某含砷高硫难处理金矿硫砷分离工艺研究

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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。

高硫高砷难浸金精矿工艺矿物学研究

高硫高砷难浸金精矿工艺矿物学研究
第 19卷 第 12期 2O10年 12月
中 国 矿 业
CH INA M .19,N o.12 Dec 2O1O
高硫 高砷 难 浸 金 精 矿 工 艺矿 物 学研 究
高国龙 。,李登 新。
(1.清 华 大 学环 境 科 学 与 工 程 系 ,北 京 100084;2.东 华 大 学环 境 科 学 与 工 程 学 院 , 上 海 2O1620)
高硫 高砷 金 精 矿 矿 物 组 成 十分 复 杂 ,金 常 被 包裹 在其它 矿物 中 ,金 的浸 出率很 低 。为 了开发 这 类 资 源 ,开 展 工 艺 矿 物 学 研 究 十 分 必 要 。 对 难 浸 金 矿 物 相 的 分 析 ,前 人 已 做 过 大 量 工 作 , 但 多 侧 重 于 某 一 种 研 究 方 法 ,如 X 射 线 衍 射 分 析 等 。 这 些 方 法 能 够 判 断 矿 中 物 相 成 分 ,但 无 法 观 察 相
GA O G uo—long 一 。 LI Deng—xin
(1. Department of Environmental Science and Engineering,Tsinghua University, Beijing 100084,China; 2. College of Environm ental Science and Engineering,Donghua U niversity, Shanghai 201620, China)
Key words:high sulphur and high arsenic;gold concentrate;process m ineralogy; occurrence; phase
目前 ,世 界 黄 金 储 量 中 2/3以 上 为 难 处 理 矿 , 1/3的 黄 金 产 量 来 自于 难 处 理 矿 l】。。 随 着 易 浸 金 矿 石 资 源 日益 枯 竭 ,开 发 利 用 有 微 细 粒 嵌 布 、 含 高 硫 高 砷 的 难 浸 金 矿 成 为 一 大 趋 势 。

某高砷高硫微细粒多金属难处理金矿浮选试验研究

某高砷高硫微细粒多金属难处理金矿浮选试验研究
2o. O 4
Pr p r to n a a trz t n o l t / o i m e a a i n a d Ch r ce ia i fIl e S d u o i Poy e y a e Hi h Ab o b n m p st a e il l a r l t g - s r i g Co o ie M t ras
z t n meh d a i t o .T e ma n f a i n o iwae — b op in r a h s2 5 7 a d t a fb n — b o t n q o ss l — o h g i c t fman t ra s r t e c e 8 . n to r e a s r i a u u ou i o o h i p o f t n o . % Na r a h s7 . n e e o t ltc n lgc lc n i o s T e c mp st ma e a s a e c a a — i f 9 o 0 C1 e c e 9 7 u d rt p i e h oo ia o d t n . h o o i tr l r h r c h ma i e i
中 图分 类 号 :D 8 文 献 标 识 码 : 文 章 编 号 :0 06 3 (0 6 0 - 1 -3 T 92 A 10 - 2 20 )30 0 5 0 O
1 前

金、 铅、 、 、 银、 锌 砷 硫等有用成分 , 并获得了较理想的
技 术经 济指标 。
随着 金 矿 矿产 资 源 的大 规模 开 发 , 简单 易 选 的
矿 石 的化 学组 成见 表 l 。
2 2 矿石 的矿 物组 成 .
8gt银 6 gt矿 石 中矿 物 组 成 复 杂 , 矿 物 嵌 布 2/、 5/, 金 粒 度微 细 , 典型 的 高砷 高硫 微 细粒 难处 理金 矿石 。 属

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。

关于贫硫高碳高砷难处理金矿石提金工艺的研究

关于贫硫高碳高砷难处理金矿石提金工艺的研究

关于贫硫高碳高砷难处理金矿石提金工艺的研究[摘要]本文对贫硫高碳高砷难处理金矿石提金工艺进行了探讨分析,研究结果证实,通过生物氰化-氧化技术对难处理金矿石进行提金处理,其金回收效果较差,金浸出率仅为80%左右。

