CN117696257A - 硫化铜矿山废石的浮选分离药剂及其应用、选矿方法 - Google Patents

Abstract

本公开涉及硫化铜矿山废石利用和选矿技术领域，提供了一种硫化铜矿山废石的浮选分离药剂，包括矿泥抑制剂、铜矿捕收剂、调整剂以及起泡剂；其中，矿泥抑制剂包括葡萄糖酸钠和柠檬酸三钠中的一种；铜矿捕收剂包括第一捕收剂和第二捕收剂，第一捕收剂包括乙基黄药和丁基黄药中的一种，第二捕收剂包括乙硫氨酯和叔十二硫醇中的一种；调整剂包括活化调整剂和pH调整剂，活化调整剂包括硫化钠和硫酸铜中的一种。本公开还提供了上述浮选分离药剂在硫化铜矿山废石的浮选分离中的应用以及一种硫化铜矿山废石的选矿方法。本公开不仅能够在选用简单的选矿药剂的条件下获得稳定的铜回收效果，从而提高和强化浮选回收指标，而且能够有效缩短选矿流程。

Description

硫化铜矿山废石的浮选分离药剂及其应用、选矿方法

技术领域

本公开涉及硫化铜矿山废石利用和选矿技术领域，例如涉及一种硫化铜矿山废石的浮选分离药剂及其应用、选矿方法。

背景技术

铜(Cu)因具有优良的导电性、导热性、耐腐蚀性以及延展性等性质而被广泛地应用于电力、电子、交通运输以及机械等行业。铜矿资源是一种战略性矿产资源，随着各行各业的迅速发展，我国对于铜矿资源的需求量快速增长。我国对于铜矿资源的保障程度低，对外依存度高达70％以上。同时，我国的铜矿富矿床少，铜矿资源日趋“贫、细、杂”，铜矿开采品位下降，赋存有占铜矿资源储量三分之二以上的低品位硫化铜资源采用传统选冶技术开发，成本高、能耗大、环保压力大，资源利用率低，这些均为制约其高效开发利用和改善供需矛盾的瓶颈原因。

在上世纪至21世纪初期的采选领域中，对于采矿后搁置的铜矿废石，多数由于其中所含的可用金属铜的含量低且选冶成本较高，而不再进行选矿开发。然而，随着可供开采的矿石的品质降低和开采难度加大，提高废石的利用率成为大趋势。此外，选冶技术的进步使得废弃矿石中的铜被重新利用，因而选矿废石成为了不可缺少的重要铜矿资源。

例如，甘肃某铜矿在经过几十年的开采后堆积了大量的含铜废石。目前，该铜矿废石堆场内存放的废石主要为早期的部分氧化矿以及后期的低品位表外矿和含铜矿岩，堆场现存废石大于2亿吨，其中含铜金属超40万吨；该铜矿废石的主要目的金属为铜，铜矿物以硫化铜矿为主，部分为氧化铜矿物。该铜矿废石资源量较大，堆放集中，运输方便，适合大规模开发利用。然而，该铜矿废石由于长时间堆积，表皮氧化和泥化程度较高，因此，要开发利用该含铜废石资源，必须选择经济、适用的工艺技术。

目前，生物浸出是处理低品位铜矿废石的研究热点之一，采用生物浸出工艺处理低品位铜矿废石可有效氧化硫化矿，提取有价金属铜，具有环境友好、节能减排以及降低成本等优势。然而，生物浸出虽然在美国、智利以及澳大利亚等国家均有被应用的案例，但在我国生物浸出的多数案例还处于小规模的实验室研究。此外，由于生物浸出存在浸出周期长和浸出率低等问题，这也延缓了生物浸出在我国的推广进程，因此，国内生物浸出产业化的实例较少。

针对国家能源战略发展需求和经济发展需求，需要聚焦我国铜矿资源的铜品位下降和铜回收率不高的问题，目前亟待开发先进有效且适应性强的针对硫化铜矿山废石的新工艺和新药剂，以使矿石中的铜得到高效利用，这对提高我国低品位铜矿资源的利用率具有重要的现实意义，是实现科技增储的重要途径。

