采用电位控制浮选法分离北帕克斯铜金矿中的砷和铜

采用电位控制浮选法分离北帕克斯
铜金矿中的砷和铜
L ·K ·斯米斯 等
摘 要 为了经济地开发北帕克斯高砷地区的铜金矿体
,需要脱除存在于矿石中的砷黝铜矿 ( ( Cu , Fe) 12 A s 4 S 13 ) ,以使铜精矿中 的砷含量达到冶炼厂的标准( < 2000 ·10 - 6 ) 要求。

应用电位控制浮选法有可能从北帕克斯高砷矿石的钻探岩芯综合
试样中选择性浮选分离砷黝铜矿和黄铜矿( Cu Fe S 2 ) 及斑铜矿( Cu 5 Fe S 4 ) 。

对铜砷混合浮选精矿进行铜砷分离。

在矿浆 还原电位大约为 - 150 mV ( S H E ) 和 p H 12 条件下 ,将砷黝铜矿浮选出来 , 从而与其它含铜矿物分离开。

分离的依据 是 ,砷黝铜矿下临界矿浆电位比黄铜矿下临界矿浆电位低 ,在还原范围内 ,有一个电位差 ,因此砷黝铜矿强烈上浮 ,而黄 铜矿则不能上浮。

在所研究的氧化电位范围内 ,浮选分离砷黝铜矿和黄铜矿的选择性很低或没有选择性。

A s 品位为 01 11 %和 Cu 品位 11 2 %的综合试样试验结果表明 ,用该法可以分选出铜回收率为 52 %和含 2600 ·10 - 6 A s 的低砷高 铜精矿。

计算机模拟结果表明 ,用该法分离 200 ·10 - 6 A s ,1 % Cu 的原矿 ,浮选分离效率很好 ,低砷铜精矿铜回收率为
61 % ,其中含 2000 ·10 - 6
以下的砷。

根据本研究结果 ,提出了从北帕克斯铜金矿石中浮选脱除砷的原则工艺流程 ,并对 此进行了讨论。

浮选 砷黝铜矿 铜 电位控制浮选
关键词
含砷非常低 ,达到常规冶炼铜金属的要求 ,而高砷铜精 矿需要用其它的方法处理 ,以回收混入的有价铜。

鉴 于电位控制浮选方法能有效地把坦帕坎矿石中的硫砷 铜矿选择性与其它的硫化铜矿物分离开 ,所以研究用 同样方法是否也能从北帕克斯矿石中选择性浮选出砷 黝铜矿是值得的。

本文详细介绍了北帕克斯高砷钻
探岩芯试样的 预先研究结果 ,评定是否能用电位控制浮选法 ,分离 砷黝铜矿和其它硫化铜矿物 ,以得到适合于冶炼的 低砷铜精矿和高砷铜精矿品。

概 述
力拓集团所属的北帕克斯铜金矿位于澳大利亚 的新南威尔士州中部。

矿石一般含铜约 1 % , 硫化 铜矿物以黄铜矿和斑铜矿的形式存在。

然而部分地
区矿体砷含量高
( 砷含量超过 200 ·10 - 6 ) , 砷主要 赋存在砷黝铜矿 ( Cu , Fe) 12 A s 4 S 13 ) 中 。

为了使从这 部分矿体中分选出的铜精矿的砷含量符合冶炼要 求 ,在分选过程中需要将砷丢弃。

对高砷物料进行
预先常规浮选试验 , 获得砷含量为
( 500 ～700 ) · 10 - 6
的精矿 。

砷是铜冶炼时的一个有害元素 ,在冶
炼过程中 ,挥发性的含砷混合物会排放到大气中 ,从 而造成环境问题。

一般情况下 ,冶炼厂处理含砷超 过 2000 ·10 - 6
的铜精矿时 ,将会被处以高额罚款。

常规的铜浮选流程很难将含砷的硫化矿物
( 如 砷黝铜矿) 与其它不含砷的硫化铜矿物分离开 。

最
有效的分离方法是以选择性氧化为基础的 ,或以矿
浆电位作用的研究结果为基础的 。

最近 ,作为菲律宾坦帕坎项目铜浮选流程脱砷回 路选择工程项目的一部分 ,旨在通过选择对砷的抑制 流程来确定铜的浮选工艺流程。

澳大利亚科学与工业 研究组织(CSIRO ) 矿物部根据在矿浆电位变化时各种 含铜矿物和硫砷铜矿的可浮性变化 ,开发了选择性浮 选分离硫砷铜矿(Cu 3 AsS 4 ) (一种类似于砷黝铜矿的含 砷硫化矿物) 与其它的硫化铜矿物的方法。

