CN117505082A - 含泥高硫型铜矿石浮选方法 - Google Patents

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Abstract

本发明提供了一种含泥高硫型铜矿石浮选方法，首先对待选矿物进行预先筛分分级，然后仅对颗粒度较大的矿石进行磨矿，减少磨矿中的泥化现象；接着进行优先选铜工艺，通过将石灰、硫代硫酸钠、二甲基二硫代氨基甲酸钠、氢氧化钠以及柠檬酸按特定的比例复配，得到黄铁矿复合抑制剂，利用无机物和有机物之间相互键合，借助黄铁矿复合抑制剂中各物质的协同作用，最大程度抑制黄铁矿，实现同的高效分离；同时，还进行中矿混合再磨，而非直接返回至上一作业流程，通过中矿混合再磨配合黄铁矿复合抑制剂的使用，强化铜和黄铁矿的高效分离。最后在活化剂、黄铁矿捕收剂以及起泡剂的作用下，实现硫的高效分离，最终得到铜精矿和硫精矿两种合格的产品。

Description

含泥高硫型铜矿石浮选方法
技术领域
本发明涉及选矿冶金技术领域，尤其涉及一种含泥高硫型铜矿石浮选方法。
背景技术
铜金属因其较好的延展性、导热性、导电性、耐磨性等特点，被广泛应用于电气、机械加工制造、建筑行业、轻工业等领域。世界上80％以上的铜金属是由硫化铜冶炼得到，而黄铁矿是硫化铜矿最常见的伴生矿物，因硫化铜矿和黄铁矿的可浮性相似，导致硫化铜矿在浮选时常与黄铁矿同时富集，严重影响了铜精矿的品质，并导致下游铜的冶金成本急剧增加。
石灰是黄铁矿的良好抑制剂，同时其价格低廉，目前高硫型铜矿的铜硫浮选分离工艺中，普遍使用石灰在高碱环境下抑制黄铁矿的可浮性，虽然有一定的效果，但大量石灰的使用会造成管道严重结垢、管道堵塞、设备腐蚀、后段黄铁矿浮选成本增加、废水处理成本增加等问题。
随着低碱工艺技术的迅速发展，一些复合型的黄铁矿抑制剂被不断开发研究，申请号为CN201810548647.6的专利公开了一种黄铁矿复合抑制剂及其应用，该黄铁矿复合抑制剂由二甲基二硫代氨基甲酸钠、硫代硫酸钠、乙二胺四乙酸二钠和亚硫酸钠中的两种或两种以上组成，在pH值为12的高碱矿浆环境下，用于铅硫分离工艺。该抑制剂虽然对黄铁矿有一定的抑制作用，但是将其应用于含泥高硫型硫化铜矿的选矿工艺时，由于硫化铜矿和黄铁矿高相似度的可浮性及泥质脉石对浮选的干扰，其浮选效果有待提高。
有鉴于此，有必要设计一种改进的含泥高硫型铜矿石浮选方法，以解决上述问题。
发明内容
本发明的目的在于提供一种含泥高硫型铜矿石浮选方法，首先对待选矿物进行预先筛分分级，接着进行优先选铜工艺，通过将石灰、硫代硫酸钠、二甲基二硫代氨基甲酸钠、氢氧化钠以及柠檬酸按特定的比例复配，得到黄铁矿复合抑制剂，借助黄铁矿复合抑制剂中各物质的协同作用，最大程度抑制黄铁矿，实现同的高效分离；同时，还将中矿混合再磨再选，强化铜和黄铁矿的高效分离。最后在活化剂、黄铁矿捕收剂以及起泡剂的作用下，实现硫的高效回收，最终得到铜精矿和硫精矿两种合格的产品。
为实现上述发明目的，本发明提供了一种含泥高硫型铜矿石浮选方法，包括如下步骤：
S1.将待选原矿预先筛分分级，并将筛上矿石球磨至预定细度，与筛下矿石混合，制备得到预设浓度的矿浆；
S2.将步骤S1得到的所述矿浆经过两次铜粗选得到粗选铜精矿和粗选铜中矿；再将所得粗选铜精矿经过两次铜精选得到铜精矿，将粗选铜中矿经过三次铜扫选得到铜尾矿；
将粗选铜精矿的第一次铜精选的中矿、粗选铜中矿第一次铜扫选的精矿以及粗选铜中矿第二次铜扫选的精矿混合再磨后，进行两次铜精扫选，得到铜精扫选精矿和铜精扫选尾矿；
