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某高砷硫精矿砷硫分离技术研究 ① 叶小璐１， 袁经中２ （１．北京矿冶研究总院，北京 １０２６２８； 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 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。 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 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３-６０９９．２０１７．０３．０１８ 文章编号 ０２５３-６０９９（２０１７）０３-００６８-０４ Ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｏｆ Ａｒｓｅｎｉｃ ａｎｄ Ｓｕｌｆｕｒ ｆｒｏｍ Ｈｉｇｈ Ａｒｓｅｎｉｃ-ｂｅａｒｉｎｇ Ｐｙｒｉｔｅ Ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ＹＥ Ｘｉａｏ-ｌｕ１， ＹＵＡＮ 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-ｓｕｌｆｕｒ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｆｏｒ ａ ｋｉｎｄ ｏｆ ｈｉｇｈ ａｒｓｅｎｉｃ-ｂｅａｒｉｎｇ ｐｙｒｉｔｅ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｐｏｌｌｕｔｅｄ ｂｙ ｒｅａｇｅｎｔ． Ａ ｃｏｍｂｉｎｅｄ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｏｆ ｒｅａｇｅｎｔ ｒｅｍｏｖａｌ-ｆｌｏｔａｔｉｏｎ-ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｗａｓ ａｄｏｐｔｅｄ ｗｉｔｈ ＨＢ ａｓ ａｒｓｅｎｉｃ ｄｅｐｒｅｓｓａｎｔ， ｌｅａｄｉｎｇ ｔｏ ａ ｓａｔｉｓｆａｃｔｏｒｙ ｒｅｓｕｌｔ ｆｏｒ ａｒｓｅｎｉｃ ａｎｄ ｓｕｌｆｕｒ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ． Ａ ｓｕｌｆｕｒ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ａｓｓａｙｉｎｇ ４７．４３％ Ｓ ａｎｄ ｏｎｌｙ ０．６７％ 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 ｏｆ ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ 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。 在共伴生矿床中常常伴生有以毒砂为 主要存在形式的砷化物［１-４］。 由于毒砂的可浮性与黄 铁矿、磁黄铁矿相近，导致其与有用矿物间浮选分离困 难，极易导致硫精矿中砷杂质超标［５-７］。 部分矿山因 砷杂质元素超标等原因，只能将产出的大量硫铁精矿 堆存，不仅占据了大量耕地，而且周边环境也存在不同 程度的砷污染。 因此，提硫降砷已成为选矿领域的一 大难题。 随着矿山资源的不断开发与消耗，矿物组成 愈发复杂，提硫降砷也更加困难，如何降低硫精矿中砷 等有害元素的含量并尝试综合回收砷已成为目前国内 外相关领域研究的重要课题［３］。 