广西某高砷铜锌矿选矿工艺研究

根据矿物特性,对广西某地高砷铜锌矿进行了浮选分离研究,采用脱碳-优先选铜-锌硫混浮分离的工艺流程,利用FN作砷矿物的抑制剂,有效地解决了铜、锌精矿含砷高的问题。试验获得了铜、锌精矿含砷分别为0.26%、0.18%,铜、锌精矿回收率分别达80.23%、90.24%。     

硫杆菌的耐高砷诱变及对高砷铜精矿的浸出

为提高硫杆菌浸出铜过程中的耐砷能力，对用高砷铜精矿驯化的中温硫杆菌进行了紫外线耐高砷诱变，选育出的中温硫杆菌耐砷能力达8．0g／L，而未经诱变的对照菌只能在As^3＋含量小于1．0g／L的环境中生长繁殖。用选育出的耐砷诱变菌对含As3％-8％的高砷铜精矿进行铜的细菌浸出试验，结果表明。精矿粒度为-250目、矿浆浓度为10％-15％、砷含量不超过5％的铜精矿细菌浸出效果较好，铜浸出率可达77％以上；添加Ag^＋和对浮选铜精矿进行脱药处理均能不同程度地强化细菌浸出效果。     

某铜矿铜砷矿物分离研究

某铜矿主要铜矿物以蓝辉铜矿和硫砷铜矿为主,蓝辉铜矿与硫砷铜矿物理化学性质相似,可浮性相近。采用等可浮浮选-铜砷再分离工艺流程,优先获得可浮性较好的铜砷粗精矿,再进行铜砷粗精矿分离浮选,分别获得高砷铜精矿和低砷铜精矿,最后通过扫选获得另一部分低砷铜精矿。研究了磨矿细度,粗选氧化剂用量及铜砷分离氧化剂用量对铜砷分离指标的影响。闭路试验获得含铜21.78%,砷0.43%,铜回收率57.94%,砷回收率20.70%的低砷铜精矿和含铜16.26%,砷1.18%,铜回收率27.21%,砷回收率35.98%的高砷铜精矿。     

某高砷硫精矿砷硫分离技术研究

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。     

某含砷高硫难处理金矿硫砷分离工艺研究

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.     

重有色金属冶炼中砷的脱除与回收

介绍了铜、锡、铅、锌重有色金属冶炼过程中砷的分布和脱除情况。铜冶炼的脱砷重点在铜电解液的净化，主要采用电解法和溶剂萃取法，而铜冶炼过程中火法脱砷研究较少。锡精矿含砷0．5％～5．5％，一般在熔炼前进行焙烧脱砷，而冶炼过程中产生的高砷烟尘则采用电热回转窑焙烧法或湿法脱砷。铅锌冶炼过程脱砷的研究集中在高铅砷转炉烟尘、铅阳极泥及次氧化锌的脱砷研究。     

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。     

含砷硫难处理金矿加CaO焙烧预处理研究

本文用热分析法研究了ＣａＯ用量α（ＣａＯ与金精矿的重量比）为０．３３～１．３３范围内加石灰焙烧金精矿的焙烧过程。研究发现，当α＝１．０时，砷、硫固定率可达８８％，该法可有效地消除砷和硫对环境的污染。对含高砷、高硫的金精矿加ＣａＯ焙烧时建议采用控制气氛和温度的两段焙烧。对得到的焙砂进行氰化，金的浸出率为８８％左右，而未经焙烧预处理的金精矿直接浸出率仅为２５．５％。     

河南某大型含砷高硫金矿选矿试验研究

该矿属高硫、含砷的金矿床，矿石中的金嵌布粒度以微细粒为主，且金与黄铁矿及毒砂关系密切。经过选矿试验，采用了粗磨-混合浮选-再磨-金硫分离的工艺，最终获得了产率为12．42％，金品位55．20g／t，含砷1．68％的金精矿。金的回收率80．56％。     

硫精矿磁浮联合降砷试验研究

内蒙古某铜矿选矿厂生产的硫精矿中砷含量较高,严重影响了硫精矿的品质。经过试验研究,确定采用磁浮联合选矿工艺,通过一次磁选,磁选尾矿一粗两扫一精浮选工艺流程,最终获得了硫品位35.06%、含砷0.12%,硫回收率90.53%的硫精矿,对同类矿山解决砷硫分离问题具有一定的参考价值。     

