某硫金矿硫砷分离试验研究

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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

第37卷第3期矿冶工程Vol.37A3 2017 年06月MINING AND M ETALLU RGICALENGIN EERIN G June2017某高砷硫精矿砷硫分离技术研究$叶小璐、袁经中2(1.北京矿冶研究总院,北京10262S; 2.云南锡业股份有限公司卡房分公司,云南个旧661000)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H B,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。

关键词:高砷硫精矿;脱药;浮选;磁选;砷硫分离中图分类号:TD982 文献标识码:A floi:10.3969/j.iw n.0253-6099.2017.03.018文章编号:0253-6099(2017)03-0068-04Separation of Arsenic and Sulfur from High Arsenic-bearing Pyrite ConcentrateY E Xiao-lu',Y U A N Jing-zhong2(1.Beijing General Research Institute of Mining and Metallurgy,Beijing 102628,China; 2.Kafang Branch of Yunnan Tin Company Group Limited,Gejiu 661000, Yunan,China)Abstract :Research was conducted on arsenic-sullur separation lor a kind o l high arsenic-bearing pyrite concentrate polluted by reagent.A combined flowsheet ol reagent removal-flotation-magnetic separation was adopted with H B as arsenic depressant,leading to a satisfactory result for arsenic and sulfur separation.A sullur concentrate assaying47.43% S and only0.67% 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 o l utilization ol high arsenic-bearing sulfur concentrate can be attained.Key words:high-arsenic sulfur concentrate;reagent removal;flotation;magnetic concentration;arsenic/sulfur separation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。

某含砷高硫难处理金矿硫砷分离工艺研究

某含砷高硫难处理金矿硫砷分离工艺研究
磁选 回收磁 黄 铁矿 , 磁 尾 矿 再 选硫 。 由于硫 精 矿
试 样 主要 金 属 矿物 有 磁 黄铁 矿 、 铁 矿 和毒 砂 黄
Ga z o , in x 3 1 0 Ch a n h u Ja g i 4 0, i ) 0 n
Ab t a t s r c :W ih t e p o e s o ee tv ltto uf r a d a s n c a d te g ei e a a in, t h r c s fs l cie foai n s l n r e i n h n ma n tc s p r t u o t e tsso u f r—a s n c s p r t n we e c ri d o n a i i o iin o e r co y g l r h e t fs lu — re i e a a i r a re n i cd c c nd t sf r a r fa tr od o e o o c n a n n r e c a d hih —s lu . By co e—c r ut e p rme t i h— q a i u f r c n e — o t i i g a s ni n g ufr ls ic i x e i n .h g u l y s lu o c n t tae a d r e i c n e ta e c n an n o d r t n a s n c o c n r t o t ii g g l we e o ti e r s c iey, a d s lu n re i r b an d e pe t l v n u f r a d a s nc we e s paa e fe tv l .Att e s me tme,t e r c v r fg l si r v d. r e r td ef ci ey h a i h e o e o o d wa mp o e y Ke r s:s l y wo d uf ur—a s n c s p r t n;s lc ie foai n;d p e s n ;g l r o ti i g a s ni r e i e a a i o e e tv ltto e r s a t o d o e c n an n re c

天马山矿石金_砷_硫的选矿分离回收工艺试验研究

天马山矿石金_砷_硫的选矿分离回收工艺试验研究

天马山矿石金、砷、硫的选矿分离回收工艺试验研究王 珩(铜陵有色设计研究院)摘要:天马山矿矿石属含砷高硫难选金矿石,对该矿石进行了选矿工艺试验研究,采用优先浮选金、次氯酸钙作氧化剂氧化浮选分离黄铁矿和毒砂、磁选分离磁黄铁矿和毒砂工艺流程,综合回收金、硫、砷,取得了较好的选别指标。

此工艺比较适合天马山矿石性质和该矿实际生产情况。

关键词:金、砷、硫;毒砂;黄铁矿;磁黄铁矿;次氯酸钙;氧化抑制;浮选分离;磁选中图分类号:T D923 文献标识码:B 文章编号:1001-1277(2003)10-0032-06 铜官山铜矿所属天马山矿,为一大型硫金矿床。

