离的难题,获得了硫精矿硫品位47.43%、含砷0.67%、硫回收率75.31%,高铁硫精矿硫品位33.67%、硫回收率18.96%,砷精矿砷品位37.86%、砷回收率89.42%的技术指标,实现了高砷硫精矿资源化利用.%Research was conducted on arsenic-sulfur separation for a kind of high arsenic-bearing pyrite concentrate polluted by reagent.A combined flowsheet of reagent removal-flotation-magnetic separation was adopted with HB as arsenic depressant, leading to a satisfactory result for arsenic and sulfur separation. A sulfur concentrate assaying 47.43% S and only 0.67% As with a sulfur recovery of 75.31%, a high-iron sulfur concentrate grading 33.67% S at 18.96% recovery and an arsenic concentrate assaying 37. 86% As at 89. 42% recovery were obtained, testifying that the purpose of utilization of high arsenic-bearing sulfur concentrate can be attained.【期刊名称】《矿冶工程》【年(卷),期】2017(037)003【总页数】4页(P68-71)【关键词】高砷硫精矿;脱药;浮选;磁选;砷硫分离【作者】叶小璐;袁经中【作者单位】北京矿冶研究总院,北京 102628;云南锡业股份有限公司卡房分公司,云南个旧 661000【正文语种】中文【中图分类】TD982硫铁矿和伴生硫铁矿是我国最主要的硫资源，在我国资源总储量80%的共伴生矿产中，硫铁矿是最常见的共生矿物。
某高硫高砷金矿选矿试验研究
·16·
矿产保护与利用
2011 年
表 4 重选试验尾矿金赋存状态
名称 摇床尾矿
金赋存状态 单体金
金含量 /g·t －1 2． 67
Falcon 尾矿 黄铁矿及砷黄铁矿中金
0． 78
2． 3 Falcon 重选试验
根据表 4 试验尾矿分析，Falcon 重选离心机处 理该金矿跑尾金主要是黄铁矿及砷黄铁矿中的金。 下步将开展粗选磨矿细度试验、Falcon 不同离心力 场粗选试验、精选试验。优化各个因素条件，最终得 到最佳 Falcon 重选闭路工艺流程。
表 2 氰化搅拌浸出试验结果
磨矿细度 /% （ － 0． 074mm）
60 65 70 75 80 85 90
浸出率 /% 36． 2
38． 59 39． 46 40． 43 41． 85 41． 96 41． 74
浸出时间 /h 72 72 72 72 72 72 72
