权利要求
1.一种含砷硫化
铜矿石的
浮选方法，其特征在于，包括：对原矿进行粗磨，采用“一次粗选、两次扫选和两次精选”的流程在低碱度下进行抑硫-铜砷混选，得到铜砷混合精矿和
尾矿;然后，对铜砷混合精矿进行浓缩再磨-脱药，通过调浆、组合抑制剂的耦合调控和
捕收剂的捕收，采用“一次粗选、两次扫选和两次精选”的流程强化铜砷分离，从而实现含砷硫化铜矿石的高效分选。
2.如权利要求1所述的含砷硫化铜矿石的浮选方法，其特征在于：具体包括以下步骤：
S1：在球磨机内加入石灰对含砷硫化铜矿石原矿进行粗磨矿，在粗磨物料中依次添加黄铁矿抑制剂、复合捕收剂和起泡剂，进行抑硫-铜砷混选，得到粗选精矿和粗选尾矿;
S2：对步骤S1得到的粗选尾矿，依次添加石灰、黄铁矿抑制剂、复合捕收剂和起泡剂，进行抑硫-铜砷混选，得到扫选I精矿和扫选I尾矿，其中扫选I精矿返回到抑硫-铜砷混选作业;
S3：对步骤S2得到的扫选I尾矿，依次添加石灰、黄铁矿抑制剂、复合捕收剂和起泡剂，进行抑硫-铜砷混选，得到扫选II精矿和扫选II尾矿，其中扫选II精矿返回到抑硫-铜砷混选作业;
S4：对步骤S1得到的粗精矿进行两次精选，得到铜砷混合精矿;其中，精选I的尾矿返回到粗选作业，精选II的尾矿返回到精选I作业;
S5：对步骤S4得到的铜砷混合精矿进行浓缩，在球磨机内加入活性碳，进行再磨-脱药;
S6：对步骤S5得到的物料矿依次添加氢氧化钠、抑制剂A、抑制剂B、捕收剂和起泡剂进行铜砷分离粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿;
S7：对步骤S6得到的铜砷分离粗选精矿，依次添加抑制剂A、抑制剂B、捕收剂和起泡剂进行铜砷分离精选I，得到精选I精矿和精选尾矿;
S8：对步骤S6得到的铜砷分离扫选I尾矿，依次添加抑制剂A、抑制剂B、捕收剂和起泡剂进行铜砷分离扫选II，得到扫选II精矿和扫选II尾矿，其中铜砷分离扫选II精矿返回到铜砷分离扫选I作业;
S9：对步骤S7得到的铜砷分离精选I精矿，依次添加抑制剂A、抑制剂B、捕收剂和起泡剂进行铜砷分离精选II，得到精选II精矿和精选II尾矿，其中铜砷分离精选II尾矿返回到铜砷分离精选I作业;
S10：对步骤S6得到的铜砷分离粗选尾矿，添加捕收剂，进行铜砷分离扫选I，得到铜砷分离扫选I精矿和扫选I尾矿，其中扫选I精矿和精选I尾矿合并后返回到铜砷分离粗选作业;
S11：对步骤S9得到的扫选I尾矿，添加捕收剂进行铜砷分离扫选II，得到扫选II精矿和扫选II尾矿，其中扫选II精矿返回到铜砷分离扫选I作业。
3.如权利要求2所述的含砷硫化铜矿石的浮选方法，其特征在于：步骤S1中，球磨机内石灰添加量为400～800g/t，按原矿矿料计;粗磨矿为球磨机排出物料的细度为-0.074mm占60～65%，矿浆的pH值为8.5～9.5。
4.如权利要求2所述的含砷硫化铜矿石的浮选方法，其特征在于：步骤S1～3中，黄铁矿抑制剂为糊精，复合捕收剂为乙硫氨酯和丁基黄药，起泡剂为松醇油。
5.如权利要求2所述的含砷硫化铜矿石的浮选方法，其特征在于：步骤S1～3中，糊精用量分别为40～80g/t，20～40g/t和10～20g/t;乙硫氨酯和丁基黄药的用量分别为(6～12g/t，8～20g/t)，(3～6g/t，4～10g/t)和(1.5～3g/t，2～5g/t);松醇油用量为10～20g/t，5～10g/t和2.5～10g/t，按原矿矿料计。
6.如权利要求2所述的含砷硫化铜矿石的浮选方法，其特征在于：步骤S2和S3中石灰用量分别为200～400g/t和100～200g/t，按原矿矿料计。
7.如权利要求2所述的含砷硫化铜矿石的浮选方法，其特征在于：步骤S5中，浓缩为浓缩后矿浆的浓度为50～70%;活性碳加入量400～500g/t;再磨为球磨机排出物料的细度为-0.038mm占80～90%，按铜砷混合粗精矿的量计。
8.如权利要求2所述的含砷硫化铜矿石的浮选方法，其特征在于：步骤S6～8中，抑制剂A为次氯酸钙和氯化镁的混合物，抑制剂B为海藻酸钠和聚天冬氨酸的混合物;捕收剂为乙硫氨酯，起泡剂为松醇油。
