張紅英，陳志強(qiáng)，羅傳勝，劉 進(jìn)

廣東省工業(yè)技術(shù)研究院(廣州有色金屬研究院)，廣東 廣州 510650

含砷銅精礦在冶煉時易引起環(huán)境污染，故對銅精礦中的砷含量有嚴(yán)格要求.含砷銅礦物的可浮性與共生的硫化銅礦物的可浮性通常很接近，所以分離它們很困難[1-2].本研究針對某含硫砷銅礦和砷黝銅礦等富砷硫鹽類銅礦物并深度氧化的難選銅礦進(jìn)行選礦工藝研究.為獲得砷含量合格的銅精礦，通過流程和藥劑制度的對比試驗，確定采用分步浮選的工藝流程，即先回收以黃銅礦為主的硫化銅礦物，再回收以砷黝銅礦和硫砷銅礦為主的含砷銅礦物.最終試驗獲得砷含量合格的銅精礦.

1 礦石性質(zhì)

1.1 礦石的礦物組成

本礦石中的銅礦物以黃銅礦、砷黝銅礦和硫砷銅礦為主，其次是輝銅礦等，其中砷黝銅礦和硫砷銅礦大部分發(fā)生氧化；其他金屬硫化礦物主要是黃鐵礦等；金屬氧化礦物是少量至微量的金紅石、磁鐵礦和鈦鐵礦等；脈石礦物主要是高嶺土、伊利石、絹云母和長石等.表1是原礦的化學(xué)多元素分析結(jié)果.由表1可知，原礦中銅含量達(dá)到工業(yè)品位要求，但砷含量較高.

表1 原礦多元素分析結(jié)果Table 1 Results of Multi-element chemical analysis

1.2 硫砷銅礦和砷黝銅礦的嵌布狀態(tài)和礦物學(xué)特性

借助光學(xué)顯微鏡和探針分析儀分析砷黝銅礦和硫砷銅礦的礦物學(xué)特性，結(jié)果表明，硫砷銅礦和砷黝銅礦的粒度均較細(xì)，主要粒度范圍是0.001～0.08 mm，其中0.01mm以下粒級占18.23%，原礦中99%的砷以類質(zhì)同象方式賦存于硫砷銅礦和砷黝銅礦中.砷黝銅礦Cu12As4S13：Cu 51.57%，As 20.26%，S 28.17%.硫砷銅礦普遍含F(xiàn)e，Sb和Si，個別硫砷銅礦含Zn，平均含Cu 46.95%，As 17.31%.可見，含砷黝銅礦和硫砷銅礦的銅精礦中的砷超標(biāo)是必然的.

2 試驗結(jié)果與分析

2.1 工藝流程的確定

該礦石中的砷主要存在于砷黝銅礦和硫砷銅礦中，含砷硫化銅礦與不含砷硫化銅礦的主要分離方法是以礦物選擇性氧化為基礎(chǔ)[3]，本礦中的砷黝銅礦和硫砷銅礦已發(fā)生氧化，為得到砷含量合格的銅精礦，選擇分步浮選工藝流程回收銅礦物[4]，既先浮易浮的黃銅礦和輝銅礦等硫化銅礦，再浮難浮的砷黝銅礦和硫砷銅礦.

為使黃銅礦和輝銅礦等銅礦物盡可能多的浮上來，同時又使硫砷銅礦和砷黝銅礦盡可能少浮，采用添加石灰抑制硫砷銅礦和砷黝銅礦的措施，使其進(jìn)一步氧化.捕收劑選擇方面，選用對黃銅礦選擇性較好的捕收劑.硫砷銅礦和砷黝銅礦的浮選需先添加硫化鈉進(jìn)行活化，再選用捕收能力較好的捕收劑.

2.2 黃銅礦的浮選

2.2.1 黃銅礦浮選石灰用量試驗

按圖1所示的流程進(jìn)行黃銅礦浮選石灰用量試驗，試驗結(jié)果如圖2所示.由圖2可知，隨石灰用量增加，銅1粗精礦的品位上升，回收率下降.當(dāng)石灰用量超過2700 g/t，銅1粗精礦品位提高幅度減少，回收率繼續(xù)下降.因此，確定石灰的合適用量約為2700 g/t，此時銅1粗精礦銅品位約5%，銅回收率約40%.

圖1 銅1浮選石灰用量試驗流程

2.2.2 黃銅礦浮選捕收劑的選擇

在黃銅礦的浮選中采用選擇性好的捕收劑才會使含砷硫化銅礦盡可能少浮.關(guān)于捕收劑的選擇，需選用對黃銅礦選擇性好、而對含砷硫化銅礦選擇性較差的捕收劑.捕收劑Z-200對黃銅礦具有較好的選擇性[5]，故對丁黃藥與Z-200進(jìn)行了對比試驗.試

圖2 石灰用量試驗結(jié)果

驗流程如圖3所示，試驗結(jié)果如圖4所示.由圖4可知，隨捕收劑用量增加，銅1精礦品位降低，回收率升高.與丁黃藥相比，用Z-200捕收劑獲得的銅精礦品位高，回收率略低，說明Z-200的選擇性明顯優(yōu)于丁黃藥.當(dāng)捕收劑Z-200用量大于30 g/t后，銅1精礦回收率提高幅度減小，銅品位下降幅度增加.故確定捕收劑Z-200的合適用量為30 g/t.

