某含砷金矿石浮选试验研究

从含砷金矿石中回收金一直是浮选研究的重要课题。试验采用石灰、亚硫酸氢钠和少量氰化物作为毒砂的抑制剂及适宜的选别流程,可以有效实现金与毒砂的分离。金精矿含砷0.27%,砷的脱除率92.68%;金精矿金品位82.30 g/t,金回收率87.01%。     

含砷硫化矿选矿降砷研究进展

砷通常以毒砂的形式存在于硫化矿中，因其存在形式与其他硫化矿结构性质相似，不易分离，导致选 矿加工后的硫化精矿中仍含有大量毒砂，精矿品位降低，达不到生产指标，因而硫砷分离一直是选矿界的难题。对 选矿过程中降砷研究现状进行了梳理，从选矿工艺、浮选药剂等方面总结了降砷方法。选矿工艺主要包括矿石预 处理（氧化、超声波和微波法等预处理）、浮选及浮选与其他方法联合工艺（磁选—浮选联合工艺、重选—浮选联合 工艺、重选—磁选—浮选联合工艺）；药剂主要分为捕收剂与抑制剂，硫化矿浮选的捕收剂目前依旧是以黄药、黑药 为主，螯合类捕收剂还没有得到广泛应用；砷的抑制剂主要分为无机抑制剂、有机抑制剂、组合抑制剂和新型抑制 剂。指出在关注混合药剂研究的同时应加强浮选药剂作用机理的研究，加强新药剂的开发，寻求高效、环保、低成 本、高性能的新型药剂，提高硫化矿的降砷效果。     

高砷硫铁矿高效分离硫砷

云南某选矿厂铜硫分离后的陶瓷过滤机尾矿为高砷硫铁矿。化学分析表明，矿样中含硫27.32%,有毒元素砷含量高达4.85%。X射线衍射、电子探针和能谱分析表明，矿样中主要硫化矿物为黄铁矿，其次为磁黄铁矿和毒砂，主要脉石矿物为白云石、石英等，黄铁矿和毒砂基本单体解离。根据高砷硫铁矿性质，采取“先浮后磁”的工艺对高砷硫铁矿进行选别，以大分子有机弱酸盐为主的高效药剂(YX-SY1)作为毒砂的抑制剂，通过“浮硫抑砷”的浮选流程分离黄铁矿与毒砂，得到的浮选精矿硫品位为48.11%、硫回收率为42.94%、含砷0.35%;然后根据磁黄铁矿具有磁性这一性质将浮选尾矿给入高梯度磁选机进行选别，得到硫品位37.59%、硫回收率25.32%、含砷0.58%的磁选精矿，而磁选尾矿硫品位为15.66%、含砷7.89%,其中砷的回收率高达95.79%,实现了高砷硫铁矿中硫砷元素的高效分离。     

某含砷铅锌矿石浮选试验

针对河北某含砷中细粒嵌布难选铅锌矿石的特点,通过大量探索,采用高碱条件下的铅锌依次优先浮选工艺对该矿石进行了选矿试验。试验在铅粗选时以亚硫酸钠+硫酸锌+JSY01组合药剂抑制锌硫砷矿物,在锌粗选时以硫酸铜活化锌矿物,在铅、锌精选时分别以高锰酸钾和石灰+高锰酸钾抑制毒砂,取得了铅精矿品位75.62%、回收率87.63%、含砷0.28%,锌精矿品位45.73%、回收率83.51%、含砷0.44%的良好指标,为选矿厂设计提供了依据。     

高砷多金属矿浮选分离新工艺的研究

通过对毒砂与多金属硫化矿浮选分离因素的研究，提出用ＣａＣｌ２作为毒砂的抑制剂，使各浮选精矿产品的含砷量均达到０５％以下，有效地实现了浮选降砷，该工艺成功地用于工业生产，取得了很好的经济效益。     

某含砷金矿浮选提金降砷试验研究

对金品位3.54 g/t、砷品位0.65%的某含砷金矿进行了浮选提金降砷试验研究。采用金粗选-粗精矿金砷分离工艺，在金砷分离过程中选用环保型有机抑制剂BK526，有效降低金粗精矿中砷含量，获得了金品位98.40 g/t、金回收率89.83%、砷含量2.82%、砷回收率13.99%的金精矿和砷品位24.68%、砷回收率52.31%、金品位6.72 g/t的砷精矿。     