9.如权利要求2所述的含砷硫化铜矿石的浮选方法，其特征在于：步骤S6、S7和S8中次氯酸钙和氯化镁的用量分别为(800～1200g/t，300～600g/t)、(400～600g/t，150～300g/t)和(200～400g/t，75～150g/t);海藻酸钠和聚天冬氨酸的用量分别为(200～400g/t，100～300g/t)、(100～200g/t，50～150g/t)和(50～100g/t，25～75g/t);乙硫氨酯的用量分别为(6～12g/t)，(3～6g/t)和(1.5～3g/t);松醇油用量为10～20g/t，5～10g/t和2.5～5g/t;步骤S6中氢氧化钠用量为600～800g/t。
10.如权利要求2所述的含砷硫化铜矿石的浮选方法，其特征在于：步骤S9、S10中，捕收剂为乙硫氨酯，添加量分别为4～8g/t和2～4g/t。
说明书
技术领域
[0001]本发明涉及选矿技术领域，具体涉及一种含砷硫化铜矿石的浮选方法。
背景技术
[0002]铜是一种重要的
有色金属，被广泛地应用于电气、轻工、机械制造、建筑工业、国防工业等领域。铜原料的获取主要来硫化铜矿的分离与富集。硫化铜矿石中的含铜矿物主要有黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿、铜蓝等，并共伴生黄铁矿。含砷矿物主要有砷黄铁矿、斜方砷铁矿、硫砷铜矿及砷黝铜矿等。它们常常与铜矿物紧密共生，其物理性质与化学性质均与铜矿物相似。常规的选矿药剂制度及选矿方法，会使含砷矿物、黄铁矿与铜矿物同步富集，造成
铜精矿含砷超标。由于高砷铜精矿在冶炼过程砷将转化成三氧化二砷、砷化氢、亚砷酸盐及有机砷化合物等，容易腐蚀设备，污染环境。
[0003]浮选是分选含砷硫化铜矿石最常用的技术。如何实现黄铁矿的有效抑制和铜、砷硫化矿物的选择性分离是此类矿石加工的关键。目前，石灰高碱工艺是抑制黄铁矿的有效方法，即通过添加大量的石灰，在矿浆pH值通常大于11的条件，强烈抑制黄铁矿。尽管这种方法成熟而且能够获得理想的分离效果，但石灰高碱工艺存在石灰用量大，设备与管道容易结垢、不利于
贵金属回收、容易引发碱性选矿废水污染环境等缺陷。另一方面，硫化铜矿物(黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿、铜蓝等)与毒砂、硫砷铜矿、砷黝铜矿等的浮选分离比较困难。原因在于这些矿物表面性质相近且具有良好的天然可浮性，选矿药剂对矿物的选择性差。另外，硫砷铜矿、砷黝铜矿属于含铜矿物不容易抑制而将进入精矿，最终造成铜精矿含砷超标，如强化矿物的抑制，又会造成铜资源的流失。因此，研发含砷硫化铜矿石的浮选分离技术对于提高产品质量、矿产资源的高效综合利用具有重要的现实意义。
[0004]含砷硫化铜矿资源的加工是选矿领域的热点。中国专利文件CN201810916019.9公开了“一种用于铜矿除砷的方法”。通过阶段磨矿-阶段分选，在石灰高碱度下(矿浆pH=10～12)，以氯化铵、硫酸
铝、硫代硫酸钠的组合或硫代硫酸钠、栲胶、次氯酸钙的组合来抑制含砷硫化矿物，实现硫化铜矿与含砷硫化矿物的分离与富集。该方法对毒砂具有较强的抑制作用，但对含砷硫化铜矿(硫砷铜矿、砷黝铜矿)的抑制效果尚不清楚。此外，由于该方法采用了抑砷优先浮选硫化铜矿的工艺，容易造成含砷硫化铜矿在尾矿的损失。中国专利文件CN201010229759.9公开了“含砷铜矿的选矿用捕收剂及处理方法”。以异丙基乙基硫氨酯和煤油的互配作捕收剂，通过磨矿、铜粗选、铜精选、砷粗选、砷精选和砷扫选等步骤，分别得到低砷铜精矿和高砷铜精矿。该方法使大部分铜矿物富集在低砷铜精矿内，少部分铜矿物富集在高砷铜精矿内。由于该方法没有考虑砷黝铜矿的抑制作用，因此，低砷铜精矿含砷容易超标。中国专利文件CN201410352506.9公开了“从硫砷含量高的铜矿中选取铜精矿的方法”。该方法首先抑制黄铁矿，分步优先浮选铜矿物，然后利用再磨脱药-氧化法，以石灰与次氯酸钙调浆，以高
