一種含砷銅硫礦石的無抑制選礦工藝的制作方法
【專利摘要】本發明公開了一種含砷銅硫礦石的無抑制選礦工藝，其包括以下步驟：(1)破碎：以含砷銅硫礦石為原礦，將該原礦破碎；(2)磨礦；(3)銅浮選；(4)磁選；(5)硫浮選I；(6)硫浮選II；(7)砷硫重選分離；本發明的選礦工藝采用浮選、重選、磁選多種聯合選礦方法，給選礦工藝帶來了良好的分選效果，而且在浮選過程中，不添加任何抑制劑，利用礦物可浮性及浮游速度的差異，得到低砷合格硫精礦和砷硫混合精礦，砷硫混合精礦通過重選實現分離，工序簡潔易于實現，且選礦效果好，能有效降低精礦產品中砷的含量，得到合格的精礦，且操作簡單，綜合生產成本低，無污染，利于廣泛推廣應用。
【專利說明】一種含砷銅硫礦石的無抑制選礦工藝
【技術領域】
[0001]本發明屬于選礦領域，具體涉及一種含砷銅硫礦石的無抑制選礦工藝。
【背景技術】
[0002]砷在地殼中含量并不大，但是在自然界中到處都有。砷在地殼中有時以游離狀態存在，不過主要是以硫化物礦的形式存在，如雌黃(As2S3)、雄黃(As2S2)和砷黃鐵礦(FeAsS)。
[0003]毒砂是分布最廣的硫砷化物，大多見于高溫和中溫熱液礦床中，與銅、鉛、鋅等硫化物共生。由于生成條件相近，使其物理與化學性質在一些方面和共生的有用礦物相近似，所以在選別(特別是浮選)銅、鉛、鋅等金屬硫化物以及其他有用礦物時，尤其是浮選硫化鐵時，它常常被選進精礦中，使精礦含砷過高，嚴重影響后續的冶金、制酸工藝，并且帶來諸多環境污染問題。降低選礦產品中砷的含量，對于降低選礦成本、提高經濟效益、搞好環境保護具有重要的意義。
[0004]在毒砂與各種金屬硫化礦物的分離中，毒砂與黃鐵礦的分離被認為是最具有代表性的難題。俄歇能譜研究表明，毒砂存在[FeS]和[AsS]兩種表面，其中[FeS]與黃鐵礦的表面[FeS]極為類似，這可能是造成黃鐵礦與毒砂難以分離的主要原因。從目前的研究內容看，分離毒砂和黃鐵礦的主要方案為抑砷浮硫，采用氧化劑法是主要的研究方向，組合調整劑和有機抑制劑法以及電化學氧化法也逐漸被研究者重視。這些方法實行“強拉重壓”的選礦工藝，不僅必須使用大量的抑制劑和捕收劑，增加了生產成本，而且由于過量的藥劑破壞了各種硫化礦物的自然浮游性，直接影響了各種礦物的回收率和精礦品位質量。

【發明內容】

[0005]針對上述的不足，本發明目的在于，提供一種能降低精礦產品中砷的含量，得到合格的精礦，且操作簡單，綜合生產成本低，無污染的含砷銅硫礦石的無抑制選礦工藝。
[0006]為實現上述目的，本發明所提供的技術方案是:
[0007]一種含砷銅硫礦石的無抑制選礦工藝，其包括以下步驟:
[0008](I)破碎:以含砷銅硫礦石為原礦，將該原礦破碎；
[0009](2)磨礦:預備石灰，將該石灰和破碎后的原礦加入到球磨機中，其中石灰加入量按每噸原礦加入3500?5000g，獲得原礦石灰混合物；然后往球磨機內注入水,其中水的注入量的與原礦石灰混合物重量比為0.7?1.3:0.7?1.3 ;啟動球磨機進行磨礦，獲得第一礦漿；
