从某锡多金属矿铅锌尾矿中回收硫砷的选矿试验

为解决某锡多金属硫化矿选厂选铅锌尾矿中硫砷的流失问题,对该尾矿进行了综合回收硫砷的选矿试验。试验结果表明：采用弱磁选-硫砷混合浮选-硫砷分离浮选流程,并在硫砷分离浮选时采用砷的高效抑制剂Y-As,可获得硫品位为43.14%、含砷0.56%、硫回收率为64.12%的综合硫精矿和砷品位为12.08%、砷回收率为86.79%的砷精矿,实现了硫、砷的有效分离和回收。     

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。     

高砷铅硫精矿铅砷分离试验研究

以河北某高砷铅硫粗精矿为研究对象,开展了铅砷分离研究,铅硫粗精矿经再磨,使用石灰和腐殖酸钠作砷抑制剂,采用“一粗两扫三精”浮选闭路工艺,可获得铅品位和铅回收率分别为76.12%和94.89%的铅精矿以及砷品位和砷回收率分别为11.89%和90.35%的砷硫精矿,实现了铅砷高效分离。     

某难选多金属矿硫砷分离试验

针对某难选铅锌锡多金属矿,铅锌回收后选硫时硫精矿中砷超标的问题,进行了先磁选后浮选与先浮选后磁选的流程对比试验,确定采用先磁选后浮选流程对硫砷分离效果较好。试样经过磁选后获得硫精矿与磁选尾矿经一粗二精二扫浮选后得到硫精矿合并,此时得到的硫精矿品位40.65%、回收率90.28%,硫精矿中砷的品位0.37%,达到了分离试验的要求。     

有机抑制剂MF对硫精矿降砷的浮选试验研究

对云南某地磁选尾矿矿石性质进行了分析,通过浮选试验,考察了有机抑制剂种类和用量对硫精矿降砷的效果。砷硫精选精矿经一粗二精一扫,获得硫精矿硫品位43.85%,砷品位0.58%,硫回收率54.95%的砷硫分离浮选闭路试验指标。磁选精矿与硫精矿累计硫品位39.33%,砷品位0.45%,硫金属回收率为80.39%,实现了有机抑制剂MF对硫精矿降砷的良好指标,为该类矿石的进一步开发和利用打下了基础。     

某低品位铅锌河道尾砂浮选工艺研究

为了综合回收某河道堆存尾砂中的铅、锌、硫、砷等有用组分, 采用混合浮选-混合精矿分离浮选工艺, 最终得到铅锌精矿铅、锌品位分别为2.37%和6.67%, 回收率分别为24.73%和57.76%, 硫砷精矿硫、砷品位分别为21.56%和7.23%, 回收率分别为38.78%和37.39%。     

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。     

通过电化学控制浮选分离硫砷铜矿和黄铜矿

通过伏安法、接触角测量及捕收剂和无捕收剂微量浮选试验,研究了硫砷铜矿及黄铜矿的氧化性质和浮选特性.在不同的矿浆电位下进行了从黄铜矿中分离浮选硫砷铜矿的试验,以研究从黄铜矿精矿中除去硫砷铜矿的可行性.试验结果表明,黄铜矿在比硫砷铜矿低得多的电位下开始迅速氧化,硫砷铜矿在电位高于 0.2 V时能很好地浮出,而在电位高于 0.2 V时黄铜矿被完全抑制.分离浮选结果表明,通过控制矿浆电位高于 0.2 V和低于 0.55 V能成功地从黄铜矿中除去硫砷铜矿.     

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。     

某富硫高砷尾矿回收金银浮选试验研究

国内某选矿厂的尾矿中含金 0.41g/t,银40.71g/t,同时含有较高的硫和砷。为了探究其中金、银等有价元素回收的可能性,本文进行了较为详细的浮选试验研究。试验考察了金银优先浮选流程、金（银）硫（砷）混和浮选流程以及混浮精矿的硫砷分离,最终获得了含金 1.52g/t,银80.82g/t,硫 41.78%的浮选精矿,金、银、硫回收率分别为66.13%,35.58%和91.29%,实现了综合回收,可为类似矿石的回收利用提供技术参考。     

高硫砷钨矿石脱硫降砷浮选试验研究

对某含Mo 0.55%、Bi 0.79%、Cu 0.66%、Zn 2.25%、S 15.95%、As 2.58%、WO₃ 35.84%的钨矿石进行了脱硫降砷浮选试验研究。该矿石由主干流程重选产出的-0.3 mm高含硫砷硫化物的细粒钨粗精矿。根据矿石的性质,采用硫砷混合浮选工艺流程。硫砷混合浮选时,采用高效的活化剂BK546B替代传统的硫酸,不仅有利于钨精矿中硫、砷杂质的脱除,更重要的是可改善因使用硫酸而造成的操作不便和不良的作业环境;采用选硫特效捕收剂AT608A与丁基黄药组合,有利于提高硫、砷的脱除率,并降低钨精矿中硫、砷杂质的含量,提高钨精矿品质。闭路试验获得含WO₃ 55.64%、含硫0.38%、含砷0.088%、WO₃回收率为99.34%的钨精矿;而硫砷精矿中的WO₃含量仅为0.66%,WO₃在硫砷精矿中的损失率为0.66%。实现了钨精矿的高效脱硫降砷,并解决了困扰企业生产经营的难题。      