因矿石含硫高,含金低,而且含有害成分砷;金嵌布粒度细、赋存状态复杂、与硫矿物和砷矿物密切共生,属典型的高砷高硫低品位难选金矿石。

由于铜官山铜矿铜矿石资源濒临枯竭,天马山硫金矿成为该矿惟一可利用的资源。

为了充分利用现有铜选矿厂选矿设施,实现天马山硫金矿矿石资源的合理利用,我们对该矿石的选别工艺进行了大量试验研究。

通过试验研究,提出优先浮选金、再采用次氯酸钙作氧化剂抑制毒砂浮选黄铁矿、最后进行磁黄铁矿和毒砂的浮选并通过磁选使二者分离的选别方案,取得了较好的试验选别指标。

1 矿石性质1.1 矿石的矿物组成及结构、构造矿石中金属矿物占70%左右,主要为磁黄铁矿(38.3%)、黄铁矿(27.8%)、毒砂(2.23%),其次为磁铁矿、黄铜矿、方铅矿和闪锌矿等。

脉石矿物约占30%,主要有石英、硅灰石、透闪石、滑石、蛇纹石、金云母等。

原矿主要化学成分分析结果见表1。

表1 原矿主要化学成分分析结果元素Au 3Ag 3S As Cu Pb Zn Fe S iO 2CaO M gO Al 2O 3w B /%2.4312.229.111.030.1380.0580.04744.164.694.213.911.13 3单位为g/t 由原矿硫物相和砷物相分析结果(分别见表2和表3)可知,矿石中硫主要以黄铁矿和磁黄铁矿矿物形式存在,毒砂为主要含砷矿物。

某硫精矿降砷浮选试验研究

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。

某高硫高砷金矿选矿试验研究

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

某含砷硫精矿二次处理试验研究
f n a n a l ov d u d me tly s l e .
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 ,

某硫金矿硫砷分离试验研究

某硫金矿硫砷分离试验研究
(2) 磁 黄 铁 矿 也 是 矿 石 中 主 要 的 金 属 硫 化 物 , 占 矿石矿物含量的 16%,嵌布粒度多大于 0.074mm,含 量占 66.80%,多呈半自形晶-它形晶粒状结构,从磁 黄铁矿单矿物含量分析中查明, 磁黄铁矿中含金 0.48g/t,金与磁黄铁矿有一定关系.
(3) 毒 砂 是 该 矿 石 中 主 要 含 砷 硫 化 矿 物 , 占 矿 石 矿 物 含 量 的 6% , 嵌 布 粒 度 多 为 中 细 粒 , 含 量 占 57.0%,毒砂多呈不 规 则 粒 状 ,对 毒 砂 进 行 单 矿 物 含 金分析,金品位为 24.63g/t,金与毒砂关系十分密切.
The Experimental Research On the Separation of Sulur and Arsenic in a Sulphur-gold Ore
YE Xue-jun, LIU Zi-shuai, WANG Li-peng, YAN Wei-ping, JIANG Huang-yi
0引言
1 矿样性质
我国黄金矿床中常伴生黄铁矿、毒砂,且都是金 的主要载体矿物 . [1-5] 而两者可浮性相近,毒 砂 与 黄 铁 矿 分 离 一 直 是 选 矿 中 的 一 大 难 题 . [6-12] 由 于 硫 砷 无 法 有效分离,金的回收率低,硫精矿含砷高,质量差,产 品销售困难.为了实现硫砷有效分离,试验采用高效 抑制剂 Y-3 进行硫砷分离的选矿试验研究 . [13-15] 实现 硫砷分离后,砷金精矿中金的回收率大幅度提高,对 提高矿山的经济效益十分显著.
JUN 20 2010 15:39:16
0 .534E-05 .109E-04 .163E-04 .217E-04 .272E-04 .326E-04 .380E-04 .435E-04.489E-04