发明内容

本公开的目的在于针对目前国内的铜矿资源现状，克服现有技术中存在的无法对低品位铜矿废石(例如，硫化铜矿山废石)中的可用金属铜进行高效利用的不足，提供一种硫化铜矿山废石的浮选分离药剂及其应用、选矿方法，以达到不仅能够在选用简单的选矿药剂的条件下获得稳定的铜回收效果，从而提高和强化浮选回收指标，而且能够有效缩短选矿流程的效果。

本公开的目的是通过以下技术方案来实现的：

一方面，提供一种硫化铜矿山废石的浮选分离药剂。所述浮选分离药剂包括矿泥抑制剂、铜矿捕收剂、调整剂以及起泡剂；其中，所述矿泥抑制剂包括葡萄糖酸钠和柠檬酸三钠中的一种；所述铜矿捕收剂包括第一捕收剂和第二捕收剂，其中，所述第一捕收剂包括乙基黄药和丁基黄药中的一种；所述第二捕收剂包括乙硫氨酯和叔十二硫醇中的一种；所述调整剂包括活化调整剂和pH调整剂，其中，所述活化调整剂包括硫化钠和硫酸铜中的一种。

需要说明的是，本公开提供的所述浮选分离药剂采用所述葡萄糖酸钠或所述柠檬酸三钠作为所述矿泥抑制剂，在将所述矿泥抑制剂用于所述硫化铜矿山废石的浮选分离时，由于所述矿泥抑制剂中阴离子基团的种类多且活性强，因而其抑制能力强且选择性好，浮选效果显著优于常规的抑制剂(例如，水玻璃或羧甲基纤维素钠)；其中，在一些示例中，所述矿泥抑制剂为柠檬酸三钠；在另一些示例中，所述矿泥抑制剂为葡萄糖酸钠。

在一些实施例中，所述pH调整剂包括碳酸钠和氧化钙中的一种。

在一些实施例中，所述起泡剂包括二乙二醇二甲醚和甲基异丁基甲醇中的一种。

在一些实施例中，在所述硫化铜矿山废石中，铜(Cu)品位为0.1％～0.3％，硫(S)品位为1.5％～5％。

另一方面，提供一种如上述实施例中的任一项所述的浮选分离药剂在硫化铜矿山废石的浮选分离中的应用。

在一些实施例中，在所述硫化铜矿山废石中，铜(Cu)品位为0.1％～0.3％，硫(S)品位为1.5％～5％。

又一方面，提供一种硫化铜矿山废石的选矿方法。所述选矿方法使用如上述实施例中的任一项所述的浮选分离药剂。所述选矿方法包括：向原矿中添加所述调整剂，进行磨矿，得到入浮物料；向所述入浮物料中依次添加所述矿泥抑制剂、所述铜矿捕收剂以及所述起泡剂，进行粗选，得到铜粗精矿和粗选尾矿；向所述铜粗精矿中添加所述矿泥抑制剂，进行精选，得到最终铜精矿；以及向所述粗选尾矿中添加所述矿泥抑制剂、所述铜矿捕收剂以及所述起泡剂，进行扫选，得到扫选精矿和最终尾矿。

应当理解的是，在本公开提供的所述选矿方法中，所述调整剂在所述磨矿前添加，并在所述磨矿后与所述原矿经过所述磨矿得到的磨细物料一同作为所述入浮物料进入所述粗选。

在一些实施例中，所述入浮物料中粒度为-0.074mm的矿物的质量百分比为78％～83％。

在一些实施例中，在所述磨矿中，所述pH调整剂的用量为2000～5000g/t·原矿，所述活化调整剂的用量为100～400g/t·原矿。

在一些实施例中，在所述粗选中，所述矿泥抑制剂的用量为1000～3000g/t·原矿，所述第一捕收剂的用量为10～20g/t·原矿，所述第二捕收剂的用量为5～15g/t·原矿，所述起泡剂的用量为10～30g/t·原矿。

