CN115445781A - 硫化矿浮选抑制以及选择性浮选分离黄铁矿和黄铜矿的方法 - Google Patents

硫化矿浮选抑制以及选择性浮选分离黄铁矿和黄铜矿的方法 Download PDF

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Abstract

本发明属于矿物浮选领域，具体公开了一种抑制硫化矿浮选的方法，采用式1结构式的化合物作为抑制剂
Figure DDA0003873065460000011
用于抑制硫化矿的浮选。本发明还提供了包含所述抑制剂以及捕收剂和起泡剂的抑制黄铁矿并浮选黄铁矿的浮选药剂和方法。本发明中，所述的抑制剂能够抑制硫化矿，但将其和捕收剂联合，其能够维持黄铁矿的靶向抑制优势，且显著减弱对黄铜矿的靶向抑制优势，如此能够实现黄铁矿和黄铜矿的高选择性分选。

Description

硫化矿浮选抑制以及选择性浮选分离黄铁矿和黄铜矿的方法
技术领域
本发明属于矿物浮选领域，具体涉及一种硫化矿如黄铁矿浮选抑制领域。
背景技术
铜是与人类关系非常密切的有色金属，被广泛地应用于电气、轻工、机械制造、建筑工业、国防工业等领域，在中国有色金属材料的消费中仅次于铝(百度百科)。黄铜矿是提取铜金属的主要来源之一。
黄铁矿是分布最广、储量最大的硫化矿物，也是黄铜矿最常见的脉石矿物，现有硫化矿传统捕收剂难以实现铜-铁硫化矿的高效分选，通常会使用大量的石灰调节矿浆pH至强碱性后抑制黄铁矿的浮选，实现二者的分离。大量石灰的使用不仅会造成管道的严重结垢，也会增加后续选矿废水的处理难度。未抑制完全的黄铁矿会掺杂进黄铜矿精矿产品中，这不仅会造成铜品位的下降，也会对后续冶炼过程造成困扰，黄铁矿在冶炼过程中会释放大量二氧化硫等有害气体，造成酸雨危害环境。因此开发高选择性的黄铁矿抑制剂仍具有重要意义。
发明内容
本发明第一目的在于，提供一种抑制硫化矿浮选的方法，旨在提供一种硫化矿抑制方法。
本发明第二目的在于，提供一种能够选择性抑制黄铁矿并能够实现黄铜矿浮选的浮选药剂，旨在改善黄铁矿和黄铜矿的分选选择性，改善黄铜矿的回收率和品位。
本发明第三目的在于，提供利用所述的浮选药剂实现黄铁矿和黄铜矿选择性浮选分离的方法。
硫化矿如黄铁矿常和目标矿嵌布共生，且具有一定的天然可浮性，会很大程度影响目标矿的浮选。针对该问题，本发明提供以下改进方案：
一种抑制硫化矿浮选的方法，采用式1结构式的化合物作为抑制剂，用于抑制硫化矿的浮选；
Figure BDA0003873065440000021
X1、X2独自为O、NH、PH、PH3或CH2；
所述的R1～R4独自为H、羟基、氨基、C1～C4的短链烷基、或者取代短链烷基；所述的取代短链烷基上的取代基为羟基、氨基、氰基、羧酸基、酰胺基、酯基、醚基中的至少一种；
或者，所述的R2、R3并合形成羰基；
所述的式1中，总碳数为3～10；且杂原子数总数大于或等于3。
本发明中，创新地将式1作为硫化矿的浮选抑制剂，其可得益于结构的分子内协同，能够有效靶向结合在硫化矿表面，从而有效抑制硫化矿的浮选。
本发明研究发现，式1结构及其高杂原子/C比例是协同改善硫化矿抑制效果的关键。
本发明中，所述的杂原子指式1中的N、O以及P。
本发明式1中，所述的X1/X2为C时，所述的R1、R2独自为H、羟基、氨基、短链烷基或取代烷基。所述的X1和/或X2为杂元素(O/N/P)与杂元素连接的取代基优选为H、C1～C4的短链烷基、或者取代短链烷基。
作为优选，式1中，X1、X2中至少一个为O或NH；和/或，所述的R1～R4中，至少一个取代基中包含O或N的取代基。优选地，R1～R4的总碳数小于或等于4；例如可以为H、甲基、羟甲基、乙基或羟乙基。
