某高砷硫精矿砷硫分离技术研究

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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

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。

某高砷高硫复杂难处理金矿选冶工艺研究

某高砷高硫复杂难处理金矿选冶工艺研究

某高砷高硫复杂难处理金矿选冶工艺研究周光浪;段胜红【期刊名称】《有色金属(选矿部分)》【年(卷),期】2024()3【摘要】为有效回收某高砷高硫复杂难处理金矿中的金,对该矿石开展了工艺矿物学分析,以及浮选、焙烧、氰化浸出等试验研究。

结果表明,矿石中的金以硅酸盐包裹金为主,裸露金分布较少,黄铁矿、毒砂是主要的载金矿物,且整体粒度较细,多呈包裹体形式被脉石矿物紧密包裹。

若采用常规的全泥氰化工艺,即使在磨矿细度为一0.038mm占95%的条件下,金的浸出率也仅为18%左右,很难对矿石中的金进行有效回收。

结合矿石的性质和金的嵌布特性分析,采用了优先浮选黄铁矿、毒砂等载金矿物的方法,从而来实现有效富集和回收矿石中的金,同时为改善浮选过程中细泥和脉石带来的影响,及强化对金的选别,采用了水玻璃十六偏磷酸钠的组合作为抑制剂,硫酸铜十硝酸铅的组合作为活化剂,丁基黄药十丁铵黑药的组合作为捕收剂。

通过强化浮选过程中组合药剂的选择和使用,矿石采用浮选的工艺可获得金品位为21.05g/t、金回收率为92.58%的金精矿。

为了进一步有效解决所得金精矿品位低、有害元素砷含量高的问题,对金精矿进行了焙烧预处理。

金精矿通过焙烧除杂后,使其包裹体结构被破坏,包裹金被裸露,然后对所得焙砂再采用氰化浸出的工艺来回收其中的金,金的浸出率可达89.93%。

最终矿石在“浮选一焙烧一水洗一氰化”的联合工艺下,可使矿石中的金得到较好回收。

【总页数】8页(P83-90)【作者】周光浪;段胜红【作者单位】云南黄金矿业集团股份有限公司【正文语种】中文【中图分类】TD953【相关文献】1.某含砷高硫难处理金矿硫砷分离工艺研究2.某高砷高硫微细粒金矿石选冶试验研究3.某高砷微细粒难处理金矿石选冶试验研究4.某高砷高硫难处理金矿生物氧化新工艺研究5.国外某难选高砷铜金矿石选冶联合工艺研究因版权原因,仅展示原文概要,查看原文内容请购买。

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

某高硫砷金精矿提取方法比较

某高硫砷金精矿提取方法比较
浸 出时 间 为 2 , 浸 出率 达 9 . %。 h其 45
渐转 向难浸 矿石 的处 理 【 。一 些 含 硫 矿 石通 过 炭 浆 1 ] 法或 炭 浸法 可得 到 较 高 的 收 率 【 , 含 硫 高 和 含 砷 2 但 J
矿 只能 通过 预氧 化 以破坏 低 价硫 、 , 到较好 的浸 砷 达 取 率 。 目前我 国的 环 保 要 求 不 允 许 含 硫 、 矿 直 接 砷 焙烧 , 可选 的 方 法 为 高 压 湿 法 氧 化 【J 固 硫 固 砷 焙 3、
1 实 验 部 分
实 验 原 料 :辽 南 某 含 硫 含 砷 精 矿 粉 ,

烧 【— J细菌 浸 出[J 4 6、 7。第 1种 方 法 设 备 昂 贵 , 作 操
复 杂 , 3钟 方法 能 源 省 , 污 染 , 在 北 方 寒 冷 地 第 无 但
00 4 .7 mm占 9 %。含 S2 . % , . %, F 0 4 5 As4 2 全 e
随 着 易浸矿 石 的减 少 , 品位 降低 , 提金 的焦点 逐
出不 太适 宜 , 化 率 很 低 , 出率 为 4 %。 采 用 碱 氧 浸 0 固硫 固砷焙 烧 , 排 出有 毒 的 AsO 及 S , 不 23 o2 可提 高 浸 出率 。实 验 中进 行 了加 碱 焙烧 、 洗后 硫脲 浸 出 , 酸
拌 2 h或 3 h常 规 氰 化 , 出率 仅 为 5 4 6 浸 %左 右 。 固液 比为 14 氧气 5×1 a加 压 酸 性 预 氧 化 浸 出 效 果 不 好 , 出 率 :, 0P , 浸 为 3 6 。硫 脲 提 取 p 9.% H=0 10 硫 脲 =2 g L,5 O , ~ ., 0 / 2 ~3 ℃ 固液 比 1 4 F C3 氧 化 剂 , 动搅 拌 15 h 浸 出 率 为 : , e I为 电 . ~2 , 5 . % 。采 用 C ( 09 aOH) 固 硫 固 砷 浸 出 , 果 较 好 。 烧 渣 酸 洗 , 脲 浸 出 , 间 短 , 出率 达 9 5 , 可 避 免 高 毒 性 的 2 效 硫 时 浸 4.% 并