渣品位 / g·t －1 5． 87 5． 65 5． 57 5． 48 5． 35 5． 34 5． 36
2． 3． 2 粗选离心力场试验
采用不同离心力场进行粗选试验，目的是为了 更好地提高金的回收率。试验流程如图 3，粗选 1 试验 Falcon 离心力场分别为 220 g、260 g、300 g，主 要考察粗选精矿金回收率。
从表 6 不同离心力场试验结果可以看出，粗选 在 260 g 离心力场条件下指标最佳。
2． 3． 1 粗选磨矿细度试验
对原矿 磨 矿 细 度 － 0． 074 mm 分 别 占 75% 、 80% 、85% 、90% 的条件下开展重选试验。粗选 Falcon 离心力场为 300 g。进一步考察磨矿细度对粗 选金精矿品位及回收率的影响。
某含砷硫精矿二次处理试验研究
Ｋ ｅ ｒ ： ｐ ｒｔ ｏ ｃ ｎ ｒｔ；ｒｄ ｃｎ ｓ ｎｃ ａ ｔ ｃｄｃ ｗａｅ ｙ ｗｏ ｄｓ ｙ ｅｃ ｎ ｅ ｔ ｅ ｅ ｕ ｉｇ ａ ｅ ｉ；ｗ ｓｅ ａ ｉ ｉ ｉ ａ ｒ ｔｒ
中国是硫铁矿资源较为丰富的国家。长期以来 ，
ｇ ｌ ｅ ｏ ｅ ｆ９ ．３ ％ ．Ｔ ｅ ｐ ｏ ｌｍ ｎ ｇ ｎ ｒｌｕｉ ｚ ｔ ｎ ｏ ｒｎ ｓ ｌ ｒ ｄ ｕ ｌ ｅｏ ｒｅ ｎ ｐ ｒｔ ａ ｅ ｏｄ ｒｃ ｖ ｒ ｏ ３ １ ｙ ｈ ｒｂｅ ｉ ｅ ｅａ ｔ ｉａｉ ｆｉｏ － ｕｆ ｏ ｂ ｅ ｒ ｓｕ ｃ ｓ ｉ ｙ ｅ ｃ ｎ ｂ ｌ ｏ ｕ ｉ
此 ，提高硫精矿品质无疑对开发硫铁矿的双资源利
我 国硫 酸行业 年 产硫 酸渣 １０ ４０万 ｔ ，占化工 废 渣量
的 １ ，而利用率仅 ３ ％ ［。大量硫酸渣作 为废弃 ／ ３ ０ 】 ］ 物堆存 ，严重污染环境 ，同时也造成 了资源的大量
出铜精矿、硫精矿 。所得硫精矿含硫 ３ ８％～ ３％、 ４ 砷 ０ ． ２％一 ． ０ ５％，为进一步提高硫精 矿质量 ，使 后续制酸烧渣可直接作铁精粉回收 ，实现硫铁矿双 资源利用 ，本研究针对现场含砷硫精矿 ，通过选矿 工艺技术改进 ，获得高质量的硫精矿 ，从而实现硫 铁双资源的综合 回收 。
浪费 。许多研究者希望通过选矿的方法提高硫酸渣 中铁 品位 ，使之达到炼铁要求 ，但 由于回收率低 、
成本高 、技术线路复杂而难 以工业应用 『 。若将 ２ ］ 硫精矿品位提高到 ４ ５％以上 ，得 到高质量的硫精 矿 ，则烧渣的铁 品位将达到 ６ ０％以上 ，达到冶炼
要 求 ，实 现 硫 铁 双 资 源 的 综 合 利 用 ［ 。近 年 来 ，
高砷多金属矿精矿脱砷及综合回收选矿工艺研究
(
矿石性质
矿石矿物复杂，查明矿物达 ## 种之多，金属矿
物有黄铁矿、 白铁矿、 磁黄铁矿、 毒砂、 闪锌矿、 铁闪 锌矿、 方铅矿、 黄铜矿、 铜兰、 磁铁矿、 自然铋、 银矿 物、 锡石、 黑黝锡矿、 黑钨矿、 白钨矿等， 脉石矿物有 方解石、 白云石、 萤石、 石英、 长石、 绢云母、 绿泥石、 ： 透辉石、 阳起石等。主要化学元素分析结果 （ /） 01 !. ’2、 34 (. !’、 54 ". *’、 )6 78 6 9 :、 ); (. !2、 5 2. (2、 <= ". "’$、>?