其中一种 分离方法已成功用于坦帕坎项目钻探岩芯试样的试验 中 ,能分选出高砷铜精矿和低砷铜精矿。

低砷铜精矿
试 验
1 试验内容包括高砷钻探岩芯试样的制备、在不
同 Eh 和 p H 值条件下的浮选试验、浮选给矿和产物 的化学分析及矿物学分析 ,模拟推荐的分离工艺流 程对北帕克斯更多有代表性原矿的分离指标 。

11 1 钻探岩芯试样
试样是一些钻探岩芯的综合样 ,取自北帕克斯 矿体高 砷地区 。

将所 选钻 探 岩 芯 分 段 破 碎 至 2 mm ,混合成综合试样 。

把综合试样按标准方法缩 分成许多份小样 ,每份重量为 1000 g 。

再缩分出小 样 ,以用于化学分析和矿物学分析。

综合原矿样化
学分析结果见表 1 , 表中也列出 了计算原矿品位。

表中的数据表明 ,综合试样砷含
量特别高
( A s 为 01 11 %或 1100 ·10 - 6)
, 这远高于 目前估计的北帕克斯矿体高砷部分的原矿砷的平均
值 (200 ·10 - 6
) 。

高砷钻探岩芯试样是专为本研究
选择的 ,以提高在脱砷阶段中砷矿物的数量。

表 1 钻探岩芯组合样的化学分析结果/ %
本研究的目的是用由北帕克斯矿业公司提供的 标准试验程序获得粗 - 扫选混合精矿 ,然后在下一 段中进行电位控制 ,以进行砷的浮选分离 。

将磨矿后的矿浆转移到 3 L 浮选机中 ,调节矿 浆液面高度 ,粗 - 扫选的 p H 值为试样自然 p H 值
(约为 91 8) ,粗选阶段添加硫氢化钠 10 g/ t ,异丁基
黄药 10 g/ t ,A P208 30 g/ t ,搅拌 4 mi n ,添加起泡剂 (50 g/ t ) ,搅拌 1 mi n ,刮泡 6 mi n 。

在扫选阶段 ,添 加异丁基黄药 5 g/ t ,搅拌 1 mi n ,再刮泡 6 mi n 。

在脱砷阶段中 ,将粗 - 扫选混合精矿转移到 1
L 浮选机中 ,用氧化钙溶液调节 p H 值至 12 ,固定矿
浆的液面高度 ,检测两个区域 ,即氧化区域和还原区 域) 的电位值。

如果要检测氧化区域 ,用次氯酸钠调 整到必要的电位值 , 并在此条件下搅拌 10 mi n , 混 合气体作为浮选充气 ,刮泡 10 mi n 收集精矿。

而如 果要检测还原区域 ,用硫氢化钠调整到必要的电位 值 ,并在此条件下搅拌 5 mi n , 氮气作为浮选充气 , 刮泡 10 mi n ,收集精矿 , 添加的少量起泡剂是为保 持必要的泡沫层厚度 。