铜粗选、铜精选、铜扫选以及铜精扫选过程添加黄铁矿复合抑制剂，所述黄铁矿复合抑制剂由石灰、硫代硫酸钠、二甲基二硫代氨基甲酸钠、氢氧化钠以及柠檬酸复配而成；
S3.将步骤S2得到的所述铜尾矿进行一次硫粗选，得到粗选硫精矿和粗选硫中矿；将所述粗选硫精矿和步骤S2得到的所述铜精扫选尾矿合并后通过两次硫精选，得到硫精矿；将所述粗选硫中矿通过两次硫扫选，得到尾矿。
作为本发明的进一步改进，步骤S2中，所述黄铁矿复合抑制剂中石灰、硫代硫酸钠、二甲基二硫代氨基甲酸钠、氢氧化钠以及柠檬酸的质量比(2～4):(1～3):(1～3):(1～3):(0.5～2)。
作为本发明的进一步改进，步骤S1中，所述预先筛分分级是使用0.045mm的标准筛将粒径大于0.045mm的矿石进行磨矿；磨矿后与筛下矿石混合，制备得到质量浓度为30％～45％的矿浆，矿浆中粒径小于0.074mm的矿石占50％～90％。
作为本发明的进一步改进，步骤S2中，两次铜粗选中，第一次铜粗选中黄铁矿复合抑制剂的用量为500～7000g/t，铜捕收剂的用量为10～150g/t，起泡剂的用量为10～50g/t；第二次铜粗选中黄铁矿复合抑制剂的用量为0～1000g/t，铜捕收剂的用量为5～100g/t；
两次铜精选中，第一次铜精选中，黄铁矿复合抑制剂的用量为50～2000g/t；第二次铜精选中，黄铁矿复合抑制剂的用量为0～1000g/t；
三次铜扫选中，第一次铜扫选中，黄铁矿复合抑制剂的用量为0～2000g/t，铜捕收剂的用量为0～60g/t；第二次铜扫选中，黄铁矿复合抑制剂的用量为0～1500g/t，铜捕收剂的用量为0～40g/t；第三次铜扫选中，黄铁矿复合抑制剂的用量为0～1000g/t，铜捕收剂的用量为0～20g/t。
作为本发明的进一步改进，步骤S2中，所述铜捕收剂为乙硫氨酯、酯105、乙黄药、异丙基黄药和丁铵黑药中的一种或多种；所述起泡剂为甲基异丁基甲醇和己醇甲基戊醇中的一种。
作为本发明的进一步改进，步骤S2中，第一次铜精选的中矿、第一次铜扫选的精矿以及第二次铜扫选的精矿混合再磨后，得到质量浓度为5％～20％的再磨矿浆；所述再磨矿浆中粒径小于0.038mm的矿石占50％～90％。
作为本发明的进一步改进，两次铜精扫选中，第一次铜精扫选中黄铁矿复合抑制剂的用量为0～2000g/t，铜捕收剂的用量为5～50g/t；第二次铜精扫选中黄铁矿复合抑制剂的用量为0～1000g/t，铜捕收剂的用量为0～40g/t。
作为本发明的进一步改进，步骤S3中，硫粗选中，加入活化剂、黄铁矿捕收剂以及起泡剂。
作为本发明的进一步改进，所述活化剂为硫酸铜；所述黄铁矿捕收剂为异戊基黄药、丁基黄药和异丙基黄药中的一种或多种；所述起泡剂为松醇油。
作为本发明的进一步改进，步骤S2中，第一次铜粗选的精矿、第二次铜粗选的精矿、第一次铜精扫选的精矿以及第二次铜精选的尾矿混合后进入到第一次铜精选作业；第二次铜精扫选的尾矿、第一次硫粗选的精矿以及第二次硫精选的尾矿混合后进入到第一次硫精选作业。
本发明的有益效果是：
(1)本发明提供的含泥高硫型铜矿石浮选方法，根据高泥矿物的特点，首先对待选矿物进行预先筛分分级，然后仅对粒度较大的矿石进行磨矿，减少磨矿中的泥化现象。接着进行优先选铜工艺，在选铜过程中，通过将石灰、硫代硫酸钠、二甲基二硫代氨基甲酸钠、氢氧化钠以及柠檬酸按特定的比例复配，得到黄铁矿复合抑制剂，利用无机物和有机物之间的相互键合，借助黄铁矿复合抑制剂中各物质的协同作用，在黄铁矿的表面形成致密的亲水膜，最大程度抑制黄铁矿，实现铜和黄铁矿的高效分离。同时，还将扫选铜精矿I、扫选铜精矿II以及精选铜中矿I混合再磨，而非直接返回至上一级作业流程，通过将混合中矿再磨至合适的细度，并配制成合适的再磨矿浆浓度，配合黄铁矿复合抑制剂的使用，强化铜和黄铁矿的高效分离。最后在活化剂、黄铁矿捕收剂以及起泡剂的作用下，实现硫的高效回收，最终得到铜精矿和硫精矿两种合格的产品。该工艺对铜硫分离效果较好、对矿石适应性强，有效解决了含泥高硫型铜矿资源低碱条件下分离的难题，为类似含泥高硫型铜矿资源的开发利用提供了新的有效方法。