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

_高砷硫化金精矿脱砷试验研究

_高砷硫化金精矿脱砷试验研究

12F eA sS +29O 2 =4Fe3O4 +6A s2O3 +12SO 2 (2)
反应产物依体系氧势的不同 , 而可能进
一步发生如下的氧化反应 :
3FeS +5O2 =F e3O4 +3SO 2 4Fe3O 4 +O2 =6Fe2O 3
(3) (4)
4A s +3O 2 =2A s2O 3 A s2O 3 +O 2 =As2O5
2.2 试验方法
采用模拟试验方法进行试验 :即将物料
20
置于 Υ内 55 ×1 000 mm 回转管式炉的均热 段 , 用前后挡板使物料只在均热段内随炉管 的回转而翻腾运动 , 以模拟物料在工业窑中 的运动状态 ;与此同时控制炉温使均热段内 物料的温度以 15 ~ 20 ℃/ min 的速度在 30 ~ 40 min 内升达预定 温度 , 保温停 留设定时 间后 , 降温出炉 , 以模拟物料在工业窑内经 受的温度变化状态 。
彭建蓉等 高砷硫化金精矿脱砷试验研究
4 试验结果与分析
4.1 焙烧条件优化试验 在固 定空管标 态气体 流速为 0.63cm/ s
的条件下 , 进行了高温停留时间 、 焙烧温度 和入炉气体 CO2 含量等焙烧条 件的优化 试 验 , 结果分别示于图 5 ~ 7 中 。
图 5 高温焙烧时间与焙砂残砷的关系 温度 700 ℃ 气体流速 0.63cm/ s x 为 CO 219 ~ 20 (%) ○为 CO 217 ~ 18 (%) □为 CO 215 ~ 16 (%)
40min , 可将金精矿中的砷大部分脱除 , 所 获焙砂含砷低于 1 %。
2 试验原料和方法
2.1 试验原料 试验 所用原料 为选矿富 集得到 的金精

某高硫砷难处理金矿石选矿试验研究

某高硫砷难处理金矿石选矿试验研究

某高硫砷难处理金矿石选矿试验研究潘彦岑;靳建平;李艳军;董再蒸【期刊名称】《金属矿山》【年(卷),期】2024()1【摘要】某高硫砷金矿石金、银品位分别为2.90 g/t和59.00 g/t,As含量为6.06%、S含量为5.20%。

矿石中金矿物粒度较细,均为显微金与细粒金,其与黄铜矿、磁黄铁矿等硫化矿连生于毒砂中,单体解离困难。

为进一步实现高硫砷难处理金矿的高效利用,在矿石工艺矿物学研究的基础上,进行了浮选和氰化浸出试验研究,确定采用浮选—氰化浸出的联合工艺流程进行试验。

结果表明:适宜药剂制度下,原矿在磨矿细度为-0.074 mm占75%时,进行1次粗选试验,粗精矿再磨至-0.038 mm占99%时,进行2粗2精浮选—1次硫砷分离流程试验。

最终获得金品位为17.19g/t、金回收率为79.06%,银品位为269.00 g/t、银回收率为68.73%的金精矿。

将浮选尾矿磨至-0.010 mm占86%时,采用氰化浸出工艺处理,金浸出率为22.22%,银浸出率为57.78%。

选冶综合金回收率达到83.71%,银回收率达到了86.80%,实现了金、银的有效回收利用。

【总页数】6页(P220-225)【作者】潘彦岑;靳建平;李艳军;董再蒸【作者单位】东北大学资源与土木工程学院;难采选铁矿资源高效开发利用技术国家地方联合工程研究中心【正文语种】中文【中图分类】TD91【相关文献】1.安徽某高砷高硫难处理金矿选矿试验研究2.官马金矿难处理含砷金矿石选矿试验研究3.内蒙古某高硫高砷难处理铜铅锌矿石选矿工艺试验研究4.青海某含砷含碳微细浸染型难处理金矿石选矿试验研究5.某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究因版权原因,仅展示原文概要,查看原文内容请购买。