而利用氧化焙烧、微波氧化法、化学氧化、细菌氧化、加压氧化等技术则能够显著提高贫硫高碳高砷难处理金矿石视为金浸出率。

[关键词]贫硫高碳高砷难处理金矿石提金工艺1概述随着近年来我国金矿开采规模的逐步扩大,以及易浸金矿资源的逐渐减少,难处理金矿逐渐成为金矿开采行业关注的重点。

我国现有黄金储量中,难处理金矿量约占30%左右,所以,对难处理金矿的提金技术进行分析已经逐渐成为了行业关注的焦点。

难处理金矿石中碳、砷等杂质的含量较大,在传统浸出技术的处理下,无法获得较为理想的金回收率。

现阶段,常见的难处理金矿石包括下述几种:一是碳质金矿石;二是被包裹在硫化矿物中的金矿;三是被包裹在含非硫化脉石组分中的金矿石。

导致金矿石难浸的主要原因包括:第一,导电矿物的影响。

与锑、铋、碲等金矿石导电矿物会聚合成化合物,进而钝化金的阴极溶解能力。

第二,劫金物的影响。

粘土和碳质物等劫金物的存在,都会影响浸取金过程中的可吸附金络合物。

第三,耗氧耗氰物质的影响。

溶液中钴、镍、锑、锰、铁、铜、砷等金属氧化物和硫化物的溶解度较高,会导致溶液中的溶解氧和氰化物发生严重流失。

第四,包裹。

化学覆盖膜、化学晶体固熔体以及物理机械包裹等,都会导致金矿物无法直接与氰化物接触。

2难处理金矿的预处理工艺难处理金矿预处理的主要方法在于去除包裹,充分暴露金粒,并充分与浸出剂相互接触,其目标包括:提高难浸的碲化金等矿物的易浸性;将有机碳、锑、砷等去除,避免有害杂质对其性能造成影响;氧化金矿物外层的硫化物,产生多孔状物料,保证金粒与氰化物溶液充分接触。

现阶段常用的预处理技术包括化学氧化、细菌氧化、加压氧化和氧化焙烧等。

2.1氧化焙烧第一,富氧焙烧法。

其主要优势在于:提高金回收率;因为无需将氮气的稳定提高到燃烧温度,因而能够防止发生不必要的燃料和热能损失问题;能够充分氧化,进而缩短焙烧时间,提高焙砂的生产质量;最大限度减少烟气体积,节约了冷却系统和烟气系统。

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。

含砷锑硫难处理金矿预处理技术研究进展

含砷锑硫难处理金矿预处理技术研究进展

收稿日期:2018-04-15;修回日期:2018-06-12 作者简介:许晓阳(1986—),男,福建厦门人,工程师,硕士,主要从事有色金属冶金工作;福建省上杭县紫金大道 1号紫金大厦,紫金矿业集团股
份有限公司,364200;Email:378796466@qq.com
2018年第 8期 /第 39卷
选 矿 与 冶 炼 69
1.90%)进行系列研究,650℃焙烧 1.5h,磨矿细度 -0.074mm占 95%,氰化浸出 NaCN用量 5kg/t,浸 出时间 36h,结果见表 1。由表 1可知,无论焙烧前 还是焙烧后进行碱浸处理,均能有效提高金回收率。 采用碱浸—焙烧—磨矿—氰化工艺,控制碱浸时间使 焙烧时 锑 含 量 不 同 (见 表 2),当 锑 质 量 分 数 低 于 0.3%时,对金浸出率影响较小。
5.90 88.2
5 碱浸—焙烧—酸洗—磨矿—氰化 79
5.65 89.1
注:碱浸溶剂为 Na2S溶液。
表 2 锑质量分数对金浸出率的影响
序号 锑质量分数 /% 渣率 /% 渣金品位 /(g·t-1)金浸出率 /%

