CN111036391B - 一种从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法，通过旋流器对铜硫分离尾矿进行粒度分级，得到溢流和沉砂；对于溢流，在自然pH值条件下添加调整剂、起泡剂和第一铜矿物捕收剂，并进行粗选，得到第一粗精矿；对于所述沉砂，以石灰调节矿浆pH值至10～12，再加入起泡剂和第二铜矿物捕收剂，并进行粗选，得到第二粗精矿；对第二粗精矿进行磨矿，得到磨矿后的第二粗精矿；将第一粗精矿与所述磨矿后的第二粗精矿合并，并加入调整剂和第一铜矿物捕收剂进行精选，从而得到铜精矿。本发明不仅能提高铜矿物的回收率，获得合格品位铜精矿，而且中矿循环量适中、操作简单、流程稳定、便于现场管理、适应性强。

Description

一种从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法

技术领域

本发明涉及铜硫矿选矿技术领域，尤其涉及一种从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法。

背景技术

铜是人类最早发现并使用的金属，因其具有良好的延展性、导热导电性而广泛应用于电气、交通、建筑等行业，在国民经济中发挥着重要作用。中国是铜消费大国，对铜资源的需求量大，随着国内高品位、易采选铜矿资源的逐渐枯竭，加强对尾矿中铜资源的回收具有重要意义。

铜硫矿是我国主要的铜矿类型，硫铁矿作为硫化铜矿最主要的伴生矿物，具有可浮性好、易被游离铜离子活化等特点，浮选时易富集于铜精矿中，如得不到有效抑制，会明显影响铜精矿品位，降低企业效益，因此通过铜硫分离作业获得高品位铜精矿是铜硫矿浮选过程中非常重要的步骤。铜硫分离作业通常是在高pH值条件下对铜硫混合粗精矿中的硫铁矿物进行抑制。在这种方法中部分含铜贫连生体，特别是铜硫连生体易被抑制，随铜硫分离尾矿排出；此外，部分铜硫矿物因嵌布粒度较细，为实现铜硫有效分离需对混合粗精矿再磨，因过磨形成的微细粒铜矿物，部分也会进入铜硫分离尾矿中。

以上因素造成了铜硫分离尾矿中铜矿物粒度分布较宽，常规浮选流程处理铜硫分离尾矿时铜回收率不高；同时，铜硫分离尾矿中硫铜比很高，一般情况下，铜硫分离尾矿中铜品位为0.10％～0.20％，硫品位30％～40％，且铜矿物以微细粒铜矿和含铜连生体为主，可浮性较差，硫铁矿则主要为单体解离的黄铁矿，其可浮性明显优于铜矿物；此外，因铜硫分离前一般有再磨作业，产生的细泥较多，且大多进入铜硫分离尾矿中，在尾矿选铜过程中细泥易被夹带进入最终精矿，导致难以获得合格品位铜精矿。综上所述，在常规浮选流程及药剂制度下，想要从硫铜比高、细泥含量高、铜矿物主要为细粒铜矿物与含铜连生体的铜硫分离尾矿中回收铜矿物并得到合格品位铜精矿难度较大。若能解决上述问题，即可进一步提高矿山的铜矿物回收率，提高矿产资源的利用率，增加企业效益，因此开发一种从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的工艺具有重要的意义。

发明内容

为了解决现有技术中从铜硫分离尾矿中回收铜矿物回收率低且难以获得合格品位铜精矿的技术问题，本发明提供了一种从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法，不仅能够在保证较高铜回收率的同时，获得合格品位铜精矿，而且中矿循环量适中、操作简单、流程稳定、便于现场管理、适应性强。

本发明的目的是通过以下技术方案实现的：

一种从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法，包括以下步骤：

步骤1、分级作业：以铜硫分离尾矿作为给矿，通过旋流器对所述给矿进行粒度分级，从而得到溢流和沉砂；

步骤2、粗选作业：对于所述溢流，在自然pH值条件下添加调整剂、起泡剂和第一铜矿物捕收剂，并进行粗选，从而得到第一粗精矿和溢流粗选尾矿；对于所述沉砂，以石灰调节矿浆pH值至10～12，再加入起泡剂和第二铜矿物捕收剂，并进行粗选，从而得到第二粗精矿和沉砂粗选尾矿；