所有的浮选产物按标准方法称湿重 ,以便计算 出水的回收率 ,经干燥后再称重 ,制备出分析样品。

11 4 产物的化学分析
钻探岩芯综合试样和浮选干燥后产物采用标准
的感应藕合等离子体发射光谱
( IC P - A ES ) 方法测 定其中铜 、砷和硫含量。

砷的测定结果用来确定砷
黝铜矿 ( Cu 511 6 % , A s 201 3 %) 的含量 。

非砷黝铜 矿中的铜用 N TCu 表示 ,其中包括黄铜矿和斑铜矿
中的铜。

11 5 粒度分析
用标准的实验室湿筛和干筛方法进行粒度分 析 ,对更细的粒级用 CSIRO 改进的旋流水析仪方法 进行粒度分析。

对所有粒级称重 ,并用感应藕合等
离子体发射光谱
( IC P - A ES ) 进行分析。

11 6 矿物学分析
测定了钻探岩芯试样中的铜矿物和砷矿物成份 和共伴生矿物结构构造。

在分离程序中 ,先分离出 粗一扫选混合精矿 ,对其中存在的矿物进行 X 射线
衍射分析
( XRD ) ,对所选择的粒级进行扫描电镜分 析
( XPS ) 。

矿物学分析所用粗 - 扫选混合精矿中含 有的铜和砷矿物对给矿的分布率大于 94 % 。

用配备了 Cu K
α辐射源和 P W 1710 型衍射控制 器的 Philip s P W1050 型晶体测角仪记录 X 射线衍
射图谱
( XRD ) 。

通过与国际衍射数据库中心 ( IC 2 DD ) 公布的有关峰位置和强度数据进行对比 ,来鉴
a
N TCu 为非砷黝铜矿物中的铜
b 所有试验样品的平均值
11 2 磨 矿
在每次试验中 ,称取 1000 g 钻探岩芯综合试样
与墨尔本自来水混合 ,在装有 15 根铸铁棒的磨机中 磨 29 mi n ,磨矿固体浓度为 60 % ,磨矿细度为 - 90 μm 占 80 % 。

在每次试验前 , 用石英样品研磨 10 mi n ,以清洗棒磨机和棒条。

11 3 浮 选
11 31 1 试 剂 在北帕克斯矿业公司的粗选和扫选
作业中添加
药剂。

将硫氢化钠 ( N a H S ) 溶液 、起泡剂
( Int e rfo r t h 68) 无需稀释就加到矿浆中 ,捕收剂为异丁基钠黄药 ( S IB X ) 和 A P208 ( 二硫代磷酸盐) 用蒸馏水配制成 1 % ( w / v ) 溶液 ,当天配当天用 。

使用的水为墨尔
本自来水 ,粗 - 扫选所用气体
是高纯度瓶装的混合气体 ( O 2 和 N 2 混合) ,在脱砷 阶段使用这种混合气体或高纯度瓶装的氮气 。

调整
矿浆电位所用的药剂为分析纯级次氯酸钠
( Na ClO ) 或与粗 - 扫选段中相同的硫氢化钠溶液。

在脱砷段
中用 21 5 %的实验室级氧化钙
( CaO ) 悬浮液用作 p H 值调整剂。

11 31 2 设 备 试样的浮选是在改进的丹佛型浮
选机中进行
的 ,浮选机底部的叶轮转动 ,以使泡沫层保持一定的 厚度 ,在一定间隔时间内 ,刮板将整个表面的泡沫刮 出。

所用的浮选机有两种规格型号 , 3 L 浮选机用 于粗 - 扫选 , 1 L 浮选机用于进一步浮选分离 。

浮 选机配置的橡胶膜片 、指示管和电子传感器 ,可自动 检测和控制矿浆液面高度。

试验中 ,采用高阻抗差动伏特表连续测定矿浆 的电位值 ,测量中应用抛光的铂电极和银/ 氯化银参
比电极 ,电极系统用 Fe 3 + - Fe 2 +
溶液校准 , 测定出 的矿浆电位值加上 01 2 V 换算成相对标准氢电极
( S H E ) 电位。

采用标准的 p H 7 或 p H 10 缓冲溶液
标定过的玻璃/ 甘汞电极连续监控矿浆 p H 值。

用 T T T80 滴定仪和 AB U 80 滴定管分别添加 氧化剂/ 还原剂和酸/ 碱 , 以保持必要的 Eh 和 p H 值。

11 31 3 试验步骤
原矿品位/ % Cu A s S N TCu a 分析值 计算值
b
11 21 11 26
01 11 01 11
01 68 01 78
01 93 01 98
定存在的相。

