一种细粒嵌布硫化铜矿石的浮选方法

摘要

本发明公开了一种细粒嵌布硫化铜矿石的浮选方法，具体包括磨矿、粗选、粗选精矿再磨、粗选精矿铜硫分离浮选、粗选尾矿扫选等步骤，通过对粗选精矿和粗选尾矿的多次精选和多次扫选，对矿石进行循环选矿，并配合不同的选矿药剂，提高了原矿的回收率。本发明的优点在于，优化磨矿工艺流程，通过捕收剂、捕收起泡剂的合理添加，改善了矿物表面特性，强化了捕收剂在细粒黄铜矿、辉铜矿等硫化铜矿物颗粒表面的选择性吸附并形成疏水性聚团，使铜精矿的回收率较现有选矿方法提高了3～6%。

说明书

技术领域

本发明属于矿物选别技术领域，具体涉及一种细粒嵌布硫化铜矿石的浮选方法。

背景技术

铜是一种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，目前世界上生产的铜，有近一半消耗在电气工业中，铜在我国有色金属材料的消费中仅次于铝。

铜矿主要分为硫化铜矿和氧化铜矿两种类型。目前，铜金属主要从硫化铜矿石中提取，硫化铜矿石中铜一般以黄铜矿、辉铜矿为主，硫以黄铁矿、磁黄铁矿为主的形式存在；对细粒嵌布的硫化铜矿石而言，细粒铜矿物难以捕收，铜硫分离困难，选别时要兼顾铜及伴生元素金、银、硫的综合回收是选择该类矿石选矿工艺的关键。

目前国内细粒嵌布硫化铜矿石选矿生产工艺流程主要采用两种工艺流程，一是一段磨矿-浮选流程， 即原矿一次磨细，然后进行粗选1～2次，精选1～3次，扫选1～3次，扫选尾矿选硫，中矿顺序返回；二是磨矿-粗选-粗精矿再磨-铜硫分离流程，即原矿进行一段磨矿，然后进行粗选1～2次，扫选1～2次，扫选尾矿选硫；粗选精矿再磨，铜硫分离粗选1～2次，铜硫分离精选1～2次，铜硫分离扫选1次，所有中矿顺序返回；药剂制度采用石灰作为矿浆pH调整剂和硫铁矿抑制剂,黄药、黑药、酯类药剂作捕收剂，松醇油、MIBC作起泡剂进行浮选，该方法存在以下问题：（1）工艺流程不能适应细粒嵌布硫化铜矿石选别的需要，不能确保硫化铜矿物充分单体解离而又不至于过磨；（2）现有的捕收剂（捕收起泡剂）对细粒硫化铜矿物捕收效果较差，导致细粒级硫化铜矿物损失到尾矿中；（3）黄药、黑药等捕收剂选择性捕收能力较差，必须使用大量石灰，才能抑制硫铁矿的上浮，导致部分硫化铜矿物也受到抑制，铜选矿技术指标不理想，由此可见，该工艺方法铜回收率较低，资源浪费严重，较难实现硫化铜矿资源的经济、高效、清洁开发利用，基于细粒嵌布硫化铜矿石的特性，如何通过简单易行的选别方法实现铜的高效回收，在获得合格铜精矿的前提下提高铜及伴生元素金、硫的回收率显得至关重要。

发明内容

本发明的目的是提供一种细粒嵌布硫化铜矿石的浮选方法，以解决现有技术中现有选矿方法的工艺流程不能适应细粒嵌布硫化铜矿石选别的需要，现有的捕收剂（捕收起泡剂）对细粒硫化铜矿物选择性捕收效果较差，导致细粒级硫化铜矿物在尾矿中损失严重，致使铜的回收率低的问题。

为达到上述目的，本发明的技术方案是：一种细粒嵌布硫化铜矿石的浮选方法，其特征在于：具体包括以下步骤：

A、磨矿：将原矿破碎、磨矿，使硫化铜矿物、黄铁矿、磁黄铁矿、脉石矿物充分解离，磨矿时加入矿浆pH调整剂和黄铁矿抑制剂，按每吨原矿计，石灰的添加量为500～1500g/t，加水调浆至重量浓度为32-40%，矿浆的pH值为7.5～9；

B、粗选：按每吨原矿计，对步骤A磨矿后的矿浆中添加异丁基黄药20～30g/t，捕收起泡剂20～50g/t，搅拌2min，进行粗选，粗选时间为10min，获得粗选精矿和粗选尾矿；