锰酸钾优先氧化不含砷的硫化铜矿物，进而在铜精矿中选择性脱除硫砷铜矿。该方法存在氧化剂(次氯酸钙、高锰酸钾)用量大、含砷硫化铜矿也容易遭受氧化抑制的不足。基于上述现状，含砷硫化铜矿石的分选工艺和技术有待改进。
发明内容
[0005]本发明的目的在于提供一种含砷硫化铜矿石的浮选方法，本发明通过“低碱度抑硫-铜砷混选-精矿浓缩再磨脱药-组合抑制剂耦合调控-铜砷分离”的技术路线来完成。
[0006]为实现上述技术目的，达到上述技术效果，本发明是通过以下技术方案实现：
[0007]一种含砷硫化铜矿石的浮选方法，包括：首先，对原矿进行粗磨，采用“一次粗选、两次扫选和两次精选”的流程在低碱度下进行抑硫-铜砷混选，得到铜砷混合精矿和尾矿;然后，对铜砷混合精矿进行浓缩再磨-脱药，通过调浆、组合抑制剂的耦合调控和捕收剂的捕收，采用“一次粗选、两次扫选和两次精选”的流程强化铜砷分离，从而实现含砷硫化铜矿石的高效分选。
[0008]进一步的，具体包括以下步骤：
[0009]S1：在球磨机内加入石灰对含砷硫化铜矿石原矿进行粗磨矿，在粗磨物料中依次添加黄铁矿抑制剂、复合捕收剂和起泡剂，进行抑硫-铜砷混选(粗选)，得到粗选精矿和粗选尾矿;
[0010]S2：对步骤S1得到的粗选尾矿，依次添加石灰、黄铁矿抑制剂、复合捕收剂和起泡剂，进行抑硫-铜砷混选(扫选I)，得到扫选I精矿和扫选I尾矿，其中扫选I精矿返回到抑硫-铜砷混选(粗选)作业;
[0011]S3：对步骤S2得到的扫选I尾矿，依次添加石灰、黄铁矿抑制剂、复合捕收剂和起泡剂，进行抑硫-铜砷混选(扫选II)，得到扫选II精矿和扫选II尾矿，其中扫选II精矿返回到抑硫-铜砷混选(扫选I)作业;
[0012]S4：对步骤S1得到的粗精矿进行两次精选，得到铜砷混合精矿。其中，精选I的尾矿返回到粗选作业，精选II的尾矿返回到精选I作业;
[0013]S5：对步骤S4得到的铜砷混合精矿进行浓缩，在球磨机内加入活性碳，进行再磨-脱药;
[0014]S6：对步骤S5得到的物料矿依次添加氢氧化钠、抑制剂A、抑制剂B、捕收剂和起泡剂进行铜砷分离粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿;
[0015]S7：对步骤S6得到的铜砷分离粗选精矿，依次添加抑制剂A、抑制剂B、捕收剂和起泡剂进行铜砷分离精选I，得到精选I精矿和精选尾矿;
[0016]S8：对步骤S6得到的铜砷分离扫选I尾矿，依次添加抑制剂A、抑制剂B、捕收剂和起泡剂进行铜砷分离扫选II，得到扫选II精矿和扫选II尾矿(即高砷铜精矿)，其中铜砷分离扫选II精矿返回到铜砷分离扫选I作业。
[0017]S9：对步骤S7得到的铜砷分离精选I精矿，依次添加抑制剂A、抑制剂B、捕收剂和起泡剂进行铜砷分离精选II，得到精选II精矿(即低砷铜精矿)和精选II尾矿，其中铜砷分离精选II尾矿返回到铜砷分离精选I作业;
[0018]S10：对步骤S6得到的铜砷分离粗选尾矿，添加捕收剂，进行铜砷分离扫选I，得到铜砷分离扫选I精矿和扫选I尾矿，其中扫选I精矿和精选I尾矿合并后返回到铜砷分离粗选作业;
[0019]S11：对步骤S9得到的扫选I尾矿，添加捕收剂进行铜砷分离扫选II，得到扫选II精矿和扫选II尾矿(即高砷铜精矿)，其中扫选II精矿返回到铜砷分离扫选I作业。
[0020]进一步的，步骤S1中，所述的球磨机内石灰添加量为400～800g/t(按原矿矿料计);所述的粗磨矿为球磨机排出物料的细度为-0.074mm占60～65%，矿浆的pH值为8.5～9.5。
[0021]进一步的，步骤S1～3中，所述的黄铁矿抑制剂为糊精，所述的复合捕收剂为乙硫氨酯和丁基黄药，所述的起泡剂为松醇油。