作为优选，式1中，总碳数为3～7；且杂原子数总数为3～5；且杂原子数和碳数比例大于或等于0.7。本发明中，所述的杂原子数和碳数的比例指包含O、N和P在内的总杂原子数和总碳元素数的原子数量比。
作为优选，所述的式1为包含式1-A、式1-B、式1-C中的至少一种；
Figure BDA0003873065440000022
Figure BDA0003873065440000023
Figure BDA0003873065440000024
Figure BDA0003873065440000031
式1-A、式1-B中，所述的R1、R2独自为H、甲基、乙基、羟甲基或羟乙基；
式1-C中，所述的R1、R2独自为H、甲基、乙基、羟甲基或羟乙基；
式1-D中，所述的R1、R2独自为H、羟基、羟甲基或羟乙基。
本发明研究发现，所述的式1抑制剂，能够适用于不同类型的硫化矿的抑制浮选，例如，所述的硫化矿为黄铁矿、黄铜矿中的至少一种。
作为同一发明构思，本发明还提供了一种能够选择性抑制黄铁矿并浮选黄铜矿的浮选药剂，包含所述的式1结构的抑制剂、还包含捕收剂和起泡剂。
黄铜矿与黄铁矿常伴生，且均具有一定的天然可浮性，难于选择性分离。针对该问题，本发明中，创新地采用式1抑制剂和捕收剂以及起泡剂联合，如此能够意外地实现协同，能够意外地高选择性地抑制其中的黄铁矿，且基本不再抑制黄铁矿，如此，能够实现黄铁矿和黄铜矿的高选择性浮选分离。
本发明研究发现，所述的式1抑制剂的分子结构以及高杂原子/C比例是协同改善抑制剂和捕收剂对黄铁矿和黄铜矿表面竞争行为的关键。本发明研究发现，将式1抑制剂和捕收剂联合，式1抑制剂对黄铁矿仍具有优异的靶向抑制优势，且丧失对黄铜矿靶向优势，如此能够实现黄铁矿和黄铜矿的高选择性分选。
本发明中，所述的捕收剂可以是行业内公知的用于黄铜矿的捕收剂，例如可以为黄药类捕收剂、硫醇类捕收剂、硫氨酯类捕收剂、黑药类捕收剂等常规硫化矿捕收剂中的至少一种；考虑到物料的成本，所述的捕收剂优选为乙基黄原酸盐，丙基黄原酸盐，丁基黄原酸盐和戊基黄原酸盐中的至少一种。
所述的起泡剂为松油醇、甲酚酸、重吡啶、甲基异丁基甲醇、桉树油、樟脑油、高级醇类和合成起泡剂中的至少一种；
所述的抑制剂、捕收剂和起泡剂的摩尔比为1×10-4～8×10-4：1×10-5～1×10-3：1×10-6～1×10-4；进一步优选为4×10-4～6×10-4：1×10-4～4×10-4：1×10-6～1×10-5所述的浮选药剂中，可不含分散剂、活化剂等成分。
本发明还提供了一种抑制黄铁矿并浮选黄铜矿的浮选分离方法，将包含黄铁矿和黄铁矿的待浮选矿物在所述的浮选药剂中进行浮选，抑制其中的黄铁矿，浮选得到黄铜矿精矿。
本发明所述的浮选方法，除了采用本发明创新地包含式1抑制的浮选药剂外，其他的操作步骤和操作方式均可以是公知的。
作为优选，浮选过程的矿浆中，式1结构的抑制剂的浓度为1×10-4mol/L～8×10- 4mol/L；优选为2×10-4mol/L～8×10-4mol/L；进一步优选为4×10-4mol/L～6×10-4mol/L。
起泡剂的用量没有特别要求，可根据常规浮选药剂进行调整，考虑到效成本，优选为1×10-6mol/L～1×10-4mol/L，进一步可以为1×10-6mol/L～5×10-6mol/L；
捕收剂的用量为1×10-5mol/L～1×10-3mol/L；优选为5×10-5mol/L～1×10-3mol/L；优选为1×10-4mol/L～5×10-4mol/L；进一步优选为2×10-4mol/L～3×10-4mol/L。
作为优选，浮选阶段的pH为7～12；优选为7～10。本发明研究发现，在该优选的pH下，除了能够满足工业上绿色浮选药剂外，还能够获得更优的黄铁矿和黄铜矿的分选选择性。例如，本发明中，将混合矿粉碎、调浆得矿浆，向矿浆中加入所述的浮选药剂，进行浮选。