本文以某硫精矿为研究对象，在工艺矿物学基础上， 结合矿石性质，通过系统的选矿试验研究，研发了合理的 工艺流程及药剂制度，获得了硫精矿、高铁硫精矿和砷精 矿，实现了硫精矿提硫降砷及砷的强化回收，可为此类矿 石的高效分离及资源综合利用提供参考与借鉴。 １ 矿石性质 某高砷硫精矿化学多元素分析结果见表 １。 由表 １ 可知，硫精矿中硫含量为 ３９．４９％，属低品位硫精矿； 砷含量高达 ６．８４％，严重影响了硫精矿的品质。 表 １ 高砷硫精矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ ＦｅＳＣｕＢｉＷＯ３Ａｇ１）Ａｕ１）Ａｓ ４５．９５３９．４９０．０２０．０８９０．０２２．４７０．７０６．８４ ＰｂＺｎＫ２ＯＮａ２ＯＣａＯＡｌ２Ｏ３ＭｇＯＳｉＯ２ ０．３００．２３０．１１＜０．００５０．６２０．３８０．４６３．９５ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 对高砷硫精矿进行了矿物含量测定、砷物相分析 及含砷硫精矿 Ｘ 射线衍射，其中氧化砷占有率为 ①收稿日期 ２０１６-１１-２５ 作者简介 叶小璐（１９９１-），女，云南昭通人，助理工程师，硕士，主要从事工艺矿物学研究工作。 第 ３７ 卷第 ３ 期 ２０１７ 年 ０６ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３７ №３ Ｊｕｎｅ ２０１７ 万方数据 ０．４９％，硫化砷占有率为 ９９．５１％。 硫化砷主要以毒砂 形式存在，硫铁矿主要为磁黄铁矿和黄铁矿，此外还含 有微量黄铜矿、砷黝铜矿、自然铋、辉铋矿、褐铁矿、闪 锌矿等金属矿物。 脉石矿物主要有石英、菱铁矿，少量 白云石、黑云母、绿泥石、透辉石、白云母、钾长石、高岭 石，偶见萤石、斜长石、钙铁榴石等。 高砷硫精矿主要矿物解离度测定结果如表 ２ 所 示。 由表 ２ 可知，黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂解离程度都 较高，其单体解离率均在 ８０％以上。 表 ２ 高砷硫精矿主要矿物解离度测定结果 矿物 种类 单体解离度 ／ ％ 连生体／ ％ ＞３／４３／４～１／２１／２～１／４＜１／４ 黄铁矿８６．００１１．３１．２５０．８３０．６２ 磁黄铁矿８２．５６１３．５７２．３４０．７８０．７５ 毒砂８０．５４１２．８７３．５６２．４７０．５６ 综上所述，该硫精矿为低硫高砷硫精矿，其主要有 用矿物为黄铁矿、磁黄铁矿及毒砂；毒砂与黄铁矿、磁 黄铁矿的嵌布关系并不十分密切，表明矿物学因素不 是影响砷-硫分离的主要因素，因此砷-硫分离的关键 在于选择合理的选矿药剂和工艺流程。 ２ 原则流程的确定 硫精矿表面常含有过剩药剂，脱药是影响浮选选 择性的重要因素［８］；黄铁矿、磁黄铁矿及毒砂均具有 良好的可浮性，但是黄铁矿与磁黄铁矿和毒砂被氧化 后可浮性有明显差异，因此采用浮选法并配合适宜的 抑制剂可实现毒砂、磁黄铁矿与黄铁矿的分离；磁黄铁 矿具有磁性，而毒砂不具磁性，利用两者磁性差异，可 采用磁选法将二者分离。 为此，确定本研究的原则流 程如图 １ 所示。 砷硫精矿 脱 药 水 浮选 选硫 硫精矿 磁选 选硫 高铁硫精矿砷精矿 图 １ 原则流程 ３ 选矿试验方案选择 ３．１ 脱药必要性及脱药方式的选择 生产中常采用活性炭、硫化钠及加温等方式进行 脱药，并辅之以搅拌等机械手段。 活性炭吸附能力较 强，可吸附矿浆中过剩药剂，使浮选药剂在矿物表面解 吸；硫化钠则可解吸矿物表面的捕收剂薄膜；加温可分 解矿物表面的浮选药剂，从而增强浮选分离阶段捕收 剂的选择性。 分别采用硫化钠、活性炭及加温（９０ ℃， 保温 ９０ ｍｉｎ）等方式进行脱药，结果见表 ３。 结果表 明，不脱药条件下硫砷难以实现分离，脱药后硫砷分离 指标均得到明显改善，相对来说，硫化钠脱药与加温脱 药获得的指标相对较好，考虑到加温脱药工艺相对复 杂，成本较高，因此选择硫化钠进行脱药处理，用量为 ５ ０００ ｇ／ ｔ。 