(2)本发明在矿浆环境pH值为7～9的低碱条件下，经过两次粗选、三次扫选、两次精选和混合中矿再磨两次精扫选的优先选铜工艺，优先选铜后的尾矿又经过一次粗选、两次扫选、两次精选的选硫浮选工艺，实现了黄铜矿和黄铁矿的高效分离。
(3)本发明根据原矿石泥含量高的特点，在不脱泥的情况下，采用预先筛分分级磨矿，减轻矿石磨矿过程中过粉碎现象，减轻泥对铜硫浮选环境的影响，获得了高品质的铜精矿产品和合格的硫精矿产品，实现了低碱环境下矿产资源综合利用的目的。
附图说明
图1为本发明含泥高硫型铜矿石浮选方法的工艺流程图。
图2为对比例11的工艺流程图。
图3为对比例12的工艺流程图。
具体实施方式
为了使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚，下面结合附图和具体实施例对本发明进行详细描述。
在此，还需要说明的是，为了避免因不必要的细节而模糊了本发明，在附图中仅仅示出了与本发明的方案密切相关的结构和/或处理步骤，而省略了与本发明关系不大的其他细节。
另外，还需要说明的是，术语“包括”、“包含”或者其任何其他变体意在涵盖非排他性的包含，从而使得包括一系列要素的过程、方法、物品或者设备不仅包括那些要素，而且还包括没有明确列出的其他要素，或者是还包括为这种过程、方法、物品或者设备所固有的要素。
如图1所示，本发明提供了一种含泥高硫型铜矿石浮选方法，包括如下步骤：
S1.制备矿浆：
将待选原矿用0.045mm的标准筛预先筛分分级，将粒径大于0.045mm的筛上矿石球磨至预定细度，与筛下矿石混合，制备得到质量浓度为30％～45％的矿浆，矿浆中粒径小于0.074mm的矿石占50％～90％。待选原矿中，泥的含量为5％～20％。
一方面，进行预先筛分分级，仅对粒度较大的矿石进行磨矿，减少磨矿中的泥化现象。另一方面，将原矿磨至一定细度，原矿中各矿物成分被机械解离，更利于后续的矿石选矿工艺的进行。
S2.选铜：
将步骤S1得到的矿浆进行两次粗选、三次扫选、两次精选得到铜精矿和铜尾矿。
具体地，向矿浆中加入黄铁矿复合抑制剂500～7000g/t，调节pH值为7～9，加入铜捕收剂10～150g/t和起泡剂10～50g/t，进行第一次铜粗选，得到粗选铜精矿I和粗选铜中矿I。接着向粗选铜中矿I中加入黄铁矿复合抑制剂0～1000g/t，铜捕收剂5～100g/t，进行第二次铜粗选，得到粗选铜精矿II和粗选铜中矿II。黄铁矿复合抑制剂由石灰、硫代硫酸钠、二甲基二硫代氨基甲酸钠、氢氧化钠以及柠檬酸复配而成，其中，石灰、硫代硫酸钠、二甲基二硫代氨基甲酸钠、氢氧化钠以及柠檬酸的质量比(2～4):(1～3):(1～3):(1～3):(0.5～2)。铜捕收剂为乙硫氨酯、酯105、乙黄药、异丙基黄药和丁铵黑药中的一种或多种；起泡剂为甲基异丁基甲醇和己醇甲基戊醇中的一种。
粗选铜精矿I和粗选铜精矿II混合后，加入黄铁矿复合抑制剂50～2000g/t，进行第一次铜精选，得到精选铜精矿I和精选铜中矿I。向精选铜精矿I中加入黄铁矿复合抑制剂0～1000g/t，进行第二次铜精选，得到铜精矿和精选铜尾矿II，精选铜尾矿II返回至第一次铜精选作业。