硫精矿深度精选研究与应用进展

高品质硫精矿制酸是提高矿产资源综合利用率及环境保护水平的重要途径。本文综述了硫精矿深度精选的技术难点与重要性,以及浮选、重选、磁选及选—冶联合工艺在硫精矿深度精选综合回收有用组分及降低砷含量、脉石矿物含量的进展,重点指出了浮选是硫精矿深度精选提质最有效的方法,新型高效砷矿物抑制剂是含砷硫精矿浮选降砷的关键,重选—浮选、磁选—浮选联合工艺可使硫精矿深度精选更加简单易行及经济环保,但复杂难选的硫精矿则需要使用选—冶联合工艺。     

广西某低品位复杂铜锌多金属矿选矿试验

针对广西某低品位复杂铜锌多金属矿进行了选矿试验研究, 在磨矿细度-74 μm粒级占85%的情况下, 通过一粗三扫四精优先选铜、选铜尾矿一粗两扫三精选锌、选锌尾矿一粗两扫两精选硫砷、硫砷混合精矿一粗两扫两精再分离、中矿顺序返回的闭路试验流程, 获得铜精矿铜品位16.29%、铜回收率51.48%, 锌精矿锌品位45.61%、锌回收率72.15%, 硫精矿硫品位36.35%、砷品位0.67%、硫回收率46.09%, 砷精矿砷品位31.54%、砷回收率75.10%, 综合回收了矿石中的有价元素。     

某锡石多金属硫化矿浮-重联合选矿试验

针对矿石性质,采用优先选铜再选硫—尾矿分级重选—分级重选中矿再磨再选—硫精矿重选、浮选、磁选-锡石粗精矿浮选工艺对某锡石多金属硫化矿进行研究,分析了锡矿石的性质,考查了工艺技术指标。结果表明,该联合工艺处理可以获得锡品位和回收率分别为68.73%、47.93%的锡精矿,铜品位和回收率分别为12.92%、77.14%的铜精矿,以及砷品位和回收率分别为36.90%和48.85%的砷精矿,较好实现了锡、铜和砷等有价元素的综合回收。     

Fungal pretreatment of sulfides in refractory gold ores

This study assessed the capability of the fungus, Phanerochaete chrysosporium, to decompose pyrite, arsenopyrite and a sulfide-containing flotation concentrate in an effort to develop a microbial process for pretreating refractory gold ores. The extent of biotransformation was monitored by analyzing for iron, sulfur and arsenic in incubation solutions, and for sulfide sulfur in the residual solids. The results were then expressed as percentages of the initial weights. For arsenopyrite, 1.5 wt.%, 7.2 wt.% and 10.3 wt.% of iron, arsenic and sulfur respectively were present as soluble constituents in the incubation solution within 21 days of fungal treatment, whereas for pyrite, there was 1.2 wt.% iron and 6.0 wt.% sulfur. For the same processing period in the case of the flotation concentrate, 1.8 wt.%, 6.1 wt.% and 10.7 wt.% respectively of iron, arsenic and sulfur remained in solution. Overall, the decomposition of sulfide sulfur in the samples was 15 wt.%, 35 wt.% and 57 wt.% respectively for pyrite, arsenopyrite and the flotation concentrate. Changes in sulfide sulfur concentration and the formation of oxide phases during fungal treatment were confirmed using Raman spectroscopy and X-ray diffraction analysis. These results suggest that P. chrysosporium is a potential microorganism for oxidative decomposition of metal sulfides associated with refractory gold ores.     

青海某微细粒浸染型难处理金矿石工艺矿物学研究

这是一篇矿物加工工程领域的论文。黄铁矿和砷黄铁矿属于常见伴生硫化矿,因二者的晶体结构与表面性质十分相近,所以其浮选分离一直是重要的研究课题。砷硫两种矿物浮选过程中会发生不同程度氧化反应,利用氧化处理技术强化二者的氧化差异,改变矿物本身固有的浮选行为,可以实现砷黄铁矿与黄铁矿的分离。论文从黄铁矿和砷黄铁矿的自身晶体结构与表面性质入手,详细介绍了黄铁矿和砷黄铁矿在氧化浮选分离工艺及机理方面的研究现状及进展,并对研究方向进行了分析展望,希望能够为砷硫矿物的绿色、高效浮选分离提供一定的借鉴。     

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。