CN103801461A - 一种低品位铜镍矿的浮选工艺 - Google Patents

Abstract

本发明提供一种低品位铜镍矿的浮选工艺，包括如下步骤：磨矿分级，磨矿时加入六偏磷酸钠和碳酸钠；向磨矿得到的矿浆中加入玉米芯粉和耐水腻子粉进行调浆，再加入乙基钠黄药和二异氰酸酯类化合物进行一次粗选，得到铜镍混合精矿I；向一次粗选所得尾矿加入六偏磷酸钠、玉米芯粉、羧甲基纤维素钠、乙基钠黄药和二异氰酸酯类化合物进行二次粗选，即得铜镍混合精矿II；向二次粗选所得尾矿加入羧甲基纤维素钠、捕收剂硫氨酯硫脲复合基化合物进行三次粗选，选出物经过两次闭路循环精选后与铜镍混合精矿I和II混合；向混合后的精矿加入石灰、活性炭进行分离粗选，选出物再经过四次闭路循环精选后得到铜精矿，尾矿再经过两次闭路循环扫选得到镍精矿。

Description

一种低品位铜镍矿的浮选工艺

技术领域

本发明涉及冶金技术领域，尤其涉及一种低品位铜镍矿的浮选工艺。

背景技术

 CN1317371A公开了一种铁矿石中极低品位铜综合回收工艺，把从武钢程潮铁矿东采-206米水平、39-43、-220米水平13-14、25-28、34-38，上5-上49，-232米水平上5-上18所采的矿石按照选矿行业标准进行破碎。在浮选流程中采用活性炭加腐殖酸钠作为主要药剂配方，在选铜时增加了混合浮选和分离浮选。具体工艺流程是，破碎后的原矿经球磨、分级、两级磁选、两级细筛后经第三次磁选即把铁精矿选别出来。分级中返砂（即大部颗粒在0.076mm以上）再进入球磨，再磁选，精矿进入细筛，筛上矿物（即大部分颗粒大于0.076mm以上）又回到第二次球磨，颗粒小于0.076mm的进入第三级磁选中，第二次球磨后再磁选的尾矿浆与第一级、第二级、第三级磁选后的尾矿浆合流作为混合浮选中的混合粗选进料。混合浮选中的混合粗糙的精矿排入，混合浮选中的混合精选流程所得精矿排入分离浮选的分离粗选中，分离粗选所得精矿排入分离浮选的分离精选中，这时选得的精矿即为铜精矿。分离精选的尾矿又返回到分离粗选中，分离粗选的尾矿即为硫精矿，混合浮选所得尾矿即为综合尾矿。

CN101745458A公开了一种低品位通铅锌复杂多金属硫化矿分离工艺，是利用重选-浮选联合流程实现对低品位铜铅锌复杂多金属硫化矿的分离，即将原矿磨至一定粒度，先利用重选将比重比较大的铅矿物分离出来，再将重选尾矿利用浮选实现铜锌矿物的分离。具体公开了⑴采用重选法回收铅，得到的铅粗精可进行进一步浮选提纯；⑵重选入选粒度为-60目至-150目；⑶重选的矿浆调浆浓度为10-15%（重量百分比）；⑷利用二乙胺基二硫代甲酸钠、二丁基二硫代磷酸铵、乙基黄原酸钠或其中的两种药剂配合使用（重量配比为1：1）对得到的铅粗精进行浮选提纯，浮选提纯的药剂总用量为10-20g/t，时间为10-20分钟；⑸重选尾矿采用优选选铜或铜锌混选再分离方案对铜锌进行浮选回收；⑹重选尾矿（铜锌浮选给矿）的入选粒度为-200目55-95%；⑺重选尾矿的浮选矿浆浓度为25-30%（重量百分比）；⑻重选尾矿的浮选药剂为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、黄原酸钠、二乙氨基二硫代甲酸钠、二丁基二硫代磷酸铵或其中两种配合使用（重量配比为1：1），药剂用量为30-55r/t，时间为12-15分钟；重选回收矿石中的铅矿物所用的设备为摇床或螺旋溜槽；对铅粗精进行浮选提纯的pH为10-13；对铅粗精进行浮选提纯所用的时间为10-20分钟。