<0.1
84.0
6.02
87.7

0.3
84.4
6.10
2Sb2S3 +9O22Sb2O3 +6SO2, 2Sb2O3 +O22Sb2O4。 金世斌等[5]对 含 锑 金 矿 的 原 矿 (Au3.68g/t、 S4.41%、As1.26%、Sb0.013%、有机碳 0.43%) 和精矿(Au26.8g/t、S14.65%、As0.75%、Sb0.18%、 有机碳 1.14%)进行焙烧—氰化处理。试验发现, 控制焙烧温度 520℃,时间 120min,精矿焙砂氰化效 果最佳,金浸出率达 85.11%;当焙砂添加 Sb2O3(配 矿Sb质 量分数 3.0%)时,氰化指标并未发生变化, 表明焙砂添加 Sb2O3不会影响氰化结果;而当试样添 加 Sb2O3(配矿 Sb质量分数 3.0%)进行焙烧时,焙 砂氰化金浸出率严重下降,原矿降低 34百分点,精矿 降低 18百 分 点。同 时 文 中 还 指 出 先 湿 法 除 锑 (碱 浸)后焙烧—氰化可提高金回收率。 袁朝新等[6]针 对 含 砷、锑、碳 难 处 理 金 精 矿 (Au 41g/t、S18.5%、As1.10%、Sb2.10%、有 机 碳

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

含砷难处理金矿提金工艺的研究现状

含砷难处理金矿提金工艺的研究现状

含砷难处理金矿提金工艺的研究现状一、引言介绍砷难处理金矿的一般特点,阐述本文研究的背景和目的。

二、砷难处理金矿的主要难点介绍砷难处理金矿的主要难点,如砷存在形态、砷污染对环境的危害和砷与金的共生难以分离等。

三、砷难处理金矿提金技术现状介绍目前砷难处理金矿提金的技术现状,如高温氧化浸出法、氰化浸出法、生物浸出法、化学沉淀法等。

四、砷难处理金矿提金技术革新针对现有技术存在的问题,介绍近年来的技术革新,如氰化浸出与二氧化碳介质结合、微生物修复等。

五、展望展望砷难处理金矿提金技术的发展趋势,如研究砷难处理金矿的优质菌株,开发新型萃取剂等。

六、结论总结砷难处理金矿提金技术的现状以及未来的研究方向,强调砷难处理金矿提金技术的重要性和必要性。

一、引言金矿是一种重要的金属矿产资源,其开采和提取被广泛应用于工业生产、财务投资、金融和保值增值等多方面。

而砷难处理金矿的提金工艺则是金矿提取工艺的一种重要环节之一。

现有技术中,砷难处理金矿提金技术仍存在一些问题,如难以分离、对环境污染严重等。

本论文旨在对砷难处理金矿提金技术的研究现状进行综述,以期能够引导这个领域的研究方向,并为相关研究者提供参考。

砷是一种有毒物质,与金矿共生的矿物中含有砷元素的情况非常常见,例如黄砷、白砷、辉砷状黄铁矿等。

砷不仅对环境有害,而且极大地影响金的提取率和质量。

因此,如何成功处理含砷金矿,提取出高质量的金,是金冶技术工作者长期以来面临的重要难题。

而砷难处理金矿提金工艺,则是研究者重点解决的问题之一。

以往的研究表明,砷形态对含砷金矿的提金效果有很大影响。

不同的砷形态对提金的影响有所不同。

例如,三氧化二砷-黄铁矿中的砷,主要以正极七价的砷(VII)化合物存在,与亚硫酸盐反应很缓慢,常常难以分离。

而黄砷和白砷的溶解度较高,且两者都能够在氰离子存在下迅速溶解,因此,它们的提取率较高。

研究表明,高效、低成本的砷难处理金矿提金工艺对于提高矿山开采的经济效益和社会效益有着重要的意义,因为它可以减少对环境的污染并提高金的收益率。

国外某含砷难处理金矿提金工艺试验

国外某含砷难处理金矿提金工艺试验

doi:10.3969/j.issn.1007-7545.2019.04.013收稿日期:2018-12-06作者简介:张伟晓(1971-),男,河南灵宝人,工程师;通信作者:闾娟沙(1973-),女,河南灵宝人,工程师.国外某含砷难处理金矿提金工艺试验张伟晓,闾娟沙,张济文(灵宝灵金科技有限公司,河南灵宝472500)摘要:国外某选矿厂浮选所得金精矿,其中杂质元素砷、硫、铁主要以毒砂和黄铁矿的形式存在于金精矿中,多数金被包裹在硫化物中。