对选定用于扫描电镜
( S EM ) 分析的粒级产品 压模、抛光和镀碳膜 ,然后用配置了波长散射检测仪
的 J oe 型超级微探针进行 XP S 分析。

用 CS IRO 内 部使用的 C H L M A GE 软件包分析采集到的数据。

11 21 7 模 拟
由于浮选试验所用样品砷的含量高于一般的钻 探岩芯试样含量 ,有必要进行模拟 ,以确定原矿品位 接近矿区平均品位矿石可能达到的分离指标 。

用
CSIRO 开发的计算机模拟软件包对具有不同砷含
量的矿石的脱砷的工艺流程进行模拟 ,并与现有的 不脱砷的工艺流程进行比较。

在模拟中 ,假定浮选试样由以下 4 种矿物组成 : 砷黝 铜 矿、黄 铜 矿、斑 铜 矿 和 非 硫 化 脉 石 矿 物 ( N S G ) 。

根据矿物分析可知 ,试样中的斑铜矿和黄 铜矿比例为 2 ∶1 。

然后程序计算出这些矿物在不 同产品中的分布率 , 并转换成 Cu 、A s 、N T Cu 和 N S G 的品位和回收率。

应用相应的试验定出的分 离效率来计算分布率。

对开路试验结果 ,即没有确 返回的流程进行模型计算 。

在实践中 ,某些矿浆流 返回是可以提高浮选回收率的 。

在北帕克斯选矿厂中 ,对代表性的钻探岩芯综 合试样进行标准实验室浮选试验 ,其结果如表 2 所 示。

粗 - 扫选铜的回收率为 93 % ,精矿含 10 % Cu 和 11 3 % A s 。

精选精矿铜品位提高到 24 % ,回收率 为 91 % 。

然而精选精矿的砷品位非常高 ,为 21 3 % 。

在采用常规的浮选方案下 ,铜和砷矿物上浮都很强 烈 ,铜与砷分离没有选择性 。

21 3 用矿浆电位控制浮选法分离砷
在每次试验中用矿浆电位控制法作为脱砷方 法。

用如前所述的北帕克斯标准的工艺流程获得粗 - 扫选混合精矿。

然后在精选阶段 ,控制矿浆电位 在还原电位或氧化电位范围内 ,其目的是考查矿浆 电位对砷矿物与其它铜矿物分离的影响。

表 2 代表性钻探岩芯综合试样常规浮选 , 粗 - 扫选
精矿和一段精选的结果
a N TCu 为非砷黝铜矿物中的铜
21 31 1 还原条件 如果砷黝铜矿的浮选行为与硫砷
铜矿相似 ,最
有可能使铜铁硫化物
(如黄铜矿和斑铜矿) 与砷黝铜 矿发生分离的矿浆电位范围是处于还原条件下 。

Se nio r 等人发现
( 见图 1) , 此时硫砷铜矿的可浮性 比黄铜矿要好。

图 1 清楚地表明 , 在 p H 8 和电位 介于 - 25～50 mV ( S H E ,相对标准氢电极电位) 之 间时 ,最有可能选择性地将黄铜矿与硫砷铜矿分离
开。

图 1 中的数据都是在 p H 8 的条件下得到的 。

硫砷铜矿和黄铁矿的可浮性取决于矿浆电位 ,而与 p H 值无关 。

所以在更高的 p H 值条件下 ,进行铜砷 分离应该是可行的。

北帕克斯选矿石通常在 p H 12 条件下进行精选 ,以便更好抑制黄铁矿 ,因此 ,本试 验仍采用这个 p H 值。

在还原条件下的试验结果如图 2 所示。

其中表
示了在 p H 12 条件下回收率 (浮选 4 mi n ) 与矿浆电
位函数曲线。

从该图可以看出 , 在 - 200 ～ - 130 mV ( S H E ) 范围内 , 砷黝铜矿可从其它非砷黝铜矿 ( N T Cu ) 中分离出来 ,砷的回收率为 80 %～90 % ,回 收率约为 30 % 。

在低于 - 200 mV ( S H E ) 时 , 砷黝 铜矿的可浮性开始下降 ,大于 - 130 mV ( S H E ) 时 , 其它的铜矿物可浮性开始提高 ,因此铜砷分离的选 择性降低 。

在还原条件下非砷黝铜矿物中的铜
( N T Cu ) 回 结果与讨论
讨论了钻探岩芯综合试样的特性及电位控制浮 选中砷和铜矿物的分离效率 ,并对所提出的流程进 行了模拟 ,以确定处理与北帕克斯试样原矿品位相 近的矿石时可达到的选矿指标 。