[0022]进一步的，步骤S1～3中，糊精用量(按原矿矿料计)分别为40～80g/t，20～40g/t和10～20g/t;乙硫氨酯和丁基黄药的用量(按原矿矿料计)分别为(6～12g/t，8～20g/t)，(3～6g/t，4～10g/t)和(1.5～3g/t，2～5g/t);松醇油用量(按原矿矿料计)为10～20g/t，5～10g/t和2.5～10g/t。
[0023]进一步的，步骤S2和S3中所述的石灰用量(按原矿矿料计)分别为200～400g/t和100～200g/t。
[0024]进一步的，步骤S5中，所述的浓缩为浓缩后矿浆的浓度为50～70%;所述的活性碳加入量(按铜砷混合粗精矿的量计，下同)400～500g/t;所述的再磨为球磨机排出物料的细度为-0.038mm占80～90%。
[0025]进一步的，步骤S6～8中，所述的抑制剂A为次氯酸钙和氯化镁的混合物，所述的抑制剂B为海藻酸钠和聚天冬氨酸的混合物;所述的捕收剂为乙硫氨酯，所述的起泡剂为松醇油。
[0026]进一步的，步骤S6、S7和S8中次氯酸钙和氯化镁的用量分别为(800～1200g/t，300～600g/t)、(400～600g/t，150～300g/t)和(200～400g/t，75～150g/t);海藻酸钠和聚天冬氨酸的用量分别为(200～400g/t，100～300g/t)、(100～200g/t，50～150g/t)和(50～100g/t，25～75g/t);乙硫氨酯的用量分别为(6～12g/t)，(3～6g/t)和(1.5～3g/t);松醇油用量为10～20g/t，5～10g/t和2.5～5g/t;步骤S6中所述的氢氧化钠用量为600～800g/t。
[0027]进一步的，步骤S9、S10中，所述的捕收剂为乙硫氨酯，添加量分别为4～8g/t和2～4g/t。
[0028]本发明的有益效果：
[0029]现有技术中，浮选工艺通常采用单一的粗选、精选流程，而本发明采用了“低碱度抑硫-铜砷混选-精矿浓缩再磨脱药-铜砷分离”的技术路线。与传统石灰高碱工艺相比，低碱度条件下黄铁矿的抑制效果仍然显著，同时石灰用量大幅减少。铜砷混选使得在粗选阶段，铜砷矿物的混合富集可以避免含砷矿物的损失，为后续分离创造条件。精矿浓缩再磨脱药提高精矿的品位，为后续的铜砷分离创造良好的条件。
[0030]本发明采用石灰与糊精作为黄铁矿的组合抑制剂，在低碱度下(pH值8.5～9.5)实现黄铁矿的选择性抑制。糊精中富含羟基官能团，能有效的吸附在黄铁矿表面，其与石灰联合使用能显著增强黄铁矿表面的亲水性，与传统石灰高碱抑制黄铁矿的工艺相比，石灰用量显著减少，克服了选矿设备、管道结垢等问题。
[0031]本发明采用组合抑制剂对含砷矿物表面进行有效调控，组合抑制剂通过“氧化改性-金属离子修饰-有机化合物耦合改性”的技术实现硫砷铜矿、砷黝铜矿、毒砂等含砷硫化矿物的选择性抑制。
[0032]本发明抑制剂A中的次氯酸钙能有效氧化硫砷铜矿、砷黝铜矿和毒砂等含砷硫化矿物，促使矿物表面形成一种稳定的络合阴离子[AsO4]3-，提高矿物表面的亲水性;抑制剂A中的次氯酸钙和氯化镁溶解后的钙、
镁金属离子将与[AsO4]3-形成亲水化合物,从而阻止捕收剂在含砷硫化矿物表面的吸附。同时，钙、镁金属离子通过静电作用在呈负电性的含砷硫化矿物的表面发生吸附，实现矿物表面的金属离子修饰，增加大了含砷硫化矿物与硫化铜矿物表面活性质点的差异。本发明的抑制剂B将进一步与抑制剂A作用后的含砷硫化矿物表面发生交互作用，强化矿物的抑制。海藻酸钠和聚天冬氨酸分子中含有-COOH和-OH官能团，它们对已吸附钙、镁金属离子的含砷硫化矿物的表面具有优越的吸附能力，同时，聚天冬氨酸分子中含有-NH2，对矿物表面的As位点具有强烈的螯合能力。抑制剂B通过有机化合物耦合改性对含砷硫化矿物起到强烈的抑制作用。因此，本发明的组合抑制为铜、砷的选择性浮选分离创造了良好的条件。
[0033]本发明的组合抑制剂对环境绿色无污染，应用方法简便、易于工业生产，乙硫氨酯捕收剂能够高效分选非含砷的硫化铜，达到了良好的铜、砷分离效果。