脱除某难处理金矿中砷和硫的研究

脱除某难处理金矿中砷和硫的研究

脱除某难处理金矿中砷和硫的研究张建涛;程垚;陈帅;高为;胡鑫;沈少波【期刊名称】《有色金属(冶炼部分)》【年(卷),期】2014(000)005【摘要】某难处理金矿先在氩气气氛下高温脱砷,脱砷后的金矿在氧气气氛中高温脱硫.并考察工艺参数对脱砷和脱硫的影响.结果表明,优化的脱砷条件为温度600℃、时间2h、氩气流量200 mL/min,在该条件金矿中98%的砷以As2 O3形式被挥发脱除,同时矿中26%的硫被脱除.优化的脱硫条件为温度650℃、时间2h、氧气流量200 mL/min,在此条件金矿中97%的硫被挥发脱除.【总页数】5页(P12-16)【作者】张建涛;程垚;陈帅;高为;胡鑫;沈少波【作者单位】北京科技大学冶金与生态工程学院,稀贵金属绿色回收与提取北京市重点实验室,北京100083;北京科技大学冶金与生态工程学院,稀贵金属绿色回收与提取北京市重点实验室,北京100083;北京科技大学冶金与生态工程学院,稀贵金属绿色回收与提取北京市重点实验室,北京100083;北京科技大学冶金与生态工程学院,稀贵金属绿色回收与提取北京市重点实验室,北京100083;北京科技大学冶金与生态工程学院,稀贵金属绿色回收与提取北京市重点实验室,北京100083;北京科技大学冶金与生态工程学院,稀贵金属绿色回收与提取北京市重点实验室,北京100083【正文语种】中文【中图分类】TF831【相关文献】1.含硫砷金矿一段焙烧脱除硫和砷的热力学研究 [J], 张雁;李骞;杨永斌;徐斌;姜涛;李鸿炜;刘晓亮2.某含砷高硫难处理金矿硫砷分离工艺研究 [J], 叶雪均;金婷婷;吕炳军3.某含硫砷难处理金矿提金工艺试验研究 [J], 夏青;尹艳芬;聂锦霞;方夕辉;邱廷省4.碳酸钙脱除湿法磷酸中硫、氟、砷的研究 [J], 蒋丽红;超声兰;等5.氧化亚铁硫杆菌L1对煤炭中无机硫脱除的研究 [J], 葛玉凤;徐刚;刘龙;徐小琳因版权原因,仅展示原文概要,查看原文内容请购买。

蒙自多金属硫化矿砷硫分离技术研究

蒙自多金属硫化矿砷硫分离技术研究
曾 科 , 文 庆 , 名 飞 ,赖 绍 师 覃 何
( 中南大学 资源加工与生物工程学 院, 湖南 长沙 40 8 ) 10 3

要: 针对蒙 自多金属硫化 矿特点 , 采用“ 砷硫混浮一 砷硫分离” 的工艺流程 , 选择高效低毒药 剂丙基黄原 酸钠 作砷抑制剂进 行了
砷硫分离 , 最终获得硫 品位 4 .5 、 30 % 含砷 0 5 % 的硫精矿 , 回收率 7 .3 。 .1 硫 95%
列成 果 , 动 了选 矿 技 术 的发 展 。在 资 源 日趋 紧张 的 推 情况 下 , 展砷硫 分离技 术研 究 J 既能提 高 资源 有 开 , 析 一 ~ 0

量 一 黄铁矿 、 毒砂 、 闪锌 矿 分 一 铅 矿 等 连 生 。毒 砂含 量 低 、 M一 硫锑 于黄铁 矿 , 下反 射色较 黄铁 矿 白 。毒砂 常 呈 自形 、 镜 半 自形粒 状 , 分为 不规则 状 , 单体 产 出者所 占比例 明 部 呈 显低 于 黄铁矿 , 黄铁矿一O 一闪锌 矿 、 铅矿 的关 系 与 以及 硫锑 均较 为 密切 , 同时少 数 可 呈微 粒 星 散 浸 染状 嵌 布 在 脉
石中, 粒度 一般 0 0 0 0 m。 . l~ .5 m
l 主一
效利 用率 , 又能降低 尾矿 对环 境 的影 响 。
1 矿 石 性 质 和试 验 方 法
1 1 矿石 性质 . 样 品取 自选 锌尾 矿 , 镜 下鉴 定 和 x射 线 衍射 分 经 析, 发现其 组 成矿物种 类较 为复 杂 , 属矿物 主要 为黄 金 铁矿, 次为 毒砂 、 闪锌 矿 、 锑铅矿 和锡 石 , 见方铅 矿 硫 偶 零 星分布 ; 脉石矿 物 以石 英 为 主 , 次是 白云 石 、 解 其 方 石 、 石 、 云母 、 泥石 和 菱 铁 矿 。表 1为样 品的 多 长 绢 绿

安徽某高硫含砷硫金矿硫砷分离试验

安徽某高硫含砷硫金矿硫砷分离试验

SerialNo.608December.2019现 代 矿 业MODERNMINING总第608期2019年12月第12期 安徽省重点研究和开发计划项目(编号:1804a0802207,201904a07020044,201904a07020054)。

王刚强(1989—),男,工程师,244000安徽省铜陵市解放东村。

安徽某高硫含砷硫金矿硫砷分离试验王刚强 叶正国 孙业友(铜陵有色股份天马山黄金矿业有限公司) 摘 要 针对安徽某高硫含砷难选金矿石硫精矿含砷问题,结合现场生产工艺流程,以浮选硫进料为原矿试样,采用抑砷浮硫—浮选砷金精矿的工艺流程,试验室小型闭路试验获得了硫精矿硫品位42.56%,含砷0.42%,硫回收率89.42%;砷金精矿含砷18.34%,砷回收率80.09%,金品位12.65g/t,金回收率59.56%的试验指标。