向粗选铜中矿II中加入黄铁矿复合抑制剂0～2000g/t，铜捕收剂0～60g/t，进行第一次铜扫选，得到扫选铜精矿I和扫选铜中矿I。向扫选铜中矿I中加入黄铁矿复合抑制剂0～1500g/t，铜捕收剂0～40g/t，进行第二次铜扫选，得到扫选铜精矿II和扫选铜中矿II。向扫选铜中矿II中加入黄铁矿复合抑制剂0～1000g/t，铜捕收剂0～20g/t，进行第三次铜扫选，得到扫选铜精矿III和铜尾矿，扫选铜精矿III返回至第一次扫选作业。
接着将扫选铜精矿I(即第一次铜扫选的精矿)、扫选铜精矿II(即第二次铜扫选的精矿)以及精选铜中矿I(即第一次铜精选的中矿)混合，加入黄铁矿复合抑制剂0～2000g/t，再磨后，得到质量浓度为5％～20％的再磨矿浆(矿浆pH值为7～9)；再磨矿浆中粒径小于0.038mm的矿石占50％～90％。如此设置，将扫选铜精矿I、扫选铜精矿II以及精选铜中矿I混合再磨，而非直接返回至上一级作业流程，减少了泥质脉石矿物和黄铁矿在闭路循环中的循环时间，提高了铜与黄铁矿、泥质脉石等矿物的分离效率；同时，通过将混合中矿再磨至合适的细度，使铜和黄铁矿、脉石矿物达到高度解离的状态，并配制成合适的再磨矿浆浓度，配合黄铁矿复合抑制剂的使用，强化铜和黄铁矿的高效分离。再者，先将黄铁矿复合抑制剂加入扫选铜精矿I、扫选铜精矿II以及精选铜中矿I混合矿中，再磨矿，在磨矿过程中使混合中矿与黄铁矿复合抑制剂充分接触，进一步提高铜和黄铁矿的分离效果。
向再磨矿浆中加入铜捕收剂5～50g/t，进行第一次铜精扫选，得到精扫选铜精矿I和精扫选铜中矿I，精扫选铜精矿I返回至第一次铜精选作业(即粗选铜精矿I、粗选铜精矿II、精选铜尾矿II以及精扫选铜精矿I返回至第一次铜精选作业)。向精扫选铜中矿I中加入黄铁矿复合抑制剂0～1000g/t，铜捕收剂0～40g/t，进行第二次铜精扫选，得到精扫选铜精矿II和精扫选铜尾矿II(即铜精扫选尾矿)，精扫选铜精矿II返回至第一次铜精扫选作业。
在选铜工艺中，黄铁矿复合抑制剂的添加，能够对黄铁矿有很好的抑制作用，将黄铁矿与硫铜矿分离，起泡剂使铜矿粘附在气泡表面上浮起，最终在捕收剂的作用下将铜矿分离。具体来讲，黄铁矿复合抑制剂由石灰、硫代硫酸钠、二甲基二硫代氨基甲酸钠、氢氧化钠以及柠檬酸复配而成。
首先在石灰和氢氧化钠的协同作用下，将矿浆调至合适的碱性，石灰和氢氧化钠水解生成的氢氧根离子附着在黄铁矿表面，在其表面形成一层亲水膜，将其吸附至矿浆中，实现硫铜矿的分离；同时，钙离子的存在，在黄铁矿表面形成难溶的硫化钙，从而使黄铁矿对捕收剂的吸附量减少，进一步抑制黄铁矿。硫代硫酸钠作为强还原物质，使矿浆中的铁离子、亚铁离子还原或者生成络合离子，二甲基二硫代氨基甲酸钠作为有机小分子化合物的盐，柠檬酸含有亲水性羧基，无机物和有机物之间相互键合，各种物质相互协同在黄铁矿的表面形成致密的亲水膜，最大程度抑制黄铁矿。
S3.选硫：
向步骤S2中第三次铜扫选得到的铜尾矿中加入活化剂0～100g/t、黄铁矿捕收剂50～200g/t、起泡剂0～40g/t进行一次硫粗选，得到粗选硫精矿和粗选硫中矿。活化剂为硫酸铜；黄铁矿捕收剂为异戊基黄药、丁基黄药和异丙基黄药中的一种或多种；起泡剂为松醇油。
该过程中，在活化剂的作用下，硫矿物能更好地与捕收剂相结合，从而达到高效选矿效果。
将粗选硫精矿和步骤S2得到的铜精扫选尾矿(即精扫选铜尾矿II)合并后进行第一次硫精选，得到精选硫精矿I和精选硫中矿I，精选硫中矿I返回至硫粗选作业。精选硫精矿I进行第二次硫精选，得到硫精矿和精选硫尾矿II，精选硫尾矿II返回至第一次硫精选作业。