在一些实施例中，所述精选的次数为三次，所述扫选的次数为一次。

在一些实施例中，所述精选包括第一次精选、第二次精选以及第三次精选。

所述第一次精选得到第一铜中矿和第一铜精矿；其中，所述第一铜中矿和所述扫选精矿合并返回至所述粗选，所述第一铜精矿进入所述第二次精选；在所述第一次精选中，所述矿泥抑制剂的用量为200～800g/t·原矿。

所述第二次精选得到第二铜中矿和第二铜精矿；其中，所述第二铜中矿返回至所述第一次精选，所述第二铜精矿进入所述第三次精选；在所述第二次精选中，所述矿泥抑制剂的用量为0～100g/t·原矿。

所述第三次精选得到第三铜中矿和所述最终铜精矿；其中，所述第三铜中矿返回至所述第二次精选；在所述第三次精选中，所述矿泥抑制剂的用量为0～50g/t·原矿。

在一些实施例中，在所述扫选中，所述矿泥抑制剂的用量为700～1500g/t·原矿，所述第一捕收剂的用量为5～10g/t·原矿，所述第二捕收剂的用量为5～10g/t·原矿，所述起泡剂的用量为3～8g/t·原矿。

在一些实施例中，在所述硫化铜矿山废石(即，所述原矿)中，铜(Cu)品位为0.1％～0.3％，硫(S)品位为1.5％～5％。

值得注意的是，本公开提供的选矿方法为了保证最终铜精矿中的Cu品位和Cu回收率，采用了加药磨矿、粗选、精选以及扫选结合的方式，并且在每个阶段添加了不同的选矿药剂：

1)在磨矿时，通过提前添加活化调整剂和pH调整剂，能够延长具有活化作用的选矿药剂与矿石中含铜矿物的作用时间，将部分被氧化的铜矿物活化，从而有效地保证铜矿被充分活化；

2)在粗选时，考虑到矿浆中含有微细粒杂质矿泥，容易和铜矿物发生吸附作用，而这会严重阻碍捕收剂在铜矿物表面的吸附，因此优先加入兼具分散作用的矿泥抑制剂(即，葡萄糖酸钠或柠檬酸三钠)，使浮选矿浆处于分散状态，使杂质矿物表面亲水，再加入铜矿捕收剂，其中的第一捕收剂(即，乙基黄药或丁基黄药)对硫化铜矿物具有较好的普适应捕收能力，而第二捕收剂(即，乙硫氨酯或叔十二硫醇)对硫化铜矿物具有较好的选择性捕收能力，二者组合使用可以产生协同作用，强化对硫化铜矿物的选择性捕收能力，从而更好地实现对铜矿物的高效回收；

3)在精选时，为了实现对铜粗精矿的有效提质降杂，并未加入捕收剂，而是加入矿泥抑制剂，从而强化对于硅酸盐类等非目的矿物的选择性抑制，使得最终铜精矿的Cu品位得到显著提高；

4)与精选不同，在扫选时，由于矿浆中目的矿物的含量低，且多为较微细粒的铜矿物，添加铜矿捕收剂有利于对微细粒的硫化铜矿的回收；同时，为了减少非目的矿物的夹带，还需要进一步添加矿泥抑制剂。

本公开提供的选矿方法的原理包括：在磨矿前添加调整剂，使得调整剂参与磨矿，能够保证调整剂与矿物有充分的作用机会；在此基础上，结合粗选、精选以及扫选等多次选别工艺，并且分别添加适宜的选矿药剂，利用矿泥抑制剂选择性分散和抑制非目的矿物，利用铜矿捕收剂的协同作用强化目的矿物的回收，强化了选矿药剂作用的选择性，不仅能够在选用简单的选矿药剂的条件下获得稳定的铜回收效果，从而提高和强化浮选回收指标，而且能够有效缩短选矿流程。

综上所述，本公开提供的一种硫化铜矿山废石的选矿方法，是一种比较理想的硫化铜矿山废石的选矿方法，能够实现对废弃铜矿资源的高效利用，支撑铜资源“科技增储”。

结果显示，本公开能够实现低品位铜矿废石(例如，硫化铜矿山废石，其中Cu品位为0.26％)中的可用金属铜的高效回收，获得Cu品位为19.05％且Cu回收率为87.28％的最终铜精矿。