CN101972705A公开了一种铜镍矿的选矿方法，其选矿过程的步骤包括：⑴将铜镍原矿进行磨细、脱泥；⑵脱泥后的原矿进行铜矿物浮选，得到铜矿物及部分连生、易浮的镍矿物的混合铜粗精矿和铜尾矿I；⑶将步骤⑵得到的混合铜粗精矿进行铜精选，得到铜及部分镍的铜镍混合精矿和铜中矿I；⑷将步骤⑶中的铜中矿I进行铜扫选，得到铜中矿II和铜尾矿II。铜中矿II返回上一层的铜精选作业，铜尾矿II与铜尾矿I合并进行再磨；⑸将步骤⑶中的铜及部分镍的铜镍混合精矿进行再磨，再磨后进行铜镍分离。分离后得到铜粗精矿和镍粗精矿；⑹将步骤⑸中的铜粗精矿进行铜精选一次得到铜精矿和铜中矿III，镍粗精矿进行铜扫选I得到镍精矿和镍中矿I。镍中矿I与铜中矿III一起返回上一层的铜镍混合精矿再磨。⑺将步骤⑹中的镍精矿进行铜扫选II，得到镍精矿I和镍中矿II，镍中矿II返回上一层的铜扫选I作业。⑻将步骤⑷中的再磨后的铜尾矿进行镍粗选，得到镍粗精矿和镍尾矿。镍粗精矿进行镍精选三次，得到镍精矿II和三个镍精选中矿，三个镍精选中矿分别顺序返回上一层。镍尾矿进行镍扫选三次，得到尾矿和三个镍扫选中矿，三个镍扫选中矿分别顺序返回上一层。

CN102962123A公开了一种低品位铜镍矿的选矿工艺，包括如下步骤：⑴磨矿：磨矿分级溢流浓度为32-35wt%，同时加入六偏磷酸钠120-150g/吨矿石和碳酸钠1.3-1.6kg/吨矿石；⑵一次粗选：向磨矿得到的矿浆中加入羧甲基纤维素钠300-350g/吨矿石进行调浆，再加入丁黄药30-45g/吨矿石和捕收剂Z-200 15-25g/吨矿石进行浮选，得到铜镍混合精矿；⑶二次粗选：向步骤⑵所得的粗选尾矿加入六偏磷酸钠35-50g/吨矿石、羧甲基纤维素钠45-65g/吨矿石、丁黄药20-35g/吨矿石和捕收剂Z-200 10-20g/吨矿石进行二次粗选，选出物再经过两次闭路循环精选后与步骤⑵的铜镍混合精矿混合，得到混合精矿；⑷混合精矿的铜镍分离：向步骤⑶所得的混合精矿加入石灰800-1200g/吨矿石、活性炭80-110g/吨矿石进行分离粗选，选出物再经过四次闭路循环精选后得到铜精矿，尾矿再经过两次闭路循环扫选得到镍精矿。所获得有益效果为能将铜品位≤0.18%、镍品味≤0.4%的低品位铜镍矿分选得到铜品位≥25%、含镍<0.4%，铜回收率70%以上的铜精矿和镍品味≥5%、含铜<0.4%，镍回收率达80%的镍精矿，而尾矿中镍含量0.097%以下、铜含量0.033%以下，最大限度的回收矿物中铜和镍。