向粗选硫中矿中加入黄铁矿捕收剂10～100g/t进行第一次硫扫选，得到扫选硫精矿I和扫选硫中矿I，扫选硫精矿I返回至硫粗选作业(即精选硫中矿I和扫选硫精矿I返回至硫粗选作业)。向扫选硫中矿I中加入黄铁矿捕收剂0～50g/t进行第二次硫扫选，得到扫选硫精矿II和尾矿，扫选硫精矿II返回至第一次硫扫选作业。
下面通过具体的实施例对本发明进行详细说明。
实施例1
本实施例以某含泥高硫型铜矿为对象，该矿石原矿样品中含泥量(小于20μm)约10％左右，原矿含铜0.68％，含硫25.40％，主要的脉石矿物为石英、白云母、绿泥石、长石、石英-绢云母等组成。对该含泥高硫型铜矿石进行浮选，包括如下步骤：
S1.制备矿浆：
将待选原矿用0.045mm的标准筛预先筛分分级，将粒径大于0.045mm的筛上矿石球磨至预定细度，矿浆中粒径小于0.074mm的矿石占70％，与筛下矿石混合，制备得到质量浓度为40％的矿浆。
S2.选铜：
将步骤S1得到的矿浆进行两次粗选、三次扫选、两次精选得到铜精矿和铜尾矿。
具体地，向矿浆中加入黄铁矿复合抑制剂5000g/t搅拌3min，调节pH值为7.5，加入铜捕收剂30g/t搅拌3min，加入甲基异丁基甲醇10g/t搅拌1min，充气浮选3min，进行第一次铜粗选，得到粗选铜精矿I和粗选铜中矿I。接着向粗选铜中矿I中加入黄铁矿复合抑制剂800g/t搅拌3min，加铜捕收剂20g/t充气浮选2.5min，进行第二次铜粗选，得到粗选铜精矿II和粗选铜中矿II。黄铁矿复合抑制剂由石灰、硫代硫酸钠、二甲基二硫代氨基甲酸钠、氢氧化钠以及柠檬酸复配而成，其中，石灰、硫代硫酸钠、二甲基二硫代氨基甲酸钠、氢氧化钠以及柠檬酸的质量比3:2:2:2:1。铜捕收剂为乙硫氨酯、乙黄药和丁铵黑药按质量比6:3:1复配而成。
粗选铜精矿I和粗选铜精矿II混合后，加入黄铁矿复合抑制剂1000g/t搅拌3min，充气浮选2min，进行第一次铜精选，得到精选铜精矿I和精选铜中矿I。向精选铜精矿I中加入黄铁矿复合抑制剂500g/t，搅拌3min，充气浮选1.5min，进行第二次铜精选，得到铜精矿和精选铜尾矿II，精选铜尾矿II返回至第一次铜精选作业。
向粗选铜中矿II中加入黄铁矿复合抑制剂600g/t充分搅拌3min，加铜捕收剂12g/t充气浮选2min，进行第一次铜扫选，得到扫选铜精矿I和扫选铜中矿I。向扫选铜中矿I中加入黄铁矿复合抑制剂300g/t充分搅拌3min，加铜捕收剂8g/t，充气浮选2min，进行第二次铜扫选，得到扫选铜精矿II和扫选铜中矿II。向扫选铜中矿II中加入铜捕收剂4g/t充气浮选2min，进行第三次铜扫选，得到扫选铜精矿III和铜尾矿，扫选铜精矿III返回至第一次扫选作业。
接着将扫选铜精矿I(即第一次铜扫选的精矿)、扫选铜精矿II(即第二次铜扫选的精矿)以及精选铜中矿I(即第一次铜精选的中矿)混合，先加入黄铁矿复合抑制剂1000g/t再磨矿，再磨矿石中粒径小于0.038mm的矿石占80％，制备得到质量浓度为14％的再磨矿浆(矿浆pH值为9)。向再磨矿浆中加入铜捕收剂12g/t搅拌3min，充气浮选2.5min，进行第一次铜精扫选，得到精扫选铜精矿I和精扫选铜中矿I，精扫选铜精矿I返回至第一次铜精选作业(即粗选铜精矿I、粗选铜精矿II、精选铜尾矿II以及精扫选铜精矿I返回至第一次铜精选作业)。向精扫选铜中矿I中加入黄铁矿复合抑制剂500g/t搅拌3min，加铜捕收剂6g/t，搅拌3min后充气浮选2min，进行第二次铜精扫选，得到精扫选铜精矿II和精扫选铜尾矿II(即铜精扫选尾矿)，精扫选铜精矿II返回至第一次铜精扫选作业。
S3.选硫：
向步骤S2中第三次铜扫选得到的铜尾矿中加入硫酸铜活化剂50g/t搅拌3min，黄铁矿捕收剂丁基黄药120g/t搅拌3min，加起泡剂松醇油5g/t搅拌1min，充气浮选3min，进行一次硫粗选，得到粗选硫精矿和粗选硫中矿。