铜精矿降砷及提高选矿指标的试验研究

对某含砷铜矿石进行工艺矿物学研究 ,试验采用粗精矿再磨工艺流程 ,用sth抑制毒砂 ,用选择性强的sk浮选剂浮选铜矿物 ,使铜精矿含砷降至 0 .5 %以下 ,铜的浮选指标也得到提高。     

俄罗斯某富砷锑矿石浮选试验

俄罗斯某富砷锑矿锑品位为8.78%、砷含量为1.40%。锑主要以辉锑矿的形式存在,砷主要以毒砂的形式存在,毒砂嵌布粒度微细,少量辉锑矿存在于毒砂裂缝中,增加了辉锑矿分选的难度。为给该矿石选矿工艺提供依据,对其进行了浮选流程试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下,以硝酸铅为锑活化剂、腐植酸钠为砷抑制剂、丁黄药为捕收剂,经1粗3精1扫闭路流程浮选,得到的锑精矿锑品位为59.22%、回收率为84.58%、砷含量为0.73%。试验结果可以为该矿石选矿工艺流程的确定提供依据。     

某高砷含铋硫精矿的浮选分离试验

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。     

安徽某高硫含砷硫金矿硫砷分离试验

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12.65 g/t,金回收率59.56%的试验指标。     

砷的赋存状态对云南某银铅锌多金属矿选矿的影响北大核心

砷是云南某银铅锌多金属矿中的有害元素。通过光学显微镜鉴定以及矿物自动分析仪AMICS等现代先进仪器,快速并准确查明了砷的赋存状态及其对选矿的影响。研究表明:该矿石中砷的品位为0.53%,砷主要分布在毒砂中,其次分布在黄铁矿中,少量分布在雄黄和细硫砷铅矿中。但是,导致银铅精矿砷超标的主要因素是雄黄和细硫砷铅矿,其次为毒砂。要想进一步降低银铅精矿中的砷,需强化对雄黄和毒砂的抑制;细硫砷铅矿与方铅矿关系密切且化学性质相近,二者很难有效分离,因此银铅精矿中砷含量很难降到0.77%以下。导致硫精矿砷高的主要因素是毒砂和含砷黄铁矿,即使黄铁矿与毒砂有效分离,硫精矿中砷含量很难降到0.22%以下。对于锌精矿来说,闪锌矿与毒砂、黄铁矿相对好分离,因此砷易脱除。研究结果为云南地区含砷银铅锌多金属矿床的选矿降砷工艺提供了理论依据。     

某高砷铜锡矿选铜除砷试验研究

针对云南某高砷铜锡矿矿石的性质,采用新型环保高效抑制剂EM-421,结合“铜硫混浮-粗精矿再磨-铜砷(硫)分离”的浮选流程,取得了含铜23.78%、回收率87.69%的铜精矿,其中含砷仅为0.14%。EM-421是一种复合抑制剂,对毒砂和硫铁矿抑制效果明显,能够较好地实现铜砷及铜硫的分离。     

陕西某复杂含砷铜矿石选矿试验研究*

陕西某铜矿石属于含砷难选铜矿石，铜、砷、硫含量分别为0.74%、0.43%和1.54%，主要有用矿物是黄铜矿、辉铜矿，杂质矿物为毒砂和黄铁矿，矿石中铜砷矿物结合紧密，粒度较细，且矿物种类较多，嵌布关系复杂，普遍相互包裹，有用矿物单体解离较困难。为确定该矿石的选矿工艺进行了选矿试验研究。结果表明，矿石采用抑砷浮铜的优先浮选工艺流程处理，以石灰为含砷矿物抑制剂，获得了铜品位为25.27%、含砷0.085%、含金0.23 g/t、含银40.52 g/t、铜回收率为92.72%的铜精矿，尾矿铜品位为0.053%。铜精矿产品质量达到国家六级品标准，试验指标较理想。     