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]。

某高砷含铋硫精矿的浮选分离试验

某高砷含铋硫精矿的浮选分离试验

某高砷含铋硫精矿的浮选分离试验邹坚坚;胡真;冉金城;姚艳清;李汉文【摘要】某高砷含铋硫精矿铋、硫、砷含量分别为0.67%、34.52%和3.97%,主要含硫矿物磁黄铁矿含量达85.92%,主要含砷矿物毒砂含量为8.83%,自然铋和辉铋矿含量分别为0.54%和0.15%;试样中的主要有用矿物单体解离度不高,其中铋矿物的解离度仅为53.22%,与磁黄铁矿等硫化物连生的铋占38.57%,还有8.21%的铋与脉石等其他矿物连生.为实现该高砷含铋硫精矿的高效综合利用,进行了选矿试验研究.研究表明:试样采用1次弱磁选+1次强磁选选硫,以石灰+SP组合抑制砷、硝酸铅活化铋、BIC为铋浮选捕收剂,1粗2精2扫、中矿顺序返回流程分离铋、砷,最终获得了硫品位为32.67%、含砷0.46%、硫回收率为77.28%的硫精矿,铋品位为50.19%、铋回收率为80.33%、含砷仅为0.45%的铋精矿,以及砷品位为20.78%、砷回收率为90.49%的砷精矿,取得了良好的硫、铋、砷分离效果,实现了该高砷含铋硫精矿的高效综合回收利用.试验采用弱磁选+强磁选的联合流程高效脱除磁性差异较大的磁黄铁矿,大大减少了铋、砷浮选分离的矿量,降低了磁黄铁矿对后续浮选的影响.【期刊名称】《金属矿山》【年(卷),期】2018(000)005【总页数】5页(P108-112)【关键词】高砷含铋硫精矿;磁浮联合流程;铋砷分离;综合利用【作者】邹坚坚;胡真;冉金城;姚艳清;李汉文【作者单位】广东省资源综合利用研究所,广东广州510650;稀有金属分离与综合利用国家重点实验室,广东广州510650;广东省资源综合利用研究所,广东广州510650;稀有金属分离与综合利用国家重点实验室,广东广州510650;广东省资源综合利用研究所,广东广州510650;稀有金属分离与综合利用国家重点实验室,广东广州510650;昆明理工大学国土资源工程学院,昆明650093;广东省资源综合利用研究所,广东广州510650;稀有金属分离与综合利用国家重点实验室,广东广州510650;昆明理工大学国土资源工程学院,昆明650093;广东省资源综合利用研究所,广东广州510650;稀有金属分离与综合利用国家重点实验室,广东广州510650【正文语种】中文【中图分类】TD923铋因理化性质独特而成为重要的冶金添加剂,以及低熔点合金、药品、化学品的重要原料。

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。

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

广西某难选高砷硫化矿浮选除砷试验研究

广西某难选高砷硫化矿浮选除砷试验研究


要 : 对广 西某难选 高砷硫 化矿 浮选 除砷试验研 究 , 针 试验 采用组合 药剂 Y As 为硫 砷分 离的 — 作
抑制 剂 , 能够获得硫 品位 为 4 . 8 4%、 9 含砷 为 04 . 4%、 回收率为 5 . 5 O%的 高质量硫精矿 ; 3 副产 品砷 精矿含砷 1 . %, 41 回收 率为 9 . 7 1 4%. 3 ‘ 关键词 : 合 药剂 Y A ; 组 — s 硫精 矿 ; 砷精 矿
2Zj sac si to nn dMe l ry hnh n 6 20C ia .in erhI tue f ig n t l g, agag3 4 0 ,hn ) iRe n t Mi a au S Abs r c :Ex rme tl e e r h i are u t d h o e smi e a o  ̄ o er c o ya s no y ies li e ta t pe i n a s a c sc rid o tt su yt epr c s n r l g farfa tr r e p rt u fd r o y
vc -p o ucinsAr e p rt o c n ae c n ansAs 1 71% wi e o ey 913 i e r d to s no y iec n e t t o ti 4. r h t Asr c v r .4% . Ke r : o i e oi nY-As p rt o c n r t ; s n p rt o c n r t y wo  ̄ c mb n d p to ; y i c n e tae a e o y i c n e ta e e r e
YE Xu -nl ej i ,Wn h a g qa , i B n -a , E G h n -a J Tn - ig L S u n - io Li i j n F N Z a g f, ig t J g n