* ". (8、@A !(. (!、)= ". (! 6 9 :、B4 ". #(、 5C?( !*. !#、 <D? !7. 2$、 <D@( 7. #$、 B6 #. (*、 )E( ?* *. 7!。 矿 石 中 铅 主 要 以 方 铅 矿 形 式 存 在 （ ，锌以闪锌矿、铁闪锌矿形式存在 ’$. */ ） （ 锡以锡石存在 （ ， 砷以毒砂的形式 ’$. !/ - ， ’#. $/ ） （ ） （ 存在 8’. 7/ 。 方铅矿、 闪锌矿 铁闪锌矿） 、 锡石、 毒 砂、黄铁矿及磁黄铁矿均属以细粒为主中粒至细粒
收有用金属难度并不大， 但要降低铅、 锌精矿的砷含 量并不易， 应属难选矿石类型。 采用铅、 锌、 硫顺序优 先浮选和铅锌粗精矿再磨以及浮选尾矿重选收锡的
!"# $%&#’() *’+,#--%&. /0123 +& 4’-#&%, 5#6+7#2 8’+6 9+&,#&0’(0# (&2 9+6:’#"#&-%7# ;0%)%<(0%+& 8+’ *+)36#0())%, =’#- +8 >%." 4’-#&%, 9+&0#&0 ./012 345
含金砷硫精矿回收金的工艺研究的开题报告
含金砷硫精矿回收金的工艺研究的开题报告一、选题背景和意义含金砷硫精矿是一种金、砷、硫元素集中的矿石，在金属冶炼过程中具有重要作用。
目前，含金砷硫精矿的回收率相对较低，仅有30-40%左右，还有相当多的金等有价元素未能回收。
因此，开展含金砷硫精矿回收金的工艺研究具有重要的理论和实践意义。
二、研究目的和内容研究目的：探究含金砷硫精矿回收金的工艺优化措施，提高金及其他有价元素的回收率，降低生产成本，提高经济效益。
研究内容：1. 前期调查：了解现有含金砷硫精矿回收金的工艺技术、回收效率及存在问题。
2. 实验研究：通过实验方法，探究含金砷硫精矿回收金的工艺优化措施，主要包括氰化法、硫化浮选法、化学浸出法等。
3. 工艺流程研究：根据实验数据，建立含金砷硫精矿回收金的工艺流程。
4. 经济效益分析：对比现有工艺和优化后的工艺流程，进行经济效益分析，包括总成本、总回收率、单价金属成本等指标的分析。
三、预期成果及创新点预期成果：1. 建立含金砷硫精矿回收金的工艺流程。
2. 优化含金砷硫精矿回收金的工艺技术，提高金及其他有价元素的回收率。
3. 经济效益分析：比较现有工艺和新工艺的经济效益，分析单价金属成本、总成本等指标。
创新点：1. 在现有含金砷硫精矿回收金的基础上，探究新的回收工艺，并对技术进行优化和改进。
2. 经过对比分析，提出较为优化的工艺流程，提高金及其他有价元素的回收率。
3. 系统分析新工艺的经济效益，对现有生产模式进行优化升级。
四、研究方法1. 调查研究法：通过查阅图书馆资料、互联网资料等，了解含金砷硫精矿回收金的工艺技术、回收效率等相关信息。
2. 实验研究法：通过实验方法，探究含金砷硫精矿回收金的工艺优化措施，主要包括氰化法、硫化浮选法、化学浸出法等。
3. 系统分析法：利用理论模型研究含金砷硫精矿回收金的工艺流程，分析其经济效益。
五、研究计划及进度安排研究计划：1. 第一年：进行前期资料调研，了解含金砷硫精矿回收金的现状，制定实验计划。