C、粗选精矿再磨：对步骤B中粗选精矿进行再磨，按每吨原矿计，再磨时加入石灰500～800g/t，加水调浆至重量浓度为20～28%，矿浆pH值为8.5～10.5；

D、粗选精矿铜硫分离浮选：对步骤C中再磨后的粗选精矿进行铜硫分离粗选，按每吨原矿计，添加异丁基黄药20～30g/t，捕收起泡剂20～40g/t，搅拌2min，进行浮选，浮选时间为8min，获得铜硫分离粗选精矿和粗选尾矿；

对铜硫分离粗选精矿进行铜硫分离一次精选，按每吨原矿计，添加石灰100～300g/t，搅拌3min，添加异丁基黄药10～20g/t，捕收起泡剂20～30g/t，搅拌2min，进行浮选，浮选时间为6min，获得一次精选精矿和一次精选中矿；

对铜硫分离一次精选精矿进行二次精选，按每吨原矿计，添加石灰100～300g/t，搅拌3min，进行浮选，浮选时间为6min，二次精选过程中不添加异丁基黄药和捕收起泡剂，获得二次精选精矿和二次精选中矿，二次精选精矿为最终精矿，二次精选中矿返回铜硫分离一次精选形成闭路循环；

对铜硫分离粗选尾矿进行扫选，按每吨原矿计，添加石灰100～300g/t,搅拌3min，添加异丁基黄药5～15g/t，捕收起泡剂10～20g/t,搅拌2min，进行浮选，浮选时间为6min，获得铜硫分离扫选中矿和铜硫分离扫选尾矿（硫精矿），铜硫分离一次精选中矿和铜硫分离扫选中矿合并后返回再磨作业形成闭路循环

E、粗选尾矿扫选：对步骤B中的粗选尾矿进行一次扫选，按每吨原矿计，添加异丁基黄药10～15g/t，捕收起泡剂10～20g/t，搅拌2min，进行扫选，浮选时间为6min，获得一次扫选中矿和尾矿；

对一次扫选尾矿进行二次扫选，按每吨原矿计，添加异丁基黄药10～15g/t，捕收起泡剂10～20g/t，搅拌2min，进行扫选，浮选时间为4min，获得二次扫选中矿和尾矿，一次扫选中矿返回步骤B并形成闭路循环，二次扫选中矿返回一次扫选形成闭路循环；

对二次扫选尾矿进行脱硫浮选，按每吨原矿计，添加戊基黄药50～120g/t，甲基异丁基甲醇20～60g/t，搅拌2min，进行浮选，浮选时间为10min，获得硫精矿和脱硫尾矿，硫精矿与铜硫分离扫选尾矿（硫精矿）合并为最终硫精矿，脱硫尾矿作为最终尾矿废弃。

优选的，石灰为矿浆pH调整剂和黄铁矿抑制剂，所述铜硫分离粗选、铜硫分离一次精选、二次精选、铜硫分离扫选中，异丁基黄药为捕收剂，捕收起泡剂为烯丙基硫代氨基甲酸异丁酯、异丙基黄原酸丙烯腈酯（反式）、1，12-十二烷基硫醇的混合物；所述粗选、一次扫选、二次扫选中，异丁基黄药为捕收剂，捕收起泡剂为烯丙基硫代氨基甲酸异丁酯、异丙基黄原酸丙烯腈酯（反式）、1，12-十二烷基硫醇的混合物，二次扫选尾矿选硫中，戊基黄药为选硫捕收剂，甲基异丁基甲醇为起泡剂。

优选的，捕收起泡剂为烯丙基硫代氨基甲酸异丁酯、异丙基黄原酸丙烯腈酯（反式）、异丙基黄原酸丙烯腈酯（反式）、1，12-十二烷基二硫醇的混合物（均匀混合的液体），三者质量比为7：2：1，捕收起泡剂直接以原液添加。