21 1 钻探岩芯综合试样分析
表 1 中 的 数 据 表 明 , 综 合 试 样 中 砷 含 量 为
01 11 %或 1100 ·10
- 6
,这远高于目前估算的北帕克
斯矿体矿石砷的平均品位。

假定所有的砷都存在于 砷黝铜矿中 ,那么根据原矿铜品位就可知 ,综合试样
中非砷黝铜矿 ( N T Cu ) 中的铜含量为 01 93 % ,这意 味着约 23 %的铜以砷黝铜矿形式存在 。

值得注意 的是 ,任何改进的脱砷工艺流程势必也要脱去 23 %
(占总铜) 的铜。

X 射线衍射分析鉴定出的主要的硫化物有斑铜 矿 ( Cu 5 Fe S 4 ) 、黄铜矿 ( Cu Fe S 2 ) 和砷黝铜矿 ( ( Cu , Fe) 12 A s 4 S 13 ) ,以及少量黄铁矿。

鉴定出的非硫化 物有石英 、白云母、白云石和高岭石。

电子显微镜分 析得到了同样的结果 ,另外还发现了微量的辉铜矿 ( Cu 2 S) 。

分析数据还表明 ,大部分砷黝铜矿都解离 了 ,但有部分与斑铜矿连生 。

21 2 常规浮选结果
2 浮 选
阶 段
回收率/ %
品位/ %
Cu N TCu a A s Cu N TCu a A s 粗 - 扫选 精 选 原 矿 921 6 901 6 11 24
911 3 891 0 01 95
961 7 961 0 01 11
141 1 31 6
101 7 171 9
11 33 21 27
收率比机械夹带的回收率要高 。

粗 - 扫选混合精矿 的矿物学分析表明 ,大部分砷黝铜矿都解离了 ,而部 分与斑铜矿连生 。

多余的机械夹带的 N TCu 回收
率与这些未解离的矿物有关。

需要进一步对富砷的 精矿进行研究以证实这一点。

在本试验中没有考查 粗 - 扫选精矿的再磨 ,但如果砷黝铜矿与斑铜矿连 生 ,再磨是有意义的。

再磨可以提高砷黝铜矿的解 离度 ,同时球磨机的再磨也有助于提供精选分离所 需要的还原环境。

假设砷黝铜矿的浮选行为与硫砷铜矿相似 ,斑 铜矿与黄铁矿的浮选行为相似 ,那么砷黝铜矿与黄 铜矿和斑铜矿分离的矿浆电位范围就可能低于单矿
物试验的电位值
(如图 1 所示) 。

浮选砷黝铜矿和非 砷黝铜矿的电位有向更强的还原电位方向 ( 100
mV ) 偏移。

引起矿浆电位偏移的因素很多 ,可能是 由于砷黝铜矿与硫砷黝铜矿可浮性差异 ,或黄铜矿 与斑 铜 矿 可 浮 性 的 差 异 引 起 的 , 后 一 种 情 况 与 Richa r dso n 等人的发现是一致的 。

他们在用电化学 浮选机对纯矿物进行浮选试验中 ,观察到斑铜矿和 黄铜矿的电位类似偏移。

这种偏移可能是由于滞后 效应引起的。

在一些系统中 ,临界电位滞后的产生 取决于电位向还原条件或向氧化条件偏移。

在图 1 所示的单矿物试验中 ,电位总是从低电位向高电位 偏移 ,而北帕克斯钻芯试样脱砷试验中 ,矿浆电位却 从高电位向低电位偏移 ,其原因在于 ,脱砷前的铜砷 混合浮选是在空气中进行的。

无论矿浆电位偏移的 原因是什么 ,但仍然有可能在还原条件下 ,将砷黝铜 矿与黄铜矿和斑铜矿分离开。

图 2 北帕克斯钻探岩芯综合样在 p H 12 和还原 条件下浮选 4 m in 后的砷和非砷黝铜矿中铜的
( NTC u) 回收率与矿浆电位的关系
○- A s ; □- NTC u 不能够分离硫砷铜矿和黄铜矿。