[0010](3)銅浮選:將丁基黃藥和乙硫氨酯加入第一礦漿，其中丁基黃藥的加入量按每噸第一礦漿加入50?120g，乙硫氨酯的加入量按每噸第一礦漿加入50?IOOg ;然后攪拌均勻，獲得第二礦漿，接著加入起泡劑，該起泡劑的加入量按每噸第二礦漿加入20?30g ；待攪拌均勻后，然后開啟充氣閥門，進行刮泡，獲得銅粗精礦；該銅粗精礦經過精選后，獲得銅精礦及尾礦；[0011](4)磁選:經銅浮選后的尾礦進入磁選工序，實現回收磁黃鐵礦的目的，并且獲得硫精礦及尾礦；
[0012](5)硫浮選1:經磁選后的尾礦進入硫浮選I工序，實現回收浮黃鐵礦的目的，并且獲得硫精礦及尾礦；
[0013](6)硫浮選I1:經硫浮選I后的尾礦進入硫浮選II工序，實現回收難浮黃鐵礦和毒砂的目的，并且猶得得到神硫粗精礦，對該神硫粗精礦進彳丁精選，猶得神硫混合精礦；
[0014](7)砷硫重選分離:砷硫混合精礦進入搖床進行重選分離工序，獲得硫精礦以及毒砂尾礦。
[0015]作為本發明的一種改進，其還包括步驟(8):將步驟(4)、步驟(5)和步驟(7)中所獲得的硫精礦進行混合得到最終硫精礦。
[0016]作為本發明的一種改進，所述步驟(I)具體包括以下步驟:
[0017](1.1)以含砷銅硫礦石為原礦，采用顎式破碎機將該原礦破碎成粒徑為40?60_的粗碎礦；
[0018](1.2)采用對輥破碎機對粗碎礦破碎成粒徑為I?4mm的精碎礦。
[0019]作為本發明的一種改進，所述步驟(2)中的啟動球磨機進行磨礦工序，直至礦漿的磨礦粒度150?250目占70%?75%，獲得第一礦漿。
[0020]作為本發明的一種改進，所述步驟(3)具體包括以下步驟:
[0021](3.1)將丁基黃藥和乙硫氨酯加入第一礦漿，其中丁基黃藥的加入量按每噸第一礦漿加入50?120g，乙硫氨酯的加入量按每噸第一礦漿加入50?IOOg ;然后攪拌3?5分鐘，獲得第二礦漿；
[0022](3.2)將起泡劑加入第二礦漿，該起泡劑的加入量按每噸第二礦漿加入20?30g ；攪拌2?7分鐘后，開啟充氣閥門，進行刮泡3?10分鐘，獲得銅粗精礦；
[0023](3.3)銅粗精礦經過精選后，獲得品位為18?20%、回收率為85?95%的銅精礦及尾礦。
[0024]作為本發明的一種改進，所述步驟(4)具體包括以下步驟:
[0025](4.1)磁粗選:銅浮選后的尾礦進入磁粗選工序，磁場強度設置為3500?4000奧斯特；
[0026](4.2)磁精選:經粗選工序后的尾礦磁精選工序，磁場強度設置為3000?3500奧斯特，經磁粗選和磁精選后，實現回收磁黃鐵礦的目的，并且得到含硫品位為32?36%、含砷品位〈0.1 %的硫精礦及尾礦。
[0027]作為本發明的一種改進，所述步驟(5)具體包括以下步驟:
[0028](5.1)將硫酸加入磁選后的尾礦，以調整尾礦的pH值為6?8，獲得第三礦漿；
[0029](5.2)攪拌3?5分鐘第三礦漿后，將乙基黃藥加入第三礦漿，其中乙基黃藥的加入量按每噸第三礦漿加入50?80g，然后攪拌2?7分鐘，獲得第四礦漿；