某含砷硫精矿二次处理试验研究

针对某含砷硫精矿,通过选矿工艺技术改进,获得高质量的硫精矿,实验室小型闭路试验获得含硫49.21%、含砷0.104%、含金1.03 g/t、硫回收率92.42%、金回收率93.13%的硫精矿,从源头上解决了黄铁矿中硫铁双资源的综合利用问题。     

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。     

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。     

利用反浮选对黄铁矿进行脱砷研究

硫砷分离一直是选矿界所面临的难题之一。本文研究了氧化钙、铜离子、栲胶及丁基黄药对黄铁矿和毒砂单矿物浮选的影响 ,提出了抑硫浮砷的分离方案 ,并利用实际高砷硫精矿进行验证 ,取得了一定效果 ,为黄铁矿脱砷提出了一条新思路。     

新型有机抑制剂SN在黄铁矿浮选中分离毒砂

针对云南蒙自地区高砷含黄铁矿尾矿,利用石灰、高锰酸钾、腐殖酸钠和SN等不同抑制剂进行降砷试验,结果表明,在高碱条件下,新型有机抑制剂SN在不影响黄铁矿回收率情况下,实现了对毒砂的有效抑制.浮选试验结果表明,硫精矿中砷可从1.74%降至0.21%,硫精矿回收率可达85%以上.     

某高砷高硫复杂难处理金矿选矿试验研究

为有效回收某高砷高硫复杂难处金矿中的金,分别开展了矿石的工艺矿物学分析,及浮选、焙烧、氰化浸出等试验研究。结果表明,以黄铁矿、毒砂为主的载金矿物嵌布粒度较细,多以包裹体赋存,采用常规的氰化工艺金的浸出率较低,仅为18%左右。而采用浮选的工艺,通过组合药剂的优化使用,可获得金品位为21.05 g/t、金回收率为92.58%的金精矿,金精矿再经焙烧氰化浸出,金的浸出率可达89.93%。最终矿石在“浮选-焙烧-水洗-氰化” 的联合工艺下,可使矿石中的金得到较好回收。     

含金硫精矿焙烧除砷选铁-硫脲法提金试验研究

对含低品位金的硫精矿进行再选, 获得含硫50%左右的再选硫精矿;对再选硫精矿进行二段焙烧除砷脱硫, 可以获得含砷0.056%、含铁61%左右的烧渣, 且其中金、银得以富集;对烧渣进行了稀硫酸预处理-硫脲浸金试验, 浸金试验结果表明, 当磨矿粒度为-0.074 mm粒级占60%, 矿浆pH=1～2, 液固比为1∶2, 硫脲用量为10 g/L, 硫酸铁用量为3 g/L, 浸出时间为6 h时, 金的浸出率达90.4％。     

某选厂硫精矿提质降砷工艺试验研究

某选矿厂产出的硫精矿品位偏低, 且含砷较高(达到3.49%), 无法进行销售利用。为了实现资源的综合利用, 采用高梯度磁选机, 通过一粗一精磁选工艺对硫精矿进行处理, 硫精矿铁品位提高了9.25个百分点, 硫品位提高了4.63个百分点, 有害元素砷脱除率达到90.85%, 砷含量降到了0.46%。提质降砷后的硫精矿可以满足冶炼原料的要求, 实现了硫资源的综合利用, 也达到了一定的环境保护效果。     

青海某难选金锑矿石综合回收选矿试验研究

青海某金矿石属少硫化物石英斑岩型微细浸染状金矿石,金粒度小于0.005mm,主要包裹在硅酸盐、碳酸盐以及含砷黄铁矿等硫化物中,有害元素砷含量较高,属于难选冶矿石。针对该矿石性质进行了原矿直接氰化浸金,原矿氧化焙烧-氰化浸金及浮选等工艺流程的对比试验。结果表明,锑金优先浮选-金精矿抑砷浮选是处理该矿较为合理的工艺。锑、金分别经过两次粗选、两次扫选、两次精选,可获得锑品位为57.00%,锑回收率为62.70%的锑精矿,金品位为32.35g/t,金回收率为73.28%的金精矿。