含砷銅礦的選礦用捕收劑及處理方法

2023-05-25 02:19:01 1

專利名稱：含砷銅礦的選礦用捕收劑及處理方法
技術領域：
本發明涉及選礦技術，尤其是涉及一種含砷銅礦的選礦用捕收劑及處理方法。
背景技術：
眾所周知，世界上的銅礦類型主要有斑巖型、矽卡巖型、層狀型、火山沉積型和 銅鎳硫化物型，其中大部分銅礦山主要以硫化礦為主，其含銅硫化物主要有黃銅礦、輝銅 礦、斑銅礦、銅藍等。含砷礦物主要有砷黃鐵礦(FeAsS)、斜方砷鐵礦(FeAs2)、硫砷銅礦 (Cu3AsS4)及砷黝銅礦(Cu8As2S7，變)等，它們常常與銅礦物緊密共生，其物理性質與化學性 質均與銅礦物相似。常規的選礦藥劑制度及選礦方法，會使含砷礦物與銅礦物同步富集，最 終使得銅精礦含砷超標，嚴重影響銅的冶煉加工，不僅腐蝕設備，而且容易造成嚴重的環境 汙染。目前，許多礦山採用的選礦方法是先獲得含砷超標的銅精礦，然後採用溼法冶金 方法來處理含砷銅精礦，化學藥劑消耗量大，成本高，對環境汙染較大，不利於環保。也有礦 山採用添加各種抑制劑等方法對砷黃鐵礦加強抑制，最終獲得含砷較低的銅精礦。但針對 一些含砷的銅礦物，如砷黝銅礦的處理方法較少。因為砷黝銅礦屬於含銅礦物，與一般的銅 礦物性質相近，一方面不容易抑制，與銅礦物同步富集，最終造成銅精礦含砷超標；另一方 面，如果加強其抑制，又容易損失銅的回收率，造成銅資源的流失，無法為企業所回收利用。現有技術對抑制砷礦物浮選的複合抑制劑，如專利申請號為200710055754. 7的 專利申請中，通過在選礦處理過程中添加抑制劑實現對含砷礦物的抑制，具體為一種抑制 砷礦物浮選的複合抑制劑，屬於選礦抑制劑，由CaCKNa2SO3 ·7Η20及腐殖酸鈉三種藥劑配製 而成，其中，CaO為調整劑，Na2SO3 · 7Η20及腐殖酸鈉為抑制劑。具體技術流程如圖1所示， 將抑制劑加入球磨機內，加水磨礦至65 % -0. 074mm,後導入至浮選機內，攪拌10分鐘，加丁 基黃藥攪拌3分鐘，再加入丁胺黑藥攪拌5分鐘，加起泡劑攪拌1分鐘，後充氣浮選3分鐘 得精礦1 ；粗選尾礦分別加丁基黃藥、丁胺黑藥、起泡劑進行攪拌充氣浮選(粗選II)，得到 泡沫產品進精選(精選I)，精選I得到的泡沫產品進行二次精選，得到精礦2 ；精選尾礦順 序返回；粗選II尾礦分別加捕收劑，起泡劑進行兩次掃選，泡沫產品順序返回，掃選II尾礦 即為最終尾礦。該方法至少存在下述問題(1)只對毒砂型(砷黃鐵礦)含砷礦物抑制作 用明顯，對砷黝銅礦型含砷礦物則沒有涉及；(2)選礦過程中抑制劑的添加，不能實現對含 砷銅礦物(如砷黝銅礦等)的有效處理。

發明內容
本發明實施例提供一種含砷銅礦的選礦用捕收劑及處理方法，適用於銅礦山對含 砷銅礦進行處理，可解決原礦中含有砷黝銅礦，致使最終浮選精礦砷含量超標的問題。本發明的目的是通過下述技術方案實現的本發明實施例提供一種含砷銅礦的選礦用捕收劑，該捕收劑由異丙基乙基硫氨酯 和煤油按質量比11 13混合而成。