将粗选硫精矿和步骤S2得到的铜精扫选尾矿(即精扫选铜尾矿II)合并后进行第一次硫精选，第一次硫精选不添加任何药剂，搅拌1min后充气浮选，浮选时间为2min；得到精选硫精矿I和精选硫中矿I，精选硫中矿I返回至硫粗选作业。精选硫精矿I进行第二次硫精选，第二次硫精选不添加任何药剂，搅拌1min后充气浮选1min，得到硫精矿和精选硫尾矿II，精选硫尾矿II返回至第一次硫精选作业。
向粗选硫中矿中加入丁基黄药30g/t进行第一次硫扫选，搅拌3min后充气浮选2min，得到扫选硫精矿I和扫选硫中矿I，扫选硫精矿I返回至硫粗选作业(即精选硫中矿I和扫选硫精矿I返回至硫粗选作业)。向扫选硫中矿I中加入丁基黄药15g/t搅拌3min后充气浮选2min，进行第二次硫扫选，得到扫选硫精矿II和尾矿，扫选硫精矿II返回至第一次硫扫选作业。
实施例2-3
一种含泥高硫型铜矿石浮选方法，与实施例1相比，不同之处在于，步骤S2中，黄铁矿复合抑制剂中各物质的质量比不同，其他与实施例1大致相同，在此不再赘述。
实施例2中，黄铁矿复合抑制剂中石灰、硫代硫酸钠、二甲基二硫代氨基甲酸钠、氢氧化钠以及柠檬酸的质量比2:3:2:2:1。
实施例3中，黄铁矿复合抑制剂中石灰、硫代硫酸钠、二甲基二硫代氨基甲酸钠、氢氧化钠以及柠檬酸的质量比4:2:1:1:2。
将实施例1-3得到的铜精矿、硫精矿以及尾矿的产率、品位等进行对比，结果如表1所示。
表1实施例1-3中铜精矿、硫精矿以及尾矿的对比
由表1可知，实施例1-3的铜硫分离工艺流程配合黄铁矿复合抑制剂，使得所得铜精矿产品达到中华人民共和国有色金属行业铜精矿标准(YS/T318-2007)中三级品及以上，且铜的回收率在89％以上，实现了黄铜矿与黄铁矿的高效分离。实施例2和3对黄铁矿复合抑制剂中的各药剂成分比例进行微调，所得铜精矿的品位和回收率变化不大，说明实施例1-3提供的黄铁矿复合抑制剂均能得到较好的效果。
对比例1-5
一种含泥高硫型铜矿石浮选方法，与实施例1相比，不同之处在于，步骤S2中，黄铁矿复合抑制剂中各物质的质量比不同，其他与实施例1大致相同，在此不再赘述。
对比例1-5中黄铁矿复合抑制剂中石灰、硫代硫酸钠、二甲基二硫代氨基甲酸钠、氢氧化钠以及柠檬酸的质量比如表2所示。
表2黄铁矿复合抑制剂中各物质的质量比
实施例 质量比
对比例1 0:2:2:2:1
对比例2 3:0:2:2:1
对比例3 3:2:0:2:1
对比例4 3:2:2:0:1
对比例5 3:2:2:2:0
将对比例1-5得到的铜精矿、硫精矿以及尾矿的产率、品位等进行对比，结果如表3所示。
表3实施例对比例1-5中铜精矿、硫精矿以及尾矿的对比
由表3可知，当不添加黄铁矿复合抑制剂中的某一种时，铜精矿中铜的品位和铜的回收率均下降，同时对比例1-5硫精矿中铜的品位和回收率较高，说明铜、硫分离效果不好，使得硫精矿中含有的铜含量较高，说明铜金属的损失率较高，可见对比例1-5的黄铁矿复合抑制剂的抑制作用不佳，从而导致铜和硫的分离效果较差。
对比例6
一种含泥高硫型铜矿石浮选方法，与实施例1相比，不同之处在于，步骤S2中，将黄铁矿复合抑制剂中的石灰更换为氯化钙，其他与实施例1大致相同，在此不再赘述。
对比例7
一种含泥高硫型铜矿石浮选方法，与实施例1相比，不同之处在于，步骤S2中，将黄铁矿复合抑制剂中的硫代硫酸钠更换为亚硫酸钠，其他与实施例1大致相同，在此不再赘述。
对比例8
一种含泥高硫型铜矿石浮选方法，与实施例1相比，不同之处在于，步骤S2中，将黄铁矿复合抑制剂中的二甲基二硫代氨基甲酸钠更换为腐殖酸钠，其他与实施例1大致相同，在此不再赘述。