步骤3、扫选作业：向所述溢流粗选尾矿中添加调整剂和第一铜矿物捕收剂，进行1～2次扫选，从而得到溢流扫选精矿和第一尾矿；向所述沉砂粗选尾矿中添加石灰，调节矿浆的pH值至10～12，再加入第二铜矿物捕收剂，并进行1～2次扫选，从而得到沉砂扫选精矿和第二尾矿；

步骤4、磨矿作业：对所述第二粗精矿进行磨矿，同时在磨机中加入石灰，调节矿浆的pH值至10～12，从而得到磨矿后的第二粗精矿；

步骤5、精选作业：将第一粗精矿与所述磨矿后的第二粗精矿合并，并加入调整剂和第一铜矿物捕收剂进行第一次精选，从而得到第一次精选中矿和第一次精选精矿；向所述第一次精选精矿中加入调整剂，并进行2～3次精选，从而得到铜精矿；

上述浮选作业中第一次精选中矿返回至溢流的粗选作业，而溢流扫选精矿、沉砂扫选精矿和其余的精选中矿均顺序返回至前一浮选作业。

优选地，在分级作业中，通过旋流器对铜硫分离尾矿进行粒度分级，所得沉砂矿物粒级为-0.043mm占50％～70％，溢流中矿物粒级为-0.038mm占80％～100％。

优选地，所述的第一铜矿物捕收剂由30～50质量份的二硫代氨基甲酸乙酯与40～50质量份的烯丙基硫氨酯混合而成；所述的第二铜矿物捕收剂由30～60质量份的二甲基氨基二硫代甲酸钠、30～60质量份的乙基硫氨酯与10～20质量份的黄药混合而成；所述黄药为乙黄药、丁基黄药、戊黄药中的至少一种。

优选地，所述的调整剂为水玻璃、六偏磷酸钠、羧甲基纤维素中的至少一种。

优选地，所述的起泡剂采用松醇油或甲基异丁基甲醇。

优选地，在溢流的粗选中，所述调整剂的用量为100～2000g/t原矿，所述起泡剂的用量为10～100g/t原矿，所述第一铜矿物捕收剂的用量为10～100g/t原矿；在沉沙的粗选中，所述起泡剂的用量为10～100g/t原矿，所述第二铜矿物捕收剂的用量为20～200g/t原矿。

优选地，在溢流的第一次扫选中，所述调整剂的用量为50～500g/t原矿，所述第一铜矿物捕收剂的用量为10～50g/t原矿；除溢流的第一次扫选外，在溢流的每次扫选中，调整剂的用量均为溢流的第一次扫选的1/5～1/2，第一铜矿物捕收剂的用量均为溢流的第一次扫选的1/5～1/2；在沉沙的第一次扫选中，所述第二铜矿物捕收剂的用量为10～100g/t原矿；除沉沙的第一次扫选外，在沉沙的每次扫选中，第二铜矿物捕收剂的用量均为沉沙的第一次扫选的1/5～1/2。

优选地，在磨矿作业中：所述磨矿的磨矿细度为-0.038mm占80％～100％。

优选地，在第一次精选中，所述调整剂的用量为20～200g/t原矿，所述第一铜矿物捕收剂的用量为10～50g/t原矿；除第一次精选外，在每次精选中，调整剂的用量均为第一次精选的1/10～1/2。