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本發明實施例還提供一種含砷銅礦的選礦處理方法，包括磨礦以含砷硫化銅礦物為原礦，向原礦加入石灰和水後進行磨礦得到礦漿；銅粗選對得到的所述礦漿進行銅粗選處理，銅粗選處理時加入捕收劑，並加入醇 類起泡劑，銅粗選處理後得到銅粗精礦和銅粗選尾礦；銅精選對得到的所述銅粗精礦進行銅精選處理後得到銅精選尾礦和砷含量小於 0.5%的低砷銅精礦；砷粗選將得到的所述銅粗選尾礦加入捕收劑和醇類起泡劑後進行砷粗選處理， 得到砷粗選泡沫物和砷粗選尾礦；砷精選將所述砷粗選泡沫物和銅精選步驟得到的銅精選尾礦混合後，加入石灰 進行磨礦後得到礦漿；向所述礦漿中加入捕收劑後，依次經砷精選I處理、砷精選II處理和 砷精選III處理後，得到砷含量大於0. 5%的高砷銅精礦；砷掃選向所述砷粗選處理後的砷粗選尾礦加入捕收劑和醇類起泡劑後，進行砷 掃選處理得到砷掃選泡沫物和尾礦。所述各步驟中所用的醇類起泡劑採用起泡劑BK201。所述磨礦步驟具體包括以含砷硫化銅礦物為原礦，將原礦和石灰加入到球磨機中，石灰加入量按每噸原 礦加入800 1200g ；向所述球磨機內的原礦和石灰中加水，水與原礦和石灰的液固比為1 1，加水後 進行磨礦，磨至細度為60% -0. 074mm 70% -0. 074mm，得到礦漿。所述銅粗選步驟具體包括將磨礦後得到的所述礦漿在浮選機中，在攪拌狀態下依次加入作為銅粗選捕收劑 的捕收劑和醇類起泡劑，捕收劑的加入量按每噸原礦加入8g 12g，醇類起泡劑的加入量 按每噸原礦加入IOg 14g，攪拌2 4分鐘後，進行充氣浮選5 7分鐘，得到銅粗精礦和 銅粗選尾礦。 所述銅精選步驟具體包括對銅粗選處理得到的所述銅粗精礦進行充氣精選4 6分鐘後得到低砷銅精礦和 銅精選尾礦。所述砷粗選步驟具體包括對銅粗選處理得到的所述銅粗選尾礦在攪拌狀態下依次加入捕收劑和醇類起泡 劑，捕收劑的加入量按每噸原礦加入8g 12g，醇類起泡劑的加入量按每噸原礦加入6g 8g，攪拌2 4分鐘後進行充氣浮選5 7分鐘，得到砷粗選泡沫物和砷粗選尾礦。所述砷精選步驟具體包括將所述砷粗選泡沫物和銅精選步驟得到的銅精選尾礦在球磨機內混合後，加入石 灰進行磨礦，磨至細度為85% -0. 043mm，得到礦漿；砷精選I 向得到的所述礦漿中在攪拌狀態下加入捕收劑，捕收劑的加入量按每 噸原礦加入8g 12g，攪拌2 4分鐘後進行充氣精選5 7分鐘，得到砷精選I泡沫物和 砷精選I尾礦；砷精選II 向砷精選I步驟得到的泡沫物I中加入石灰並攪拌2 4分鐘，之後 進行充氣精選5 7分鐘，得到砷精選II泡沫物和砷精選II尾礦；
砷精選III 將步驟砷精選II得到的泡沫物II進行充氣精選5 7分鐘，得到作 為高砷銅精礦的砷精選III泡沫物和砷精選III尾礦。所述砷精選步驟進一步包括將砷精選II步驟得到的砷精選II尾礦與砷精選I步驟所處理的再磨礦步驟得到 的所述礦漿混合，使砷精選II步驟得到的砷精選II尾礦回到砷精選I步驟中再次進行處 理；將砷精選III步驟得到的砷精選III尾礦與砷精選II步驟所處理的砷精選II步 驟得到的砷精選I泡沫物混合，使砷精選III步驟得到的砷精選III尾礦回到砷精選II步 驟中再次進行處理；將砷精選I處理得到的砷精選I尾礦和砷掃選處理得到的砷掃選泡沫物與砷粗選 步驟所處理的銅粗選尾礦混合，使砷精選I處理得到的砷精選I尾礦和砷掃選處理得到的 砷掃選泡沫物回到砷粗選步驟中再次進行處理。所述砷掃選步驟具體包括捕收劑的加入量按每噸原礦加入6g 8g，醇類起泡劑 的加入量按每噸原礦加入4g 6g。