关键词 黄铁矿 毒砂 硫砷分离DOI:10.3969/j.issn.1674 6082.2019.12.036Sulfur arsenicSeparationTestofaHigh SulfurArsenic ContainingGoldOreinAnhuiWangGangqiang YeZhengguo SunYeyou(TonglingNonferrousShareTianmashanGoldMiningCo.,Ltd.)Abstract AimingatthehigharseniccontentinthesulfurconcentrateofarefractorygoldorewithhighsulfurandarsenicinAnhuiProvince,combinedwiththeproductionprocessinsitu,takingflotationsulfurfeedingasraworesample,adoptingtheprocessofarsenicsuppressionsulfurflotation flotationofar senic goldconcentrate,thesulfurconcentratewithsulfurgradeof42.56%,arseniccontentwas0.42%,andsulfurrecoverywas89.42%.Thearseniccontentofthearsenic goldconcentrateis18.34%,there coveryrateofarsenicis80.09%,thegradeofgoldis12.65g/t,andtherecoveryrateofgoldis59 56%.Keywords Pyrite,Arsenopyrite,Separationofsulfurandarsenic 安徽某矿山所选矿石为高硫高砷含金多金属硫化矿,矿石中物质组成复杂,矿物种类较多,金属硫化物主要为磁黄铁矿、黄铁矿、毒砂及黄铜矿等[1]。

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

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。

四川某含金砷硫化矿选矿试验研究

四川某含金砷硫化矿选矿试验研究

四川某含金砷硫化矿选矿试验研究冯致;黄静【摘要】This gold deposit contains high arsenic and sulphur. The gold inside the ore is mainly dissociation Tree gold, and the second form is sulfide inclusion gold; Arsenic mainly exists in the form of arsenopyrite, realgar and orpiment. The collective concentrate has been obtained through dressing experiment research and single flotation process, the concentrate grade and recovery of gold is 66. 354 g/ t and 96. 14% respectively, and the concentrate grade and recovery of arsenic is 37. 064% and 96. 42% respectively.%该矿属高砷、含硫的金矿床.矿石中的金主要以游离自然金为主,其次为硫化物包裹金;砷主要以毒砂以及雄黄和雌黄的形式存在.通过选矿试验研究,采用单—浮选法,最终获得了金的品位和回收率分别为66.354 g/t、96.14%、砷的品位和回收率分别为37.064%、96.42%的混合精矿.【期刊名称】《云南冶金》【年(卷),期】2011(040)003【总页数】5页(P19-23)【关键词】含金砷矿;毒砂;浮选;回收率【作者】冯致;黄静【作者单位】昆明理工大学国土资源工程学院,云南昆明650093;贵州大学化学与化工学院,贵州贵阳550025【正文语种】中文【中图分类】TD923随着金矿的大规模开采,易选冶的金矿资源日趋减少,难处理矿石已经成为黄金工业的主要资源[1~2]。

高砷含金硫精矿的深度精选及脱砷脱硫试验研究

高砷含金硫精矿的深度精选及脱砷脱硫试验研究
A bstract: F or the go ld is w rapped by pyrite and arsenopyrite in the form o f m icroscop ic native gold, it w as d ifficu lt to recovery go ld - bearing pyrite concentration by trad itional cyanat ion process. Further concentration w as applied to reduce the impurity contents, such as ca lcium, m agnesium, silica and a lum inum gangue, and then h igh- purity o f auriferous pyrite concentrates w ith sulfur 50. 18% and iron 43. 97% w as ob tained. Through the theoretical and experim enta l research on the auriferous py rite concentrate in ox idat ion, the results show ed that ox idation of arsenopyrite requ ired the atm osphere of re latively w eak ox idat ion w ith above tem perature 550e , wh ile pyrite needed r ich ox idat ion a tm osphere w ith above tem perature 750e . Thus, two- stage roast ing process w as used to rem ove arsenic and sulfur. And pyr ites calc ine w ith h igh grade o f iron( 63. 53% ) , low arsen ic( 0. 13% ) and sulfur( 0. 45% ) w as ob tained. Good conditions to further go ld extraction by chlorid izing pe llet izing craft and preparat ion of high quality iron pe llets w ere crea ted. K ey words: further concentrat ion; gold - bearing pyrite concentrate w ith high arsenic; hypox ia roast ing; ox idat ion roasting