由上述本发明提供的技术方案可以看出，本发明所提供的从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法先通过粒度分级，将铜硫分离尾矿中的细粒级铜矿物与粗粒级含铜连生体分开，沉沙中以粗粒级含铜连生体为主要有用矿物，溢流中以细粒级铜矿物为主要有用矿物，沉沙和溢流中矿物均在较窄粒级条件下，这可以方便后续分别采用不同药剂对沉砂和溢流进行针对性浮选处理，有效解决了在宽粒级条件下铜硫分离尾矿中铜矿物浮选回收率不高的问题。针对以细粒级铜矿物为主要有用矿物的溢流，其浮选的主要干扰因素是钙镁矿物形成的细泥，通过添加水玻璃、六偏磷酸钠、羧甲基纤维素中的至少一种作为调整剂，可以对溢流的矿浆强化分散，有效降低浮选过程泡沫对细泥的夹带作用，辅以第一铜矿物捕收剂，改善了细粒级铜矿物的可浮性和泡沫状态，使矿浆中细粒级铜矿物被有效捕收到第一铜粗精矿中，而大部分细泥则从第一尾矿中排出，有效降低了高含量细泥对铜浮选流程的不利影响；针对以粗粒级含铜连生体为主要有用矿物的沉沙，其浮选的主要干扰因素是高含量的单体硫铁矿，通过石灰强化对单体解离硫铁矿的抑制，并辅以高效第二铜矿物捕收剂对含铜连生体的强化捕收作用，实现了对含铜连生体的有效回收，获得了第二铜粗精矿，而第二铜矿物捕收剂对硫铁矿物的捕收能力较弱，且辅以石灰的抑制作用，大部分硫铁矿物通过第二尾矿排出，降低了高含量硫铁矿对铜精矿品位的不利影响。同时，为得到合格品位铜精矿并保持较高的铜回收率，通过磨矿作业实现第二铜粗精矿中含铜连生体的铜矿物的解离和活化，再将第一铜粗精矿与磨矿后的第二粗精矿合并精选，并在精选阶段辅以适量调整剂，抑制磨矿过程中产生的脉石矿物，最终可在较高铜回收率的条件下得到合格品位的铜精矿。

本发明所提供的从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法不仅能够有效回收细粒级铜矿物与含铜连生体，并可有效抑制铜硫分离尾矿中的高含量易浮细泥和硫铁矿，大部分细泥随第一尾矿排出，大部分硫铁矿则随第二尾矿排出，这减轻了易浮细泥和硫铁矿对浮选流程的干扰，避免了它们在铜精矿中富集，有利于提高铜精矿的品位。本发明不仅能够在保证较高铜回收率的同时，获得合格品位铜精矿，而且中矿循环量适中、操作简单、流程稳定、便于现场管理、适应性强。

附图说明

为了更清楚地说明本发明实施例的技术方案，下面将对实施例描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域的普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他附图。

图1为本发明实施例提供从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法的流程示意图。

具体实施方式

下面结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明的保护范围。

下面对本发明所提供的从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法进行详细描述。本发明实施例中未作详细描述的内容属于本领域专业技术人员公知的现有技术。

如图1所示，一种从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法，可以包括以下步骤：

步骤1、分级作业：以铜硫分离尾矿作为给矿，通过旋流器对所述给矿进行粒度分级，将细粒级铜矿物与粗粒级含铜连生体分开，从而得到溢流(主要有用矿物为细粒级铜矿物)和沉砂(主要有用矿物为粗粒级含铜连生体)。

步骤2、粗选作业：对于所述溢流，在自然pH值条件下添加调整剂、起泡剂和第一铜矿物捕收剂，并进行粗选，从而得到第一粗精矿和溢流粗选尾矿；对于所述沉砂，以石灰调节矿浆pH值至10～12，再加入起泡剂和第二铜矿物捕收剂，并进行粗选，从而得到第二粗精矿和沉砂粗选尾矿。

步骤3、扫选作业：向所述溢流粗选尾矿中添加调整剂和第一铜矿物捕收剂，进行1～2次扫选，从而得到溢流扫选精矿和第一尾矿；向所述沉砂粗选尾矿中添加石灰，调节矿浆的pH值至10～12，再加入第二铜矿物捕收剂，并进行1～2次扫选，从而得到沉砂扫选精矿和第二尾矿。

步骤4、磨矿作业：对所述第二粗精矿进行磨矿，同时在磨机中加入石灰，调节矿浆的pH值至10～12，从而得到磨矿后的第二粗精矿。

步骤5、精选作业：将第一粗精矿与所述磨矿后的第二粗精矿合并，并加入调整剂和第一铜矿物捕收剂进行第一次精选，从而得到第一次精选中矿和第一次精选精矿；向所述第一次精选精矿中加入调整剂，并进行2～3次精选，从而得到铜精矿。