通過本發明實施例提供的技術方案可以看出，本發明實施例中以含砷硫化銅礦物 為原礦，經銅粗選、銅精選處理後，分離得到低砷銅精礦；對銅粗選處理得到的銅粗選尾礦 經砷粗選、砷精選I、砷精選II和砷精選III處理後，得到高砷銅精礦。該方法利用砷黝 銅礦與其它礦物可浮性和浮遊速度的差異，在銅粗選步驟中加入本發明的高效選擇性捕收 劑，在弱化對砷黝銅礦捕收力的基礎上，加強對其它銅礦物選擇性捕收，使大部分銅礦物富 集在低砷銅精礦，獲得含砷較低的低砷銅精礦(As 0.5%)的高砷銅精礦。後續可實現對低砷銅精礦和高砷銅精礦分別處理，降低了生產成 本，獲得銅資源回收最大化。該方法可對含砷銅礦物(如砷黝銅礦)實現有效回收，實現原 礦中銅資源的綜合回收。


圖1為本發明實施例提供的處理方法流程圖。
具體實施例方式下面結合具體實施例對本發明作進一步說明。本實施例提供一種含砷銅礦的選礦用捕收劑，該捕收劑由異丙基乙基硫氨酯和煤 油按質量比1 1 1 3混合而成。煤油整個分子是非極性的、結構是均勻的，其分子不含 極性基團，且碳氫原子間都是通過共價鍵結合而成的飽和化合物，致使在水溶液中不與偶 極水分子作用而呈現出疏水性和難溶性，對外表現為弱的分子鍵，因而容易附著於表面同 樣呈弱分子鍵的非極性礦物，礦物表面的疏水性越強、親油性越大，烴油在礦物表面的吸附 越容易，吸附量也越多，吸附速度也越快。因此，對不同礦物而言，煤油的捕收作用能呈現出 一定的選擇性。異丙基乙基硫氨酯在銅礦物表面發生化學吸附，能加強對銅礦物的選擇性 捕收，特別是黃銅礦和輝銅礦；對黃鐵礦捕收能力弱。異丙基乙基硫氨酯和煤油混合使用， 一方面加強對銅礦物的選擇性捕收；另一方面，強化對砷黝銅礦的選擇性，弱化對砷黝銅礦 的捕收，從而實現大部分銅礦物富集在低砷銅精礦內，少部分銅礦物富集在高砷銅精礦內。
本實施例還提供一種含砷銅礦的選礦處理方法，該方法主要是利用上述捕收劑， 可以對含砷銅礦，特別是含有砷黝銅礦的礦石進行處理，實現銅的有效回收，該方法包括磨礦以含砷硫化銅礦物為原礦，可以是砷黝銅礦的礦石，將原礦加入到球磨 機中，向球磨機的原礦中加入佔原礦總質量0. 08% 0. 12%的石灰，然後向球磨機的 原礦和石灰中按1 1的固液比加水，加水後進行磨礦，磨至細度為60%-0.074mm 70% -0. 074mm(可根據不同礦物的解離難易程度不同，進行磨礦)，得到礦漿；銅粗選對得到的所述礦漿進行銅粗選處理，銅粗選處理為將磨礦後得到的所 述礦漿加入到浮選機中，在攪拌狀態下向礦漿中依次加入上述捕收劑和醇類起泡劑(醇類 起泡劑可以是起泡劑BK201)，捕收劑加入量按每噸原礦加入8g 12g，醇類起泡劑的加入 量按每噸原礦加入IOg 14g，攪拌2 4分鐘後，進行充氣浮選5 7分鐘，得到銅粗精礦 和銅粗選尾礦；銅精選對銅粗選處理得到的所述銅粗精礦進行充氣精選4 5分鐘後得到低砷 銅精礦和銅精選尾礦；砷粗選將得到的所述銅粗選尾礦在攪拌狀態下依次加入捕收劑和醇類起泡劑後 進行砷粗選處理，捕收劑的加入量(參照每噸原礦)分別為Sg/ 12g/t，起泡劑BK201的 加入量(參照每噸原礦)分別為6g/t 8g/t，砷粗選處理為攪拌2 4分鐘後進行充氣 浮選5 6分鐘，得到砷粗選泡沫物和砷粗選尾礦；砷精選將所述砷粗選泡沫物和銅精選步驟得到的銅精選尾礦混合後，加入石灰 進行磨礦後得到礦漿；向所述礦漿中加入捕收劑(捕收劑的加入量按每噸原礦加入8g 12g)後，依次經砷精選I處理、砷精選II處理和砷精選III處理後，得到高砷銅精礦；上述砷精選具體包括將所述砷粗選泡沫物和銅精選步驟得到的銅精選尾礦在球 磨機內混合後，加入石灰進行磨礦，磨至細度為85% -0. 