高硫高砷金矿的浸出方法是
高硫高砷金矿的浸出方法是
高硫高砷金矿的浸出方法可以采用氧气压汞法浸出。
具体步骤如下：
1. 将高硫高砷金矿石经过粉碎得到粉末状物料。
2. 在高压罐中加入粉末状物料，并加入足量的水和一定浓度的氢氧化钠（或氢氧化钾）。
3. 在高压罐中加入一定量的氧气，调节罐内氧气压力为1.2～1.5MPa。
4. 开始进行浸出反应，持续时间根据矿石的硫砷含量而定，一般为6-24小时。
5. 反应结束后，通过脱压的方式将大气压下的金属汞溶液冷却并加入硫酸进行反应析出汞。
6. 最后通过沉淀、过滤、干燥等工艺步骤得到金属汞和含金合金的产物。
此外，还可以使用碱性硫代硫酸盐法、氯氧化法等浸出方法进行高硫高砷金矿的浸出。
但这些方法均存在一定的毒性和环境污染问题，需要进行严格的操作和控制。
某高硫含砷难处理金矿选冶试验研究
某高硫含砷难处理金矿选冶试验研究收稿日期：２０２３－０９－０８；修回日期：２０２３－１０－１１作者简介：李建华（１９８４—），男，高级工程师，从事有色金属开发利用及矿山管理工作；Ｅ ｍａｉｌ：ｌｉｊｉａｎｈｕａ１２９＠１２６．ｃｏｍ 通信作者：孙小俊（１９８４—），女，高级工程师，从事有色金属开发利用工作；Ｅ ｍａｉｌ：ｓｘｊ５４７６３６＠１２６．ｃｏｍ李建华，孙小俊（大冶有色金属集团控股有限公司）摘要：针对某金矿中硫、砷含量过高且易泥化导致金回收率低的问题，采用阶段磨矿阶段浮选—浮选尾矿非氰浸出工艺流程开展试验研究。
研究结果表明：在一段磨矿细度－０．０７４ｍｍ占７５．６％、二段磨矿细度－０．０４３ｍｍ占７８．１％，酸化水玻璃用量为１６５０ｇ／ｔ，硫酸铜用量为３５０ｇ／ｔ，丁基黄药＋丁铵黑药用量为（２４０＋９６）ｇ／ｔ，松醇油用量为１６０ｇ／ｔ的条件下进行浮选试验，浮选尾矿采用非氰浸出剂进行非氰浸出，最终获得了浮选金精矿金回收率８４．４０％，浮选尾矿金浸出率１０．５２％，总金回收率９４．９２％的回收指标。
研究结果对开发该类金矿资源具有重要指导意义。
关键词：难处理金矿；含硫；含砷；非氰浸出剂；黏土矿物 中图分类号：ＴＤ９５２ 文章编号：１００１－１２７７（２０２４）０２－００５１－０６文献标志码：Ａｄｏｉ：１０．１１７９２／ｈｊ２０２４０２１１引 言金是一种被广泛应用的贵金属，具有优越的物理化学性质，因此在货币、保值物、珠宝装饰及现代高新技术产业中得到广泛使用。
然而，随着金矿的不断开采，易处理金矿资源逐渐减少，难处理金矿成为黄金行业生产的主原料［１］。
矿石工艺矿物学特性是决定金矿石可利用性、确定选别工艺、提高金回收率的关键因素［２－３］。
温利刚等［４］对胶东某矿区蚀变岩型低品位微细粒金矿和柴达木盆地某矿区蚀变岩型金矿进行工艺矿物学研究，为金矿回收工艺研究提供理论指导。
王振等［５］总结了硫化型金矿浮选技术的主要研究进展，指出黏土矿物会恶化浮选环境，是影响金浮选指标的重要因素。
高砷含金硫精矿的深度精选及脱砷脱硫试验研究
高硫、高砷难选金精矿的处理
新
疆
有
色
金
属
４ ９
高 硫 、 砷 难 选 金 精 矿 的处 理 高
肉孜 汗
（ 西部 黄金 有 限责任公 司阿希金矿 伊 宁 ８ ５ ０ ） ３ ０ ０