本公开的有益效果是：

1.本公开提供的一种硫化铜矿山废石的选矿方法，针对低品位硫化铜矿山废石中铜的高效利用，采取加药磨矿、粗选、扫选、精选、中矿逐级返回等步骤，不仅有效开发了硫化铜矿山废石的短流程选矿回收工艺，而且在经济角度层面分析，还起到了转“废”为宝的效果。

2.本公开提供的一种硫化铜矿山废石的选矿方法，通过在磨矿前加入调整剂，起到了调整剂前置的效果，有效延长了铜矿物与活化调整剂的作用时长，在此基础上，加入兼具分散作用的矿泥抑制剂，再进一步合理利用铜矿捕收剂的协同作用，能够在不同选别作业做到对症下药，既保证了浮选效果，也有效缩短了流程，降低了成本。

3.本公开提供的一种硫化铜矿山废石的选矿方法，工艺稳定可靠，在采用由常规、经济、廉价的选矿药剂组合得到的浮选分离药剂的条件下获得了稳定的浮选分离效果，铜浮选指标优异，是一种理想的硫化铜矿山废石的选矿方法。

附图说明

为了更清楚地说明本公开中的技术方案，下面将对本公开一些实施例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公开的一些实施例的附图，对于本领域普通技术人员来讲，还可以根据这些附图获得其他的附图。此外，以下描述中的附图可以视作示意图，并非对本公开实施例所涉及的方法的实际流程等的限制。

图1为本公开的实施例的一种硫化铜矿山废石的选矿方法的原则流程图；

图2为本公开的对比例2的一种硫化铜矿山废石的选矿方法的原则流程图。

具体实施方式

下面将对本公开一些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公开一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本公开所提供的实施例，本领域普通技术人员所获得的所有其他实施例，都属于本公开保护的范围。

以下，术语“第一”、“第二”等仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示相对重要性或者隐含指明所指示的技术特征的数量。由此，限定有“第一”、“第二”等的特征可以明示或者隐含地包括一个或者更多个该特征。

在描述一些实施例时，可能使用了“A和/或B”的表达。容易理解的是，“A和/或B”包括以下三种组合：仅A，仅B，以及A和B的组合。

在描述一些实施例时，可能使用了“A、B和C中的至少一种”与“A、B或C中的至少一种”的表达，两者具有相同含义，均包括以下A、B和C的组合：仅A，仅B，仅C，A和B的组合，A和C的组合，B和C的组合，及A、B和C的组合。

实施例1

1.矿石特性

某地21世纪初期堆放的硫化铜矿山废石，大部分泥化严重，该硫化铜矿山废石中Cu品位为0.25％，S品位为4.85％，SiO₂、Al₂O₃、MgO含量分别为63.28％、9.1％、3.01％。该硫化铜矿山废石中以非目的矿物占绝大多数，金属矿物累计含量不足9％，其中以黄铁矿、黄铜矿为主，铜矿物中约93％为硫化铜矿，7％为氧化铜矿，非金属矿物主要有石英、绿泥石、云母类、高岭石等。该硫化铜矿山废石整体经过长期的风吹日晒，表皮粉末化明显，磨矿成本低，属于泥化程度高的浮选难处理的低品位铜矿石，对选矿药剂的种类和用量的要求较为苛刻。

2.选矿方法

该选矿方法的流程如图1所示，具体步骤如下：

S1.向入磨样品(即，原矿)中分别加入调整剂1氧化钙3000g/t·原矿、调整剂2硫化钠200g/t·原矿，对入磨样品进行磨矿以将其磨细，得到入浮物料，该入浮物料中粒度为-0.074mm的矿物的质量百分比为79％；

S2.向入浮物料中依次加入抑制剂葡萄糖酸钠2000g/t·原矿、捕收剂1乙基黄药12g/t·原矿、捕收剂2乙硫氨酯8g/t·原矿、起泡剂二乙二醇二甲醚15g/t·原矿，充分调浆后，充气进行铜矿物粗选，得到铜粗精矿和粗选尾矿；