贵州某高砷含金硫化矿选矿试验研究

贵州某高砷含金硫化矿选矿试验研究

我 国多金 属 硫 化 物 型金 矿 石 中 的金 常 常 与铜 、 铅、 锌、 砷 等金 属硫 化 物 共 生 或 伴 生 , 给 选 矿 指 标 的 提 高带 来 一定 难度 [ 1 q] 。贵州 某 地金 矿 床 为 高砷 含
1 矿 石 性 质
该 金 矿 石 为含 金 的石英 脉 岩 , 岩 性 为 灰 色 中粒
富集 比较 高 的精矿 产 品 。入 选粒 度对 摇床 重选 的指
标影 响较 大 , 随着 磨矿 细度 的增加 , 精 矿 中金 的品位 基本不 变 , 但 回收 率 呈 先 上 升后 下 降 的趋 势 。磨 矿 细度 为 一 . 占5 5 时, 重选 指标 最优 , 金 的 和 7 9 . 4 0 , 磨矿 细 品位 和 回收率 分别 为 1 5 .
贵 州 某 高砷 含 金 硫 化 矿选 矿试 验研 究
阙 绍娟 , 刘 沛 军 , 陈 良。
( 1 . 广 西 冶金 研 究 院 , 广西 南宁 5 3 0 0 2 3 ; 2 .广西 高 峰 矿业 有 限 责 任 公 司 , 广西 南丹 5 4 7 2 0 5 ; 3 .广 西 投 资集 团银 海 铝业 有 限公 司 , 广西 南宁 5 3 0 0 2 8 )
作者简介 : 阙绍 娟 ( 9 8 4 一) , 硕士 , 工程师 , 主要从事选矿技术研究工作。
2 0
有 色
矿 冶
第 3 l卷
能 获得 较好 的选别 效果 。
表 2 摇 床 重 选磨 矿 细 度 试 验 结 果

次 精 选, 可得 到金 品位 1 6 . 9 3 g / t 、 金 回 收 率

摇 床 重 选 试 验 流 程
根 据 矿石 性 质 研 究结 果 , 矿 石 中 的 金 主 要 嵌 布 于 以砷 黄铁 矿为 主 的硫化 型矿 物 中 , 因此 , 该 金 矿 的
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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。

在共伴生矿床中常常伴生有以毒砂为主要存在形式的砷化物[1-4]。

由于毒砂的可浮性与黄铁矿、磁黄铁矿相近,导致其与有用矿物间浮选分离困难,极易导致硫精矿中砷杂质超标[5-7]。

部分矿山因砷杂质元素超标等原因,只能将产出的大量硫铁精矿堆存,不仅占据了大量耕地,而且周边环境也存在不同程度的砷污染。

因此,提硫降砷已成为选矿领域的一大难题。

随着矿山资源的不断开发与消耗,矿物组成愈发复杂,提硫降砷也更加困难,如何降低硫精矿中砷等有害元素的含量并尝试综合回收砷已成为目前国内外相关领域研究的重要课题[3]。

本文以某硫精矿为研究对象,在工艺矿物学基础上,结合矿石性质,通过系统的选矿试验研究,研发了合理的工艺流程及药剂制度,获得了硫精矿、高铁硫精矿和砷精矿,实现了硫精矿提硫降砷及砷的强化回收,可为此类矿石的高效分离及资源综合利用提供参考与借鉴。

某高砷硫精矿化学多元素分析结果见表1。

由表1可知,硫精矿中硫含量为39.49%,属低品位硫精矿;砷含量高达6.84%,严重影响了硫精矿的品质。

对高砷硫精矿进行了矿物含量测定、砷物相分析及含砷硫精矿X射线衍射,其中氧化砷占有率为0.49%,硫化砷占有率为99.51%。

硫化砷主要以毒砂形式存在,硫铁矿主要为磁黄铁矿和黄铁矿,此外还含有微量黄铜矿、砷黝铜矿、自然铋、辉铋矿、褐铁矿、闪锌矿等金属矿物。

脉石矿物主要有石英、菱铁矿,少量白云石、黑云母、绿泥石、透辉石、白云母、钾长石、高岭石,偶见萤石、斜长石、钙铁榴石等。

高砷硫精矿主要矿物解离度测定结果如表2所示。

由表2可知,黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂解离程度都较高,其单体解离率均在80%以上。