摘 要 通过对 比试验确定了该高硫、 高砷难选金精矿的最佳处理方法—焙烧氧化法 。 关 键 词 高硫 高砷 焙烧氧化 金 氰渣 浸出率
采用 直接 氰化 法对精 矿进 行浸 出。 化浸 出试 验 氰
条件 ： 矿浆 浓 度 ２ ％，Ｈ ｌ （ 氧化 钙 调 节 ）碱 浸 ６ ０ ｐ ＞ １用 ， ｈ以上 ， 化钠 ２ ｇ ， 出 ４ 。直接 氰化浸 出法 结 氰 ０ｋ ／ 浸 ｔ ８ ｈ 果， 见表 ２ 。 表 ２ 直接 氰化 浸 出法结 果
３ 试 验 室 试 验研 究
３ １ 直 接氰化 浸 出试验 ．
高 温条 件下 氧化或 焙烧 后可 生成 多孔状 的碚砂 ， 有利
于金 的氰化 浸 出。 试 验 条 件 ：称 取 １ ０ｇ 矿在 马弗 炉 中进行 焙 ０ 精 烧 ， 烧 温 度 ６ ０℃ ， 焙 ０ 焙烧 ２ｈ 焙 烧 时 炉 门半 开 ， ， 每
（ 转 ５ 下 ３页 ）
２ １ 钲 ０１
新
疆
有
色
金
属
５ ３
按 ２０元 ／， 属 返 还率 按 ８．％ 计 算 ， ８ ｇ金 ５２ 每年 可增 产
黄金 １ ３ ， 加收入 ４ ２６ 万元 。 ４７ ６ 增 ｇ １・１
ｇ （ 戊基 黄药 ： ／异 ｔ 丁铵 黑药 ＝ １ 。 ４： ）
参考 文献
［］ ３ 朱玉霜， 朱建光． 浮选药剂 的化 学原理【 ］ Ｍ． 湖南 ： 中南
高砷冶金废料的回收与综合利用
高砷冶金废料的回收与综合利用目前,市场上有大量高砷冶金废料,冶炼烟灰所占比例较大,铅铜冶炼每年产生的高砷烟灰就大于150万吨,除了砷含量较高,Cu、Zn等有色金属及Ag等贵重金属也有相当比例的含量。
由于现有技术在适应性、安全性、环保方面存在局限,开发一种高效、环保、适应性强的工艺流程,将产生巨大的经济效益和社会效益。
中南大学组织相关领域的课题组,围绕“无污染、资源化、洁净化、短流程”等主题展开了系统的试验研究。
以高砷烟灰为原料,开发出了近沸点热压水浸-梯度氧化酸浸结合的除砷技术。
结合分段萃取分离铜锌-含砷废水处理及含砷废渣稳定化的联合技术,可以得到高纯As2O3、铅精矿产品、As含量达标废水、及安全的含砷废渣。
采用近沸点热压水浸,将游离态氧化砷浸出,减小后续酸浸负担,考察反应时间、温度和液固比对As浸出率的影响。
通过浓缩结晶制备出高纯度的As2O3,杂质元素含量不足1%。
采用梯度氧化酸浸工艺对水浸渣脱砷,考察H2SO4浓度,H202加入量,反应温度及反应时间对As 浸出率的影响,分别确定了低酸度和高酸度脱砷流程的工艺参数。
酸浸过后,所得铅精矿中As含量降至1.0%,Pb含量提高至68.2%。
对一段酸浸浸出液,用N902萃取Cu,使Cu、Zn分离,再用P204萃取Zn, Cu、Zn从浸出液中分离。
通过单因素实验,确定了最佳的萃取与反萃工艺。
Cu、Zn的萃取率分别达到了96.35%和96.38%,反萃率为94.9%和99%。
对含砷废水采用FS和PFS联用的除砷工艺,通过单因素实验确定不同阶段的最佳工艺参数,使得FS初步除砷后,As含量从6.4g/L降至0.5mg/L以下,满足废水排放要求；PFS深度除砷后,As含量降至0.01mg/L以内,满足饮用水中As含量要求。