[0030](5.3)將起泡劑加入第四礦漿，該起泡劑的加入量按每噸第四礦漿加入15?30g，攪拌2?8分鐘后開啟充氣閥門，進行刮泡2?7分鐘，獲得到含硫品位為32?38%、含砷品位〈0.2 的合格硫精礦。
[0031]作為本發明的一種改進，所述步驟(6)具體包括以下步驟:
[0032](6.1)將乙基黃藥加入硫浮選I后的尾礦，其中乙基黃藥的加入量按每噸硫浮選I后的尾礦加入40?60g，然后攪拌2?7分鐘，獲得第五礦漿；
[0033](6.2)將起泡劑加入第五礦漿，該起泡劑的加入量按每噸第五礦漿加入10?20g，待攪拌2?7分鐘后，開啟充氣閥門，進行刮泡5?8分鐘，得到砷硫粗精礦；
[0034](6.3)對砷硫粗精礦進行精選，獲得含硫品位為30?36%、含砷品位為0.5?4.0%的砷硫混合精礦。
[0035]作為本發明的一種改進，所述步驟(7)具體包括以下步驟:
[0036](7.1)將砷硫混合精礦加入搖床進行重選分離工序，其中搖床的沖程設置為9?17mm,沖次280?460次/分鐘；
[0037](7.2)經重選分離工序后，獲得含硫品位為32?36%、含砷品位〈0.5%的硫精礦以及毒砂尾礦。
[0038]作為本發明的一種改進，所述起泡劑為起泡劑二號油。
[0039]作為本發明的一種改進，所述步驟(I)中水的注入量的與原礦石灰混合物重量比為 1:1。
[0040]本發明的有益效果為:本發明的選礦工藝采用浮選、重選、磁選多種聯合選礦方法，給選礦工藝帶來了良好的分選效果，而且在浮選過程中，不添加任何抑制劑，利用礦物可浮性及浮游速度的差異，得到低砷合格硫精礦和砷硫混合精礦，砷硫混合精礦通過重選實現分離，工序簡潔易于實現，且選礦效果好，能有效降低精礦產品中砷的含量，得到合格的精礦，且操作簡單，綜合生產成本低，無污染，利于廣泛推廣應用。
[0041]下面結合附圖和實施例，對本發明作進一步說明。
【專利附圖】

【附圖說明】
[0042]圖1是本發明的選礦工藝流程圖。
【具體實施方式】
[0043]實施例:參見圖1，本實施例提供的一種含砷銅硫礦石的無抑制選礦工藝，其包括以下步驟:
[0044](I)破碎:以含砷銅硫礦石為原礦，將該原礦破碎；所述步驟(I)具體包括以下步驟:(1.1)以含砷銅硫礦石為原礦，采用顎式破碎機將該原礦破碎成粒徑為40?60_的粗碎礦；(1.2)采用對輥破碎機對粗碎礦破碎成粒徑為I?4mm的精碎礦。
[0045](2)磨礦:預備石灰，將該石灰和破碎后的原礦加入到球磨機中，其中石灰加入量按每噸原礦加入3500?5000g，獲得原礦石灰混合物；然后往球磨機內注入水，其中水的注入量的與原礦石灰混合物重量比為0.7?1.3:0.7?1.3，優選為1:1。啟動球磨機進行磨礦，獲得第一礦漿；所述步驟(2)中的啟動球磨機進行磨礦工序，直至礦漿的磨礦粒度150?250目占70%?75%，獲得第一礦漿。
