高砷含金硫精矿的深度精选及脱砷脱硫试验研究

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。

安徽某高砷高硫难处理金矿选矿试验研究
李岩;刘爽;徐政
【期刊名称】《金属矿山》
【年(卷),期】2010(000)010
【摘要】对安徽某高砷高硫难处理金矿进行了详细的矿物学研究,在此基础上提出了磁重联合试验方案,并通过磁选入选细度、磁场强度、重选入选细度等条件试验,最终得到含硫36.11%,含砷0.03%,回收率为17.81%的合格硫精矿及含金
16.84g/t,含砷13.63%,金回收率为47.63%的金精矿.
【总页数】4页(P75-77,184)
【作者】李岩;刘爽;徐政
【作者单位】北京有色金属研究总院;北京有色金属研究总院;北京有色金属研究总院
【正文语种】中文
【中图分类】TD9
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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。

高砷金矿预处理脱砷技术发展现状高砷金矿预处理脱砷技术发展现状一、引言随着易浸金矿资源的日益枯竭，含砷金矿的开发日益显出其重要性。

含砷金矿一般皆属于难处理矿石，其资源的开发利用是世界性难题。

砷黄铁矿（毒砂）、雌黄和雄黄是含砷金矿中主要的砷矿物。

砷黄铁矿是最常见的载金矿物之一，常包裹有细分散的微粒金，在此情况下，矿石既使进行超细磨也不能使金微粒完全解离。

由此，含砷金矿的预处理工艺是当今黄金提取技术科技攻关的主导方向之一，其难点是金与神化物（主要成分是毒砂）以及黄铁矿的关系非常密切，金往往以微细粒状态被包裹在其中，或存在于毒砂或黄铁矿的单个晶体之间。

当金与毒砂共生时会生成黑色或黑褐色的表面膜覆盖在金的表面。

上述现象导致在提金工艺中金的回收率很低。

为了提高其回收率，有必要对矿石进行预处理以尽可能地脱除其中的砷，这是目前采金业中重点研究的方向。

二、焙烧氧化预处理焙烧氧化法是有色金属选冶中的传统工艺，也是处理含金硫化矿，特别是含炭质硫化矿最通用的可靠方法。

焙烧的目的是使硫化物分解以暴露金粒，使砷、锑的硫化物呈氧化态挥发掉、炭质物燃烧或失去活性；使显微或亚显微细粒金相对富集，以便为下一步氰化浸金提供良好的动力条件。

焙烧是多相化学反应过程，其主要影响因素有：温度、反应物和生成物的物化性质（粒度、孔隙度、化学组成等）、气流运动特性、气相中氧的浓度等。

温度的选择和条件的控制尤为重要，故焙烧法对操作参数和给料成分非常敏感，常造成过烧或欠烧，使焙砂的浸出率不高。

传统的焙烧工艺在焙烧过程中会释放大量SO2、As2O3等有毒气体，严重污染环境；炉气的收尘净化装置复杂、操作费用高。

但焙烧法简单、可靠，并可综合回收S、As等元素的优点使入乐此不疲。

为了解决欠烧、过烧及环境污染等缺陷，多年来．科技工作者不断研究探索，使焙烧工艺和设备不断完善和发展。

就设备而言，从单膛炉发展到多膛炉，由固定床发展到流态化沸腾焙烧。

昆明理工大学矿业工程黄金课题组研制了多段控温、制粒内热焙烧系统，取得良好效果；工艺方面，由一段发展到两段或多段焙烧，由空气到富氧焙烧。

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。

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。