本发明浮选方法可实现Cu-Fe混合硫化矿的高效分选。在优选条件下：在pH＝7-10时，黄铜矿和黄铁矿的回收率差值均高于60％。
有益效果
1、创新地将式1化合物作为硫化矿的抑制剂，其得益于结构以及高杂原子/C比例的特点，能够实现协同，能够有效抑制硫化矿特别是常见的黄铁矿的浮选。
2、创新地式1抑制剂和捕收剂联合，式1抑制剂相较于捕收剂，其对黄铁矿具有竞争结合优势，且对黄铜矿不具靶向优势，如此能够意外地高选择性地抑制黄铁矿，且基本不抑制黄铜矿，如此能够实现黄铁矿和黄铜矿的高选择性分选。
3、本发明浮选的药剂用量省，且浮选的适宜pH为中性或碱性条件下(7-12，优选为7-10)，符合绿色浮选药剂，更重要的是，其在绿色浮选条件下，还能够意外地获得更优的黄铁矿和黄铜矿的分选选择性。带来了意料不到的效果。
附图说明
图1为实施例所用的浮选流程图；
图2为实施例1的回收率数据图；
图3为实施例2的回收率数据图。
图4为实施例3的回收率数据图。
图5为实施例4的回收率数据图。
图6为实施例5的回收率数据图。
具体实施方式
以黄铁矿和黄铜矿的单矿物和二者的二元混合硫化矿(1：1)为例说明本发明的效果。以下案例，除特别声明外，所采用的矿物的成分均如表1所示：
表1黄铁矿和黄铜矿的单矿物和二者的二元混合硫化矿(1：1)的原始品位
Figure BDA0003873065440000051
注释：以黄铁矿和黄铜矿的重量比为1:1混合得到Cu-Fe混合硫化矿。
实施例1
为了验证本案例抑制剂对黄铁矿和黄铜矿单矿物的分选效果，我们采用高纯度的黄铁矿和黄铜矿纯矿物(品位如表1)，采用图1所示流程，以本案例抑制剂对不同硫化矿进行抑制后仅添加起泡剂进行浮选分离过程，各组案例浮选过程参数相同，本实施例不添加捕收剂，仅添加松油醇作为起泡剂(浓度为2×10-6mol/L)，区别仅在于，浮选硫化矿的种类不同，从而对比本案例抑制剂的浮选及分选效果。
本发明浮选药剂：抑制剂为：
Figure BDA0003873065440000052
(式1；用量见表2)，起泡剂为松油醇(浓度为2×10-6mol/L)。
采用图1所示流程，具体操作为：将纯矿物矿石(粒径为3mm-0.5mm)干磨15min(磨矿后粒径为0.0740-0.0374mm，采用卧式球磨机干磨，磨矿浓度为35-40％)，每组称取磨好的单矿物样品(黄铜矿或黄铁矿)2g倒入40mL浮选槽，加入35mL去离子水后加入本案例所述抑制剂，补充适量去离子水，搅拌3min，加入松油醇(矿浆中的浓度控制在2×10-6mol/L)，搅拌3min，开始刮泡，刮泡3min，精矿随泡沫被刮至精矿盆，尾矿残留在浮选槽中，精矿和尾矿经过滤、烘干后各自称重，计算回收率，每组实验进行三次平行组，取平均值并计算误差(方差)，在图中表现为误差棒。
图2和表2为实施例1，黄铁矿和黄铜矿纯矿物在不同药剂用量下的回收率。(本案例抑制剂作为抑制剂，松油醇作为起泡剂，不添加其他浮选药剂，矿浆pH为7)。
由图2和表2的结果可以看出，在所测试的药剂用量范围内，随着本发明抑制剂用量的增加，本案例所述浮选药剂对黄铁矿和黄铜矿的抑制能力均逐渐增强，这意味着本案例所述的浮选抑制剂在低药剂用量下，可以高效抑制上述两种硫化矿，在不配合捕收剂使用时，暂时无法实现Cu-Fe混合硫化矿高效浮选分离。
表2实施例1的浮选结果
Figure BDA0003873065440000061
实施例2