[0046](3)銅浮選:將丁基黃藥和乙硫氨酯加入第一礦漿，其中丁基黃藥的加入量按每噸第一礦漿加入50?120g，乙硫氨酯的加入量按每噸第一礦漿加入50?IOOg ;然后攪拌均勻，獲得第二礦漿，接著加入起泡劑，該起泡劑的加入量按每噸第二礦漿加入20?30g ；待攪拌均勻后，然后開啟充氣閥門，進行刮泡，獲得銅粗精礦；該銅粗精礦經過精選后，獲得銅精礦及尾礦；所述步驟(3)具體包括以下步驟:(3.1)將丁基黃藥和乙硫氨酯加入第一礦漿，其中丁基黃藥的加入量按每噸第一礦漿加入50?120g，乙硫氨酯的加入量按每噸第一礦漿加入50?IOOg ;然后攪拌3?5分鐘，獲得第二礦漿；(3.2)將起泡劑加入第二礦漿，該起泡劑的加入量按每噸第二礦漿加入20?30g ;攪拌2?7分鐘后，開啟充氣閥門，進行刮泡3?10分鐘，獲得銅粗精礦；(3.3)銅粗精礦經過精選后，獲得品位為18?20%、回收率為85?95%的銅精礦及尾礦。
[0047](4)磁選:經銅浮選后的尾礦進入磁選工序，實現回收磁黃鐵礦的目的，并且獲得硫精礦及尾礦；所述步驟(4)具體包括以下步驟:(4.1)磁粗選:銅浮選后的尾礦進入磁粗選工序，磁場強度設置為3500?4000奧斯特；(4.2)磁精選:經粗選工序后的尾礦磁精選工序，磁場強度設置為3000?3500奧斯特，經磁粗選和磁精選后，實現回收磁黃鐵礦的目的，并且得到含硫品位為32?36*%、含神品位〈0.1 的硫精礦及尾礦。
[0048](5)硫浮選1:經磁選后的尾礦進入硫浮選I工序，實現回收浮黃鐵礦的目的，并且獲得硫精礦及尾礦；所述步驟(5)具體包括以下步驟:(5.1)將硫酸加入磁選后的尾礦，以調整尾礦的pH值為6?8，獲得第三礦漿；(5.2)攪拌3?5分鐘第三礦漿后，將乙基黃藥加入第三礦漿，其中乙基黃藥的加入量按每噸第三礦漿加入50?80g，然后攪拌2?7分鐘，獲得第四礦漿；(5.3)將起泡劑加入第四礦漿，該起泡劑的加入量按每噸第四礦漿加入15?30g，攪拌2?8分鐘后開啟充氣閥門，進行刮泡2?7分鐘，獲得到含硫品位為32?38%、含砷品位〈0.2%的合格硫精礦。
[0049](6)硫浮選I1:經硫浮選I后的尾礦進入硫浮選II工序，實現回收難浮黃鐵礦和毒砂的目的，并且獲得得到砷硫粗精礦，對該砷硫粗精礦進行精選，獲得砷硫混合精礦；所述步驟(6)具體包括以下步驟:(6.1)將乙基黃藥加入硫浮選I后的尾礦，其中乙基黃藥的加入量按每噸硫浮選I后的尾礦加入40?60g，然后攪拌2?7分鐘，獲得第五礦漿；(6.2)將起泡劑加入第五礦漿，該起泡劑的加入量按每噸第五礦漿加入10?20g，待攪拌2?7分鐘后，開啟充氣閥門，進行刮泡5?8分鐘，得到砷硫粗精礦；(6.3)對砷硫粗精礦進行精選，犾得含硫品位為30?36%、含神品位為0.5?4.0%的神硫混合精礦。
[0050](7)砷硫重選分離:砷硫混合精礦進入搖床進行重選分離工序，獲得硫精礦以及毒砂尾礦。所述步驟(7)具體包括以下步驟:(7.1)將砷硫混合精礦加入搖床進行重選分離工序，其中搖床的沖程設置為9?17mm，沖次280?460次/分鐘；(7.2)經重選分離工序后，犾得含硫品位為32?36%、含神品位〈0.5 %的硫精礦以及毒砂尾礦。
[0051](8)將步驟(4)、步驟(5)和步驟(7)中所獲得的硫精礦進行混合得到最終硫精礦。
[0052]所述起泡劑優選為起泡劑二號油。