整个工艺流程不但确保了物料脱砷的彻底性,同时还实现了As的资源化回收。
结合废水及废渣的处理,可实现高砷冶金废料的无害化、资源化洁净生产,为工业化生产提供了新的技术方案。
- 1、下载文档前请自行甄别文档内容的完整性，平台不提供额外的编辑、内容补充、找答案等附加服务。
- 2、"仅部分预览"的文档,不可在线预览部分如存在完整性等问题,可反馈申请退款(可完整预览的文档不适用该条件!)。
- 3、如文档侵犯您的权益，请联系客服反馈,我们会尽快为您处理(人工客服工作时间：9:00-18:30)。
砷主要呈现为两种类型， 一是以矿物分子的组成
６ － ７ ］ 元素， 二是类质同象或吸附离子的分散态砷 ［ 。
回收铜、 锡、 砷、 硫等资源， 也可以提高企业的效益。
２ 铜的回收
在选矿实验的基础上， 对１ ＃ 、 ２ ＃ 、 ３ ＃ 硫精矿进 行选矿验证实验， 实验流程见图 １ 。
２ ０ １ ５年 ０ ６月 云南化工 Ｊ ｕ ｎ ． ２ ０ １ ５ ２卷第 ３期 Ｙ ｕ ｎ ｎ ａ ｎＣ ｈ ｅ ｍ ｉ ｃ ａ ｌ Ｔ ｅ ｃ ｈ ｎ ｏ ｌ ｏ ｇ ｙ Ｖ ｏ ｌ ． ４ ２ ， Ｎ ｏ ． ３ 第 ４ ｄ ｏ ｉ ： １ ２ ５ Ｘ ． ２ ０ １ ５ ． ０ ３ ． ０ ０ ８
５ ８ ８ ％； ３ ＃ 硫精矿也有一定的回收价 回收率为 ３ ８ ％ 以 上 矿 物 粒 径 ≤０ ０ ７ ４ 值， 在磨 矿 粒 度 为 ７ ｍ ｍ时， 可生产铜质量分数为 ５ ０ ０ ％ 的铜精矿， 回收率 ４ ７ １ ３ ％， 而 在 不 磨 矿 条 件 下， 基本无法 分选。 ２ ２ 抑制剂和捕收剂的对比实验 采用 ３ ＃ 硫精矿， 通过改变石灰、 混基黄药、 ２ ＃ 油、 腐植酸钠的用量， 对比实验进行浮选效果， 结 果见表 ３ 。
作者简介： 陈红兵（ １ ９ ７ ７－ ） ， 男， 云南曲靖人， 选矿工程师， 主要从事选矿工作。
２ ０ １ ５年第 ３期 陈红兵， 陈绍伟， 李燕华， 等： 高砷硫精矿综合回收利用研究
·２ ９ ·
２ １ 磨矿条件实验 在探索实验的基础上， 对１ ＃ 、 ２ ＃ 、 ３ ＃ 硫精矿 ｇ ／ 进行磨矿与不磨矿对比实验。在抑制剂为 ６ｋ ｔ 、腐殖酸钠为 ５ ０ ０ｇ ／ ｔ 、 捕收剂为 ５ ０ｇ ／ ｔ 、 起泡剂 为６ ０ｇ ／ ｔ 的条件下， 实验结果见表 ２所示。 表 ２表明： １ ＃ 硫精矿的磨矿粒度为 ７ ６ ％以 上矿物粒径 ≤０ ０ ７ ４ｍ ｍ 比较合理， 该硫精矿磨 矿与不磨矿 性 质 相 同； ２ ＃ 硫精矿磨矿后可以回 收铜， 回收的铜精矿中铜的质量分数为 ５ ３ ７ ％，
图１ 硫精矿选铜流程图
１ ２ 工艺矿物学研究 经工艺矿物学研究查明， 锡主要以锡石锡存
收稿： ２ ０ １ ５ ０ ２ １ １
Ｆ ｉ ｇ ． １ Ｆ ｌ ｏ ｗ ｃ ｈ ａ ｒ ｔ ｏ ｆ ｃ ｏ ｐ ｐ ｅ ｒ ｓ ｅ ｌ ｅ ｃ ｔ ｉ ｏ ｎｏ ｆ ｓ ｕ ｌ ｆ ｕ ｒｃ ｏ ｎ ｃ ｅ ｎ ｔ ｒ ａ ｔ ｅ
４ ］ 。铜主要呈现为砷黝铜矿、 黝 裹镶嵌” 两种形式 ［
铜矿、 黝锡矿、 斑铜矿、 锌黄锡矿等次生硫化矿物
５ ］ 及分散态铜， 也有 ０ ０ １ｍ ｍ 粒级包裹体存在 ［ 。