表 ３ 脱药方式对比 脱药 方式 药剂用量 ／ （ｇｔ -１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＳＡｓＳＡｓ 硫化钠 硫精矿８６．９４４０．７３７．３２９１．４８８９．８９ ０尾矿１３．０６２５．２６５．４８８．５２１０．１１ 合计１００．００３８．７１７．０８１００．００ １００．００ 硫精矿６５．００４５．９２１．３７７６．９９１２．６９ ５ ０００尾矿３５．００２５．４９ １７．５１２３．０１８７．３１ 合计１００．００３８．７７７．０２１００．００ １００．００ 硫精矿６４．５２４６．３２１．３９７７．０３１２．８５ １０ ０００尾矿３５．４８２５．１２ １７．１５２２．９７８７．１５ 合计１００．００３８．８０６．９８１００．００ １００．００ 活性炭 硫精矿５５．１３４３．０１４．０８６１．１８３２．０９ ３ ０００尾矿４４．８７３３．５４ １０．６１３８．８２６７．９１ 合计１００．００３８．７６７．０１１００．００ １００．００ 硫精矿５２．７９４５．２６４．１２６１．６９３０．８１ ５ ０００尾矿４７．２１３１．４３ １０．３５３８．３１６９．１９ 合计１００．００３８．７３７．０６１００．００ １００．００ 硫精矿５２．５１４５．６９４．０７６２．０６３０．５８ １０ ０００尾矿４７．４９３０．８９ １０．２２３７．９４６９．４２ 合计１００．００３８．６６６．９９１００．００ １００．００ 硫精矿６６．７７４６．０２１．５３７９．２１１４．５５ 加温尾矿３３．２３２４．２７ １８．０５２０．７９８５．４５ 合计１００．００３８．７９７．０２１００．００ １００．００ ３．２ 砷硫分离浮选试验 ３．２．１ 砷硫分离抑制剂试验 黄铁矿和毒砂可浮性均较好，但两者受氧化程度 却具有明显差异。 毒砂易氧化，在其新鲜表面上生成 亲水性薄膜而被抑制；而黄铁矿晶格中硫离子成对存 在，其尺寸比铁阳离子大，受氧化作用时表面易形成元 素硫，进而增强了疏水性，使黄铁矿可浮性不会明显降 低［９］。 磁黄铁矿具有高铁低硫的特点，表面极易受氧化 生成铁氢氧化物，从而形成亲水性薄膜，导致可浮性明 显降低，磁黄铁矿受氧化程度较黄铁矿高，与毒砂接近。 氯化铵是常见的铵类砷抑制剂，研究表明，黄铁矿 在碱性矿浆中受氯化铵保护而不被石灰抑制，而毒砂 则受到石灰的抑制作用可浮性降低，从而达到抑砷浮 硫的目的。 糊精是常见的大分子有机抑制剂，可消除 矿浆中的活化离子，在其大分子链烃上同时存在多种 官能团与极性基，从而提高药剂对毒砂的强烈选择性 抑制。 石灰是砷硫分离时常见的碱性无机抑制剂，毒 ９６第 ３ 期叶小璐等 某高砷硫精矿砷硫分离技术研究 万方数据 砂在强碱性环境中，表面易形成亲水性薄膜而使其矿 物表面亲水。 ＨＢ 是自主研发的高效铵盐改性无机砷 抑制剂，具有无毒环保、易制取等优点，在强碱性环境 下，可选择性抑制毒砂，而对黄铁矿的可浮性干扰较 小。 分别采用无机抑制剂 ＨＢ、氯化铵、糊精、石灰等 ４ 种砷抑制剂进行了对比试验，结果见表 ４。 结果表明， 采用 ＨＢ、氯化铵及石灰作砷抑制剂时，硫精矿中砷含 量均有明显降低，且采用 ＨＢ 为砷抑制剂时，硫精矿中 硫回收率明显高于使用氯化铵及石灰的情况。 综合考 虑，最终采用 ＨＢ 作砷抑制剂。 ＨＢ 用量试验结果见 表 ５。 结果表明，ＨＢ 的最佳用量为 ６００ ｇ／ ｔ。 表 ４ 抑制剂种类试验结果 抑制剂种类及用量 ／ （ｇｔ -１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＳＡｓＳＡｓ 硫精矿６４．６３４５．５６１．２６７６．０１１１．５７ ＨＢ ４００尾矿３５．３７２６．２８ １７．６０２３．