[0034]通过实验室实验和工业规模试验验证，本发明的方法在低碱度条件下实现了黄铁矿的有效抑制，铜砷分离工艺的精矿品位和回收率达到了理想水平。本发明得到的低砷铜精矿铜品位大于27%，砷含量低于0.5%;高砷铜精矿中砷含量大于11%，铜的总回收率大于93%，实现了铜、砷资源的有效回收。后续可实现对低砷铜精矿和高砷铜精矿分别处理，降低了生产成本，促进了铜精矿销售。
[0035]当然，实施本发明的任一产品并不一定需要同时达到以上所述的所有优点。
附图说明
[0036]为了更清楚地说明本发明实施例的技术方案，下面将对实施例描述所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。
[0037]图1为本发明的一种含砷硫化铜矿石的浮选方法的工艺流程图。
具体实施方式
[0038]下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得的所有其它实施例，都属于本发明保护的范围。
[0039]实施例1
[0040]某铜原矿中Cu品位0.8%，As含量0.18%，S含量9.23%。矿石中铜矿物主要以黄铜矿形式存在、砷主要为硫砷铜矿和毒砂，硫主要以黄铁矿的形式存在。脉石矿物主要有方解石、石英、长石等。
[0041]一种含砷硫化铜矿石的浮选方法，包括以下步骤：
[0042]S1：在球磨机内加入石灰400g/t，含砷硫化铜矿石原矿粗磨矿后，球磨机排出物料的细度为-0.074mm占60%，矿浆的pH值为8.5。在粗磨物料中依次添加糊精40g/t、乙硫氨酯6g/t、丁基黄药8g/t和松醇油10g/t，加药间隔为3min，搅拌3min后充气浮选，得到抑硫-铜砷混选粗选精矿和选粗尾矿;
[0043]S2：对步骤S1得到的选粗尾矿，依次添加石灰200g/t、糊精20g/t、乙硫氨酯3g/t、丁基黄药4g/t和松醇油5g/t，加药间隔为3min，搅拌3min后充气浮选，得到抑硫-铜砷混选扫选I精矿和扫选I尾矿，其中扫选I精矿返回到抑硫铜砷混选(粗选)作业;
[0044]S3：对步骤S2得到的扫选I尾矿，依次添加石灰100g/t、糊精10g/t、乙硫氨酯1.5g/t、丁基黄药2g/t和松醇油2.5g/t，加药间隔为3min，搅拌3min后充气浮选，得到抑硫-铜砷混选扫选II精矿和扫选II尾矿，其中扫选II精矿返回到抑硫-铜砷混选扫选I作业;
[0045]S4：对步骤S1得到的粗精矿进行两次精选，得到铜砷混合精矿。其中，精选I的尾矿返回到粗选作业，精选II的尾矿返回到精选I作业;
[0046]S5：对步骤S4得到的铜砷混合精矿进行浓缩，浓缩后矿浆的浓度为50%，在球磨机内加入活性碳400g/t，进行再磨-脱药，再磨后球磨机排出物料的细度为-0.038mm占80%;
[0047]S6：对步骤S5得到的物料矿依次添加氢氧化钠600g/t、抑制剂A 1100g/t(次氯酸钙800g/t，氯化镁300g/t)、抑制剂B 300g/t(海藻酸钠200g/t，聚天冬氨酸100g/t)、乙硫氨酯6g/t，松醇油10g/t，加药间隔为3min，搅拌3min后充气浮选，得到铜砷分离粗选精矿和粗选尾矿;
[0048]S7：对步骤S6得到的铜砷分离粗选精矿，依次添加抑制剂A 550g/t(次氯酸钙400g/t，氯化镁150g/t)、抑制剂B 150g/t(海藻酸钠100g/t，聚天冬氨酸50g/t)、乙硫氨酯3g/t，松醇油5g/t，加药间隔为3min，搅拌3min后充气浮选，得到铜砷分离精选I精矿和精选I尾矿;
[0049]S8：对步骤S7得到的铜砷分离精选I精矿，依次添加抑制剂A275g/t(次氯酸钙200g/t，氯化镁75g/t)、抑制剂B 75g/t(海藻酸钠50g/t，聚天冬氨酸25g/t)、乙硫氨酯1.5g/t，松醇油2.5g/t，加药间隔为3min，搅拌3min后充气浮选，得到精选II精矿(即低砷铜精矿)和精选II尾矿，其中铜砷分离精选II尾矿返回到铜砷分离精选I作业。
[0050]S9：对步骤S6得到的铜砷分离粗选尾矿，添加乙硫氨酯4g/t，搅拌3min后充气浮选，得到铜砷分离扫选I精矿和扫选I尾矿，其中扫选I精矿和精选I尾矿合并后返回到铜砷分离粗选作业;