优选的，石灰配成重量浓度为10～15%的乳浊液添加。

优选的，异丁基黄药配成重量浓度为1～5%的溶液添加。

优选的，戊基黄药配成重量浓度为1～5%的溶液添加。

优选的，甲基异丁基甲醇直接以原液添加。

优选的，步骤A中的原矿破碎、磨矿至细度小于0.074mm的矿粒占总矿粒的70～90%。

优选的，步骤C中的粗选精矿再磨矿至细度小于0.038mm的矿粒占总矿粒的80～98%。

本发明方法工艺流程为原矿一段磨矿，一次粗选，两次扫选，扫选尾矿脱硫浮选；粗精矿再磨，铜硫分离一次粗选，两次精选，一次扫选，铜硫分离一次精选中矿和铜硫分离扫选中矿合并返回再磨作业，其余中矿顺序返回，在磨矿时添加石灰作矿浆pH调整剂和黄铁矿抑制剂，硫化铜矿物捕收剂为异丁基黄药，捕收剂起泡剂为烯丙基硫代氨基甲酸异丁酯、异丙基黄原酸丙烯腈酯（反式）、1,12-十二烷基二硫醇按一定配比配制的混合物；硫铁矿（包括黄铁矿、磁黄铁矿等）捕收剂为戊基黄药，起泡剂为甲基异丁基甲醇，本发明方法取得了优于现有选矿方法的选矿技术指标。

本发明方法针对细粒嵌布硫化铜矿石的浮选，通过优化磨矿工艺流程和药剂制度，取得了优于现有选矿方法的选矿技术指标，其原因是：1、本发明工艺流程为原矿一段磨矿，然后进行一次粗选，两次扫选，扫选尾矿选硫；然后进行粗精矿再磨，铜硫分离一次粗选，两次精选，一次扫选，铜硫分离一次精选中矿和铜硫分离扫选中矿合并返回再磨作业，其余中矿顺序返回，其磨矿工艺特点是一段磨矿、粗精矿再磨、铜硫分离一次精选中矿和铜硫分离扫选中矿合并返回再磨作业，使矿石中硫化铜矿物充分单体解离而又不至于过磨，为后续的浮选作业创造有利条件；2、采用一种捕收起泡剂，该捕收起泡剂为烯丙基硫代氨基甲酸异丁酯、异丙基黄原酸丙烯腈酯（反式）、1,12-十二烷基二硫醇按一定配比配制的混合物，三者质量比为7：2：1， 该捕收起泡剂可强化对细粒硫化铜矿物及浮游性相对较差的次生铜矿物的捕收，捕收起泡剂中的烯丙基硫代氨基甲酸异丁酯、异丙基黄原酸丙烯腈酯（反式）均属于酯类药剂，由于药剂分子中极性基含有N、S原子，非极性基含有双键基等结构特点，其吸附在硫化铜矿物表面上，能够形成Me-N或Me-S共价σ配键和反馈π键，增强了金属与配体的键能，其配合物能量较低，使粒度小、质量轻、表面能高的微细粒硫化铜矿物容易形成有利于浮选的致密而稳定的疏水性聚团，有效提高了微细粒硫化铜矿物的选别指标；捕收起泡剂中的成分1,12-十二烷基二硫醇是一种长碳链的捕收剂，具有较强的选择性捕收能力，能够捕收浮游性较差的次生铜矿物；捕收起泡剂中各组分在浮选过程中，既发挥自身的优势又互相协同作用，功能互补，强化了对细粒硫化铜矿物及浮游性相对较差的次生铜矿物的捕收，有效提高铜选矿技术指标。

本发明的优点是：1、通过优化磨矿工艺流程，即采用一段磨矿、粗精矿再磨、铜硫分离一次精选中矿和铜硫分离扫选中矿合并返回再磨的工艺，使矿石中硫化铜矿物充分单体解离而又不至于过磨（主要是粗精矿及中矿中含铜连生体颗粒得以充分单体），为后续的浮选作业创造有利条件；2、通过捕收剂、捕收起泡剂的合理添加，改善了矿物表面特性，强化了捕收剂在细粒黄铜矿、辉铜矿等硫化铜矿物颗粒表面的选择性吸附并形成疏水性聚团，有利于铜矿物的浮选；3、铜精矿铜回收率较现有选矿方法提高3～6%，在回收硫化铜矿物的同时，高效综合回收了矿石中伴生的金、硫矿物；4、具有工艺技术简单，适应性和可操作性强等优点。

附图说明

图1为本发明的浮选方法的工艺流程图。

图2为现有浮选方法的工艺流程图。

具体实施方式

下面结合附图说明和具体实施方式对本发明作进一步说明。

实施例1—4中石灰、异丁基黄药、捕收起泡剂、戊基黄药、甲基异丁基甲醇的用量、试验结果以及与现有浮选方法的对照参见表1。

实施例1—4中捕收起泡剂为烯丙基硫代氨基甲酸异丁酯、异丙基黄原酸丙烯腈酯（反式）、1，12-十二烷基硫醇的混合物，三者质量比为7：2：1。捕收起泡剂在使用前进行制备，制备时按三者质量比为7：2：1称量后，倒入一容器中充分搅拌、混合均匀即得到所述捕收起泡剂。捕收起泡剂使用时直接以原液添加。