９９８８．４３ 合计１００．００３８．７４７．０４１００．００ １００．００ 硫精矿４３．３１４８．１１１．８９５３．８３１１．６６ 氯化铵 ２００尾矿５６．６９３１．５３ １０．９４４６．１７８８．３４ 合计１００．００３８．７１７．０２１００．００ １００．００ 硫精矿６２．９４４６．１６５．０２７４．９２４５．２７ 糊精 ５ ０００尾矿３７．０６２６．２５ １０．３１２５．０８５４．７３ 合计１００．００３８．７８６．９８１００．００ １００．００ 硫精矿３１．９５４８．９３２．６７４０．３９１２．１９ 石灰 ５ ０００尾矿６８．０５３３．９１９．０３５９．６１８７．８１ 合计１００．００３８．７１７．００１００．００ １００．００ 表 ５ ＨＢ 用量试验结果 ＨＢ 用量 ／ （ｇｔ -１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＳＡｓＳＡｓ 硫精矿７０．４１４２．２１３．１４７６．６８３１．５０ ２００尾矿２９．５９３０．５５１６．２５２３．３２６８．５０ 合计１００．００３８．７６７．０２１００．００１００．００ 硫精矿６５．４８４５．２５１．８９７６．５６１７．５０ ４００尾矿３４．５２２６．２８１６．８９２３．４４８２．５０ 合计１００．００３８．７０７．０７１００．００１００．００ 硫精矿６０．８２４８．５６１．０３７６．３４８．９５ ６００尾矿３９．１８２３．３７１６．２７２３．６６９１．０５ 合计１００．００３８．６９７．００１００．００１００．００ 硫精矿６０．６９４８．６７０．５６７６．２１４．８３ ８００尾矿３９．３１２３．４６１７．０５２３．７９９５．１７ 合计１００．００３８．７６７．０４１００．００１００．００ ３．２．２ 砷硫分离闭路试验 在上述试验基础上，结合其他工艺参数的条件试 验，最终确定采用一粗二扫三精的浮选工艺流程进行 砷与黄铁矿的浮选分离，结果见表 ６。 表 ６ 砷硫浮选分离试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＳＡｓＳＡｓ 硫精矿６１．５９４７．４３０．６７７５．３１５．８８ 硫浮选尾矿３８．４１２４．９３１７．３０２４．６９９４．１２ 合计１００．００３８．７９７．０６１００．００１００．００ 经闭路试验，不仅可获得硫品位 ４７．４３％、回收率 ７５．３１％ 的硫精矿，而且有效地将硫精矿中砷降至 ０．６７％，砷脱除率高达９４．１２％，实现了黄铁矿与毒砂的 高效分离。 ３．３ 砷硫分离磁选试验 浮硫尾矿中毒砂和磁黄铁矿可浮性相近，而磁性 却相差很大，因此生产中常采用磁选方法来分离磁黄 铁矿和毒砂。 由工艺矿物学研究结果可知，该矿区磁 黄铁矿磁性变化较大，部分呈强磁性，大部分则呈弱磁 性。 结合该矿区磁黄铁矿的性质特点，采用弱磁与强 磁相结合的流程进行毒砂与磁黄铁矿的分离。 对强磁 粗选磁场强度进行了试验，精选磁场强度视粗选适当 调节。 试验流程见图 ２，结果见表 ７。 给矿硫浮选尾矿 强 磁选 强磁 粗选 高铁硫精矿强磁尾矿 0.15 T 图 ２ 砷硫分离磁选流程 表 ７ 砷硫分离磁选试验结果 强磁场强 ／ Ｔ 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＳＡｓＳＡｓ 高铁硫精矿４４．１８３５．１１１．２４６２．２２３．１９ ０．３０强磁尾矿５５．８２１６．８８２９．８０３７．７８９６．８１ 硫浮选尾矿１００．００２４．９３１７．１８１００．００１００．００ 高铁硫精矿４８．２７３４．７６１．３９６７．４１３．９０ ０．３５强磁尾矿５１．７３１５．７７３１．９２３２．５９９６．１０ 硫浮选尾矿１００．００２４．８９１７．２１１００．００１００．００ 高铁硫精矿５６．８８３３．６７１．５１７７．