综上所述,该硫精矿为低硫高砷硫精矿,其主要有用矿物为黄铁矿、磁黄铁矿及毒砂;毒砂与黄铁矿、磁黄铁矿的嵌布关系并不十分密切,表明矿物学因素不是影响砷⁃硫分离的主要因素,因此砷⁃硫分离的关键在于选择合理的选矿药剂和工艺流程。

硫精矿表面常含有过剩药剂,脱药是影响浮选选择性的重要因素[8];黄铁矿、磁黄铁矿及毒砂均具有良好的可浮性,但是黄铁矿与磁黄铁矿和毒砂被氧化后可浮性有明显差异,因此采用浮选法并配合适宜的抑制剂可实现毒砂、磁黄铁矿与黄铁矿的分离;磁黄铁矿具有磁性,而毒砂不具磁性,利用两者磁性差异,可采用磁选法将二者分离。

为此,确定本研究的原则流程如图1所示。

3.1脱药必要性及脱药方式的选择生产中常采用活性炭、硫化钠及加温等方式进行脱药,并辅之以搅拌等机械手段。

活性炭吸附能力较强,可吸附矿浆中过剩药剂,使浮选药剂在矿物表面解吸;硫化钠则可解吸矿物表面的捕收剂薄膜;加温可分解矿物表面的浮选药剂,从而增强浮选分离阶段捕收剂的选择性。

分别采用硫化钠、活性炭及加温(90℃,保温90 min)等方式进行脱药,结果见表3。

结果表明,不脱药条件下硫砷难以实现分离,脱药后硫砷分离指标均得到明显改善,相对来说,硫化钠脱药与加温脱药获得的指标相对较好,考虑到加温脱药工艺相对复杂,成本较高,因此选择硫化钠进行脱药处理,用量为5 000 g/t。

3.2砷硫分离浮选试验3.2.1 砷硫分离抑制剂试验黄铁矿和毒砂可浮性均较好,但两者受氧化程度却具有明显差异。

毒砂易氧化,在其新鲜表面上生成亲水性薄膜而被抑制;而黄铁矿晶格中硫离子成对存在,其尺寸比铁阳离子大,受氧化作用时表面易形成元素硫,进而增强了疏水性,使黄铁矿可浮性不会明显降低[9]。

磁黄铁矿具有高铁低硫的特点,表面极易受氧化生成铁氢氧化物,从而形成亲水性薄膜,导致可浮性明显降低,磁黄铁矿受氧化程度较黄铁矿高,与毒砂接近。

氯化铵是常见的铵类砷抑制剂,研究表明,黄铁矿在碱性矿浆中受氯化铵保护而不被石灰抑制,而毒砂则受到石灰的抑制作用可浮性降低,从而达到抑砷浮硫的目的。

糊精是常见的大分子有机抑制剂,可消除矿浆中的活化离子,在其大分子链烃上同时存在多种官能团与极性基,从而提高药剂对毒砂的强烈选择性抑制。

石灰是砷硫分离时常见的碱性无机抑制剂,毒砂在强碱性环境中,表面易形成亲水性薄膜而使其矿物表面亲水。

HB是自主研发的高效铵盐改性无机砷抑制剂,具有无毒环保、易制取等优点,在强碱性环境下,可选择性抑制毒砂,而对黄铁矿的可浮性干扰较小。

分别采用无机抑制剂HB、氯化铵、糊精、石灰等4种砷抑制剂进行了对比试验,结果见表4。

结果表明,采用HB、氯化铵及石灰作砷抑制剂时,硫精矿中砷含量均有明显降低,且采用HB为砷抑制剂时,硫精矿中硫回收率明显高于使用氯化铵及石灰的情况。

综合考虑,最终采用HB作砷抑制剂。

HB用量试验结果见表5。

结果表明,HB的最佳用量为600 g/t。

3.2.2 砷硫分离闭路试验在上述试验基础上,结合其他工艺参数的条件试验,最终确定采用一粗二扫三精的浮选工艺流程进行砷与黄铁矿的浮选分离,结果见表6。

经闭路试验,不仅可获得硫品位47.43%、回收率75.31%的硫精矿,而且有效地将硫精矿中砷降至0.67%,砷脱除率高达94.12%,实现了黄铁矿与毒砂的高效分离。

