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。     

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。     

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。     

云南某硫精矿提硫除砷试验研究及应用

对云南某硫精矿进行了提硫除砷试验研究。采用磁选工艺, 分别研究了高梯度磁选给矿量、磁场强度、冲次等因素对提硫除砷效果的影响。结果表明, 在粗选磁场强度1.1 T、精选磁场强度0.9 T条件下, 获得的硫精矿硫品位27.65%、含砷0.38%, 硫回收率81.62%、除砷率90%以上, 基本达到硫精矿制酸要求。     

蒙自多金属硫化矿砷硫分离技术研究

针对蒙自多金属硫化矿特点, 采用“砷硫混浮-砷硫分离”的工艺流程, 选择高效低毒药剂丙基黄原酸钠作砷抑制剂进行了砷硫分离, 最终获得硫品位43.05%、含砷0.51%的硫精矿, 硫回收率79.53%。     

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。     

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。     

云南某含砷铅锌银多金属矿选矿试验研究

在工艺矿物学研究的基础上,对含铅 2.93% 、锌2.80%、银 110.45g/t、硫 26.94%,以及有害元素砷0.53%的云南某含砷铅锌银多金属矿进行了选矿试验研究。结果表明：采用铅优先-锌硫混合浮选再分离工艺,结合铅银矿物高效捕收剂BK915和黄铁矿抑制剂BD,获得了铅品位68.46%、铅回收率88.50%,银品位2358 g/t、银回收率84.37%,砷品位1.45%的铅精矿;锌品位51.32%、锌回收率89.07%,砷品位0.18%的锌精矿;硫品位49.14%,硫回收率82.35%的硫精矿。     

硫精矿磁选浮选联合降砷试验研究

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,磁选尾矿一次粗选两次扫选一次精选浮选工艺流程,最终获得了硫品位35. 06%、含砷0. 13%,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。     

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。     

浮选—浸出工艺回收澳大利亚某低品位铜金矿中的铜、金、硫

澳大利亚某低品位铜金矿中铜以黄铜矿形式存在,金大部分以单体自然金形式存在,赋存于硫化物及脉石粒间,部分以不可见金的形式被黄铁矿包裹。黄铜矿和黄铁矿嵌布粒度较细,平均粒度0.03 mm。试验采用混合浮选—铜硫分离工艺,获得铜、金品位分别为19.02%和13.99 g/t,铜、金回收率分别为73.00%和49.29%的铜精矿;硫精矿经再磨后利用绿金浸出剂浸金,获得对原矿金浸出率14.92%,金总回收率64.21%,浸渣硫品位30.23%,可作为硫精矿销售。      

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。     

安徽某高砷高硫难处理金矿选矿试验研究

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。     

某含砷黄铁矿尾矿浮选新工艺试验研究

针对云南某浮选尾矿,进行了砷硫浮选分离的新工艺和新药剂试验研究。研究表明,在高碱性条件下,采用腐殖酸钠强化抑制毒砂和黄铁矿,通过新型NC活化剂的选择活化可以有效实现砷、硫的浮选分离,可以将砷从1.78%降到0.22%,硫精矿品位达45.75%,回收率85.60%。     

某黄金冶炼厂氰化尾渣综合利用研究

研究了氰化提金的尾渣多元素回收利用技术和铜尾浮选出的硫精矿直接焙烧生成铁精粉等集成化技术,通过浮选试验和焙烧试验可以发现在合适的工艺条件下,可以达到氰化尾渣中有价多元素的有效回收和有望在工业中实现高品位的硫铁矿直接焙烧生成合格铁精粉,最终可获得含Pb品位为30.29%,回收率为70.12%的铅精矿,含Zn品位为 41.19%,回收率为74.93%的锌精矿,含铜7%的铜精矿和含硫40%～50%的硫精矿;在最佳的硫铁矿入炉品位、粒度、富氧程度下,可获得全铁品位65%以上的铁精粉,为黄金行业向清洁无废化方向发展提供了新的途径。     

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。