该金精矿直接氰化浸出金浸出率仅有70.89%。

对比通过碱浸、细磨和热压氧化三种不同的预处理方式后金的浸出率,最终选定酸性热压氧化浸出。

在氧化矿浆浓度20%、氧分压0.7MPa、搅拌速度600r/min、温度160℃、氧化反应3h的预处理后进行氰化浸出,金浸出率达到97.49%。

关键词:含砷金矿;预处理;酸性热压氧化;浸出率中图分类号:TF831 文献标志码:A 文章编号:1007-7545(2019)04-0056-04Technological Test on Abroad Arsenic Bearing Refractory Gold MineZHANG Wei-xiao,L Juan-sha,ZHANG Ji-wen(Lingbao Lingjin Technology Co.,Ltd.,Lingbao 472500,Henan,China)Abstract:Gold concentrates obtained by flotation from a foreign concentrator,in which the impurityelements arsenic,sulfur and iron were mainly present in form of arsenopyrite and pyrite,and most of goldwas encapsulated in sulfide.Gold direct cyanide leaching rate was only 70.89%.Acidic hot-pressureoxidative leaching was selected after comparing gold leaching rates of three different pretreatmentmethods,i.e,alkali leaching,fine grinding and hot-pressing oxidation.Gold cyanidation leaching rate is97.49%after pretreatment under the optimum conditions including oxidation pulp concentration of 20%,oxygen partial pressure of 0.7MPa,stirring speed of 600r/min,temperature of 160℃,and oxidationtime of 3h.Key words:arsenic-bearing gold ore;pretreatment;acidic hot-pressure oxidation;leaching rate 随着全球经济不断发展,需求的增加和易处理金矿资源减少的矛盾逐渐凸显。

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.

高砷高硫难处理金矿提金新方法研究

高砷高硫难处理金矿提金新方法研究

高砷高硫难处理金矿提金新方法研究金作为一种贵金属,由于其良好的物理化学特性而被广泛的应用于各个行业,对于国民经济的发展具有重要意义。

随着工业的发展,易选金矿已经被开发殆尽;同时,各国越来越重视环保,氰化法因其剧毒性而要求被取代;且随着人们对金需求量的日益增加,如何保持黄金工业的可持续发展显得尤为重要。

难处理金矿在金矿资源中所占比重较大,而高砷高硫金矿又是其中较为典型的一种,因此,对高砷高硫金矿处理工艺进行研究具有重要意义。

原矿中含金12.8g/t、砷2.56%、硫7.52%,属于高砷高硫金矿。

采用氰化、硫脲、氯化等方法直接浸出时,浸出率均小于16%,因此必须采用预处理的方法使金裸露出来。

结合相关文献及实际试验研究,采用“焙烧预处理-氯化浸出”工艺。

焙烧预处理研究表明,采用低温氧化焙烧工艺,通过加入氧化剂对包裹金的黄铁矿和砷黄铁矿进行氧化,使其包裹结构破裂,从而使金暴露。

对影响焙烧过程的各个因素进行了单因素试验,考察了各因素对最终的浸出结果造成的影响,其最优的焙烧条件为:氧化剂(氯酸钠和过硫酸铵)质量为原矿质量的18%,焙烧药剂配比为7:3(氯酸钠:过硫酸铵),焙烧温度500℃,焙烧时间120min,该焙烧条件下金浸出率为80.59%。

并对氧化焙烧的机理进行了分析,首先是药剂的分解,在150℃~200℃时,过硫酸铵分解放出SO2和O2,生成的SO2和氯酸钠发生作用释放出Cl2,包裹金的黄铁矿和砷黄铁矿一方面与氯酸钠发生反应,另一方面被Cl2氧化,最终硫以SO2的形式,As以As2O3的形式被固定下来。

