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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。
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。
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。
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】
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[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
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