上述浮选作业中第一次精选中矿返回至溢流的粗选作业，而溢流扫选精矿、沉砂扫选精矿和其余的精选中矿均顺序返回至前一浮选作业。

具体地，该从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法可以包括以下实施方案：

(1)在分级作业中，通过旋流器对铜硫分离尾矿进行粒度分级，所得沉砂矿物粒级为-0.043mm占50％～70％，溢流中矿物粒级为-0.038mm占80％～100％，从而将细粒级铜矿物与粗粒级含铜连生体分开，沉沙中主要有用矿物为粗粒级含铜连生体，溢流中主要有用矿物为细粒级铜矿物，沉沙和溢流中矿物均在较窄粒级条件下，这可以方便后续分别对沉砂和溢流进行针对性浮选处理，有效解决了在宽粒级条件下铜硫分离尾矿中铜矿物浮选回收率不高的问题。在实际应用中，所述旋流器分级的给矿压力最好为0.08～0.12MPa，这可以使沉沙和溢流中的矿物粒级在上述的范围内。

(2)所述的第一铜矿物捕收剂由30～50质量份的二硫代氨基甲酸乙酯与40～50质量份的烯丙基硫氨酯混合而成。所述的第二铜矿物捕收剂由30～60质量份的二甲基氨基二硫代甲酸钠、30～60质量份的乙基硫氨酯与10～20质量份的黄药混合而成；所述黄药为乙黄药、丁基黄药、戊黄药中的至少一种。

(3)所述的调整剂为水玻璃、六偏磷酸钠、羧甲基纤维素中的至少一种。

(4)所述的起泡剂可采用松醇油或甲基异丁基甲醇。

(5)在溢流的粗选中，所述调整剂的用量为100～2000g/t原矿(“100～2000g/t原矿”是指每吨铜硫分离尾矿使用100～2000g；本文件中这种形式的药剂用量均表示这种含义，只是数值不同，不再赘述)，所述起泡剂的用量为10～100g/t原矿，所述第一铜矿物捕收剂的用量为10～100g/t原矿。在沉沙的粗选中，所述起泡剂的用量为10～100g/t原矿，所述第二铜矿物捕收剂的用量为20～200g/t原矿。在实际应用中，溢流的粗选和沉沙的粗选浮选时间均为4～6min；除了溢流的粗选和沉沙的粗选外，后续浮选作业均不再添加起泡剂。

(6)在溢流的第一次扫选中，所述调整剂的用量为50～500g/t原矿，所述第一铜矿物捕收剂的用量为10～50g/t原矿；除溢流的第一次扫选外，在溢流的每次扫选中，调整剂的用量均为溢流的第一次扫选的1/5～1/2，第一铜矿物捕收剂的用量均为溢流的第一次扫选的1/5～1/2。在沉沙的第一次扫选中，所述第二铜矿物捕收剂的用量为10～100g/t原矿；除沉沙的第一次扫选外，在沉沙的每次扫选中，第二铜矿物捕收剂的用量均为沉沙的第一次扫选的1/5～1/2。在实际应用中，溢流的每次扫选和沉沙的每次扫选浮选时间均为4～6min。

(7)在磨矿作业中：所述磨矿的磨矿细度为-0.038mm占80％～100％。

(8)在第一次精选中，所述调整剂的用量为20～200g/t原矿，所述第一铜矿物捕收剂的用量为10～50g/t原矿；除第一次精选外，在每次精选中，调整剂的用量均为第一次精选的1/10～1/2，均无需添加第一铜矿物捕收剂。

进一步地，铜硫分离尾矿因具有硫铜比高、易浮细泥和硫铁矿物含量高、铜矿物以细粒铜矿物与含铜连生体为主，且在前期铜硫分离作业阶段被强烈抑制而可浮性较差等特点，常规浮选流程及药剂制度下铜回收率低且难以获得合格品位铜精矿。为了解决这些技术问题，本发明提供了“分粒级粗选-沉砂粗精矿磨矿-合并精选”工艺，在粗选作业阶段分别以不同的处理工艺和不同的高效铜捕收剂针对性的回收细粒级铜矿物和粗粒级含铜连生体，对以含铜连生体为主的第二粗精矿磨矿处理后，在精选作业阶段将第一铜粗精矿与磨矿后的第二粗精矿合并精选，并辅以适宜的调整剂处理，达到提高铜矿物的回收率，并获得合格品位铜精矿的目的。