[0051]S10：对步骤S9得到的扫选I尾矿，添加乙硫氨酯2g/t，搅拌3min后充气浮选，得到扫选II精矿和扫选II尾矿(即高砷铜精矿)，其中扫选II精矿返回到铜砷分离扫选I作业。其试验结果见表1。
[0052]对比例1
[0053]其它条件均与实施例1一致，不同之处在于，抑硫-铜砷混合浮选中不添加糊精，拟分析单一石灰的效果，其试验结果见表1。
[0054]对比例2
[0055]其它条件均与实施例1一致，不同之处在于，抑硫-铜砷混合浮选中增加石灰用量，取代糊精，其中加入磨机的石灰量增加1200g/t(pH～11.5)，扫选I和扫选II的石灰用量分别为600g/t，300g/t，拟分析单一石灰的效果，其试验结果见表1。
[0056]对比例3
[0057]其它条件均与实施例1一致，不同之处在于，利用次氯酸钙和氯化镁按质量比8:3等量替代抑制剂B，即未添加抑制剂B(海藻酸钠和聚天冬氨酸)，拟分析单一抑制剂A的效果，其试验结果见表1。
[0058]对比例4
[0059]其它条件均与实施例1一致，不同之处在于，利用海藻酸钠和聚天冬氨酸按质量比2:1等量替代抑制剂A，即未添加抑制剂A(次氯酸钙和氯化镁)，拟分析单一抑制剂B的效果，其试验结果见表1。
[0060]表1浮选试验结果/%
[0061]
[0062]
[0063]实施例2
[0064]本实施例采用的铜原矿中Cu品位1.2%，As含量0.35%，S含量12.63%。矿石中铜矿物主要以黄铜矿形式存在、砷主要为砷黝铜矿和硫砷铜矿，硫主要为黄铁矿。脉石矿物主要有方解石、石英、长石、绿泥石等。
[0065]一种含砷硫化铜矿石的浮选方法，包括以下步骤：
[0066]S1：在球磨机内加入石灰600g/t，含砷硫化铜矿石原矿粗磨矿后，球磨机排出物料的细度为-0.074mm占65%，矿浆的pH值为9。在粗磨物料中依次添加糊精60g/t、乙硫氨酯10g/t、丁基黄药16g/t和松醇油16g/t，加药间隔为4min，搅拌4min后充气浮选，得到抑硫-铜砷混选粗选精矿和粗选尾矿;
[0067]S2：对步骤S1得到的粗选尾矿，依次添加石灰300g/t、糊精30g/t、乙硫氨酯5g/t、丁基黄药8g/t和松醇油8g/t，加药间隔为4min，搅拌4min后充气浮选，得到抑硫-铜砷混选扫选I精矿和扫选I尾矿，其中扫选I精矿返回到抑硫铜砷混选(粗选)作业;
[0068]S3：对步骤S2得到的扫选I尾矿，依次添加石灰150g/t、糊精15g/t、乙硫氨酯2.5g/t、丁基黄药4g/t和松醇油4g/t，加药间隔为4min，搅拌4min后充气浮选，得到抑硫-铜砷混选扫选II精矿和扫选II尾矿，其中扫选II精矿返回到抑硫铜砷混选扫选I作业;
[0069]S4：对步骤S1得到的粗精矿进行两次精选，得到铜砷混合精矿。其中，精选I的尾矿返回到粗选作业，精选II的尾矿返回到精选I作业;
[0070]S5：对步骤S4得到的铜砷混合精矿进行浓缩，浓缩后矿浆的浓度为60%，在球磨机内加入活性碳500g/t，进行再磨-脱药，再磨后球磨机排出物料的细度为-0.038mm占85%;
[0071]S6：对步骤S5得到的物料矿依次添加氢氧化钠700g/t、抑制剂A 1500g/t(次氯酸钙1000g/t，氯化镁500g/t)、抑制剂B 500g/t(海藻酸钠300g/t，聚天冬氨酸200g/t)、乙硫氨酯10g/t，松醇油16g/t，加药间隔为4min，搅拌4min后充气浮选，得到铜砷分离粗选精矿和尾矿;
[0072]S7：对步骤S6得到的铜砷分离粗选精矿，依次添加抑制剂A750g/t(次氯酸钙500g/t，氯化镁250g/t)、抑制剂B 250g/t(海藻酸钠150g/t，聚天冬氨酸100g/t)、乙硫氨酯5g/t，松醇油8g/t，加药间隔为4min，搅拌4min后充气浮选，得到铜砷分离精选I精矿和精选I尾矿;