浸出试验研究表明,由于酸性条件下氯酸钠分解会放出氯气,而氯气是金的有效浸出剂,同时氯酸钠具有强氧化性,在二者的共同作用下,金以AuCl4-的形式被浸出。

对影响浸出的各个因素进行了单因素试验和正交试验,分析考察了药剂用量、浸出温度、浸出时间等因素对于浸出率的影响。

其最佳浸出条件为:氯酸钠用量90kg/t,氯化钠用量32kg/t,,浸出温度为80℃,浸出时间120min,搅拌强度为700r/min,得到84.1%的金浸出率。

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

金矿金硫砷浮选分离技术研究代生权;谭白华【摘要】在金矿中,金、硫、砷相互嵌合,如果提取工艺不当,很难提高金矿的开采率,而浮选分离技术能够提高金的富集率,但它也受到相关因素的限制.对于含砷金矿来说,它具有一定的特点:成分复杂、砷含量过高、砷硫分离困难等,均对金矿中金的提取造成了很大的困难.金是一种稳定的物质,很难与其他物质发生反应,这也是金矿提取困难的根本原因.本文主要对金的概述、金矿石选矿的现状进行分析,进一步研究金硫砷浮选分离技术.【期刊名称】《世界有色金属》【年(卷),期】2017(000)010【总页数】2页(P39-40)【关键词】金矿;浮选分离技术;金硫砷【作者】代生权;谭白华【作者单位】金平长安矿业有限公司,云南红河661508;金平长安矿业有限公司,云南红河661508【正文语种】中文【中图分类】TD219金矿并不是单一的金属矿山,它含有多种金属成分。

在矿石中,金矿物质与硫砷等物质相互结合在一起,主要包括三种形式,分别是:包裹物、粒间、隙间。

针对硫矿物来说,它的存在不仅增加了金的提取难度,它还与铁矿等相互依存,进一步降低了它的回收率。

在多金属金矿中,金、硫、砷的分离与提取是最为主要的难题。

本文将对金硫砷浮选分离技术进行深入的探究,从而达到合理配置资源的目的。

(1)金的性质:金的物理结构决定了它相对稳定的特性,它是一种金黄色物质,纯度越高,其价值也相对较高。

金是一种具有很好延展性的物质,它的稳定性、导电性均相对良好。

由于金的性质相对稳定,惰性较大,很难与其他物质发生反应,常常以单质的形式存在于自然界中。

金能够与某些酸发生反应,但对碱的作用不敏感,这一性质为浮选分离技术提供了科学的依据。

(2)金的存在形式:金存在矿物的形式多种多样,它的存在形式主要包括以下几种:第一,独立金矿物。

独立金矿物一般含金量较高,主要以金矿物和含金矿物两种形态出现。

独立金矿物的分布较为广泛,冶金率较高,通常作为工业生产的重点。

含砷金矿处理工艺

含砷金矿处理工艺

含砷金矿处理工艺随着金矿资源开发的不断深入,易处理金矿石储量逐渐减少,而结构复杂、低品位及嵌布粒度细的难处理金矿所占比重逐渐增大。

据统计由难处理金矿资源生产的黄金占世界黄金产量的1/3 以上,可见这类金矿资源已成为黄金生产的主要来源,处理这类金矿石已成为目前选矿研究中最重要的课题。

含砷金矿石是世界上公认的难处理金矿类型之一,也是处理量最大、可回收经济价值最高的金矿石。

我国含砷金矿资源主要分布在西南、西北和东北等地区。

含砷金矿石处理的难点在于金矿物与含砷矿物(主要是毒砂)以及黄铁矿密切共生,金以微细粒状分布,常被包裹在毒砂和黄铁矿中,或存在于其单个晶体之间,造成金的选别难度增大,同时金精矿中含砷量高,金的回收率低,也不利于后续的冶金工作。