对比例9
一种含泥高硫型铜矿石浮选方法，与实施例1相比，不同之处在于，步骤S2中，黄铁矿复合抑制剂为二甲基二硫代氨基甲酸钠:硫代硫酸钠:柠檬酸＝4:4:2复配而成(质量比)，其他与实施例1大致相同，在此不再赘述。
对比例10
一种含泥高硫型铜矿石浮选方法，与实施例1相比，不同之处在于，步骤S2中，黄铁矿复合抑制剂为硫代硫酸钠：亚硫酸钠＝5.5:4.5(质量比)，其他药剂制度与申请号为CN201810548647.6的专利实施例4大致相同，pH值调整大于12，其他与实施例1大致相同，在此不再赘述。
将对比例6-10得到的铜精矿、硫精矿以及尾矿的产率、品位等进行对比，结果如表4所示。
表4实施例对比例6-10中铜精矿、硫精矿以及尾矿的对比
由表4可知，对比例6-8将黄铁矿复合抑制剂中的每种药剂分别替换成同类型的黄铁矿抑制剂，铜和黄铁矿分离效果不佳，对比例9不使用石灰、氢氧化钠等传统黄铁矿抑制剂，铜和黄铁矿的分离效果较差。
由对比例10的数据可知，使用专利申请号为CN201810548647.6的黄铁矿复合抑制剂，铜精矿铜回收率和硫精矿硫回收率均大幅度降低，这是因为pH值过高抑制了铜的可浮性，导致铜金属大量损失，且导致后端选硫仅添加硫酸铜活化剂难以提高硫的回收率，需要添加大量的酸调节pH，增加了药剂成本和人工成本，这与发明专利的低碱度工艺相悖。
对比例11
一种含泥高硫型铜矿石浮选方法，与实施例1相比，不同之处在于，步骤S1中，没有进行预先筛分，具体的工艺流程图2所示，其他与实施例1大致相同，在此不再赘述。
对比例12
一种含泥高硫型铜矿石浮选方法，与实施例1相比，不同之处在于，步骤S2中，没有将扫选铜精矿I、扫选铜精矿II以及精选铜中矿I混合再磨，而是直接返回至上一作业流程，具体的工艺流程图3所示，其他与实施例1大致相同，在此不再赘述。
将对比例11-12得到的铜精矿、硫精矿以及尾矿的产率、品位等进行对比，结果如表5所示。
表5实施例对比例11-12中铜精矿、硫精矿以及尾矿的对比
由表5可知，若采用常规的铜硫分选工艺流程，使得所得铜精矿中的铜品位和铜的回收率较低，造成了后续冶金成本的提高以及矿产资源的浪费。
综上所述，本发明提供的一种提供的含泥高硫型铜矿石浮选方法，首先对待选矿物进行预先筛分分级，接着进行优先选铜工艺，通过将石灰、硫代硫酸钠、二甲基二硫代氨基甲酸钠、氢氧化钠以及柠檬酸按特定的比例复配，得到黄铁矿复合抑制剂，借助黄铁矿复合抑制剂中各物质的协同作用，最大程度抑制黄铁矿，实现同的高效分离；同时，还将进行中矿混合再磨，强化铜和黄铁矿的高效分离。最后在活化剂、黄铁矿捕收剂以及起泡剂的作用下，实现硫的高效分离，最终得到铜精矿和硫精矿两种合格的产品。
以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非限制，尽管参照较佳实施例对本发明进行了详细说明，本领域的普通技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明技术方案的精神和范围。

Claims (10)

1.一种含泥高硫型铜矿石浮选方法，其特征在于，包括如下步骤：
S1.将待选原矿预先筛分分级，并将筛上矿石球磨至预定细度，与筛下矿石混合，制备得到预设浓度的矿浆；
S2.将步骤S1得到的所述矿浆经过两次铜粗选得到粗选铜精矿和粗选铜中矿；再将所得粗选铜精矿经过两次铜精选得到铜精矿，将粗选铜中矿经过三次铜扫选得到铜尾矿；