S3.对铜粗精矿进行三次铜精选，第一次铜精选(即，精选Ⅰ)、第二次铜精选(即，精选Ⅱ)、第三次铜精选(即，精选Ⅲ)分别加入抑制剂葡萄糖酸钠800g/t·原矿、80g/t·原矿、40g/t·原矿，得到最终铜精矿；

S4.对粗选尾矿进行一次铜扫选，加入抑制剂葡萄糖酸钠1000g/t·原矿、捕收剂1乙基黄药6g/t·原矿、捕收剂2乙硫氨酯6g/t·原矿、起泡剂二乙二醇二甲醚4g/t·原矿，得到扫选精矿和最终尾矿。

需要说明的是，S3中的每一次铜精选均得到对应的精选精矿和铜中矿；S3中的前一次铜精选得到的精选精矿作为下一次铜精选的入浮物料；S3中的第三次铜精选得到的精选精矿作为最终铜精矿；S3中的第一次铜精选得到的铜中矿和S4中的一次铜扫选得到的扫选精矿合并返回至S2中的铜矿物粗选；S3中的剩余次铜精选得到的铜中矿依次返回至前一次铜精选。

3.选矿试验指标

依据矿石特性，在详细的条件试验的基础上，采用一次粗选、一次扫选、三次精选以及中矿分批集中返回的短流程浮选闭路试验获得了满意的技术指标，结果如表1所示。

表1

产品名称	产率(％)	Cu品位(％)	Cu回收率(％)
				最终铜精矿	1.21	19.05	87.28
最终尾矿	98.79	0.034	12.72
				原矿	100.00	0.26	100.00

由表1可知，在最终铜精矿中，Cu品位为19.05％，相比于原矿富集了73.26倍，且Cu回收率高达87.28％，这证明了上述短流程的选矿方法通过将调整剂前置添加到磨矿作业，较好地回收了硫化铜矿山废石样品中的铜。

实施例2

1.矿石特性

本实施例中的矿石特性与实施例1相同。

2.选矿方法

该选矿方法的流程如图1所示，具体步骤如下：

S1.向入磨样品(即，原矿)中分别加入调整剂1碳酸钠2000g/t·原矿、调整剂2硫化钠150g/t·原矿，对入磨样品进行磨矿以磨细，得到入浮物料，该入浮物料中粒度为-0.074mm的矿物的质量百分比为79％；

S2.向入浮物料中依次加入抑制剂柠檬酸三钠1500g/t·原矿、捕收剂1丁基黄药15g/t·原矿、捕收剂2叔十二硫醇10g/t·原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇15g/t·原矿，充分调浆后，充气进行铜矿物粗选，得到铜粗精矿和粗选尾矿；

S3.对铜粗精矿进行三次铜精选，第一次铜精选(即，精选Ⅰ)、第二次铜精选(即，精选Ⅱ)、第三次铜精选(即，精选Ⅲ)分别加入抑制剂柠檬酸三钠500g/t·原矿、60g/t·原矿、30g/t·原矿，得到最终铜精矿；

S4.对粗选尾矿进行一次铜扫选，加入抑制剂柠檬酸三钠800g/t·原矿、捕收剂1丁基黄药8g/t·原矿、捕收剂2叔十二硫醇5g/t·原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇8g/t·原矿，得到扫选精矿和最终尾矿。

需要说明的是，S3中的每一次铜精选均得到对应的精选精矿和铜中矿；S3中的前一次铜精选得到的精选精矿作为下一次铜精选的入浮物料；S3中的第三次铜精选得到的精选精矿作为最终铜精矿；S3中的第一次铜精选得到的铜中矿和S4中的一次铜扫选得到的扫选精矿合并返回至S2中的铜矿物粗选；S3中的剩余次铜精选得到的铜中矿依次返回至前一次铜精选。

3.选矿试验指标

依据矿石特性，在详细的条件试验的基础上，采用一次粗选、一次扫选、三次精选以及中矿分批集中返回的短流程浮选闭路试验获得了满意的技术指标，结果如表2所示。

表2

产品名称	产率(％)	Cu品位(％)	Cu回收率(％)
				最终铜精矿	1.15	19.35	86.54
最终尾矿	98.85	0.035	13.46
				原矿	100.00	0.26	100.00