[0073]S8：对步骤S7得到的铜砷分离精选I精矿，依次添加抑制剂A375g/t(次氯酸钙250g/t，氯化镁125g/t)、抑制剂B 125g/t(海藻酸钠75g/t，聚天冬氨酸50g/t)、乙硫氨酯2.5g/t，松醇油4g/t，加药间隔为4min，搅拌4min后充气浮选，得到精选II精矿(即低砷铜精矿)和精选II尾矿，其中铜砷分离精选II尾矿返回到铜砷分离精选I作业。
[0074]S9：对步骤S6得到的铜砷分离粗选尾矿，添加乙硫氨酯6g/t，搅拌4min后充气浮选，得到铜砷分离扫选I精矿和扫选尾矿，其中扫选I精矿和精选I尾矿合并后返回到铜砷分离粗选作业;
[0075]S10：对步骤S9得到的扫选I尾矿，添加乙硫氨酯3g/t，搅拌4min后充气浮选，得到扫选II精矿和扫选II尾矿(即高砷铜精矿)，其中扫选II精矿返回到铜砷分离扫选I作业。其试验结果见表2。
[0076]对比例5
[0077]其它条件均与实施例2一致，不同之处在于，抑硫-铜砷混合浮选中不添加糊精，拟分析单一石灰的效果，其试验结果见表2。
[0078]对比例6
[0079]其它条件均与实施例2一致，不同之处在于，利用次氯酸钙等质量替代氯化镁，即未添加氯化镁，拟分析抑制剂A中氯化镁的效果，其试验结果见表2。
[0080]对比例7
[0081]其它条件均与实施例2一致，不同之处在于，利用氯化镁等质量替代次氯酸钙，即未添加次氯酸钙，拟分析抑制剂A中次氯酸钙的效果，其试验结果见表2。
[0082]对比例8
[0083]其它条件均与实施例2一致，不同之处在于，利用海藻酸钠等质量替代聚天冬氨酸，即未添加聚天冬氨酸，拟分析抑制剂B中聚天冬氨酸的效果，其试验结果见表2。
[0084]对比例9
[0085]其它条件均与实施例2一致，不同之处在于，利用聚天冬氨酸等质量替代海藻酸钠，即未添加海藻酸钠，拟分析抑制剂B中海藻酸钠的效果，其试验结果见表2。
[0086]表2浮选试验结果/%
[0087]
[0088]
[0089]实施例3
[0090]本实施例采用的铜原矿中Cu品位0.7%，As含量0.55%，S含量14.68%。矿石中铜矿物主要以黄铜矿形式存在、砷主要为毒砂和硫砷铜矿，硫主要为黄铁矿。脉石矿物主要有方解石、石英、长石、绿泥石等。
[0091]一种含砷硫化铜矿石的浮选方法，包括以下步骤：
[0092]S1：在球磨机内加入石灰800g/t，含砷硫化铜矿石原矿粗磨矿后，球磨机排出物料的细度为-0.074mm占60%，矿浆的pH值为9.5。在粗磨物料中依次添加糊精80g/t、乙硫氨酯12g/t、丁基黄药20g/t和松醇油20g/t，加药间隔为5min，搅拌5min后充气浮选，得到抑硫-铜砷混选粗选精矿和尾矿;
[0093]S2：对步骤S1得到的粗选尾矿，依次添加石灰400g/t、糊精40g/t、乙硫氨酯6g/t、丁基黄药10g/t和松醇油10g/t，加药间隔为5min，搅拌5min后充气浮选，得到抑硫-铜砷混选扫选I精矿和扫选I尾矿，其中扫选I精矿返回到抑硫-铜砷混选(粗选)作业;
[0094]S3：对步骤S2得到的扫选I尾矿，依次添加石灰200g/t、糊精20g/t、乙硫氨酯3g/t、丁基黄药5g/t和松醇油5g/t，加药间隔为5min，搅拌5min后充气浮选，得到抑硫-铜砷混选扫选II精矿和扫选II尾矿，其中扫选II精矿返回到抑硫-铜砷混选扫选I作业;
[0095]S4：对步骤S1得到的粗精矿进行两次精选，得到铜砷混合精矿。其中，精选I的尾矿返回到粗选作业，精选II的尾矿返回到精选I作业;
[0096]S5：对步骤S4得到的铜砷混合精矿进行浓缩，浓缩后矿浆的浓度为70%，在球磨机内加入活性碳600g/t，进行再磨-脱药，再磨后球磨机排出物料的细度为-0.038mm占90%;
[0097]S6：对步骤S5得到的物料矿依次添加氢氧化钠800g/t、抑制剂A 1800g/t(次氯酸钙1200g/t，氯化镁600g/t)、抑制剂B 700g/t(海藻酸钠400g/t，聚天冬氨酸300g/t)、乙硫氨酯12g/t，松醇油20g/t，加药间隔为5min，搅拌5min后充气浮选，得到铜砷分离粗选精矿和粗选尾矿;