某硫金矿硫砷分离试验研究

某硫金矿硫砷分离试验研究
Ar e i n a SU ph —g l Or s n c i l ur 0 d e
Y u -a , I is u iWAN L - e g YA e pn , I G a g y E X e j n L U Z- h a, G ip n , N W i ig JAN Hu n - i —
t e r s ls we e bti e h tt u f r g a e o g e i o e tae s 9 3 % wih 2 9 h e u t r o a n d t a he s lu r d f ma n tc c nc n r t i 3 . 2 t 7.7% o e o e y h f r c v r ,t e s lu g a e f py t c n e r t i 4 78 uf r r d o r e o c ntae s 9. % wih f 3.7% o r c v r , a d h a s n c- o d o c n r t i t o 4 9 f e o ey n t e re i g l c n e ta e c n an d 1 4 % o r e c wih 8 . % o e o e ,1 g/to od wih 6 7 o t ie 8.2 fa s ni t 947 fr c v r y 2 fg l t 8.2% o e o e y fr c v r . Ke y wor :p rt ; r e p rt ;s p e so re i o tn ulu ;i i io — ds y e a s no y e u pr s i n a s n c f ai g s f r nh b t rY— i i l 3
o g e i s p r t n — p i r y f ai g s l ra d r mo i g a s n c b h e t fs l c o e i u ti h a , fma n t e a ai c o r i o t u f n e vn re i , y t e t s o ma l l s d c r i n t e l b o t l n u c

金矿金硫砷浮选分离技术研究

金矿金硫砷浮选分离技术研究
关键 词 : 金矿 ; 浮 选分 离技 术 ; 金 硫 砷
中 图分 类号 : T D2 1 9
文献 标 识码 : A
文章 编 号 : 1 0 0 2 - 5 0 6 5 ( 2 0 1 7 ) 1 0 — 0 0 3 9 - 2
Re s e a r c h on t h e s ep ar a t i on t ec hn ol ogy of gol d a n d s ul f u r a r s eni c lo f t a t i on
g o l d,b ut i t i s a l s o l i mi t e d by t he r e l e va n t f a c t or s .F or t he a r s e ni c —b e a ing r go l d de pos i t s ,i t h a s c e r t a i n c h a r a c t e r i s t i c s : c ompl e x c o mp os i t i on ,h i g h a r s e ni c c on t e n t ,t he s e p a r a t i o n of a r s e n i c a nd s u l f u r ,e t c . ,a l l of g o l d e xt r a c t i o n c a us e d g r e a t di ic f ul t i e s . Go l d i s a s t a b l e s u bs t a n c e ,i t i s d i ic f u l t t o r e a c t wi t h ot he r s u bs t a nc e s ,whi c h i s t h e r oo t c a us e o f t he di ic f u l t y i n e xt r a c t i n g g o l d .I n t hi s p a p e r ,t he s um ma r y of g o l d,t he s t a t us q uo of or e d r e s s i n g a na l y s i s ,f u r t he r s t ud y o f g ol d s ul f ur a r s e ni c l f ot a t i on s e pa r a t i o n t e c hn ol og y.

某难选多金属矿硫砷分离试验

某难选多金属矿硫砷分离试验

选后 浮选 与 先浮 选后磁 选的 流程 对 比试 验 , 确 定采 用先磁 选 后 浮 选流 程 对硫 砷 分 离效 果较 好 。试
样 经过磁 选后 获得 硫 精矿 与磁 选尾 矿 经 一粗二 精 二扫 浮 选后 得 到硫 精 矿 合 并 , 此 时得 到 的硫 精 矿 品位 4 0 . 6 5 %、 回收 率 9 0 . 2 8 %, 硫 精矿 中砷 的品位 0 . 3 7 %, 达 到 了分 离试 验 的要 求 。
关键 词 硫砷 分 离 磁选 组合抑 制 剂
S t u d y O i l S e p a r a t i o n o f Re f r a c t o r y Mu l t i - me t a l Or e S u l f u r Ar s e n i c
Li a o De h u a Ch e n Xi a n g Xi金 属 矿 石 , 生 产 中 回收 铅 、 锌、
表1 试 验化学多元素分析结果

硫, 由于硫精矿中砷超标严重 , 不仅影响硫精矿产品 的质量 , 而且也给后续冶金过程带来不利影 响, 同时 会 对 环境 造成 污染 ¨ 4 。 。毒 砂 和 黄铁 矿 的 浮选 分 离