目前,浮选法是对含砷金矿进行预处理的有效方法之一,浮选含砷金矿的目的是将砷与金分离,从而实现金的回收。

研究并改进含砷金矿的选矿工艺十分必要,既能提高选冶技术经济效益,还有利于环境保护,具有可持续发展的意义。

目前,国内外许多学者对毒砂和含金硫化矿的分选进行了大量研究,含砷金矿浮选分离是含金硫化矿与砷矿物浮选分离的主要体现。

毒砂与含金硫化矿物分选的研究重点在于浮选药剂的选择与浮选工艺的研究。

1 含砷金矿浮选药剂研究进展浮选药剂研究的重点是低成本、高效率及小毒性混合药剂的开发,到目前为止,浮选药剂的研究工作取得了较多成果。

1.1 高选择性捕收剂选金捕收剂一般有乙基黄药、丁基黄药、异戊基黄药、甲酚黑药、羟肟酸钠和油酸等。

朱申红和钱鑫、童雄和钱鑫]对某含砷金矿石进行研究时发现,丁基黄药、仲辛基黄药和氨醇黄药在碱性介质中能选择性地浮起含金黄铁矿,且这些药剂的组合使用对含金黄铁矿与毒砂的分离更有效,能够强化含金黄铁矿的浮选。

随着性质单一、易浮选金矿石的减少,矿物组成复杂的难选金矿石成为主要的金矿资源。

对于这类矿石的浮选,单一药剂制度很难取得理想指标,为此越来越多的选矿工作者根据现有药剂的性能,着力于混合用药和开发新药剂来解决现有难题。

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某含砷高硫难处理金矿硫砷分离工艺研究
叶雪均;金婷婷;吕炳军
【摘要】采用硫砷依次优先浮选、再磁选的流程,在酸性条件下对某含砷高硫难处理金矿进行硫砷分离.通过闭路试验,得到了高质量的硫精矿和含金砷精矿,实现了硫砷的有效分离,提高了金的回收率.
【期刊名称】《矿产保护与利用》
【年(卷),期】2010(000)003
【总页数】3页(P36-38)
【关键词】硫砷分离;优先浮选;抑制剂;含砷高硫金矿
【作者】叶雪均;金婷婷;吕炳军
【作者单位】江西理工大学资源与环境工程学院,江西,赣州,341000;江西理工大学资源与环境工程学院,江西,赣州,341000;江西理工大学资源与环境工程学院,江西,赣州,341000
【正文语种】中文
【中图分类】TD953;TD923
叶雪均,金婷婷,吕炳军
(江西理工大学资源与环境工程学院,江西赣州,341000)
某矿山为一大型硫金矿床,矿石含硫高,含金低,且含有害成分砷,属典型的高硫含砷低品位难选金矿石。

经硫物相分析结果知,该矿物组成复杂,金属矿物以黄铁矿为主,另有胶状黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂等。

金主要以金银互化物的独立矿物形式存在,包
括有金银矿、银金矿、自然金。

其次是细粒分散金,嵌布粒度细,赋存状态复杂,与硫矿物和砷矿物密切共生。

砷矿物主要为毒砂,且为金的最主要载体。

现场流程为优先浮选回收单体金,然后用中磁选回收磁黄铁矿,磁选尾矿再选硫。

由于硫精矿含砷高,致使硫精矿销售困难,金又流失于其中,严重影响矿山的经济效益。

本研究在不改变现厂选矿原则流程的前提下,以磁选尾矿为试样,通过筛选,采用 Y-3为抑制剂,浮硫抑砷取得了良好的试验指标。

试样取自该矿选厂的磁选尾矿。

试样的化学多元素分析结果见表 1,主要矿物含量见表 2,粒度分析结果见表 3。

试样主要金属矿物有磁黄铁矿、黄铁矿和毒砂等,主要脉石矿物有石英、硅酸盐和碳酸盐等。

试样中含硫 36.92%,含砷 1.89%,含金 1.7 g/t,属于高硫含砷低品位难处理金矿石。

试样粒度较细,-0.074 mm粒级物料含量达到69.13%,硫、砷的分布率分别为 68.92%和 82.16%.其中 -0.043 mm粒级物料中硫、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,尤其当选用碱法浮硫抑砷时更甚,因此,在探索试验的基础上确定用酸法浮硫抑砷方案。