CN102974466A公开了一种提高低品位铜镍矿回收率的浮选方法，主要是提高低品位铜镍矿石中的镍回收率，采用阶段磨矿、分段浮选，在确保铜镍精矿品位的前提下，最大限度地提高铜镍回收率，为富氧顶吹熔炼提供合格的原料，强化了阶段磨矿和浮选作业的效率，复合镍矿快选早收的要求，同时，在一段磨矿中添加调整剂碳酸钠等药剂，保证精矿镍品位的同时，提高了低品位矿石铜镍回收率，该浮选方法具体按以下步骤进行：步骤1：采用现有磨矿装置对原矿进行一段磨矿，一段磨矿中添加调整剂碳酸钠，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的65-70%，矿浆重量百分比浓度为23-27%时，进行一段粗选，加入乙基钠黄药和丁基铵黑药，得到一段粗选精矿和一段粗选尾矿；步骤2：将步骤1得到的一段粗选精矿制成重量百分比浓度为15-23%的矿浆，进行一段精选，精选时通入空气，充气量为0.4-0.5m³/m²·min，得到一段精选精矿和一段精选尾矿，其中一段精选的精矿为最终精矿的一部分；步骤3：对步骤2中的一段精选尾矿和步骤1中的一段粗选尾矿进行二段磨矿，磨矿中添加调整剂碳酸钠，当磨矿矿浆中粒度≤200目的矿粒的重量百分比达到矿浆总重量的75-80%，矿浆重量百分比浓度为17-21%时，进行二段粗选，加入乙基钠黄药和丁基铵黑药，得到二段粗选精矿和二段粗选尾矿；步骤4：将步骤3得到的二段粗选精矿调制为重量百分比浓度为20-30%的矿浆，进入二段一次精选，得到二段一次精选精矿和二段一次精选尾矿；将步骤3得到的二段粗选的尾矿直接进入二段一次扫选，加入乙基钠黄药，得到二段一次扫选精矿和二段一次扫选尾矿；步骤5：将步骤4中的二段一次精选的精矿直接计入到二段二次精选，得到的精矿为最终精矿之一，与步骤2中的一段精选精矿共同组成最终精矿，送精矿脱水作业；二段二次精选的尾矿返回到二段一次精选作业循环处理；步骤6：将步骤4中得到的二段一次精选的尾矿与二段一次扫选的精矿共同返回二段磨矿，磨矿中添加调整剂碳酸钠，磨矿后调浆为重量百分比浓度达到17-21%，进入二段粗选循环处理；将步骤4中二段一次扫选的尾矿直接进入二段二次扫选，得到二段二次扫选精矿和二段二次扫选尾矿，其中二段二次扫选的精矿返回到二段一次扫选循环处理，二段二次扫选的尾矿为最终尾矿，送给尾矿脱水作业；所述步骤1中在一段磨矿过程中加入碳酸钠，按每吨原矿中加入0.667-1.0kg碳酸钠的比例添加。在原矿镍品位为0.54-0.62%时，精矿镍品味可达4.8-5.0%，镍回收率可达65-70%。

CN103301956A公开了一种低品位铜钴镍硫化矿的选矿方法，采用选择性絮凝脱泥-浮选工艺，并吸收优先浮选和混合浮选工艺优点，首先使用六偏磷酸钠作为蛇纹石类脉石的絮凝分散剂，浮选前进行选择性絮凝，使用捕收剂混合胺浮选脱除该部分矿泥，然后添加石灰抑制含钴、镍硫化矿，使用捕收剂Z-200和BK201优先浮选铜矿物，获得铜精矿；浮铜后使用硫酸铜和硫化钠活化含钴、镍硫化矿，使用捕收剂丁基黄药和BK201浮选钴、镍矿物，获得高富集的镍钴混合精矿。包括以下步骤：1)将经过破碎后的原矿石（a）与水（b）按1:1的比例加入球磨机进行磨矿，至磨矿产品磨矿细度为-0.074mm占90-92%；2)在浮选机内依次添加细泥分散絮凝剂六偏磷酸钠（c）用量800-1000g/t（以原矿石干矿重量计，下同）和矿泥浮选捕收剂混合胺（d）用量40-50g/t，选择性絮凝后进行脱泥浮选，浮出的矿泥（泡沫产品）并入最终尾矿，槽内产品进行铜粗选；3)在浮选机内添加调整剂石灰（e）用量1000-1500g/t，搅拌4分钟，调矿浆pH值至10-11，再依次添加捕收剂Z-200（f）用量20-25g/t和BK-201（g）用量10-15g/t，进行铜粗选；铜粗选精矿（A）进入铜精选一，铜粗选尾矿进行铜扫选；4)在铜精选一作业浮选机内添加石灰（e）用量200-250g/t，搅拌4分钟，保持pH值在10-11，进行第一次铜精选；铜精选一精矿进入铜精选二，铜精选一尾矿（B）返回铜粗选；5)在铜精选二作业浮选机内添加石灰（e）用量100-150g/t，搅拌4分钟，保持pH值在10-11，进行第二次铜精选；铜精选二精矿即为铜精矿，铜精矿二尾矿（c）返回铜精选一；6)在浮选机内依次添加选铜捕收剂Z-200（f）用量10-15g/t和BK-201用量（g）5-10g/t，进行铜扫选；铜扫选精矿（D）返回铜粗选，铜扫选尾矿进行镍钴混合粗选；7)镍钴混合粗选：在浮选机内依次添加活化剂硫酸铜（h）用量80-100g/t和BK-201（g）用量30-40g/t，进行镍钴混合粗选；混合粗选精矿（E）进入镍钴精选一，混合粗选尾矿进行混合扫选一；8)不添加任何药剂，进行镍钴第一次空白精选；镍钴精选一精矿进入镍钴精选二，镍钴精选一尾矿（F）返回镍钴混合粗选；9)不添加任何药剂，进行镍钴第二次空白精选；镍钴精选二精矿进入镍钴精选三，镍钴精选二尾矿（G）返回镍钴精选一；10)不添加任何药剂，进行镍钴第三次空白精选；镍钴精选三精矿即为镍钴混合精矿，镍钴精选三尾矿（H）返回镍钴精选二；11)依次添加捕收剂丁基黄药（j）用量20-30g/t和BK-201（g）用量10-20g/t,进行镍钴第一次混合扫选；镍钴混合扫选一精矿（I）返回镍钴混合粗选，镍钴混合扫选一尾矿进行镍钴混合扫选二；12)不添加任何药剂，进行镍钴第二次空白扫选；镍钴混合扫选二精矿（J）返回镍钴混合扫选一，镍钴混合扫选二尾矿即为最终尾矿。