一
些含铜矿物( 如 辉铜矿和赤铜矿) 都存在一个浮选上临界电位 , 当矿 浆电位高于这个临界电位 , 矿物
就不能浮起。

在图
1 所示试验中 ,无论是硫砷铜矿还是黄铜矿都没有
上临界电位 ,因此需要考虑 ,在高的电位下慎重地进 行几个试验 ,结果表明 ,在氧化条件下砷黝铜矿的浮 选行为与硫砷铜矿有显著的不同 。

在 p H 12 和氧化条件下 ,浮选 4 mi n 后的组分 回收率与矿浆电位的函数关系如图 3 所示。

图中结 果表明 ,在 + 400 mV ( S H E ) 时 ,砷黝铜矿和非砷黝 铜矿中的铜的回收率达到最大值 , 高于 + 400 mV
( S H E ) 时 ,砷黝铜矿和非砷黝铜矿中的铜的回收率
下降。

在氧化条件下 ,不存在能使砷黝铜矿与非砷 黝铜矿中的铜分离的电位值范围 ,所以没有在这个 条件下进行更深入的工作。

图 1 在 p H 8 和浮选 1 m in 后黄铜矿和斑铜矿的
回收率与矿浆电位的关系 ○- 黄铜矿 ; ◇- 斑铜矿
31 31 2 氧化条件
图 1 中的数据表明 ,在高电位范围
(氧化条件) , 图 3 北帕克斯钻探岩芯综合样在 p H 12 和氧化条件下
浮选 4 m in 后的砷和非砷黝铜矿中铜的( N TCu)
回收率与矿浆电位的关系
○- A s ; □- NTC u
21 4 脱砷后铜的浮选
在还原条件下 ,非砷黝铜矿的铜矿物被抑制 ,浮 出砷黝铜矿之后 , 非砷黝铜矿物的浮选充气由 N 2 改为混合气体 ,一旦矿浆电位升高到空气充气设定
的电位值
( + 120 mV S H E ) ,非砷黝铜矿物作为泡 沫产品被选出 ,成为低砷铜精矿 。

表 3 列出了联合
流程的试验结果 ,该流程用上述方法 ,可获得低砷铜
精矿和高砷铜精矿 。

在两个试验中 ,脱砷阶段的矿 浆电 位 分 别 为 - 130 mV ( S H E ) 和 - 200 mV
( S H E ) ,也就是能从非砷黝铜矿中浮选出砷黝铜矿
的矿浆电位范围。

表 3 还将获得的结果与一段常规 精选的基准试验结果进行对比。

表 3 钻探岩芯综合试样的联合流程和常规精选结果
a N TCu 为非砷黝铜矿物中的铜
从表 3 中的数据可看出 ,在矿浆还原电位下 ,
砷的脱除率高
( > 87 %) ,并很容易获得高砷低铜精 矿。

因为这个钻探岩芯试样原矿砷品位很高 ,为了 使获得的低砷高铜精矿中的砷接近 2000 ·10 - 6 的 目标 ,因此电位控制浮选脱砷阶段砷的脱除率须要 大于 90 % ,获得的最好低砷铜精矿含 52 % N TCu , 含 2600 ·10 - 6 A s , 这 个 试 验 的 铜 总 回 收 率 为 881 2 % (包括低砷和高砷产物) 。

相比之下 ,常规的 一段精选获得的精矿铜的总回收率达 91 % ,但是仅 有 4 % 的砷脱除了 , 精矿 中砷 的含量 为 22700 ·
10 - 6 。

21 5 摸 拟
钻探岩芯试样中砷品位为 01 11 % ,这个数值是 目前估计的待采矿石砷平均品位的 5 倍之多 。

如此
高的原矿品位在分离试验中是非常有利的 ,但也意 味着 ,用常规浮选法从这种钻探岩芯试样中分选出
砷含量小于 2000 ·10 - 6
(铜精矿所要求的最高砷品 位) 的精矿是不可能的 。

用计算机模拟来评估用联 合脱砷工艺流程处理含 1 % Cu , 2000 ·10 - 6
A s 的
代表性原矿的指标。

计算机模拟结果如表 4 所示 ,预测结果为 ,低砷铜 精矿铜回收率为 54 % ,As 回收率为 8 % ,其中铜品位为 27 % ,As 品位为 730 ·10 - 6 ,砷品位远低于 2000 ·10 - 6 的上限 ;预测出的高砷铜精矿铜回收率为 35 % ,砷回收
率为 87 % ,其中铜品位为 19 % ,砷品位为 9200 ·10 - 6 。