由表2可知，在最终铜精矿中，Cu品位为19.35％，相比于原矿富集了74.42倍，且Cu回收率高达86.54％，这证明了上述短流程的选矿方法通过将调整剂前置添加到磨矿作业和改变选矿药剂的种类和用量，同样较好地回收了硫化铜矿山废石样品中的铜。

实施例3

1.矿石特性

本实施例中的矿石特性与实施例1相同。

2.选矿方法

该选矿方法的流程如图1所示，具体步骤如下：

S1.向入磨样品(即，原矿)中分别加入调整剂1碳酸钠2000g/t·原矿、调整剂2硫酸铜150g/t·原矿，对入磨样品进行磨矿以磨细，得到入浮物料，该入浮物料中粒度为-0.074mm的矿物的质量百分比为79％；

S2.向入浮物料中依次加入抑制剂柠檬酸三钠1800g/t·原矿、捕收剂1丁基黄药12g/t·原矿、捕收剂2叔十二硫醇10g/t·原矿、起泡剂二乙二醇二甲醚20g/t·原矿，充分调浆后，充气进行铜矿物粗选，得到铜粗精矿和粗选尾矿；

S3.对铜粗精矿进行三次铜精选，第一次铜精选(即，精选Ⅰ)、第二次铜精选(即，精选Ⅱ)、第三次铜精选(即，精选Ⅲ)分别加入抑制剂柠檬酸三钠600g/t·原矿、0g/t·原矿、0g/t·原矿，即，第二次铜精选和第三次铜精选均为空白精选，得到最终铜精矿；

S4.对粗选尾矿进行一次铜扫选，加入抑制剂柠檬酸三钠800g/t·原矿、捕收剂1丁基黄药6g/t·原矿、捕收剂2叔十二硫醇5g/t·原矿、起泡剂二乙二醇二甲醚5g/t·原矿，得到扫选精矿和最终尾矿。

需要说明的是，S3中的每一次铜精选均得到对应的精选精矿和铜中矿；S3中的前一次铜精选得到的精选精矿作为下一次铜精选的入浮物料；S3中的第三次铜精选得到的精选精矿作为最终铜精矿；S3中的第一次铜精选得到的铜中矿和S4中的一次铜扫选得到的扫选精矿合并返回至S2中的铜矿物粗选；S3中的剩余次铜精选得到的铜中矿依次返回至前一次铜精选。

3.选矿试验指标

依据矿石特性，在详细的条件试验的基础上，采用一次粗选、一次扫选、三次精选以及中矿分批集中返回的短流程浮选闭路试验获得了满意的技术指标，结果如表3所示。

表3

产品名称	产率(％)	Cu品位(％)	Cu回收率(％)
				最终铜精矿	1.25	18.33	87.22
最终尾矿	98.75	0.034	12.78
				原矿	100.00	0.26	100.00

由表3可知，在最终铜精矿中，Cu品位为18.33％，相比于原矿富集了70.5倍，且Cu回收率高达87.22％，这再次证明了上述短流程的选矿方法通过将调整剂前置到磨矿作业和改变选矿药剂的种类和用量，同样较好地回收了硫化铜矿山废石样品中的铜。

对比例1

将对比例1与实施例1进行对比，其中，对比例1采用与实施例1相同的原矿，并改变了调整剂的添加时机：在S1中不添加调整剂；在S2中，在加入抑制剂葡萄糖酸钠之前添加调整剂1氧化钙3000g/t·原矿和调整剂2硫化钠200g/t·原矿；其他条件如剩余药剂的选择、药剂的用量以及工艺条件等与实施例1均相同。

选矿试验指标如表4所示。

表4

产品名称	产率(％)	Cu品位(％)	Cu回收率(％)
				最终铜精矿	1.23	17.92	83.22
最终尾矿	98.77	0.045	16.78
				原矿	100.00	0.26	100.00