直 是硫 砷分 离 中具 有 代 表 性 的难 题 。 目前 , 毒 砂
矿物 毒砂 锡 石 石英 其他
和 黄铁 矿 的 分 离 方 法 主 要 有 以 下几 种 。 : 矿 浆 加 温法 、 氧化 剂 法 、 组 合 调 整 剂 和有 机 抑 制 剂 法 、 外 控
电场氧化法 。试验进行 了先磁选后浮选与先浮选后 磁 选 的流程 对 比试 验 , 确 定 采 用先 磁 选 后 浮选 流 程
对 硫砷 分 离效果 较好 。
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文章编号:1674-9669(2010)02-0043-03某硫金矿硫砷分离试验研究叶雪均,刘子帅,王李鹏,严伟平,江皇义(江西理工大学资源与环境工程学院,江西赣州,341000)摘要:以某硫金矿选金尾矿为试样,采用磁选-优先浮硫脱砷工艺流程.实验室小型闭路试验结果为:磁选硫精矿中硫品位39.32%,回收率27.97%;硫精矿中硫品位49.78%,回收率43.97%;砷金精矿含砷18.42%,回收率89.47%,金品位12g/t,金回收率68.72%.关键词:黄铁矿;毒砂;抑砷浮硫;抑制剂Y-3中图分类号:T D952文献标识码:AThe Experimental Research On the Separation of Sulur andArsenic in a Sulphur-gold OreYE Xue-jun,LIU Zi-shuai,WANG Li-peng,YAN Wei-ping,JIANG Huang-yi (Faculty of Resource and Environmental Engineering,Jiangxi University of Science and Technology,Ganzhou341000,China)Abstract:The sample was from the tailings of gold's flotation of a sulfur-gold ing the technology flowsheet of magnetic separation-priority floating sulfur and removing arsenic,by the test of small closed circuit in the lab, the results were obtained that the sulfur grade of magnetic concentrate is39.32%with27.97%of recovery,the sulfur grade of pyrite concentrate is49.78%with of43.97%of recovery,and the arsenic-gold concentrate contained18.42%of arsenic with89.47%of recovery,12g/t of gold with68.72%of recovery.Key words:pyrite;arsenopyrite;suppression arsenic floating sulfur;inhibitor Y-30引言我国黄金矿床中常伴生黄铁矿、毒砂,且都是金的主要载体矿物[1-5].而两者可浮性相近,毒砂与黄铁矿分离一直是选矿中的一大难题[6-12].由于硫砷无法有效分离,金的回收率低,硫精矿含砷高,质量差,产品销售困难.为了实现硫砷有效分离,试验采用高效抑制剂Y-3进行硫砷分离的选矿试验研究[13-15].实现硫砷分离后,砷金精矿中金的回收率大幅度提高,对提高矿山的经济效益十分显著.1矿样性质1.1化学成分与矿石组成化学多元素分析结果见表1.表1数据表明,矿石中CaO、MgO含量居多,属表1试样化学多元素分析结果(质量分数)/%注:Au*的单位为g/t.元素S As Au*Fe Cu CaO SiO2Al2O3MgO 含量26.07 2.22 1.9032.900.0277.21 1.750.75 6.29有色金属科学与工程第1卷第2期2010年12月Vol.1,No.2 Dec.2010Nonferrous Metals Science and Engineering收稿日期:2010-11-15作者简介:叶雪均(1951-)男,教授.DOI:10.13264/ki.ysjskx.2010.06.005碱性脉石;对试样进行了粒度分析,结果表明,硫分布粒度较粗,而砷粒度较细,从浮选角度考虑,应加强对砷矿物抑制的选择性.原硫金矿属于高硫含砷低品位难选金矿石,主要金属矿物有金、黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂等;非金属矿物主要有方解石、白云石或菱铁矿组成的碳酸盐矿物及石英等.1.2主要金属矿物嵌布特征(1)黄铁矿是矿石中最主要金属硫化物,占矿物含量的51%,嵌布粒度多大于0.074mm,含量占70.70%,黄铁矿多为半自形-它形晶压碎结构,少为自形晶结构。