上述发明均是针对铜镍矿石性质复杂，品位较低，嵌布细微，矿石中脉石矿物泥化严重而进行浮选工艺的改进。一般而言，多采用石灰做镍矿物抑制剂，黄药做铜矿物捕收剂优先浮选，但镍矿物被抑制后活化困难，导致镍回收率偏低。铜镍混合浮选工艺多采用硫酸铜做铜、镍矿物活化剂，黄药、丁铵黑药做铜、镍矿物捕收剂进行混合浮选，再采用石灰做镍矿物抑制剂进行铜镍分离，缺点在于铜镍矿物分离困难，互含严重。可见选铜需要克服的技术困难在于：一方面，要控制蛇纹石类脉石进入精矿；另一方面，在铜镍硫化矿浮选分离工艺时考虑不对镍矿物进行抑制，同时在铜矿物浮选过程中，铜捕收剂的选择也是关键，要保证选择能力高，使得铜粗精矿中镍的含量少。

发明内容

综上所述，本发明的目的在于提供一种低品位铜镍矿的浮选工艺，包括如下步骤：

(1)磨矿：磨矿分级溢流浓度为32-35wt%，同时加入六偏磷酸钠和碳酸钠；

(2)一次粗选：向磨矿得到的矿浆中加入玉米芯粉300-400g/吨矿石和耐水腻子粉100-200g/吨矿石进行调浆，再加入乙基钠黄药30-45g/吨矿石和二异氰酸酯类化合物50-100g/吨矿石进行浮选，得到铜镍混合精矿I；

(3)二次粗选：向步骤（2）所得粗选尾矿加入六偏磷酸钠40-45g/吨矿石、玉米芯粉100g/吨矿石、羧甲基纤维素钠50-60g/吨矿石、乙基钠黄药30-35g/吨矿石和捕收剂30-50g/吨矿石进行二次粗选，即得铜镍混合精矿II；优选地，捕收剂采用二异氰酸酯类化合物；

(4)三次粗选：向步骤（3）所得粗选尾矿加入羧甲基纤维素钠20-30g/吨矿石、捕收剂5-10g/吨矿石进行三次粗选，选出物经过两次闭路循环精选后与步骤（2）和步骤（3）的铜镍混合精矿I和II混合，得到混合精矿；优选地捕收剂采用硫氨酯硫脲复合基化合物；

(5)混合精矿的铜镍分离：向步骤（4）所得的混合精矿加入石灰800-1200g/吨矿石、活性炭90-100g/吨矿石进行分离粗选，选出物再经过四次闭路循环精选后得到铜精矿，尾矿再经过两次闭路循环扫选得到镍精矿。

优选地，经步骤（4）二次粗选后所得到的尾矿再经过粗选II段和四次闭路循环扫选后，得到最终排放的尾矿。

优选地，二次粗选和三次粗选均采用二异氰酸酯类化合物与硫氨酯硫脲复合基化合物的混合物作为捕收剂，两者质量比为1:1。

优选地，所述二异氰酸酯类化合物选自二苯甲烷二异氰酸酯、异佛二酮二异氰酸酯、己二异氰酸酯、甲苯二异氰酸酯等。

优选地，所述捕收剂硫氨酯硫脲复合基化合物的结构式如式（I）：

。

其中R¹为C1-C8的烃基、或通式为R³-C(=O)-的酰基、或通式为R⁴O-C(=O)-的酯基，式中R³和R⁴分别代表C1-C8的烃基；R²代表C2-C9的亚烃基。R¹更优选为烯丙基、苄基、甲酰基、乙酰基、丙酰基、丁酰基、甲酯基、乙酯基、丙酯基或丁酯基，R²更优选为亚乙基或亚丙基。所述捕收剂硫氨酯硫脲复合基化合物的制备方法参照中国专利公开文本CN101757985A。