043mm，得到礦漿；砷精選I 向得到的所述礦漿中在攪拌狀態下加入捕收劑，攪拌2 4分鐘後進行 充氣精選5 6分鐘，得到砷精選I泡沫物和砷精選I尾礦；砷精選II 向砷精選I步驟得到的泡沫物I中加入石灰並攪拌2 4分鐘，之後 進行充氣精選5 6分鐘，得到砷精選II泡沫物和砷精選II尾礦；砷精選III 將步驟砷精選II得到的泡沫物II進行充氣精選5 6分鐘，得到作 為高砷銅精礦的砷精選III泡沫物和砷精選III尾礦。砷掃選向所述砷粗選處理後的砷粗選尾礦在攪拌狀態下依次加入捕收劑和起泡 劑BK201後，進行砷掃選處理，砷掃選處理為；攪拌2 4分鐘後，進行充氣浮選5 6分 鍾，浮選後得到砷掃選泡沫物和最終尾礦。上述方法的砷精選步驟還可以進一步包括將砷精選II步驟得到的砷精選II尾礦與砷精選I步驟所處理的再磨礦步驟得到 的所述礦漿混合，使砷精選II步驟得到的砷精選II尾礦回到砷精選I步驟中再次進行處理。將砷精選III步驟得到的砷精選III尾礦與砷精選II步驟所處理的砷精選II步 驟得到的砷精選I泡沫物混合，使砷精選III步驟得到的砷精選III尾礦回到砷精選II步 驟中再次進行處理。上述方法還可以將砷精選I處理得到的砷精選I尾礦和砷掃選處理得到的砷掃選
7泡沫物與砷粗選步驟所處理的銅粗選尾礦混合，使砷精選I處理得到的砷精選I尾礦和砷 掃選處理得到的砷掃選泡沫物回到砷粗選步驟中再次進行處理。下面結合圖1的流程，對上述方法作進一步說明本實施例的方法可針對含砷銅礦，特別是含有砷黝銅礦的礦石進行選礦處理，利 用砷黝銅礦與其它礦物可浮性和浮遊速度的差異，採用本發明實施例的高效選擇性捕收 劑，加強對其它銅礦物的選擇性捕收，在低鹼的條件下，通過選礦的各步處理獲得砷含量較 低的低砷銅精礦(As 0. 5% )，可通過該方法使 銅資源得到充分的回收。如附圖1的處理流程所示，將原礦(含砷硫化銅礦石，可以是砷黝銅礦)和石灰加 入到球磨機內，按液固比1 1加水進入球磨機進行磨礦，磨至細度為65%-0.074mm，將磨 好的礦漿導入浮選機中(加水調整至33%左右濃度)，攪拌狀態下依次加入發明捕收劑，起 泡劑BK201並攪拌2分鐘，然後充氣浮選5分鐘(銅粗選)，得到銅粗精礦進入銅精選，銅粗 精礦進行充氣精選4分鐘，所得精礦即為低砷銅精礦；往銅粗選尾礦攪拌狀態下依次加入本發明實施例提供的捕收劑，起泡劑BK201並 攪拌2分鐘，然後充氣浮選5分鐘(砷粗選)，所得泡沫產品與銅精選尾礦一併進入球磨機， 加石灰磨至85% -0. 043mm ；磨好的礦漿移入浮選機後，加入本發明實施例提供的捕收劑並 攪拌2分鐘，充氣精選(砷精選I) 5分鐘；泡沫產品加石灰入浮選機充氣攪拌2分鐘，充氣 精選5分鐘(砷精選II)；砷精選II泡沫產品進行空白充氣精選5分鐘(砷精選III)；砷 精選III所得泡沫產品即為高砷銅精礦；砷粗選尾礦依次加入本發明實施例提供的捕收劑 和起泡劑BK201並攪拌2分鐘，然後充氣浮選5分鐘(砷掃選)，所得泡沫產品與砷精選I 尾礦返回至砷粗選作業；砷精選II與砷精選III尾礦依次順序返回；砷掃選後即得最終浮 選尾礦。