为了验证本案例抑制剂在配合捕收剂时对黄铁矿和黄铜矿单矿物的分选效果，我们采用高纯度的黄铁矿和黄铜矿纯矿物(品位如表1)，采用图1所示流程，以本案例抑制剂、捕收剂和起泡剂作为浮选药剂对不同硫化矿进行抑制后仅添加起泡剂进行浮选分离过程，各组案例浮选过程参数相同，区别仅在于，浮选硫化矿的种类不同，与实施1区别在于本实施例添加捕收剂和起泡剂(乙黄药和松油醇摩尔比为100：1)，从而对比本案例浮选药剂及浮选方法的分选效果。
本发明浮选药剂：抑制剂为：
Figure BDA0003873065440000062
(式1；用量为5×10-4mol/L)，
捕收剂乙黄药，起泡剂为松油醇，二者配比为100：1，总用量见表2。
采用图1所示流程，具体操作为：将纯矿物矿石(粒径为3mm-0.5mm)干磨15min(磨矿后粒径为0.0740-0.0374mm，采用卧式球磨机干磨，磨矿浓度为35-40％)，每组称取磨好的单矿物样品(黄铜矿或黄铁矿)2g倒入40mL浮选槽，加入35mL去离子水后加入本案例所述抑制剂，补充适量去离子水，搅拌3min，加入捕收剂和起泡剂(乙黄药和松油醇摩尔比为100：1；总用量见表2)，搅拌3min，开始刮泡，刮泡3min，精矿随泡沫被刮至精矿盆，尾矿残留在浮选槽中，精矿和尾矿经过滤、烘干后各自称重，计算回收率，每组实验进行三次平行组，取平均值并计算误差(方差)，在图中表现为误差棒。
图3和表3为实施例1，黄铁矿和黄铜矿纯矿物在不同药剂用量下的回收率。(本案例抑制剂作为抑制剂，松油醇和乙黄药(摩尔比为100:1，总用量见表3)作为复合捕收剂-起泡剂，矿浆pH为7)。
由图3和表3的结果可以看出，在所测试的药剂用量范围内，本发明抑制剂配合捕收剂使用时，随着捕收剂用量的增加，黄铜矿回收率显著提升，而黄铁矿回收率提升速度较缓慢，这意味着本发明抑制剂配合捕收剂使用时可以实现黄铜矿和黄铁矿的高效分选，获得高品位铜精矿产品。
表3实施例2的浮选结果(本案例抑制剂用量5×10-4mol/L)
Figure BDA0003873065440000071
实施例3
通过在不同溶液pH下，进行浮选实验，探究矿浆pH对本发明抑制剂浮选分离黄铁矿和黄铜矿的影响。
本发明浮选药剂：抑制剂为：
Figure BDA0003873065440000072
(式1；用量为5×10-4mol/L)，起泡剂为松油醇(浓度为2×10-6mol/L)。
采用高纯度的黄铁矿和黄铜矿纯矿物(品位如表1)。采用图1所示流程，浮选过程参数相同，区别仅在于，采用不同种类的硫化矿单矿物和不同的矿浆pH，从而对比本发明抑制剂在不同酸碱度下对黄铁矿和黄铜矿单矿物的浮选抑制效果。
采用图1所示流程，具体操作为：将纯矿物矿石(粒径为3mm-0.5mm)干磨15min(磨矿后粒径为0.0740-0.0374mm)，采用卧式球磨机干磨，介质填充率为30-40％。每组称取2g磨好的单矿物样品倒入40mL浮选槽，加入35mL去离子水后加入抑制剂，用量均为5×10- 4mol/L，补充适量去离子水，搅拌3min，加入pH调整剂(硫酸或氢氧化钠)将浮选体系调至特定pH后搅拌3min，加入松油醇(浓度为2×10-6mol/L)，搅拌3min，开始刮泡，刮泡3min，精矿随泡沫被刮至精矿盆，尾矿残留在浮选槽中，精矿和尾矿经过滤、烘干后各自称重，计算回收率。
试验设定的pH梯度为：2，4，6，7，8，10，12。
图4为实施例3黄铁矿和黄铜矿纯矿物在不同pH下的回收率。(本案例抑制剂浓度为5×10-4mol/L；pH调整剂为氢氧化钠溶液和硫酸溶液；起泡剂为松油醇，不添加捕收剂，浓度为2×10-6mol/L)。
表4实施例3的浮选结果
Figure BDA0003873065440000081
由实施例3可以看出，在不协同使用捕收剂时，本案例抑制剂对黄铁矿和黄铜矿均可以有效抑制，选择性不佳，这表明本发明抑制剂需要配合捕收剂使用才能发挥最好的选择性抑制作用。
实施例4