与现有技术相比，本发明所提供的从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法至少具有以下优点：

(1)在现有技术中，尾矿回收铜矿物主要针对的是铜浮选主干流程所形成的尾矿中的铜矿物，以粗粒级铜连生体为主，对铜硫分离尾矿中铜矿物回收的研究相对较少，且均未考虑到铜硫分离尾矿中细粒级铜矿物的单独回收，大部分细粒级铜矿物未被有效回收，导致铜回收率不高。而本发明所提供的从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法在浮选回收之前先对铜硫分离尾矿进行粒度分级，在窄粒级条件下通过不同的药剂制度分别对细粒级铜矿物和粗粒级铜矿物进行粗选回收，有效的提高了铜矿物的浮选回收率。

(2)本发明所提供的从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法中，在通过分级作业将铜硫分离尾矿中的细粒级铜矿物与粗粒级含铜连生体分开后，分别采用不同的铜矿物捕收剂对以细粒级铜矿物为主要有用矿物的溢流和以粗粒级含铜连生体为主要有用矿物的沉沙进行了针对性的浮选回收。采用由二硫代氨基甲酸乙酯和烯丙基硫氨酯按特定比例混合而成的第一铜矿物捕收剂对溢流进行浮选，其对细粒级铜矿物捕收能力强，并辅以调整剂强化分散矿泥，实现了对细粒级铜矿物的高效捕收的同时，有效解决了高含量易浮细泥对整个浮选流程的干扰。采用由二甲基氨基二硫代甲酸钠、乙基硫氨酯和黄药按特定比例混合而成的第二铜矿物捕收剂对沉沙进行浮选，二甲基氨基二硫代甲酸钠和乙基硫氨酯联合起效，对铜矿物捕收能力强，但对硫铁矿捕收能力弱，辅以石灰对硫铁矿物的抑制作用，可有效回收铜矿物与脉石连生体，并降低铜硫分离尾矿中高含量易浮硫铁矿物的回收，有效解决了高含量易浮硫铁矿物对铜精矿品位的不利影响；黄药类捕收剂对铜矿物和硫铁矿物均有较好的捕收能力，本发明通过适量添加黄药类捕收剂可提高对铜硫连生体的回收，从而提高铜矿物的整体回收率。

(3)本发明所提供的从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法中，精选作业前对沉砂浮选所得到的以含铜连生体为主的第二铜粗精矿进行了磨矿处理，使其中的铜矿物与脉石矿物、硫铁矿等充分解离，再与溢流浮选所得第一铜粗精矿合并精选，这样既提高了粗粒级连生体中铜矿物的解离度，又避免了细粒级铜矿物可能存在的过磨现象。在对第二铜粗精矿进行磨矿时加入石灰调节矿浆的pH值至10～12，强化了对硫铁矿的抑制，并在精选时添加调整剂强化分散矿浆，有效抑制了影响最终铜精矿品质的易浮钙镁矿物等脉石；同时，将细泥含量高的第一次精选中矿返回至溢流的粗选作业，进一步降低了细泥对后精选作业及铜精矿品位的不利影响，从而可以使铜硫分离尾矿中的铜矿物被高效捕收，并得到合格品质的铜精矿。

综上可见，本发明实施例不仅能够有效回收铜硫分离尾矿中的铜矿物，还可有效抑制其中高含量且易浮的细泥和硫铁矿，能够在保证较高铜回收率的同时，得到合格品位的铜精矿。

为了更加清晰地展现出本发明所提供的技术方案及所产生的技术效果，下面以具体实施例对本发明实施例所提供的从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法进行详细描述。

实施例1

某细脉浸染型铜硫矿，原矿矿石中主要金属矿物为黄铜矿、黄铁矿，另有少量辉铜矿，脉石矿物主要为石英、长石、白云石、绿泥石、辉石等。原矿经“铜硫混选-粗精矿再磨-铜硫分离”作业，所得铜硫分离尾矿中含铜0.17％、含硫34.54％，铜硫分离尾矿中铜矿物主要为黄铜矿，硫铁矿物主要为黄铁矿，铜硫分离尾矿粒度为-0.043mm占72％。

一种从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法，用于对该铜硫分离尾矿中铜矿物进行选矿，具体可以包括以下步骤：