[0053]具體實施過程中，下面以采用內蒙某銅硫礦石為例，其成分百分含量為銅0.28?0.55%，硫 8.42 ?12.76%，鐵 14.36 ?28.61%，砷 0.13 ?1.28%。
[0054](I)破碎:原礦為內蒙某銅硫礦石，其成分百分含量為銅0.28?0.55 %，硫
8.42?12.76%，鐵14.36?28.61%，砷0.13?1.28% ;采用顎式破碎機將該原礦破碎成粒徑為50mm的粗碎礦，然后采用對輥破碎機對粗碎礦破碎成粒徑為2mm的精碎礦。
[0055](2)磨礦:預備石灰，將該石灰和破碎后的原礦加入到球磨機中，其中石灰加入量按每噸原礦加入3500g，獲得原礦石灰混合物；然后往球磨機內注入水，其中水的注入量的與原礦石灰混合物重量比為1:1。啟動球磨機進行磨礦，獲得第一礦漿；所述步驟(2)中的啟動球磨機進行磨礦工序，獲得磨礦粒度200目占72%的第一礦漿。
[0056](3)銅浮選:將丁基黃藥和乙硫氨酯加入第一礦漿，其中丁基黃藥的加入量按每噸第一礦漿加入60g，乙硫氨酯的加入量按每噸第一礦漿加入50g ;然后攪拌3~5分鐘，獲得第二礦漿；將起泡劑二號油加入第二礦漿，該起泡劑二號油的加入量按每噸第二礦漿加入20g ;攪拌3~5分鐘后，開啟充氣閥門，進行刮泡5~8分鐘，獲得銅粗精礦；銅粗精礦經過精選三次后，獲得品位為18.45%，回收率為86.48%的銅精礦及尾礦。
[0057](4)磁選:經銅浮選后的尾礦進入磁選工序，經一次磁粗選工序和磁精選工序，磁選磁場強度分別為3600奧斯特和3000奧斯特，得到含硫品位為34.82%、含砷品位為0.02%的硫精礦I及尾礦。
[0058](5)硫浮選1:經磁選后的尾礦進入硫浮選I工序，將硫酸加入磁選后的尾礦，以調整尾礦的PH值為8，獲得第三礦漿；攪拌3~5分鐘第三礦漿后，將乙基黃藥加入第三礦漿，其中乙基黃藥的加入量按每噸第三礦漿加入65g，然后攪拌3~5分鐘，獲得第四礦漿；將起泡劑二號油加入第四礦漿，該起泡劑二號油的加入量按每噸第四礦漿加入20g，攪拌3~5分鐘后開啟充氣閥門，進行刮泡3.5分鐘，獲得到含硫品位為35.9%、含砷品位〈0.13%的合格硫精礦II。
[0059](6)硫浮選I1:經硫浮選I后的尾礦進入硫浮選II工序，將乙基黃藥加入硫浮選I后的尾礦，其中乙基黃藥的加入量按每噸硫浮選I后的尾礦加入50g，然后攪拌3~5分鐘，獲得第五礦漿；將起泡劑二號油加入第五礦漿，該起泡劑二號油的加入量按每噸第五礦漿加入15g，待攪拌3~5分鐘后，開啟充氣閥門，進行刮泡5~8分鐘，得到砷硫粗精礦；對神硫粗精礦進彳丁精選，犾得含硫品位為30.06%、含神品位為0.65%的神硫混合精礦。
[0060](7)砷硫重選 分離:將砷硫混合精礦加入搖床進行重選分離工序，其中搖床的沖程設置為12mm,沖次420次/分鐘；經重選分離工序后,獲得含硫品位為32.61 %、含砷品位為0.25%的硫精礦III以及毒砂尾礦。
[0061](8)將硫精礦1、硫精礦II和硫精礦III進彳丁混合得到最終硫精礦，硫品位為35.12%、砷品位為0.15%，綜合回收率為88.42%。
[0062]上述實施例僅為本發明較好的實施方式，本發明不能--列舉出全部的實施方