實施例1本實施例提供一種含砷銅礦的選礦處理方法，該方法包括銅礦原料某銅礦礦石中金屬礦物有黃銅礦、黃鐵礦和砷黝銅礦，其次是輝鉬礦、 藍輝銅礦、磁鐵礦、閃鋅礦、方鉛礦、針硫鉍鉛礦、銀金礦、碲銀礦、硫鉍銀礦、毒砂、白鎢礦、 鎢鐵礦等等。脈石礦物主要為石英、長石，其次為雲母、綠泥石、白雲石、方解石、磷灰石、金 紅石、榍石、鋯石、獨居石、石墨等。礦石的主要化學成分分析結果見表1 ；採用傳統選礦工藝對上述礦石進行處理獲得的試驗結果見表2 ；從表2可以看出， 最終銅精礦中含砷較高(砷> 0. 5% )，嚴重影響銅精礦質量，不利於後續對銅進行充分的 回收。採用本發明實施例的選礦處理方法獲得的試驗結果見表3。本實施例的具體處理流程為在原礦中按1000g/t (每噸原礦加入IOOOg)的用量 加入石灰入球磨機，50%濃度磨礦至細度為65% -0. 074mm，後導入浮選機，依次加本發明 實施例的捕收劑和起泡劑BK201 ；銅粗選泡沫經一次空白精選得低砷銅精礦；銅粗選尾礦 中依次加入本發明實施例的捕收劑和起泡劑BK201，所得泡沫產品與銅精選尾礦一併進入 球磨機進行球磨，加60g/t石灰磨礦至85% -0. 043mm，後導入浮選機，按4g/t的加入量加 入本發明實施例的捕收劑進行砷精選I，砷精選I的泡沫產品按40g/t的加入量加入石灰 進行砷精選II，砷精選II的泡沫產品進行砷精選III ；砷精選III所得泡沫產品即為高砷
8銅精礦；砷精選各作業得到的尾礦順序返回；砷粗選尾礦依次加入本發明實施例的捕收劑 (按原礦的量加入量為7g/t)，起泡劑BK201(參照原礦的加入量為4g/t)進行砷掃選；砷掃 選得到的尾礦即為最終尾礦。採用上述選礦處理方法處理後，可在損失較少銅回收率(本實施例中銅回收率損 失為0.81%)的基礎上，使大部分銅、鉬富集在含砷較低的低砷銅精礦內，少量的銅、鉬富 集在高砷銅精礦內，方便了後續對銅的回收。表1礦石的主要化學成分分析結果 *Au、Ag 單位為 g/t表2採用傳統選礦工藝獲得的試驗結果 表3採用本實施例處理方法所獲得的試驗結果 實施例2本實施例提供一種含砷銅礦的選礦處理方法，該方法包括所用礦石原料的性質某銅礦，礦石中金屬礦物主要有輝鉬礦、黃銅礦、銅藍、藍輝 銅礦、斑銅礦、砷黝銅礦、黃鐵礦、磁黃鐵礦、閃鋅礦、方鉛礦、磁鐵礦、毒砂等；脈石礦物主要 有石英、長石、黑雲母等。礦石的主要化學成分分析結果見表4。
採用傳統選礦工藝獲得的試驗結果見表5 ；從表5可以看出，該礦石經過傳統的選 礦工藝流程，即銅鉬優先浮選工藝，最終銅精礦中含砷較高(砷> 0. 5% )，嚴重影響銅精礦 質量，不利於後續對銅進行充分的回收。採用本實施例的處理方法獲得的試驗結果見表6，本實施例的處理流程與實施例 2中的處理流程基本相同(參見圖1的選礦處理流程)。從表6可以看出，採用本實施例的選礦處理方法處理後，可在損失較少銅回收率 和鉬回收率的基礎上，獲得富集大部分銅、鉬的低砷銅精礦及少量銅、鉬的高砷銅精礦，經 後續處理，可以方便並充分的對低砷銅精礦和高砷銅精礦進行處理，實現對銅的充分回收。表4礦石的主要化學成分分析結果 *Au、Ag 單位為 g/t表5採用傳統選礦工藝獲得的試驗結果 表6採用本實施例處理方法所獲得的試驗結果