对黄铁矿进行单矿物含金分析,结果表明黄铁矿含金品位为6.85g/t,金与黄铁矿关系较为密切.(2)磁黄铁矿也是矿石中主要的金属硫化物,占矿石矿物含量的16%,嵌布粒度多大于0.074mm,含量占66.80%,多呈半自形晶-它形晶粒状结构,从磁黄铁矿单矿物含量分析中查明,磁黄铁矿中含金0.48g/t,金与磁黄铁矿有一定关系.(3)毒砂是该矿石中主要含砷硫化矿物,占矿石矿物含量的6%,嵌布粒度多为中细粒,含量占57.0%,毒砂多呈不规则粒状,对毒砂进行单矿物含金分析,金品位为24.63g/t,金与毒砂关系十分密切.2选矿试验及方案的确定2.1试验方案的选择试验以选金尾矿为主要研究对象,进行硫砷分离试验,从而提高金的回收率并综合回收砷.通过前期先磁后浮和先浮后磁的试验方案比较发现,采用先浮后磁流程进行试验,磁黄铁矿会影响硫精矿和砷精矿的质量,而先磁后浮效果更好,因此确定采用先磁后浮流程;以Y-3为砷抑制剂,进行硫砷分离试验.2.2浮选条件试验2.2.1优先浮选硫条件试验首先进行硫的粗选试验,其试验流程为一次磁选一次粗选,从pH调整剂、抑制剂、捕收剂等几个方面进行条件试验.试验结果分别见图1、图2、图3.从图1、图2、图3中可看出,最佳硫酸用量为8000g/t,矿浆pH对应为6.0~6.5左右;抑制剂Y-3用量为1000g/t最佳;黄药用量60g/t最佳.2.2.2选砷条件试验硫粗选试验确定后,进行砷粗选试验,其试验流程为在硫粗选时增加一次扫选,再进行砷粗选.从活化剂、捕收剂等方面进行条件试验.试验结果见图4、图5.从图4、图5中可以看出,硫酸铜用量400g/t时,效果最佳;黄药用量为60g/t最佳.硫品位硫回收率砷品位8075706560555045403530252015105.04.54.03.53.02.52.01.51.00.50.0硫品位、回收率/%砷品位/%46810121416硫酸用量/(kg·t-1)图1硫酸用量试验结果100908070605040302010543210 02004006008001000120014001600硫品位硫回收率砷品位硫品位、回收率/%砷品位/%图2Y-3用量试验结果Y-3用量/(g·t-1)图3黄药用量试验结果黄药用量/(g·t-1)硫品位8070605040302010硫品位、回收率/%543210 405060708090100砷品位/%硫回收率砷品位砷品位砷回收率尾矿砷品位100908070605040302010543210 200300400500600700800砷品位、回收率/%尾矿砷品位/%硫酸铜用量/(g·t-1)图4硫酸铜用量试验结果有色金属科学与工程2010年12月44图5黄药用量试验结果砷品位砷回收率尾矿砷品位100908070605040302010543210砷品位、回收率/%尾矿砷品位/%405060708090100黄药用量/(g ·t -1)试样磁选(-0.074mm 占50%)磁精矿H 2SO 4800Y-31000丁黄602#油40硫粗选2#油20丁黄302#油20丁黄302#油20丁黄30CuSO 44002#油40丁黄60硫扫选一硫扫选二砷粗选砷扫选尾矿砷精矿硫精矿硫精选药剂用量单位:g/t图6闭路试验流程2.3闭路试验通过开路试验表明,各项数据指标都达到了理想的状态,故可考虑进行闭路试验,选硫增加两次扫选,选砷增加一次扫选.试验流程图见图6,试验结果表见表2.从表2中可以得出,浮选小型闭路试验可以得到硫精矿硫品位49.78%,含砷0.37%,硫回收率43.97%;砷精矿含砷18.42%,砷回收率89.47%,金品位12.0g/t ,回收率68.72%;磁精矿中硫品位39.32%,砷品位0.30%,硫回收率27.97%.3结论(1)某硫金矿属于高硫含砷低品位难选金矿石,毒砂为金的主要载体矿物.实现硫砷分离后不仅使矿产资源得到有效利用,并大幅度提高了金的回收率,减少了含砷尾矿对环境的污染,对改善矿山环境具有重要意义.(2)实验室小型闭路试验结果:磁精矿中硫品位(下转第95页)注:Au 的单位为g/t.