[0098]S7：对步骤S6得到的铜砷分离粗选精矿，依次添加抑制剂A 900g/t(次氯酸钙600g/t，氯化镁300g/t)、抑制剂B 350g/t(海藻酸钠200g/t，聚天冬氨酸150g/t)、乙硫氨酯6g/t，松醇油10g/t，加药间隔为5min，搅拌5min后充气浮选，得到铜砷分离精选I精矿和精选I尾矿;
[0099]S8：对步骤S7得到的铜砷分离精选I精矿，依次添加抑制剂A450g/t(次氯酸钙300g/t，氯化镁150g/t)、抑制剂B 150g/t(海藻酸钠100g/t，聚天冬氨酸75g/t)、乙硫氨酯3g/t，松醇油5g/t，加药间隔为5min，搅拌5min后充气浮选，得到精选II精矿(即低砷铜精矿)和精选II尾矿，其中铜砷分离精选II尾矿返回到铜砷分离精选I作业。
[0100]S9：对步骤S6得到的铜砷分离粗选尾矿，添加乙硫氨酯8g/t，搅拌5min后充气浮选，得到铜砷分离扫选I精矿和扫选I尾矿，其中扫选I精矿和精选I尾矿合并后返回到铜砷分离粗选作业;
[0101]S10：对步骤S9得到的扫选I尾矿，添加乙硫氨酯4g/t，搅拌5min后充气浮选，得到扫选II精矿和扫选II尾矿(即高砷铜精矿)，其中扫选II精矿返回到铜砷分离扫选I作业。其试验结果见表3。
[0102]对比例10
[0103]其它条件均与实施例3一致，不同之处在于，铜砷浮选分离中，用丁基黄药等量替代乙硫氨酯，拟分析乙硫氨酯的效果，其试验结果见表3。
[0104]表3浮选试验结果/%
[0105]
[0106]
[0107]综上可以看出，石灰与糊精的联合使用可以在低碱度下有效抑制黄铁矿，进而改善铜、砷分离效果。实施例1和对比例2和对比例3结果表明，单一石灰低碱度下(pH值为8.5)，铜精矿的品位下降约3个百分点;单一石灰高碱度下(pH值为11.5)铜、砷分离指标与石灰和糊精联合使用时铜、砷分离指标相比，其相应指标变化不大，但石灰的用量由700g/t增加到了2100g/t。抑制剂A(次氯酸钙和氯化镁)和抑制剂B(海藻酸钠和聚天冬氨酸)的联合使用发挥了较强的正协同作用，组合抑制剂能选择性抑制含砷硫化矿物(硫砷铜矿、砷黝铜和毒砂)，在此基础上，乙硫氨酯强化了铜、砷分离效果。
[0108]实施例1和对比例3和对比例4结果表明，单一使用抑制剂A或抑制剂B，低砷铜精矿的砷含量由0.42%上升到0.83%(抑制剂A)和0.95%(抑制剂B)，铜品位下降约6%(抑制剂A)和4%(抑制剂B)，回收率下降近12%(抑制剂A)和10%(抑制剂B)。实施例2和对比例5～9结果进一步表明，在抑制剂A或抑制剂B中某一单一组分的组合下，铜、砷分离效果下降明显，其中，低砷铜精矿的砷含量均大于0.5%，铜精矿品位下降2～4个百分点。实施例3和对比例10结果进一步表明，乙硫氨酯比丁基黄药更有效的强化铜、砷浮选分离，低砷铜精矿的铜品位和铜回收率都提高了近1%。实施例1～3的结果证实了本发明对含砷铜矿石的浮选具有良好的适应性，低砷铜精矿的铜品位大于27%，砷含量小于0.5%，高砷铜精矿中砷含量大于11%，铜的总回收率大于93%，实现了铜、砷资源的有效回收。
[0109]以上公开的本发明优选实施例只是用于帮助阐述本发明。优选实施例并没有详尽叙述所有的细节，也不限制该发明仅为所述的具体实施方式。显然，根据本说明书的内容，可作很多的修改和变化。本说明书选取并具体描述这些实施例，是为了更好地解释本发明的原理和实际应用，从而使所属技术领域技术人员能很好地理解和利用本发明。本发明仅受权利要求书及其全部范围和等效物的限制。
说明书附图(1)
声明：
“含砷硫化铜矿石的浮选方法” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：中冶有色网
来源：昆明理工大学
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2025年04月25日 ~ 27日 