實施例3本實施例提供一種含砷銅礦的選礦處理方法，該方法包括所用礦石原料的性質某銅鉬礦，礦石中金屬礦物主要有黃銅礦、黃鐵礦、砷黝銅礦和斑銅礦，其次是輝鉬礦、藍輝銅礦、毒砂、磁鐵礦、閃鋅礦、鐵閃鋅礦、方鉛礦、銀金礦、白 鎢礦、黑鎢礦等。脈石礦物主要為石英、長石，其次為白雲母、綠泥石、白雲石、磷灰石、方解 石、金紅石、獨居石、榍石、及少量的石墨等。礦石的主要化學成分分析結果見表7。採用傳統選礦工藝對上述礦石進行處理獲得的試驗結果見表8。該礦石經過傳統 的選礦工藝流程，最終銅精礦中含砷較高(0.64% )；採用本發明實施例的處理方法對上述礦石的處理後的試驗結果見表9。採用此選礦處理技術，在保證銅、鉬回收率損失較少的情況下，使銅、鉬資源的到 有效回收；同時，大大減少了需要處理的高砷銅精礦量。表7礦石的主要化學成分分析結果 表8採用傳統選礦工藝獲得的試驗結果 綜上所述，本發明實施例的處理方法，利用砷黝銅礦與其它礦物可浮性和浮遊速 度的差異，採用本發明實施例的高效選擇性捕收劑，在弱化對砷黝銅礦捕收力的基礎上，加 強對其它銅礦物的選擇性捕收，使大部分銅礦物富集在低砷銅精礦內，獲得含砷較低的低砷銅精礦(As 0. 5% )的高砷銅精礦，可方便後續處理， 實現對含砷銅礦，特別是砷黝銅礦中的銅充分回收。該方法工藝簡單，成本低，可操作性強 (較溼法冶金工藝)；在對大部分銅礦物回收的基礎上，對含砷銅礦物(如砷黝銅礦)實現 有效回收，實現原礦中銅資源的綜合回收。利用獲得的低砷銅精礦和高砷銅精礦，可實現後 續分別處理銅精礦，降低生產成本，獲得銅資源回收最大化。 以上所述，僅為本發明較佳的具體實施方式
，但本發明的保護範圍並不局限於此， 任何熟悉本技術領域的技術人員在本發明揭露的技術範圍內，可輕易想到的變化或替換， 都應涵蓋在本發明的保護範圍之內。因此，本發明的保護範圍應該以權利要求書的保護範 圍為準。
權利要求
一種含砷銅礦的選礦用捕收劑，其特徵在於，該捕收劑由異丙基乙基硫氨酯和煤油按質量比1∶1～1∶3混合而成。
2. 一種含砷銅礦的選礦處理方法，其特徵在於，包括磨礦以含砷硫化銅礦物為原礦，向原礦加入石灰和水後進行磨礦得到礦漿；銅粗選對得到的所述礦漿進行銅粗選處理，銅粗選處理時加入捕收劑，並加入醇類起 泡劑，銅粗選處理後得到銅粗精礦和銅粗選尾礦；銅精選對得到的所述銅粗精礦進行銅精選處理後得到銅精選尾礦和砷含量小於 0.5%的低砷銅精礦；砷粗選將得到的所述銅粗選尾礦加入捕收劑和醇類起泡劑後進行砷粗選處理，得到 砷粗選泡沫物和砷粗選尾礦；砷精選將所述砷粗選泡沫物和銅精選步驟得到的銅精選尾礦混合後，加入石灰進行 磨礦後得到礦漿；向所述礦漿中加入捕收劑後，依次經砷精選I處理、砷精選II處理和砷精 選III處理後，得到砷含量大於0. 5%的高砷銅精礦；砷掃選向所述砷粗選處理後的砷粗選尾礦加入捕收劑和醇類起泡劑後，進行砷掃選 處理得到砷掃選泡沫物和尾礦；上述各步驟中所用的捕收劑均採用上述權利要求1的捕收劑。
3.如權利要求2所述的含砷銅礦的選礦處理方法，其特徵在於，所述各步驟中所用的 醇類起泡劑採用起泡劑BK201。
4.如權利要求2所述的含砷銅礦的選礦處理方法，其特徵在於，所述磨礦步驟具體包括以含砷硫化銅礦物為原礦，將原礦和石灰加入到球磨機中，石灰加入量按每噸原礦加 人 800 1200g ；向所述球磨機內的原礦和石灰中加水，水與原礦和石灰的液固比為1 1，加水後進行 磨礦，磨至細度為60% -0. 074mm 70% -0. 074mm，得到礦漿。