通过在不同溶液pH下，进行浮选实验，探究矿浆pH对本发明抑制剂在配合捕收剂时对浮选分离黄铁矿和黄铜矿的影响。
本发明浮选药剂：抑制剂为：
Figure BDA0003873065440000091
(式1；用量为5×10-4mol/L)；
捕收剂为乙黄药，起泡剂为松油醇，二者摩尔用量比例为100：1，总用量为2.5×10-4mol/L)。
采用高纯度的黄铁矿和黄铜矿纯矿物(品位如表1)。采用图1所示流程，浮选过程参数相同，区别仅在于，采用不同种类的硫化矿单矿物和不同的矿浆pH，与实施例3的区别在于浮选过程添加了捕收剂和起泡剂(乙黄药、松油醇摩尔比例为100：1，总用量为2.5×10-4mol/L)，从而对比本发明抑制剂在配合捕收剂时在不同酸碱度下对黄铁矿和黄铜矿单矿物的浮选抑制效果。
采用图1所示流程，具体操作为：将纯矿物矿石(粒径为3mm-0.5mm)干磨15min(磨矿后粒径为0.0740-0.0374mm)，采用卧式球磨机干磨，介质填充率为30-40％。每组称取2g磨好的单矿物样品倒入40mL浮选槽，加入35mL去离子水后加入抑制剂，其中，用量为5×10- 4mol/L，补充适量去离子水，搅拌3min，加入pH调整剂(硫酸或氢氧化钠)将浮选体系调至特定pH后搅拌3min，加入捕收剂和起泡剂(乙黄药、松油醇摩尔比例为100：1，总用量为2.5×10-4mol/L)，搅拌3min，开始刮泡，刮泡3min，精矿随泡沫被刮至精矿盆，尾矿残留在浮选槽中，精矿和尾矿经过滤、烘干后各自称重，计算回收率。
试验设定的pH梯度为：2，4，6，7，8，10，12。
图5为实施例4黄铁矿和黄铜矿纯矿物在不同pH下的回收率。(本案例抑制剂浓度为5×10-4mol/L；pH调整剂为氢氧化钠溶液和硫酸溶液；捕收剂和起泡剂(乙黄药、松油醇摩尔比例为100：1，总用量为2.5×10-4mol/L))。
表5实施例4的浮选结果
Figure BDA0003873065440000092
Figure BDA0003873065440000101
由实施例4可以看出，在协同使用捕收剂时，本案例抑制剂对黄铁矿实现了选择性抑制，尤其是在矿浆pH为7-12时(考虑到环保问题，优选为7-10)对黄铜矿的回收率始终高于80％，而对黄铁矿的回收率始终低于30％，二者的回收率均高于60％。这进一步证实本发明抑制剂在配合捕收剂使用时可以发挥出良好的选择性抑制作用，实现铜-铁混合硫化矿的高效分选。
实施例5
为了验证本案例抑制剂与捕收剂协同使用时在黄铁矿和黄铜矿的混合硫化矿的分选效果，我们采用高纯度的黄铁矿和黄铜矿纯矿物(品位如表1)，按1：1重量比混合均匀，得到Cu-Fe混合硫化矿，采用图1所示流程。本案例抑制剂浓度均为5×10-4mol/L，捕收剂为乙黄药，起泡剂为松油醇，二者按100:1复配而得，总浓度为2.5×10-4mol/L，pH为7-10。
本发明浮选药剂：抑制剂为：
Figure BDA0003873065440000102
(式1；用量为5×10-4mol/L)，
捕收剂为乙黄药，起泡剂为松油醇，二者按100：1复配而得，总浓度为2.5×10- 4mol/L；
浮选矿浆pH＝7-10。
具体操作为：将纯矿物矿石(粒径为3mm-0.5mm)干磨15min(磨矿后粒径为0.0740-0.0374mm，采用卧式球磨机干磨，介质填充率为30-40％)，每组称取磨好并且按比例混合均匀后的2g混合矿样品倒入40mL浮选槽，加入35mL去离子水后加入本发明抑制剂，补充适量去离子水，抑制剂浓度均为5×10-4mol/L，矿浆的pH为4/10；搅拌3min，加入捕收剂和起泡剂(总浓度为2.5×10-4mol/L)，搅拌3min，开始刮泡，刮泡3min，精矿随泡沫被刮至精矿盆，尾矿残留在浮选槽中，精矿和尾矿经过滤、烘干后各自称重，对精矿的品位进行检测并计算回收率。