对比表1和表4可知，对比例1在磨矿之前未添加调整剂，铜回收指标不如实施例1，对比例1中最终铜精矿的Cu品位和Cu回收率均低于实施例1。

对比例2

将对比例2与实施例2进行对比，其中，对比例2采用和实施例2相同的原矿和选矿药剂，并将第一次铜精选的中矿单独再选。

对比例2的选矿方法的流程如图2所示，具体步骤如下：

S11.与实施例2的S1相同；

S22.与实施例2的S2相同；

S33.对铜粗精矿进行三次铜精选，第一次铜精选(即，精选Ⅰ)、第二次铜精选(即，精选Ⅱ)、第三次铜精选(即，精选Ⅲ)分别加入抑制剂柠檬酸三钠500g/t·原矿、60g/t·原矿、30g/t·原矿，得到铜精矿1；其中，每一次铜精选均得到对应的精选精矿和铜中矿；前一次铜精选得到的精选精矿作为下一次铜精选的入浮物料；第二次铜精选、第三次铜精选得到的铜中矿依次返回至前一次铜精选；第三次铜精选得到的精选精矿作为铜精矿1；第一次铜精选得到的铜中矿单独再选，经过一次中矿粗选、一次中矿精选，一次中矿粗选得到的粗选尾矿返回至S22中的铜矿物粗选，一次中矿精选得到的精选尾矿返回至中矿粗选，一次中矿精选得到的精选精矿为铜精矿2；一次中矿粗选采用的抑制剂柠檬酸三钠、捕收剂1丁基黄药、捕收剂2叔十二硫醇、起泡剂甲基异丁基甲醇的用量分别为200g/t·原矿、8g/t·原矿、5g/t·原矿、5g/t·原矿；一次中矿精选采用的抑制剂柠檬酸三钠的用量为30g/t·原矿；

S44.对粗选尾矿进行一次铜扫选，加入抑制剂柠檬酸三钠800g/t·原矿、捕收剂1丁基黄药8g/t·原矿、捕收剂2叔十二硫醇5g/t·原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇8g/t·原矿，得到扫选精矿和最终尾矿；其中，扫选精矿返回至S22中的铜矿物粗选。

选矿试验指标如表5所示。

表5

对比表2和表5可知，将第一次铜精选得到的铜中矿单独再选后，铜回收指标不如实施例2，对比例2中铜精矿(即，铜精矿1+铜精矿2)的Cu品位为16.29％，相比于原矿富集了62.65倍，Cu回收率为85.73％。

对比例3

将对比例3与实施例1进行对比，其中，对比例3采用和实施例1相同的原矿、选矿步骤和相关药剂及其用量，只是将抑制剂葡萄糖酸钠替换为羧甲基纤维素钠。

选矿试验指标如表6所示。

表6

产品名称	产率(％)	Cu品位(％)	Cu回收率(％)
				最终铜精矿	1.30	16.89	81.34
最终尾矿	98.70	0.051	18.66
				原矿	100.00	0.26	100.00

对比表1和表6可知，对比例3将抑制剂葡萄糖酸钠替换为羧甲基纤维素钠，铜回收指标不如实施例1，对比例3中最终铜精矿的Cu品位和Cu回收率均低于实施例1。

对比例4

将对比例4与实施例2进行对比，其中，对比例4采用和实施例2相同的原矿、选矿步骤和相关药剂及其用量，只是将抑制剂柠檬酸三钠替换为水玻璃。

选矿试验指标如表7所示。

表7

产品名称	产率(％)	Cu品位(％)	Cu回收率(％)
				最终铜精矿	1.34	16.19	82.99
最终尾矿	98.66	0.045	17.01
				原矿	100.00	0.26	100.00

对比表2和表7可知，对比例4将抑制剂柠檬酸三钠替换为水玻璃，铜回收指标不如实施例2，对比例4中最终铜精矿的Cu品位和Cu回收率均低于实施例2。

因此，本公开的一种硫化铜矿山废石的浮选分离药剂及其应用、选矿方法，达到了不仅能够在选用简单的选矿药剂的条件下获得稳定的铜回收效果，从而提高和强化浮选回收指标，而且能够有效缩短选矿流程的效果。