表 4 中还预测了粗 - 扫选的混合精矿进行一段常规精
选而得到的铜精矿的品位和回收率 ,此时铜精矿中砷 的含量将超过 5300 ·10 - 6 。

图 4 联合工艺流程处理含 1 % C u 和 200 ·10 - 6 A s 原矿时
低砷产品的砷品位与回收率预测曲线
如前所述 ,低砷铜精矿中铜的回收率取决于损
失在高砷铜精矿中的数量 ,减少脱砷的量 (和减少损 失在脱砷阶段 N T Cu 的损失量) 会提高低砷铜精矿 中铜的回收率 ,但也会增加其中的砷含量。

假如在 砷的 分 离 阶 段 中 砷 的 脱 除 率 不 高 , 那 么 可 以 由
- 130 mV ( S H E ) 条件下获得的分选效率来估计低
砷精矿中砷品位和铜的回收率。

计算结果如图 4 所
砷分离电位
/ mV
产品名称
回收率/ %
品位/ %
Cu
N TCu a A s Cu N TCu a A s
- 130
低砷产品 高砷产品 精选尾矿 粗扫尾矿 回算原矿 451 6 441 2 21 79 71 32
561 6 311 9 31 26 81 24
71 68 871 0 11 13
41 16
271 0 241 6 11 06 01 10 11 26 261 0 131 7 01 96 01 09 01 98 01 40 41 26 01 004 01 01 01 11
- 200
低砷产品
高砷产品 精选尾矿 粗扫尾矿 回算原矿 401 5 471 7 21 89 81 95
521 0 341 0 31 37 101 6
41 08 911 0 11 36 31 56
271 4 261 2 01 73 01 12 11 22
261 7 141 2 01 62 01 11 01 93 01 26 41 70 01 03 01 00 01 12
自然电位
精选精矿
精选尾矿 粗扫尾矿 回算原矿
901 6 11 98 71 43
891 0 01 70 31 28
961 0 21 36 81 67
231 6 01 72 01 10 11 24
171 9 01 66 01 00 01 95
21 27 01 02 01 09 01 11
示 ,曲线表示低砷产物中砷品位与铜回收率的关系 。

可以预测 ,低砷产物中铜的回收率提高 7 % (从 54 % 到 61 %) 时 , 其中砷含量可保持低于 2000 ·10 - 6 。

高砷产物中的砷含量从
9219 ·10 - 6 增加到 9438 · 10 - 6 时 ,铜回收率下降。

表 4 脱砷流程和一段常规精选流程处理现开采的有代表性原矿( 含 1 % Cu , 200 ·10 - 6 A s) 的预测结果
a N TCu : 非砷黝铜矿物
b A s :砷含量的单位为 10 - 6
21 6 原则流程
根据本研究结果 ,提出了脱除北帕克斯矿石中
砷的原则工艺流程 (如图 5 所示) 。

该流程包括以下 几个段 :
1) 在标准浮选条件下分选出铜砷混合精矿 ; 2) 铜砷混合精矿再磨 ,作为脱砷阶段给矿 。

还
不清楚目前的矿物解离度是否会影响完全抑制
N T Cu 。

但是 ,在这个阶段中使用再磨有助于为砷
铜分离创造所需要的还原条件 ;
3) 在脱砷阶段中 , 用石灰调节 p H 至 12 , 矿浆
电位设定为 - 150 mV ( S H E ) 。