１３５．０２ ０．４５强磁尾矿４３．１２１３．４１３７．８６２２．８７９４．９８ 硫浮选尾矿１００．００２４．８３１７．１１１００．００１００．００ 高铁硫精矿５９．８２３２．８７１．５１７９．１９５．２４ ０．５０强磁尾矿４３．１２１４．５１３７．７６２０．８１９４．７６ 硫浮选尾矿１００．００２４．８３１７．２３１００．００１００．００ 结果表明，针对弱磁尾矿，增大强磁选磁场强度， 强磁精矿硫回收率随之增加，表明增大场强可有效回 收磁性较弱的磁黄铁矿。 当场强达到 ０．４５ Ｔ 时，硫回 收率趋于稳定，因此，可以确定粗选场强为 ０．４５ Ｔ。 值 得关注的是，强磁精矿中砷回收率随场强增大也略有 增加，这主要是磁选夹带所致，因此，对强磁选精矿在 场强 ０．４０ Ｔ 情况下，进行再次精选，减少强磁精矿中 砷含量。 ３．４ 全流程闭路试验 在脱药处理、砷硫浮选分离、砷硫磁选分离试验基 础上，进行了全流程试验，试验流程见图 ３，结果见表 ８。 ０７矿 冶 工 程第 ３７ 卷 万方数据 含砷硫精矿 药剂单位g/t HB 丁基黄药 2油 粗 选 精选 1扫选 1 精选 2 扫选 2 600 200 45 3 min 2 min 1 min HB 丁基黄药 2油 300 70 15 3 min 2 min 1 min HB 丁基黄药 2油 100 20 5 3 min 2 min 1 min HB2003 min HB503 min HB203 min 精选 3 硫精矿 硫化钠 弱 磁选 高铁硫精矿砷精矿 0.15 T 强磁 粗选 0.45 T 强磁 精选 0.40 T 5000 图 ３ 闭路试验流程 表 ８ 闭路试验结果 产品 名称 产率 ／ ％ 品位／ ％回收率／ ％ ＳＡｓＳＡｓ 硫精矿６１．５９４７．４３０．６７７５．３１５．８８ 高铁硫精矿２１．８４３３．６７１．５１１８．９６４．７０ 砷精矿１６．５７１３．４１３７．８６５．７３８９．４２ 合计１００．００３８．７９７．０２１００．００１００．００ 结果表明，采用“预先脱药-抑砷浮硫”流程，并结 合高效砷抑制剂 ＨＢ，使毒砂得到选择性抑制，实现了 黄铁矿与毒砂的有效分离，获得了硫品位 ４７．４３％、回 收率 ７５．３３％的硫精矿，砷含量降至 ０．６７％。 此外，根 据该厂区磁黄铁矿磁性变化较大的特点，研发了针对 性的“弱磁-强磁”联合流程，突破了磁黄铁矿常规弱磁 选的瓶颈，不仅获得了硫品位 ３３．６７％、砷含量 １．５１％、 回收率 １８．９６％的高铁硫精矿，大大降低了高铁硫精矿 中砷含量，成功解决了毒砂与磁黄铁矿难分离的选矿 难题，而且获得了砷品位 ３７．８６％、回收率 ８９．４２％的砷 精矿，实现了高砷硫精矿的高效综合回收利用。 ４ 结 论 １） 某高砷硫精矿中主要矿物为黄铁矿、磁黄铁矿 和毒砂，矿物含量分别为 ５８．３２％、１３．３１％及 １４．８６％， 硫精矿中砷主要以毒砂形式存在，硫精矿中硫、砷矿物 解离程度较高，矿物学因素对砷硫分离影响不大。 ２） 采用硫化钠预先脱药，有效解决了药剂残留对 硫砷分离的影响，并配合高效砷抑制剂 ＨＢ，采用“抑 砷浮硫”工艺，实现了黄铁矿与砷的有效分离。 ３） 采用“弱磁-强磁”联合流程，不仅有效实现了 毒砂与磁黄铁矿的高效分离，而且实现了砷的综合回 收，为我国此类高砷硫精矿的高效分离及综合回收利 用提供了参考与借鉴。 参考文献 ［１］ 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王景玉，张 珂，胡沿东，等． 高压辊磨干式分级弱磁选集成 系统工艺技术概述［Ｊ］． 金属矿山， ２０１６（６）１０１-１０６． 引用本文 张志荣． 干磨干选技术在西部缺水地区的成功应用［Ｊ］． 矿 冶工程， ２０１７，３７（３）６６-６７． １７第 ３ 期叶小璐等 某高砷硫精矿砷硫分离技术研究 万方数据