本发明与现有技术相比具有以下优点：一方面，经过大量实验发现二异氰酸酯作为捕收剂可以明显提高铜和镍的回收率；另一方面，通过优化工艺，采用三次粗选步骤进一步提高铜品位和镍品位；通过上述几方面的共同努力，使得本发明能够将铜品位≤0.18%、镍品位≤0.4%的低品位铜镍矿分选得到铜品位≥35%、含镍<0.2%，铜回收率80%以上的铜精矿和镍品位≥8%、含铜<0.2%，镍回收率达90%的镍精矿，而尾矿中镍含量0.055%以下、铜含量0.015%以下，最大限度的回收矿物中铜和镍，浮选效果明显提高。

具体实施方式

本发明实施例所用贫铜镍矿样品铜品位0.15-0.18%、镍品位0.35-0.40%。

实施例1：

(1)磨矿：磨矿分级溢流浓度为35wt%，同时加入六偏磷酸钠100g/吨矿石和碳酸钠1000g/吨矿石，进行磨矿，直至磨矿分级溢流矿浆细度-200目达到70%；

(2)一次粗选：向磨矿得到的矿浆中加入玉米芯粉350g/吨矿石和耐水腻子粉150g/吨矿石进行调浆，再加入乙基钠黄药40g/吨矿石和异佛二酮二异氰酸酯80g/吨矿石进行浮选，得到铜镍混合精矿I；

(3)二次粗选：向步骤（2）所得粗选尾矿加入六偏磷酸钠40g/吨矿石、玉米芯粉100g/吨矿石、羧甲基纤维素钠55g/吨矿石、乙基钠黄药30g/吨矿石和异佛二酮二异氰酸酯40g/吨矿石进行二次粗选，即得铜镍混合精矿II；

(4)三次粗选：向步骤（3）所得粗选尾矿加入羧甲基纤维素钠25g/吨矿石、捕收剂N,N’-二乙酯基-O,N’’-（1,2-亚乙基）硫氨酯硫脲5g/吨矿石进行三次粗选，选出物经过两次闭路循环精选后与步骤（2）和步骤（3）的铜镍混合精矿I和II混合，得到混合精矿；

(5)混合精矿的铜镍分离：向步骤（4）所得的混合精矿加入石灰1000g/吨矿石、活性炭90g/吨矿石进行分离粗选，选出物再经过四次闭路循环精选后得到铜精矿，尾矿再经过两次闭路循环扫选得到镍精矿。

最终得到铜品位39.12%、镍品位0.18%的铜精矿和镍品位8.77%、含铜0.12%的镍精矿。

实施例2：

用捕收剂Z-200替换异佛二酮二异氰酸酯，其它与实施例1相同。所得到的铜精矿中镍品位0.16%、铜品位29.21%；镍精矿中镍品位8.03%、铜品位0.19%。

实施例3：

用捕收剂Z-200替换N,N’-二乙酯基-O,N’’-（1,2-亚乙基）硫氨酯硫脲，其它与实施例1相同。所得到的铜精矿中镍品位0.16%、铜品位29.01%；镍精矿中镍品位8.11%、铜品位0.19%。

实施例4：

用捕收剂Z-200替换异佛二酮二异氰酸酯和N,N’-二乙酯基-O,N’’-（1,2-亚乙基）硫氨酯硫脲，其它与实施例1相同。所得到的铜精矿中镍品位0.16%、铜品位29.00%；镍精矿中镍品位8.01%、铜品位0.19%。

实施例5：

一次粗选、二次粗选和三次粗选均使用二异氰酸酯类化合物与硫氨酯硫脲复合基化合物的混合物，重量比为1:1。其它与实施例1相同。所得到的铜品位40.92%、镍品位0.15%的铜精矿和镍品位9.27%、含铜0.10%的镍精矿。