将粗选铜精矿的第一次铜精选的中矿、粗选铜中矿第一次铜扫选的精矿以及粗选铜中矿第二次铜扫选的精矿混合再磨后，进行两次铜精扫选，得到铜精扫选精矿和铜精扫选尾矿；
铜粗选、铜精选、铜扫选以及铜精扫选过程添加黄铁矿复合抑制剂，所述黄铁矿复合抑制剂由石灰、硫代硫酸钠、二甲基二硫代氨基甲酸钠、氢氧化钠以及柠檬酸复配而成；
S3.将步骤S2得到的所述铜尾矿进行一次硫粗选，得到粗选硫精矿和粗选硫中矿；将所述粗选硫精矿和步骤S2得到的所述铜精扫选尾矿合并后通过两次硫精选，得到硫精矿；将所述粗选硫中矿通过两次硫扫选，得到尾矿。
2.根据权利要求1所述的含泥高硫型铜矿石浮选方法，其特征在于，步骤S2中，所述黄铁矿复合抑制剂中石灰、硫代硫酸钠、二甲基二硫代氨基甲酸钠、氢氧化钠以及柠檬酸的质量比(2～4):(1～3):(1～3):(1～3):(0.5～2)。
3.根据权利要求1所述的含泥高硫型铜矿石浮选方法，其特征在于，步骤S1中，所述预先筛分分级是使用0.045mm的标准筛将粒径大于0.045mm的矿石进行磨矿；磨矿后与筛下矿石混合，制备得到质量浓度为30％～45％的矿浆，矿浆中粒径小于0.074mm的矿石占50％～90％。
4.根据权利要求1所述的含泥高硫型铜矿石浮选方法，其特征在于，步骤S2中，两次铜粗选中，第一次铜粗选中黄铁矿复合抑制剂的用量为500～7000g/t，铜捕收剂的用量为10～150g/t，起泡剂的用量为10～50g/t；第二次铜粗选中黄铁矿复合抑制剂的用量为0～1000g/t，铜捕收剂的用量为5～100g/t；
两次铜精选中，第一次铜精选中，黄铁矿复合抑制剂的用量为50～2000g/t；第二次铜精选中，黄铁矿复合抑制剂的用量为0～1000g/t；
三次铜扫选中，第一次铜扫选中，黄铁矿复合抑制剂的用量为0～2000g/t，铜捕收剂的用量为0～60g/t；第二次铜扫选中，黄铁矿复合抑制剂的用量为0～1500g/t，铜捕收剂的用量为0～40g/t；第三次铜扫选中，黄铁矿复合抑制剂的用量为0～1000g/t，铜捕收剂的用量为0～20g/t。
5.根据权利要求1所述的含泥高硫型铜矿石浮选方法，其特征在于，步骤S2中，所述铜捕收剂为乙硫氨酯、酯105、乙黄药、异丙基黄药和丁铵黑药中的一种或多种；所述起泡剂为甲基异丁基甲醇和己醇甲基戊醇中的一种。
6.根据权利要求1所述的含泥高硫型铜矿石浮选方法，其特征在于，步骤S2中，第一次铜精选的中矿、第一次铜扫选的精矿以及第二次铜扫选的精矿混合再磨后，得到质量浓度为5％～20％的再磨矿浆；所述再磨矿浆中粒径小于0.038mm的矿石占50％～90％。
7.根据权利要求5所述的含泥高硫型铜矿石浮选方法，其特征在于，两次铜精扫选中，第一次铜精扫选中黄铁矿复合抑制剂的用量为0～2000g/t，铜捕收剂的用量为5～50g/t；第二次铜精扫选中黄铁矿复合抑制剂的用量为0～1000g/t，铜捕收剂的用量为0～40g/t。
8.根据权利要求1所述的含泥高硫型铜矿石浮选方法，其特征在于，步骤S3中，硫粗选中，加入活化剂、黄铁矿捕收剂以及起泡剂。
9.根据权利要求8所述的含泥高硫型铜矿石浮选方法，其特征在于，所述活化剂为硫酸铜；所述黄铁矿捕收剂为异戊基黄药、丁基黄药和异丙基黄药中的一种或多种；所述起泡剂为松醇油。
10.根据权利要求1所述的含泥高硫型铜矿石浮选方法，其特征在于，步骤S2中，第一次铜粗选的精矿、第二次铜粗选的精矿、第一次铜精扫选的精矿以及第二次铜精选的尾矿混合后进入到第一次铜精选作业；第二次铜精扫选的尾矿、第一次硫粗选的精矿以及第二次硫精选的尾矿混合后进入到第一次硫精选作业。
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