步骤1、通过旋流器对该铜硫分离尾矿进行粒度分级，从而得到溢流和沉砂；所得沉砂矿物粒级为-0.043mm占60％，溢流中矿物粒级为-0.038mm占90％。

步骤2、向所述溢流中加入调整剂，搅拌5min，再依次加入第一铜矿物捕收剂和起泡剂，搅拌2min，并进行粗选，从而得到第一粗精矿和溢流粗选尾矿；向所述沉砂中加入石灰，调节矿浆pH值至11，再加入第二铜矿物捕收剂和起泡剂，搅拌2min，并进行粗选，从而得到第二粗精矿和沉砂粗选尾矿。

其中，所述调整剂采用水玻璃和六偏磷酸钠，两者按重量比5:1混合；调整剂的用量为1200g/t原矿。所述第一铜矿物捕收剂由30～50质量份的二硫代氨基甲酸乙酯与40～50质量份的烯丙基硫氨酯混合而成；第一铜矿物捕收剂的用量为45g/t原矿。所述第二铜矿物捕收剂由30～60质量份的二甲基氨基二硫代甲酸钠、30～60质量份的乙基硫氨酯与10～20质量份的黄药混合而成；第二铜矿物捕收剂的用量为60g/t原矿。所述起泡剂采用甲基异丁基甲醇；起泡剂在沉砂的粗选和溢流的粗选中用量均为25g/t原矿。

步骤3、向所述溢流粗选尾矿中添加调整剂和第一铜矿物捕收剂，进行2次扫选，从而得到溢流扫选精矿和第一尾矿；向所述沉砂粗选尾矿中添加石灰，调节矿浆的pH值至11，再加入第二铜矿物捕收剂，并进行2次扫选，从而得到沉砂扫选精矿和第二尾矿。

其中，溢流的第一次扫选时，调整剂的用量为溢流的粗选时的1/3，第一铜矿物捕收剂的的用量也为溢流的粗选时的1/3；溢流的第二次扫选时，调整剂的用量为溢流的粗选时的1/6，第一铜矿物捕收剂的的用量也为溢流的粗选时的1/6；沉砂的第一次扫选时，第二铜矿物捕收剂的的用量也为溢流的粗选时的1/3；沉砂的第二次扫选时，第二铜矿物捕收剂的的用量也为溢流的粗选时的1/6。溢流扫选精矿和沉砂扫选精矿均顺序返回至前一浮选作业。

步骤4、对所述第二粗精矿进行磨矿，磨矿细度为-0.038mm占90％，同时在磨机中加入石灰，调节矿浆的pH值至11，从而得到磨矿后的第二粗精矿。

步骤5、将第一粗精矿与所述磨矿后的第二粗精矿合并，并加入调整剂和第一铜矿物捕收剂进行第一次精选，从而得到第一次精选中矿和第一次精选精矿；向所述第一次精选精矿中加入调整剂，再进行2次精选，从而得到铜精矿。

其中，所述调整剂采用水玻璃和六偏磷酸钠，两者按重量比5:1混合；第一次精选时，调整剂的用量为400g/t原矿；第二次精选时，调整剂的用量为200g/t原矿；第三次精选时，调整剂的用量为100g/t原矿。所述第一铜矿物捕收剂由30～50质量份的二硫代氨基甲酸乙酯与40～50质量份的烯丙基硫氨酯混合而成；第一次精选时，第一铜矿物捕收剂的用量为10g/t原矿；后续精选作业不再添加铜矿物捕收剂。第一次精选中矿返回至溢流的粗选作业，而其余的精选中矿均顺序返回至前一浮选作业。

具体地，经过本发明实施例1的处理，绝大部分脉石矿物和硫铁矿均被抑制到尾矿中，并且铜矿物选矿指标较佳。最终经实验室闭路试验得知：铜精矿中铜品位16.86％，铜回收率为50.65％；这说明本发明实施例1所提供的从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法能够在保证较高铜回收率的同时，获得合格品位的铜精矿。

综上可见，本发明实施例不仅能够在保证较高铜回收率的同时，获得合格品位铜精矿，而且中矿循环量适中、操作简单、流程稳定、便于现场管理、适应性强。

以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明披露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。因此，本发明的保护范围应该以权利要求书的保护范围为准。

Claims (8)