精矿（ 砷的质量分数为 ３ ％～ ７ ％） ， 长期以来都无人 问津。综合利用是将其中含有的有价值元素， 按产 品价值的不同， 分选为铜粗精矿、 高铁硫精矿和硫精
高砷硫精矿综合回收利用研究
陈红兵， 陈绍伟， 李燕华， 袁经中
（ 云锡卡房分公司， 云南个旧 ６ ６ １ ０ ０ ０ ） 摘 要： 为了提高选铜副产物硫精矿的品位， 并综合回收其中的有价金属元素， 采用分级细 磨、 磁选高铁硫精矿、 浮选降砷选硫等工艺组合进行浮选。研究了磨矿细度、 抑制剂和捕收剂的用量 等对浮选结果的影响。结果表明， 采用该方法既可以提高硫精矿的品位， 又可以使难选的有价金属 元素得以富集和分离。 关键词： 硫精矿； 砷； 铜； 中图分类号： Ｔ Ｄ ９ ２ 文献标识码： Ａ 文章编号： １ ０ ０ ４ ２ ７ ５ Ｘ （ ２ ０ １ ５ ） ０ ３ ０ ０ ２ ８ ０ ３
表２ 磨矿后的实验结果 Ｔ ａ ｂ ｌ ｅ ２ Ｔ ｈ ｅｔ ｅ ｓ ｔ ｒ ｅ ｓ ｕ ｌ ｔ ｓ ａ ｆ ｔ ｅ ｒ ｇ ｒ ｉ ｎ ｄ ｉ ｎ ｇ
１ ＃ 硫精矿， ７ ６ ％粒径≤０ ０ ７ ４ｍ ｍ ２ ＃ 硫精矿， ８ ５ ％粒径≤０ ０ ７ ４ｍ ｍ ３ ＃ 硫精矿， ７ ８ ％粒径≤０ ０ ７ ４ｍ ｍ 精矿 产率 ／ ％ ８ ２ ９ ｗ （ Ｃ ｕ ） ／ ％ ２ ０ ７ ３ ｗ （ Ｓ ） ／ ％ ３ ６ ７ ０ 回收率 ／ ％ Ｃ ｕ ８ ５ ６ ７ Ｓ １ ０ ５ ０ 精矿 产率 ／ ％ ６ ５ ４ ｗ （ Ｃ ｕ ） ／ ％ ５ ７ ３ ｗ （ Ｓ ） ／ ％ ２ ８ ６ ０ 回收率 ／ ％ Ｃ ｕ ３ ５ ８ ８ Ｓ ８ ２ ３ 精矿 产率 ／ ％ ６ ４ ６ ｗ （ Ｃ ｕ ） ／ ％ ５ ０ ０ ｗ （ Ｓ ） ／ ％ ３ １ ６ ０ 回收率 ／ ％ Ｃ ｕ Ｓ
硫精矿是含铜、 铁、 硫较高的选铜副产硫化物， 其中的各种有价元素和杂质之间结合致密、 结晶粒 度细， 而各种硫化物的表面性质差异小， 因此单一的
１ ］ 选矿方式难以达到有效分离［ 。低品位、 高砷的硫
在， 但也有少量的硫化锡和分散态锡； 锡石与方解 石、 黄铜矿等共生关系密切， 呈“ 毗连镶嵌” 和“ 包
１ ＃ 硫精矿， ｗ ／ ％ Ｃ ｕ １ ９ ７ ７ Ｃ ｕ Ｏ 痕量 Ｓ ２ ８ ８ ５ ２ ＃ 硫精矿， ｗ ／ ％ Ｃ ｕ １ ０ ９ ３ Ｂ ｉ ０ ２ １ ３ Ｓ １ ６ ２ ５ 硫精矿， ｗ ／ ％ ３ ＃ Ｃ ｕ ０ ６ ２ １ Ｃ ｕ Ｏ 痕量 Ｓ ２ １ １ ８ Ｂ ｉ ０ ２ ７ ２ Ａ ｓ ３ １ ３ ８ Ｓ ｎ ０ １ ７ ４ Ａ ｓ ６ ８ ３ ３ Ｓ ｎ ０ ２ ４ ５ Ａ ｓ ４ ７ １ ３
１ 硫精矿的性质
１ １ 硫精矿分析 硫精矿中相关元素及化合物的分析结果见表 １ 。
表１ 硫精矿中部分元素及化合物的分析结果 Ｔ ａ ｂ ｌ ｅ １Ｔ ｈ ｅＡ ｎ ａ ｌ ｙ ｓ ｉ ｓ ｒ ｅ ｓ ｕ ｌ ｔ ｓ ｏ ｆ ｓ ｏ ｍ ｅｅ ｌ ｅ ｍ ｅ ｎ ｔ ｓ ａ ｎ ｄｃ ｏ ｍ ｐ ｏ ｕ ｎ ｄ ｓ ｉ ｎｓ ｕ ｌ ｆ ｕ ｒ ｃ ｏ ｎ ｃ ｅ ｎ ｔ ｒ ａ ｔ ｅ