对比例1：

参照CN102962123A的方法所得到的铜精矿中镍品位0.33%、铜品位29.21%；镍精矿中镍品位4.92%、铜品位0.36%。

对比例2：

未进行三次粗选，其它同实施例1。所得到的铜精矿中镍品位0.28%、铜品位35.36%；镍精矿中镍品位5.12%、铜品位0.38%。

通过实验发现，实施例1与对比例1比较可见，本发明与现有技术相比，可以明显提高所得到铜精矿和镍精矿的品位。

实施例1与对比例2比较可见，三次粗选工艺对最终产品的品位有一定影响。三次粗选比两次粗选更加有效的提升铜品位。

实施例1与实施例2-4比较可见，本发明的产品一次粗选和二次粗选所用的二异氰酸酯类作为捕捉剂，三次粗选所用的硫氨酯硫脲复合基化合物作为捕收剂可以更好的提高产品铜和镍的品位。实施例1与实施例5的比较可见，一次粗选、二次粗选和三次粗选使用二异氰酸酯类化合物与硫氨酯硫脲复合基化合物质量比为1:1的混合物，可以取得协同增效技术效果。

Claims (10)

1.一种低品位铜镍矿的浮选工艺，包括如下步骤：

(1)磨矿：磨矿分级溢流浓度为32-35wt%，同时加入六偏磷酸钠和碳酸钠；

(2)一次粗选：向磨矿得到的矿浆中加入玉米芯粉300-400g/吨矿石和耐水腻子粉100-200g/吨矿石进行调浆，再加入乙基钠黄药30-45g/吨矿石和捕收剂50-100g/吨矿石进行浮选，得到铜镍混合精矿I；

(3)二次粗选：向步骤（2）所得粗选尾矿加入六偏磷酸钠40-45g/吨矿石、玉米芯粉100g/吨矿石、羧甲基纤维素钠50-60g/吨矿石、乙基钠黄药30-35g/吨矿石和捕收剂30-50g/吨矿石进行二次粗选，即得铜镍混合精矿II；

(4)三次粗选：向步骤（3）所得粗选尾矿加入羧甲基纤维素钠20-30g/吨矿石、捕收剂5-10g/吨矿石进行三次粗选，选出物经过两次闭路循环精选后与步骤（2）和步骤（3）的铜镍混合精矿I和II混合，得到混合精矿；

(5)混合精矿的铜镍分离：向步骤（4）所得的混合精矿加入石灰800-1200g/吨矿石、活性炭90-100g/吨矿石进行分离粗选，选出物再经过四次闭路循环精选后得到铜精矿，尾矿再经过两次闭路循环扫选得到镍精矿。

2.根据权利要求1所述的浮选工艺，其特征在于：步骤(2)一次粗选和步骤(3)二次粗选中选用二异氰酸酯类化合物作为捕收剂。

3.根据权利要求1所述的浮选工艺，其特征在于：步骤（4）三次粗选中选用硫氨酯硫脲复合基化合物作为捕收剂。

4.根据权利要求1所述的浮选工艺，其特征在于：一次粗选、二次粗选和三次粗选均采用二异氰酸酯类化合物与硫氨酯硫脲复合基化合物的混合物作为捕收剂，两者质量比为1:1。

5.根据权利要求1所述的浮选工艺，其特征在于：经步骤（4）三次粗选后所得到的尾矿再经过粗选II段和四次闭路循环扫选后，得到最终排放的尾矿。

6.根据权利要求2或4所述的浮选工艺，其特征在于：所述二异氰酸酯类化合物选自二苯甲烷二异氰酸酯、异佛二酮二异氰酸酯、己二异氰酸酯、甲苯二异氰酸酯等。

7.根据权利要求3或4所述的浮选工艺，其特征在于：所述捕收剂硫氨酯硫脲复合基化合物的结构式如式（I）：

其中R¹为C1-C8的烃基、或通式为R³-C(=O)-的酰基、或通式为R⁴O-C(=O)-的酯基，式中R³和R⁴分别代表C1-C8的烃基；R²代表C2-C9的亚烃基。

8.根据权利要求7所述的浮选工艺，其特征在于：R¹为烯丙基、苄基、甲酰基、乙酰基、丙酰基、丁酰基、甲酯基、乙酯基、丙酯基或丁酯基。

9.根据权利要求7所述的浮选工艺，其特征在于：R²为亚乙基或亚丙基。

10.根据权利要求7所述的浮选工艺，其特征在于：R³为甲基、乙基或正丙基；R⁴为甲基、乙基或正丙基。