贵州某高砷锑矿石选矿试验

贵州某高砷锑矿石锑含量为0.61%、砷含量为1.02%,锑主要以辉锑矿形式存在,砷主要以毒砂形式存在。为给该矿石中锑、砷回收提供技术依据,对其进行了选矿试验。抑锑浮砷、锑砷混合浮选再分离、浮锑抑砷原则流程对比试验结果表明,浮锑抑砷工艺流程指标较好。在磨矿细度为-0.074 mm占92.78%条件下,采用浮锑抑砷工艺流程选锑,以水玻璃为抑制剂、硝酸铅为活化剂、丁铵黑药+乙硫氮为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1精优先选锑,获得了锑品位为57.49%、回收率为79.52%的锑精矿,砷含量为0.54%,选锑尾矿经1粗2精2扫浮选流程选砷,获得的砷精矿砷品位为10.17%、金品位为29.16 g/t、砷回收率为82.79%、金回收率为80.98%,砷精矿中锑品位为1.04%,实现了砷锑的高效分离回收。     

Flotation separation of copper sulphides from arsenic minerals at Rosebery copper concentrator

The removal of arsenic bearing minerals from concentrates is becoming more important as environmental laws become ever stricter with regard to smelter emissions. The onus is shifting to concentrate producers to remove these minerals from their product, with penalties applying to materials containing greater than background amounts.The arsenic content of Rosebery copper flotation feed is mainly present as arsenopyrite (FeAsS), containing approximately 46.0% arsenic with the remainder of the arsenic in copper sulphosalts (tennantite (Cu₁₂As₄S₁₃)), in a solid solution series with tetrahedrite (Cu₁₂Sb₄S₁₃). Tennantite contains approximately 20.3% arsenic. Characterisation of the rougher and cleaner concentrates obtained during a plant survey showed that the arsenopyrite was appropriately rejected in the copper flotation circuit. However, tennantite showed similar flotation behaviour to the copper sulphide minerals so that the high arsenic content of the final copper concentrate was mainly in the copper sulphosalts. In this study, regrinding the copper rougher concentrate was investigated to reject tennantite in cleaner flotation. It was found that although finer grinding increased the mass fraction in the ultrafine fraction, the tennantite liberation only increased slightly. The copper selectivity against arsenic was improved significantly although the recovery of copper, silver and arsenic was lower. The difference in floatability of copper sulphide minerals and tennantite appears to increase at finer sizes. In this study, pH and Eh were also manipulated to further improve the selectivity of copper flotation against tennantite at fine particle sizes with some promise. In order to find an application in the Rosebery circuit, any changes must have a net economic benefit and the trade-offs and implications are discussed in this paper.     

难处理金矿热压氧化工艺研究

本试验以国内某超细微难处理金矿为研究对象,开展酸性热压氧化工艺研究;分析了温度因素对硫化矿物氧化、元素迁移和金氰化浸出等的影响。试验结果表明,通过温度变化可影响黄铁矿和砷黄铁矿氧化反应速率,进而对S、Fe和As元素的迁移状态产生影响。反应温度越高黄铁矿和砷黄铁矿氧化越彻底,有利于金的氰化浸出;完全氧化后金的浸出率约为94%。浮选金精矿中的黄铁矿、砷黄铁矿逐渐氧化转变为砷酸铁盐、铁砷硫硅等多元素共沉物质,未发现有碱式硫酸铁或铁矾物相,反应生成的各种沉淀产物对浸出率无显著影响。      

青海某低品位钼矿浮选工艺

青海省某低品位浸染型辉钼矿矿石，原矿钼品位为0.21%，铅品位为0.0049%，针对该低品位钼矿石开展了工艺矿物学研究以及可选性条件实验。采用柴油作钼的捕收剂、水玻璃作为调整剂，经过了一段粗选五段精选二段扫选的浮选工艺流程，所得的钼精矿经检测Pb含量为0.98%，影响其销售价格。针对该含铅超标的钼精矿采用了再磨脱药以及添加抑制铅的抑制剂磷诺克斯相结合的工艺流程，钼精矿的含铅量从0.98%降低至0.074%，钼品位由原矿的0.21%提高到53.95%，钼回收率达到了90.18%，实现了钼的有效回收。      

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t，砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%，金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中，具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点，是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石，严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金，分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明，直接全泥氰化浸出率仅5%，重选金精矿回收率不足10%，浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高，浮选尾矿含金0.42 g/t，损失较高，因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素，然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺，得到金总回收率70.66%的较好指标，有效地回收了矿石中的金。