3.3砷硫分离磁选试验浮硫尾矿中毒砂和磁黄铁矿可浮性相近,而磁性却相差很大,因此生产中常采用磁选方法来分离磁黄铁矿和毒砂。

由工艺矿物学研究结果可知,该矿区磁黄铁矿磁性变化较大,部分呈强磁性,大部分则呈弱磁性。

结合该矿区磁黄铁矿的性质特点,采用弱磁与强磁相结合的流程进行毒砂与磁黄铁矿的分离。

对强磁粗选磁场强度进行了试验,精选磁场强度视粗选适当调节。

试验流程见图2,结果见表7。

结果表明,针对弱磁尾矿,增大强磁选磁场强度,强磁精矿硫回收率随之增加,表明增大场强可有效回收磁性较弱的磁黄铁矿。

当场强达到0.45 T时,硫回收率趋于稳定,因此,可以确定粗选场强为0.45 T。

值得关注的是,强磁精矿中砷回收率随场强增大也略有增加,这主要是磁选夹带所致,因此,对强磁选精矿在场强0.40 T情况下,进行再次精选,减少强磁精矿中砷含量。

3.4全流程闭路试验在脱药处理、砷硫浮选分离、砷硫磁选分离试验基础上,进行了全流程试验,试验流程见图3,结果见表8。

结果表明,采用“预先脱药⁃抑砷浮硫”流程,并结合高效砷抑制剂HB,使毒砂得到选择性抑制,实现了黄铁矿与毒砂的有效分离,获得了硫品位47.43%、回收率75.33%的硫精矿,砷含量降至0.67%。

此外,根据该厂区磁黄铁矿磁性变化较大的特点,研发了针对性的“弱磁⁃强磁”联合流程,突破了磁黄铁矿常规弱磁选的瓶颈,不仅获得了硫品位33.67%、砷含量1.51%、回收率18.96%的高铁硫精矿,大大降低了高铁硫精矿中砷含量,成功解决了毒砂与磁黄铁矿难分离的选矿难题,而且获得了砷品位37.86%、回收率89.42%的砷精矿,实现了高砷硫精矿的高效综合回收利用。

1)某高砷硫精矿中主要矿物为黄铁矿、磁黄铁矿和毒砂,矿物含量分别为58.32%、13.31%及14.86%,硫精矿中砷主要以毒砂形式存在,硫精矿中硫、砷矿物解离程度较高,矿物学因素对砷硫分离影响不大。

2)采用硫化钠预先脱药,有效解决了药剂残留对硫砷分离的影响,并配合高效砷抑制剂HB,采用“抑砷浮硫”工艺,实现了黄铁矿与砷的有效分离。

3)采用“弱磁⁃强磁”联合流程,不仅有效实现了毒砂与磁黄铁矿的高效分离,而且实现了砷的综合回收,为我国此类高砷硫精矿的高效分离及综合回收利用提供了参考与借鉴。

【相关文献】[1]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,1991,11(1):37-40.[2]曾科,覃文庆,何名飞,等.蒙自多金属硫化矿砷硫分离技术研究[J].矿冶工程,2011,31(2):65-67.[3]袁经中,李燕华,乐陶.卡房高砷低品位硫精矿综合回收利用研究与实践[J].现代矿业,2015(6):232-233.[4]李建华,孙小俊.湖北某高硫铁矿选别试验研究[J].矿冶工程,2015(1):57-60. [5]陈红兵,陈绍伟,李燕华,等.高砷硫精矿综合回收利用研究[J].云南化工,2015,42(3):28-30.[6]孙传尧.选矿工程师手册[M].北京:冶金工业出版社,2015.[7]刘四清,张文彬.高砷硫精矿除砷的研究[J].矿产保护与利用,2005(6):28-31. [8]陈建华,钟建莲,李玉琼,等.黄铁矿、白铁矿和磁黄铁矿的电子结构及可浮性[J].中国有色金属学报,2011(7):1719-1727.[9]熊道陵,胡岳华,贺治国.有机抑制剂在硫化矿浮选中抑制砷黄铁矿的研究进展[J].矿冶工程,2004(2):42-44.。

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