以上所述仅是本公开的优选实施方式，应当理解本公开并非局限于本文所披露的形式，不应看作是对其他实施例的排除，而可用于各种其他组合、修改和环境，并能够在本文所述构想范围内，通过上述教导或相关领域的技术或知识进行改动。而本领域人员所进行的改动和变化不脱离本公开的精神和范围，则都应在本公开所附权利要求的保护范围内。

Claims (10)

1.一种硫化铜矿山废石的浮选分离药剂，其特征在于，包括矿泥抑制剂、铜矿捕收剂、调整剂以及起泡剂；

其中，所述矿泥抑制剂包括葡萄糖酸钠和柠檬酸三钠中的一种；

所述铜矿捕收剂包括第一捕收剂和第二捕收剂；其中，所述第一捕收剂包括乙基黄药和丁基黄药中的一种；所述第二捕收剂包括乙硫氨酯和叔十二硫醇中的一种；

所述调整剂包括活化调整剂和pH调整剂；其中，所述活化调整剂包括硫化钠和硫酸铜中的一种。

2.根据权利要求1所述的浮选分离药剂，其特征在于，所述pH调整剂包括碳酸钠和氧化钙中的一种；和/或，所述起泡剂包括二乙二醇二甲醚和甲基异丁基甲醇中的一种。

3.一种如权利要求1或2所述的浮选分离药剂在硫化铜矿山废石的浮选分离中的应用。

4.一种硫化铜矿山废石的选矿方法，其特征在于，使用如权利要求1或2所述的浮选分离药剂；所述选矿方法包括：

向原矿中添加所述调整剂，进行磨矿，得到入浮物料；

向所述入浮物料中依次添加所述矿泥抑制剂、所述铜矿捕收剂以及所述起泡剂，进行粗选，得到铜粗精矿和粗选尾矿；

向所述铜粗精矿中添加所述矿泥抑制剂，进行精选，得到最终铜精矿；以及

向所述粗选尾矿中添加所述矿泥抑制剂、所述铜矿捕收剂以及所述起泡剂，进行扫选，得到扫选精矿和最终尾矿。

5.根据权利要求4所述的选矿方法，其特征在于，所述入浮物料中粒度为-0.074mm的矿物的质量百分比为78％～83％。

6.根据权利要求4所述的选矿方法，其特征在于，在所述磨矿中，所述pH调整剂的用量为2000～5000g/t·原矿，所述活化调整剂的用量为100～400g/t·原矿。

7.根据权利要求4所述的选矿方法，其特征在于，在所述粗选中，所述矿泥抑制剂的用量为1000～3000g/t·原矿，所述第一捕收剂的用量为10～20g/t·原矿，所述第二捕收剂的用量为5～15g/t·原矿，所述起泡剂的用量为10～30g/t·原矿。

8.根据权利要求4所述的选矿方法，其特征在于，所述精选的次数为三次，所述扫选的次数为一次。

9.根据权利要求8所述的选矿方法，其特征在于，所述精选包括第一次精选、第二次精选以及第三次精选；

所述第一次精选得到第一铜中矿和第一铜精矿；其中，所述第一铜中矿和所述扫选精矿合并返回至所述粗选，所述第一铜精矿进入所述第二次精选；在所述第一次精选中，所述矿泥抑制剂的用量为200～800g/t·原矿；

所述第二次精选得到第二铜中矿和第二铜精矿；其中，所述第二铜中矿返回至所述第一次精选，所述第二铜精矿进入所述第三次精选；在所述第二次精选中，所述矿泥抑制剂的用量为0～100g/t·原矿；

所述第三次精选得到第三铜中矿和所述最终铜精矿；其中，所述第三铜中矿返回至所述第二次精选；在所述第三次精选中，所述矿泥抑制剂的用量为0～50g/t·原矿。

10.根据权利要求8所述的选矿方法，其特征在于，在所述扫选中，所述矿泥抑制剂的用量为700～1500g/t·原矿，所述第一捕收剂的用量为5～10g/t·原矿，所述第二捕收剂的用量为5～10g/t·原矿，所述起泡剂的用量为3～8g/t·原矿。