系列本案例所述Cu-Fe混合硫化矿具体混合比例如下：
本案例Cu-Fe混合硫化矿：黄铁矿1g，黄铜矿1g，在室温下搅拌5min，使得矿物充分混匀待使用。
本案例Cu-Fe混合硫化矿中的品位见表1。
图6和表6为矿浆pH为7-10时，实施例5混合矿矿物的浮选精矿产品各矿物的回收率及相应金属的品位。
表6实施例5的黄铜矿浮选结果(矿浆pH为4-7)
Figure BDA0003873065440000111
图6和表6的结果可以看出，当抑制剂浓度为5×10-4mol/L，浮选捕收剂浓度为2.5×10-4mol/L时，本发明浮选方法在矿浆pH为7-10时对Cu-Fe混合硫化矿的分选效果均十分优异。
在pH＝7-10条件下，本发明浮选药剂对Cu-Fe混合硫化矿中黄铁矿的抑制能力远远强于对黄铜矿(回收率高于80％，品位高于27％)的抑制效果。根据浮选结果，本发明浮选药剂显著提高了黄铁矿和黄铜矿的浮选分离效果，有用矿物黄铜矿的品位得到了显著提高，而黄铁矿精矿也被富集在尾矿中。
实施例6
为了验证本发明抑制剂结构中调控取代基对黄铁矿选择性抑制作用的影响，选取了不同结构的以下组别化合物作为抑制剂，配合捕收剂和抑制剂作为浮选药剂，仍采用高纯度的黄铁矿和黄铜矿纯矿物(品位如表1)，按1：1比例混合均匀，得到Cu-Fe混合硫化矿，采用图1所示流程。
浮选药剂：以下的抑制剂(矿浆中的浓度均为5×10-4mol/L)；
捕收剂和抑制剂(乙黄药和松油醇按摩尔比为100：1复配而得，总浓度为2.5×10- 4mol/L)；
浮选矿浆pH＝7。
实验组1：抑制剂a:
Figure BDA0003873065440000121
实验组2：抑制剂b:
Figure BDA0003873065440000122
实验组3：抑制剂c:
Figure BDA0003873065440000123
实验组4：抑制剂d:
Figure BDA0003873065440000124
对比组1：抑制剂e:
Figure BDA0003873065440000125
对比组2：抑制剂f:
Figure BDA0003873065440000126
对比组3：抑制剂g:
Figure BDA0003873065440000127
对比组4：抑制剂h:淀粉
具体操作为：将纯矿物矿石(粒径为3mm-0.5mm)干磨15min(磨矿后粒径为0.0740-0.0374mm，采用卧式球磨机干磨，介质填充率为30-40％)，每组称取磨好并且按比例混合均匀后的2g混合矿样品倒入40mL浮选槽，加入35mL去离子水后加入本发明抑制剂，补充适量去离子水，抑制剂浓度均为5×10-4mol/L，矿浆的pH为7；搅拌3min，加入复合捕收-起泡剂(松油醇和乙黄药按1：100复配而得，浓度为2.5×10-4mol/L)，搅拌3min，开始刮泡，刮泡3min，精矿随泡沫被刮至精矿盆，尾矿残留在浮选槽中，精矿和尾矿经过滤、烘干后各自称重，对精矿的品位进行检测并计算回收率。
本案例Cu-Fe混合硫化矿：黄铁矿1.0g，黄铜矿1.0g，在室温下搅拌5min，使得矿物充分混匀待使用；
本案例Cu-Fe混合硫化矿的品位见表1。
表7实施例6的浮选结果(矿浆pH为7)
Figure BDA0003873065440000131
表7为实施例6，Cu-Fe混合硫化矿的浮选精矿中各硫化矿的回收率及相应金属的品位(本案例各抑制剂浓度均为5×104mol/L，捕收剂和起泡剂总浓度为2.5×10-4mol/L(由松油醇和乙黄药按1：100复配而得，pH为7)。由表7可以看出，矿浆pH＝7时，本发明浮选药剂所含式A、式B、式C或式D化合物结构在本发明限制条件内(抑制剂a-d)，在Cu-Fe混合硫化矿分离中取得了较好的指标。当化合物结构超出本发明所述范围时(抑制剂e：R1和R2碳总数远超过3，在Cu-Fe混合硫化矿浮选分离得到的黄铜矿精矿产品指标(黄铜矿回收率或Cu品位)显著下降。