工艺条件试验分别进行了硫粗选 pH调整剂、抑制剂和捕收剂用量试验,硫精选、硫扫选条件试验和砷粗选活化剂用量、砷精扫选试验,综合开路条件试验及实验室小型闭路试验。

部分条件试验结果分别见图 1、图 2、图 3。

pH调整剂用量试验表明:酸用量加大时,硫粗精矿中硫品位呈先降后升趋势,硫回收率在逐步提高后趋于平缓,考虑试样的性质,认为碳酸盐脉石矿物消耗部分硫酸,导致黄铁矿活化程度不够。

由图1曲线可见,当酸用量为6.0 kg/t·原矿时指标较好,此时矿浆 pH为 5.5~6.0。

从图 2中可以看出:随着抑制剂 Y-3用量的增加,硫粗精矿中硫品位不断提高,而砷品位逐渐下降,硫回收率逐步下降,表明随 Y-3用量增加,毒砂受到抑制作用加强,同
时硫铁矿也受到抑制。

综合考虑硫精矿品位和回收率,当 Y-3的用量为1 000
g/t·原矿时,硫回收率和品位都取得了较为理想的指标,此时硫品位 46.78%,硫回收率68.65%,粗硫精矿中含砷0.39%。

从图3中可以看出,加入硫酸铜之后,砷回收率逐步提高,砷品位呈现先升后降的趋势,表明随矿浆中 Cu2+的浓度增大,毒砂受到了明显的活化,致使粗砷精矿回收率提高,产品质量下降,确定硫酸铜用量200 g/t·原矿为最佳条件,此时粗砷精矿砷品位12.58%,砷回收率 65.48%。

在综合开路条件试验的基础上,采用抑砷浮硫方案进行实验室小型闭路试验,并对砷扫选尾矿增加一次中磁选回收磁黄铁矿,试验流程见图 4,结果见表 4。

由闭路试验结果可见:实验室浮选闭路试验可以得到硫精矿含硫47.98%,含砷
0.24%,硫回收率63.53%;砷精矿含砷15.55%,砷回收率81.40%;磁精矿含硫
37.87%,含砷0.35%,硫回收率18.22%。

由于毒砂是金的主要载体矿物,通过试金分析,砷精矿中含金 12 g/t,回收率65.09%。

(1)某硫金矿属于高硫含砷低品位难处理金矿石,主要砷矿物为毒砂,是金的最主要载体矿物,因而进行硫砷分离试验是提高硫精矿品位和提高金综合回收的有效途径。

(2)试样中含硫36.92%,含砷1.89%,含金1.7 g/t,通过实验室闭路试验可以得到硫精矿含硫47.98%,含砷0.24%,硫回收率63.53%;砷精矿含砷15.55%,砷回收率81.40%;磁黄铁矿精矿含硫37.87%,含砷0.35%,硫回收率18.22%。

毒砂是金的主要载体矿物,砷精矿中含金 12 g/t,回收率65.09%,因而可以作为砷金精矿出售。

(3)Y-3是一种有机与无机的组合剂,它无毒、来源广、价格低廉,可在酸性条件下有选择地抑制毒砂且对黄铁矿影响不大,硫砷分离的效果显著。

(4)通过试验表明:试样在进行硫砷分离的试验过程当中,调浆对分离的影响较大,结合现场实际(浓缩池),试验前将试样用酸溶液浸泡预处理,以模拟现场生产使用井下酸
性废水实践,可以减轻碳酸盐脉石矿物对调浆的影响,又有利于砷抑制剂效果的发挥。

【相关文献】
[1]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.
[2]李广明,张洪恩.硫化矿浮选除砷的影响因素 [J].有色矿冶,1989,(3):10-15.
[3]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.
[4]穆枭,陈建华,何奥平,等.新型有机抑制剂 SN在黄铁矿浮选中分离毒砂[J].矿产保护与利
用,2008,(2):27-29.。

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