式，凡采用上述實施例之一的技術方案，或根據上述實施例所做的等同變化，均在本發明保護范圍內。
[0063]本發明的選礦工藝采用浮選、重選、磁選多種聯合選礦方法，給選礦工藝帶來了良好的分選效果。
[0064]本發明的選礦工藝在浮選過程中，不添加任何抑制劑，利用礦物可浮性及浮游速度的差異，得到低砷合格硫精礦和砷硫混合精礦，砷硫混合精礦通過重選實現分離，選礦效果好，且操作簡單，綜合生產成本低，無污染。
[0065]根據上述說明書的揭示和教導，本發明所屬領域的技術人員還可以對上述實施方式進行變更和修改。因此，本發明并不局限于上面揭示和描述的【具體實施方式】，對本發明的一些修改和變更也應當落入本發明的權利要求的保護范圍內。此外，盡管本說明書中使用了一些特定的術語，但這些術語只是為了方便說明，并不對本發明構成任何限制，如本發明上述實施例所述，采用與其相同或相似步驟而得到的其它選礦工藝，均在本發明保護范圍內。
【權利要求】
1.一種含砷銅硫礦石的無抑制選礦工藝，其特征在于，其包括以下步驟: (1)破碎:以含砷銅硫礦石為原礦，將該原礦破碎； (2)磨礦:預備石灰，將該石灰和破碎后的原礦加入到球磨機中，其中石灰加入量按每噸原礦加入3500~5000g，獲得原礦石灰混合物；然后往球磨機內注入水,其中水的注入量的與原礦石灰混合物重量比為0.7~1.3:0.7~1.3 ;啟動球磨機進行磨礦，獲得第一礦漿； (3)銅浮選:將丁基黃藥和乙硫氨酯加入第一礦漿，其中丁基黃藥的加入量按每噸第一礦漿加入50~120g，乙硫氨酯的加入量按每噸第一礦漿加入50~100g ;然后攪拌均勻，獲得第二礦漿，接著加入起泡劑，該起泡劑的加入量按每噸第二礦漿加入20~30g ;待攪拌均勻后，然后開啟充氣閥門，進行刮泡，獲得銅粗精礦；該銅粗精礦經過精選后，獲得銅精礦及尾礦； (4)磁選:經銅浮選后的尾礦進入磁選工序，實現回收磁黃鐵礦的目的，并且獲得硫精礦及尾礦； (5)硫浮選1:經磁選后的尾礦進入硫浮選I工序，實現回收浮黃鐵礦的目的，并且獲得硫精礦及尾礦； (6)硫浮選I1:經硫浮選I后的尾礦進入硫浮選II工序，實現回收難浮黃鐵礦和毒砂的目的，并且獲得得到神硫粗精礦，對該神硫粗精礦進行精選，獲得神硫混合精礦； (7)砷硫重選分離:砷硫混合精礦進入搖床進行重選分離工序，獲得硫精礦以及毒砂尾礦。
2.根據權利要求1所述的含砷銅硫礦石的無抑制選礦工藝，其特征在于，所述步驟(1)具體包括以下步驟: (1.1)以含砷銅硫礦石為原礦，`采用顎式破碎機將該原礦破碎成粒徑為40~60mm的粗碎礦； (1.2)采用對輥破碎機對粗碎礦破碎成粒徑為I~4mm的精碎礦。
3.根據權利要求1所述的含砷銅硫礦石的無抑制選礦工藝，其特征在于，所述步驟(2)中的啟動球磨機進行磨礦工序，直至礦漿的磨礦粒度150~250目占70%~75%，獲得第一礦衆。