在该电位下 ,砷黝铜
矿能被浮出 ,而黄铜矿和斑铜矿则不浮 。

此阶段所 用的气体为氮气。

泡沫产品即是高砷铜精矿 ,不能 直接进行冶炼 ;
4) 浮选气体由氮气改为空气 ,使矿浆电位升到 空气设定的电位 , 黄铜矿和斑铜矿被浮出。

p H 值 仍然为 12 ,泡沫产品即是低砷铜精矿 , 可以直接送 冶炼厂生产铜金属。

脱砷阶段流程配置、药剂类型和添加量、浮选充 气量还要确定或优化 ,但这些工作已超出了本研究 范围。

不过值得注意的是 ,作为脱砷回路给矿的砷 铜混合浮选精矿的流量是很小的 ,所以控制矿浆电 位比较容易 ,用于调节矿浆电位的药剂用量也是低 的。

21 7 环境因素的考虑
最后需要记住 ,高砷铜精矿中含有大量的铜 ,因 为除砷黝铜矿中本身含有 52 %的铜外 ,精矿中还含 有少量黄铜矿和斑铜矿。

目前 ,高砷铜精矿的处理 是一个难题。

不过最近有人提出处理上述浮选产 物 ———高砷低铜精矿的方法。

该方法建议对这种精 矿进行选择性焙烧 ,再从烟气中捕集砷 ,然后将这种 砷以很小的体积固定在矿山中 。

这种方法只让矿石 中少量的砷真正进入冶炼厂中 ,因此冶炼和精炼中
图 5 处理含黄铜矿 、斑铜矿和砷黝铜矿的高砷
铜矿石的原则工艺流程
流程名称
产品名称 回收率/ %
品位/ %
Cu N TCu a A s Cu/ % N TCu a / % A s b / 10 - 6
脱砷流程 回算原矿 低砷产品
高砷产品 541 3 341 6 561 7 311 9 71 69 871 0 261 6 181 9 11 03 261 4 161 6 01 98 730 9219 200
常规精选
精选精矿 回算原矿
881 8
881 5
341 6
261 0 11 03
241 7 01 98
5377 200
排放到生物圈中的砷会大大减少。

低砷高铜矿产品可直接进行冶炼,以生产铜金属。

这种处理方法不但有闭路处理矿石的优点,而且脱砷阶段,铜砷分离效率低也不再是关键。

因为可从焙砂中回收损失到高砷产物中黄铜矿和斑铜矿的铜。

因为,焙砂可以直接进入冶炼,生产铜金属。

用这种新方法处理北帕克斯高砷铜矿石是值得试验的。

砷硫化物) 可浮选的矿浆电位相似。

砷黝铜矿的下临界矿浆电位低于黄铜矿和斑铜矿的下临界矿浆电位,在还原电位范围内,就会形成电位差,使得砷黝铜矿强烈上浮,而黄铜矿和斑铜则不浮。

在氧化电位范围内,在所考查的矿浆电位下,浮选分离砷黝铜矿与其它含铜矿物的选择性很小或没有。

用该法可从含01 11 % A s 和11 2 % Cu 的钻探岩芯试样中获得低砷铜精矿,其中非砷黝铜矿的铜含量为52 % ,砷含量为2600 ·10 - 6 。

计算机模拟结果表明,对于含200 ·10 - 6 A s 和1 % Cu 目前开采的原矿,该法的分离效率是非常满意的,低砷铜精矿铜回收率为61 % ,砷含量小于目前冶炼厂所规定的2000 ·10 - 6 标准。

(龙忠银;张覃李长根)
(080805)
结论
3
北帕克斯高砷钻探岩芯试样浮选研究结果表
明,用矿浆电位控制浮选法可以选择性分离矿石中
的砷黝铜矿与黄铜矿和斑铜矿。

在将铜砷混合精矿
的矿浆电位降低至- 150 mV ( S H E) 和p H 12 时,
可从其它铜矿物中浮选出砷黝铜矿。

决定砷黝铜矿
可浮性的矿浆电位可能与决定硫砷铜矿( 另一种铜
山东安丘市选矿药剂厂
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发泡速度快,脆散性好,用量省,有利于提高精矿品位和回收率
·选择性捕收剂钼友一号、X F23 、PJ2052 和捕金灵一号
分别是[ 钼矿、铜钼矿和铜金银矿石的选择性捕收剂
·氧化矿选择性捕收剂氨基脂肪酸和亚油酸氨用于非金属氧化矿和黑色金属氧化矿的捕收剂及有色金属的辅助捕收剂, 矿浆温度不低于10 ℃时效
果好
厂长:孟庆禄地址:山东省安丘市王家镇
邮编:262105 电话: (0536) - 4750103 网址:ht t p :/ / w w w . a qyj . c n。