5.如權利要求2所述的含砷銅礦的選礦處理方法，其特徵在於，所述銅粗選步驟具體 包括將磨礦後得到的所述礦漿在浮選機中，在攪拌狀態下依次加入作為銅粗選捕收劑的捕 收劑和醇類起泡劑，捕收劑的加入量按每噸原礦加入8g 12g，醇類起泡劑的加入量按每 噸原礦加入10g 14g，攪拌2 4分鐘後，進行充氣浮選5 7分鐘，得到銅粗精礦和銅粗 選尾礦。
6.如權利要求2所述的含砷銅礦的選礦處理方法，其特徵在於，所述銅精選步驟具體 包括對銅粗選處理得到的所述銅粗精礦進行充氣精選4 6分鐘後得到低砷銅精礦和銅精 選尾礦。
7.如權利要求2所述的含砷銅礦的選礦處理方法，其特徵在於，所述砷粗選步驟具體 包括對銅粗選處理得到的所述銅粗選尾礦在攪拌狀態下依次加入捕收劑和醇類起泡劑，捕 收劑的加入量按每噸原礦加入8g 12g，醇類起泡劑的加入量按每噸原礦加入6g 8g，攪 拌2 4分鐘後進行充氣浮選5 7分鐘，得到砷粗選泡沫物和砷粗選尾礦。
8.如權利要求2所述的含砷銅礦的選礦處理方法，其特徵在於，所述砷精選步驟具體 包括將所述砷粗選泡沫物和銅精選步驟得到的銅精選尾礦在球磨機內混合後，加入石灰進 行磨礦，磨至細度為85% -0. 043mm，得到礦漿；砷精選I 向得到的所述礦漿中在攪拌狀態下加入捕收劑，捕收劑的加入量按每噸原 礦加入8g 12g，攪拌2 4分鐘後進行充氣精選5 7分鐘，得到砷精選I泡沫物和砷精 選I尾礦；砷精選II 向砷精選I步驟得到的泡沫物I中加入石灰並攪拌2 4分鐘，之後進行 充氣精選5 7分鐘，得到砷精選II泡沫物和砷精選II尾礦；砷精選III 將步驟砷精選II得到的泡沫物II進行充氣精選5 7分鐘，得到作為高 砷銅精礦的砷精選III泡沫物和砷精選III尾礦。
9.如權利要求8所述的含砷銅礦的選礦處理方法，其特徵在於，所述砷精選步驟進一 步包括將砷精選II步驟得到的砷精選II尾礦與砷精選I步驟所處理的再磨礦步驟得到的所 述礦漿混合，使砷精選II步驟得到的砷精選II尾礦回到砷精選I步驟中再次進行處理；將砷精選III步驟得到的砷精選III尾礦與砷精選II步驟所處理的砷精選II步驟得 到的砷精選I泡沫物混合，使砷精選III步驟得到的砷精選III尾礦回到砷精選II步驟中 再次進行處理；將砷精選I處理得到的砷精選I尾礦和砷掃選處理得到的砷掃選泡沫物與砷粗選步驟 所處理的銅粗選尾礦混合，使砷精選I處理得到的砷精選I尾礦和砷掃選處理得到的砷掃 選泡沫物回到砷粗選步驟中再次進行處理。
10.如權利要求2所述的含砷銅礦的選礦處理方法，其特徵在於，所述砷掃選步驟具體 包括捕收劑的加入量按每噸原礦加入6g 8g，醇類起泡劑的加入量按每噸原礦加入4g 6g。
全文摘要
本發明公開一種含砷銅礦的選礦用捕收劑及處理方法，屬選礦技術領域。該捕收劑由異丙基乙基硫氨酯和煤油按質量比1∶1～1∶3混合而成。該方法包括利用所述的捕收劑通過磨礦、銅粗選、銅精選、砷粗選、砷精選和砷掃選等步驟，分別得到低砷銅精礦和高砷銅精礦。該方法使大部分銅礦物富集在低砷銅精礦內，少部分銅礦物富集在高砷銅精礦內；便於後續實現兩種銅精礦的分別處理，降低成本，實現對銅礦物的綜合回收利用。該方法工藝簡單，操作方便，選礦容易實現。
文檔編號B03D101/02GK101890397SQ201010229759
公開日2010年11月24日 申請日期2010年7月13日 優先權日2010年7月13日
發明者劉萬峰, 孫志健, 李成必, 王立剛, 陳金中 申請人:北京礦冶研究總院