4.根據權利要求1所述的含砷銅硫礦石的無抑制選礦工藝，其特征在于，所述步驟(3)具體包括以下步驟: (3.1)將丁基黃藥和乙硫氨酯加入第一礦漿，其中丁基黃藥的加入量按每噸第一礦漿加入50~120g，乙硫氨酯的加入量按每噸第一礦漿加入50~100g ;然后攪拌3~5分鐘，獲得第二礦漿； (3.2)將起泡劑加入第二礦漿，該起泡劑的加入量按每噸第二礦漿加入20~30g ;攪拌2~7分鐘后，開啟充氣閥門，進行刮泡3~10分鐘，獲得銅粗精礦； (3.3)銅粗精礦經過精選后，獲得品位為18~20%、回收率為85~95%的銅精礦及尾礦。
5.根據權利要求1所述的含砷銅硫礦石的無抑制選礦工藝，其特征在于，所述步驟(4)具體包括以下步驟: (4.1)磁粗選:銅浮選后的尾礦進入磁粗選工序，磁場強度設置為3500~4000奧斯特； (4.2)磁精選:經粗選工序后的尾礦磁精選工序，磁場強度設置為3000~3500奧斯特，經磁粗選和磁精選后，實現回收磁黃鐵礦的目的，并且得到含硫品位為32~36%、含砷品位〈0.1 %的硫精礦及尾礦。
6.根據權利要求1所述的含砷銅硫礦石的無抑制選礦工藝，其特征在于，所述步驟(5)具體包括以下步驟: (5.1)將硫酸加入磁選后的尾礦，以調整尾礦的pH值為6~8，獲得第三礦漿； (5.2)將乙基黃藥加入第三礦漿，其中乙基黃藥的加入量按每噸第三礦漿加入50~80g，然后攪拌2~7分鐘，獲得第四礦漿； (5.3)將起泡劑加入第四礦漿，該起泡劑的加入量按每噸第四礦漿加入15~30g，攪拌2~8分鐘后開啟充氣閥門，進行刮泡2~7分鐘，獲得到含硫品位為32~38%、含砷品位〈0.2%的合格硫精礦。
7.根據權利要求1所述的含砷銅硫礦石的無抑制選礦工藝，其特征在于，所述步驟(6)具體包括以下步驟: (6.1)將乙基黃藥加入硫浮選I后的尾礦，其中乙基黃藥的加入量按每噸硫浮選I后的尾礦加入40~60g,然后攪拌2~7分鐘,獲得第五礦衆； (6.2)攪拌3~5分鐘第三礦漿后，將起泡劑加入第五礦漿，該起泡劑的加入量按每噸第五礦漿加入10~20g，待攪拌2~7分鐘后，開啟充氣閥門，進行刮泡5~8分鐘，得到砷硫粗精礦； (6.3)對砷硫粗精礦進行精選，獲得含硫品位為30~36%、含砷品位為0.5~4.0%的砷硫混合精礦。
8.根據權利要求1所述的含砷銅硫礦石的無抑制選礦工藝，其特征在于，所述步驟(7)具體包括以下步驟: (7.1)將砷硫混合精礦加入搖床進行重選分離工序,其中搖床的沖程設置為9~17mm,沖次280~460次/分鐘； (7.2)經重選分離工序后，獲得含硫品位為32~36%、含砷品位〈0.5%的硫精礦以及毒砂尾礦。
9.根據權利要求1所述的含砷銅硫礦石的無抑制選礦工藝，其特征在于，所述起泡劑為起泡劑二號油，所述步驟(1)中水的注入量的與原礦石灰混合物重量比為1:1。
10.根據權利要求1所述的含砷銅硫礦石的無抑制選礦工藝，其特征在于，其還包括步驟(8):將步驟(4)、步驟(5)和步驟(7)中所獲得的硫精礦進行混合得到最終硫精礦。
【文檔編號】B03B7/00GK103706461SQ201310676274
【公開日】2014年4月9日 申請日期:2013年12月13日 優先權日:2013年12月13日
【發明者】李俊旺, 郭汝民, 楊歡 申請人:北京華夏建龍礦業科技有限公司