圖3 銅1浮選捕收劑試驗流程

圖4 捕收劑Z-200與丁黃藥用量對比試驗結(jié)果

Fig.4Contrast test on the dosage of collector Z-200 and butyl xanthate

2.3 硫砷銅礦和砷黝銅礦的浮選

硫砷銅礦和砷黝銅礦已發(fā)生部分氧化，且在黃銅礦浮選時加入石灰抑制，故浮選時需先用硫化鈉進(jìn)行活化.捕收劑以丁黃藥與自行研制的酯類藥劑PQ按一定比例混合后添加[6].硫砷銅礦和砷黝銅礦的浮選給礦為浮選黃銅礦的尾礦，試驗流程如圖5所示.

圖5 銅2浮選條件試驗流程

2.3.1 Na2S用量試驗

合適的硫化鈉用量有利于氧化礦的活化，但如果硫化鈉用量過量時，也會對目的礦物產(chǎn)生抑制作用.按圖5所示的流程，在PQ用量70 g/t、丁黃藥用量120 g/t的條件下進(jìn)行硫化鈉用量試驗，試驗結(jié)果如圖6所示.由圖6可知，隨硫化鈉用量增加，銅2 粗精礦回收率上升，而品位上升到一定程度開始下降.故確定Na2S合適用量為500 g/t.

圖6 Na2S用量試驗結(jié)果

2.3.2 丁黃藥用量試驗

按圖5所示的流程，在Na2S用量500 g/t、PQ用量70 g/t的條件下進(jìn)行丁黃藥用量試驗，試驗結(jié)果見圖7.由圖7可知，隨丁黃藥用量增加，銅2粗精礦回收率提高，品位下降.當(dāng)丁黃藥用量大于100 g/t后，銅精礦回收率提高幅度減小，但考慮在硫砷銅礦和砷黝銅礦的粗選中，需盡量提高銅回收率.故確定丁黃藥合適用量為120 g/t.

圖7 丁黃藥用量試驗結(jié)果

2.3.3 PQ用量試驗

為提高對難浮銅礦物的捕收能力，通常采用丁黃藥與其它藥劑配合使用，這里選用捕收能力較好的PQ與丁黃藥配合使用，PQ是廣州有色金屬研究院自行研制的酯類藥劑.按圖5所示的流程，在Na2S用量500 g/t、丁黃藥用量120 g/t的條件下進(jìn)行PQ用量試驗，試驗結(jié)果見圖8.由圖8可知，隨PQ用量增加，銅2 粗精礦回收率提高，品位下降.當(dāng)PQ用量大于50 g/t后，銅精礦回收率提高幅度減小，但考慮在硫砷銅礦和砷黝銅礦的粗選中，需盡量提高銅回收率.故確定PQ合適用量為70 g/t.

圖8 PQ用量試驗結(jié)果

2.4 全流程閉路試驗

在條件實驗的基礎(chǔ)上，進(jìn)行銅浮選的全流程閉路試驗，試驗流程如圖9所示，試驗結(jié)果列于表2.由表2可知，試驗中獲得兩個含砷不同的銅精礦.銅精礦1銅品位22.44%，銅回收率36.48%；銅精礦2銅品位18.45%，銅回收率46.45%，總銅回收率為82.93%.銅精礦1含砷0.28%，銅精礦2含砷1.35%，一級品銅精礦含砷要求不大于0.3%.可見，銅精礦1達(dá)到了一級品銅精礦的含砷要求，銅精礦2含砷超標(biāo)是因銅精礦2的主要銅礦物為砷黝銅礦和硫砷銅礦.目前通過選礦方法難以除砷的情況下，可采取配礦或?qū)~精礦煉成冰銅的方式來解決產(chǎn)品出路[7-8]，提高企業(yè)的經(jīng)濟(jì)效益.

表2 閉路試驗結(jié)果Table 2 Results of closed circuit test

圖9 全工藝閉路試驗流程

3 結(jié) 論

針對該難選銅礦的礦石性質(zhì)，為得到合格的銅精礦，采用分步浮選的工藝流程，即先采用對黃銅礦選擇性好的捕收劑Z-200回收以黃銅礦為主的銅礦物，再以丁黃藥和PQ為捕收劑回收以砷黝銅礦和硫砷銅礦為主的含砷銅礦物.對銅品位0.65%的原礦，獲得兩個含砷不同的銅精礦產(chǎn)品，銅品位22.44%、銅回收率36.48%的銅精礦1，銅品位18.45%、回收率46.45%的銅精礦2，總銅回收率為82.93%.其中銅精礦1含砷0.28%，銅精礦2含砷1.35%，銅精礦1達(dá)到了一級品銅精礦的含砷要求.銅精礦2含砷超標(biāo)是因銅精礦2的主要銅礦物為含砷黝銅礦和硫砷銅礦，目前選礦方法難以除砷，可采取配礦或?qū)~精礦煉成冰銅的方式來解決產(chǎn)品出路.

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