根据试验结果可以看出，R1和R2碳总数越少，Cu-Fe混合硫化矿浮选分离得到的黄铜矿精矿产品指标越好。综合上述结果表明，本发明抑制剂在配合捕收剂使用时(即本发明浮选药剂)对于黄铁矿的选择性抑制有十分显著的效果，并且可以通过调控本发明抑制剂化合物中的取代基进一步提升黄铜矿精矿产品的指标。
另外，从实验组1-4和对比组1～4可以看出，控制总碳数和杂原子含量和比例，能够协同改善铁-铜硫化矿的分选选择性。

Claims (10)

1.一种抑制硫化矿浮选的方法，其特征在于，采用式1结构式的化合物作为抑制剂，用于抑制硫化矿的浮选；
Figure FDA0003873065430000011
X1、X2独自为O、NH、PH、PH3或CH2；
所述的R1～R4独自为H、羟基、氨基、C1～C4的短链烷基、或者取代短链烷基；所述的取代短链烷基上的取代基为羟基、氨基、氰基、羧酸基、酰胺基、酯基、醚基中的至少一种；
或者，所述的R2、R3并合形成羰基；
所述的式1中，总碳数为3～10；且杂原子数总数大于或等于3。
2.如权利要求1所述的硫化矿的抑制浮选方法，其特征在于，式1中，X1、X2中至少一个为O或NH；和/或，所述的R1～R4中，至少一个取代基中包含O或N的取代基。
3.如权利要求1所述的硫化矿的抑制浮选方法，其特征在于，总碳数为3～7；且杂原子数总数为3～5；且杂原子数和碳数比例大于或等于0.7。
4.如权利要求1所述的硫化矿的抑制浮选方法，其特征在于，所述的式1为包含式1-A、式1-B、式1-C中的至少一种；
Figure FDA0003873065430000012
式1-A、式1-B中，所述的R1、R2独自为H、甲基、乙基、羟甲基或羟乙基；
式1-C中，所述的R1、R2独自为H、甲基、乙基、羟甲基或羟乙基；
式1-D中，所述的R1、R2独自为H、羟基、羟甲基或羟乙基。
5.如权利要求1～4任一项所述的硫化矿的抑制浮选方法，其特征在于，所述的硫化矿为黄铁矿、黄铜矿中的至少一种。
6.一种选择性抑制黄铁矿并浮选黄铜矿的浮选药剂，其特征在于，包含权利要求1～5任一项方法所述的式1结构的抑制剂、还包含捕收剂和起泡剂。
7.如权利要求6所述的抑制黄铁矿并浮选黄铜矿的浮选药剂，其特征在于，所述的捕收剂为黄药类捕收剂、硫醇类捕收剂、硫氨酯类捕收剂、黑药类捕收剂等常规硫化矿捕收剂中的至少一种；
所述的起泡剂为松油醇、甲酚酸、重吡啶、甲基异丁基甲醇、桉树油、樟脑油、高级醇类和合成起泡剂中的至少一种；
所述的抑制剂、捕收剂和起泡剂的摩尔比为1×10-4～8×10-4：1×10-5～1×10-3：1×10-6～1×10-4。
8.一种抑制黄铁矿并浮选黄铜矿的浮选分离方法，其特征在于，将包含黄铁矿和黄铁矿的待浮选矿物在权利要求6或7所述的浮选药剂中进行浮选，抑制其中的黄铁矿，浮选得到黄铜矿精矿。
9.如权利要求8所述的抑制黄铁矿并浮选黄铜矿的浮选分离方法，其特征在于，浮选过程的矿浆中，式1结构的抑制剂的浓度为1×10-4mol/L～8×10-4mol/L；
起泡剂的用量为1×10-6mol/L～1×10-4mol/L；
捕收剂的用量为1×10-5mol/L～1×10-3mol/L。
10.如权利要求8或9所述的抑制黄铁矿并浮选黄铜矿的浮选分离方法，其特征在于，浮选阶段的pH为7～12。
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