1.一种从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法，其特征在于，包括以下步骤：

步骤1、分级作业：以铜硫分离尾矿作为给矿，通过旋流器对所述给矿进行粒度分级，从而得到溢流和沉砂；

步骤2、粗选作业：对于所述溢流，在自然pH值条件下添加调整剂、起泡剂和第一铜矿物捕收剂，并进行粗选，从而得到第一粗精矿和溢流粗选尾矿；对于所述沉砂，以石灰调节矿浆pH值至10～12，再加入起泡剂和第二铜矿物捕收剂，并进行粗选，从而得到第二粗精矿和沉砂粗选尾矿；

步骤3、扫选作业：向所述溢流粗选尾矿中添加调整剂和第一铜矿物捕收剂，进行1～2次扫选，从而得到溢流扫选精矿和第一尾矿；向所述沉砂粗选尾矿中添加石灰，调节矿浆的pH值至10～12，再加入第二铜矿物捕收剂，并进行1～2次扫选，从而得到沉砂扫选精矿和第二尾矿；

步骤4、磨矿作业：对所述第二粗精矿进行磨矿，同时在磨机中加入石灰，调节矿浆的pH值至10～12，从而得到磨矿后的第二粗精矿；

步骤5、精选作业：将第一粗精矿与所述磨矿后的第二粗精矿合并，并加入调整剂和第一铜矿物捕收剂进行第一次精选，从而得到第一次精选中矿和第一次精选精矿；向所述第一次精选精矿中加入调整剂，并进行2～3次精选，从而得到铜精矿；

上述浮选作业中第一次精选中矿返回至溢流的粗选作业，而溢流扫选精矿、沉砂扫选精矿和其余的精选中矿均顺序返回至前一浮选作业；

所述的第一铜矿物捕收剂由30～50质量份的二硫代氨基甲酸乙酯与40～50质量份的烯丙基硫氨酯混合而成；

所述的第二铜矿物捕收剂由30～60质量份的二甲基氨基二硫代甲酸钠、30～60质量份的乙基硫氨酯与10～20质量份的黄药混合而成；所述黄药为乙黄药、丁基黄药、戊黄药中的至少一种。

2.根据权利要求1所述的从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法，其特征在于，在分级作业中，通过旋流器对铜硫分离尾矿进行粒度分级，所得沉砂矿物粒级为-0.043mm占50％～70％，溢流中矿物粒级为-0.038mm占80％～100％。

3.根据权利要求1或2所述的从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法，其特征在于，所述的调整剂为水玻璃、六偏磷酸钠、羧甲基纤维素中的至少一种。

4.根据权利要求1或2所述的从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法，其特征在于，所述的起泡剂采用松醇油或甲基异丁基甲醇。

5.根据权利要求1或2所述的从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法，其特征在于，在溢流的粗选中，所述调整剂的用量为100～2000g/t原矿，所述起泡剂的用量为10～100g/t原矿，所述第一铜矿物捕收剂的用量为10～100g/t原矿；

在沉沙的粗选中，所述起泡剂的用量为10～100g/t原矿，所述第二铜矿物捕收剂的用量为20～200g/t原矿。

6.根据权利要求1或2所述的从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法，其特征在于，在溢流的第一次扫选中，所述调整剂的用量为50～500g/t原矿，所述第一铜矿物捕收剂的用量为10～50g/t原矿；除溢流的第一次扫选外，在溢流的每次扫选中，调整剂的用量均为溢流的第一次扫选的1/5～1/2，第一铜矿物捕收剂的用量均为溢流的第一次扫选的1/5～1/2；

在沉沙的第一次扫选中，所述第二铜矿物捕收剂的用量为10～100g/t原矿；除沉沙的第一次扫选外，在沉沙的每次扫选中，第二铜矿物捕收剂的用量均为沉沙的第一次扫选的1/5～1/2。

7.根据权利要求1或2所述的从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法，其特征在于，在磨矿作业中：所述磨矿的磨矿细度为-0.038mm占80％～100％。

8.根据权利要求1或2所述的从铜硫分离尾矿中回收铜矿物的方法，其特征在于，在第一次精选中，所述调整剂的用量为20～200g/t原矿，所述第一铜矿物捕收剂的用量为10～50g/t原矿；除第一次精选外，在每次精选中，调整剂的用量均为第一次精选的1/10～1/2。

Images