表2闭路试验结果/%产品名称产率品位回收率S As Au S As Au 磁选硫精矿18.9639.320.30 1.2827.97 2.5412.77硫精矿23.5449.780.37<0.543.97 3.89<6.19砷精矿10.8828.5418.4212.00 1.1789.4768.72尾矿46.629.380.200.5016.40 4.1012.32原矿100.0026.65 2.24 1.90100.00100.00100.00第1卷第2期叶雪均,等:某硫金矿硫砷分离试验研究45图9叶轮工作时的变形云图NODAL SOLUTION STEP=1SUB=1TIHE=1SEQV (AVG)DNX=.584E-04SMN=.136E-03SMX=.272089JUN 20201015:39:16.109E-04.534E-05.217E-04.163E-04.326E-04.272E-04.435E-04.380E-04.489E-04(上接第45页)39.32%,砷品位0.30%,硫回收率27.97%;硫精矿中硫品位49.78%,砷品位0.37%,硫回收率43.97%;砷金精矿含砷18.42%,砷回收率89.47%,且砷精矿试金分析含金12.0g/t ,金回收率68.72%.(3)试验采用的硫砷分离流程结构简单、药剂种类少,Y-3抑制剂的使用,实现了利用抑砷浮硫方案分选黄铁矿和毒砂的目的,获得了高质量的硫精矿.参考文献:[1]刘四清.含砷金矿石工艺矿物学特征及其应用[J].昆明理工大学学报:理工版,1998,(4):20-24.[2]叶雪均,刘军.某金矿的综合回收试验研究[J].江西理工大学学报,2006,27(1):19-22.[3]童雄,钱鑫.含金黄铁矿与毒砂分选研究概况[J].湿法冶金,1994,3(1).1-4.[4]金昌协.含砷金矿石及其金矿的主要处理方法[J].吉林冶金,1989,(3):17-19.[5]张兴仁.含砷金矿的选冶工艺研究[J].矿产综合利用,1993,(4):7-15.[6]叶国华,童雄,张杰.含砷矿石的除砷研究进展[J].国外金属矿选矿,2006,(2):20-24.[7]穆枭,陈建华,何奥平.某含砷黄铁矿尾矿浮选新工艺试验研究[J].金属矿山,2008,(3):141-143.[8]叶雪均,丰章发,刘丽,等.某高硫砷铁矿降砷工艺研究[J].江西理工大学学报,2009,(3):1-3.[9]刘四清,张文彬.高砷硫精矿除砷的研究[J].矿产保护与利用,1994,(1):29-31.[11]陈万雄,杨家红.毒砂和黄铁矿的浮选分离方法[J].矿产保护与利用,1994,(1):31-34.[12]孟书青,金华爱,陶红春,等.高砷多金属硫化矿浮选降砷途径[J].矿冶工程,1991,(1):37-40.[13]谷晋川.硫化矿浮选分离中腐植酸盐的应用[J].矿产综合利用,1991,(3):31-34.[14]B ·A·钱图里亚,黎里.黄铁矿和毒砂浮选分离的新药剂[J].国外金属矿选矿,2001,(10):9-12.[15]唐晓莲,钱鑫.腐殖酸钠分选黄铜矿和毒砂的研究[J].有色金属:选矿部分,1989,(6):22-24........................................2结论首先利用PRO/E 建模,然后导入ANSYS 软件中进行有限元应力分析,通过两种工况进行比较得到以下结论:(1)工作时最大应力出现在叶轮轮廓与轮体的结合部位和叶片与轮盘结合部位(即叶片根部);(2)叶轮的变形由叶轮中心向外逐渐增大,最大的变形发生在叶轮外缘.有限元分析的结果为叶轮的强度计算提供了可靠依据.参考文献:[1]李腾.Pro/ENGINEER3.0零件设计手册[M ].北京:人民邮电出版社,2007.[2]邵蕴秋.ANSYS8.0有限元分析实例导航[M ].北京:中国铁道出版社,2004.[3]高长银,王金凤,王利红,等.NX5.0中文版完全学习手册[M ].北京:电子工业出版社,2008.[4]离心泵设计基础编写组.离心泵设计基础[M ].北京:机械工业出版社,1978.[5]魏娟,刘童芬.离心式渣浆泵叶轮磨损机理研究[D ].北京:北京科技大学,2007.[6]GB3273-89,中华人民共和国国家标准,汽车大梁用热轧钢板[S ].[7]孙靖民,梁迎春.机械优化设计[M ].北京:机械工业出版社,2006.[8]牛平,葛如海,王若平,等.客车车身结构的动应力频谱分析[J].江苏大学学报,2003,(7):34-36.[9]葛世荣.摩擦学导论[M ].北京:机械工业出版社,2006.[10]李文君,李要峰.离心式渣浆泵叶轮磨损机理研究及强度的有限元分析[D ].西安:西安科技大学,2007.第1卷第2期赵运才,等:渣浆泵叶轮的有限元强度分析95。

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