实施例1

本实施例原矿品位为铜0.92%、金0.24g/t、硫9.40%、铁15.76%。其物质组成为：矿石中主要金属矿物以黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、磁铁矿、方铅矿、闪锌矿，少量白铁矿、斑铜矿，微量矿物有辉铜矿、毒砂、蓝辉铜矿、自然金、银金矿；脉石矿物有辉石、石榴石、石英、方解石、长石、绿泥石、绿帘石等。原矿物相分析结果表明，硫化铜矿物包括原生铜矿物和次生铜矿物，以原生铜矿物为主，氧化铜占1～3%，黄铜矿分布极不均匀，大多在0.005～0.15mm之间，其中小于0.038mm的颗粒占89.5%。铜的选矿指标基本不受矿石氧化的影响，但矿石中铜矿物嵌布粒度、次生铜含量、磨矿细度、药剂制度等将会对铜的选矿指标造成重大影响。

一种细粒嵌布硫化铜矿石的浮选方法，其特征在于：具体包括以下步骤：

A、磨矿：将原矿破碎、磨矿，磨矿至细度小于0.074mm的矿粒占总矿粒的80%，使硫化铜矿物、黄铁矿、磁黄铁矿、脉石矿物充分解离，磨矿时加入矿浆pH调整剂和黄铁矿抑制剂，按每吨原矿计，石灰的添加量为1000g/t，加水调浆至重量浓度为35%，矿浆的pH值为8；

B、粗选：按每吨原矿计，对步骤A磨矿后的矿浆中添加异丁基黄药25g/t，捕收起泡剂35g/t，搅拌2min，进行粗选，粗选时间为10min，获得粗选精矿和粗选尾矿；

C、粗选精矿再磨：对步骤B中粗选精矿进行再磨，磨矿至细度小于0.038mm的矿粒占总矿粒的90%，按每吨原矿计，再磨时加入石灰500g/t，加水调浆至重量浓度为25%，矿浆pH值为9；

D、粗选精矿铜硫分离浮选：对步骤C中再磨后的粗选精矿进行铜硫分离粗选，按每吨原矿计，添加异丁基黄药20g/t，捕收起泡剂30g/t，搅拌2min，进行浮选，浮选时间为8min，获得铜硫分离粗选精矿和粗选尾矿；

对铜硫分离粗选精矿进行铜硫分离一次精选，按每吨原矿计，添加石灰200g/t，搅拌3min，添加异丁基黄药10g/t，捕收起泡剂22g/t，搅拌2min，进行浮选，浮选时间为6min，获得一次精选精矿和一次精选中矿；

对铜硫分离一次精选精矿进行二次精选，按每吨原矿计，添加石灰100g/t，搅拌3min，进行浮选，浮选时间为6min，二次精选过程中不添加异丁基黄药和捕收起泡剂，获得二次精选精矿和二次精选中矿，二次精选精矿为最终精矿，二次精选中矿返回铜硫分离一次精选形成闭路循环；

对铜硫分离粗选尾矿进行扫选，按每吨原矿计，添加石灰150g/t,搅拌3min，添加异丁基黄药10g/t，捕收起泡剂20g/t,搅拌2min，进行浮选，浮选时间为6min，获得铜硫分离扫选中矿和铜硫分离扫选尾矿（硫精矿），铜硫分离一次精选中矿和铜硫分离扫选中矿合并后返回再磨作业形成闭路循环

E、粗选尾矿扫选：对步骤B中的粗选尾矿进行一次扫选，按每吨原矿计，添加异丁基黄药15g/t，捕收起泡剂20g/t，搅拌2min，进行扫选，浮选时间为6min，获得一次扫选中矿和尾矿；

对一次扫选尾矿进行二次扫选，按每吨原矿计，添加异丁基黄药10g/t，捕收起泡剂15g/t，搅拌2min，进行扫选，浮选时间为4min，获得二次扫选中矿和尾矿，一次扫选中矿返回步骤B并形成闭路循环，二次扫选中矿返回一次扫选形成闭路循环；

对二次扫选尾矿进行脱硫浮选，按每吨原矿计，添加戊基黄药80g/t，甲基异丁基甲醇50g/t，搅拌2min，进行浮选，浮选时间为10min，获得硫精矿和脱硫尾矿，硫精矿与铜硫分离扫选尾矿（硫精矿）合并为最终硫精矿，脱硫尾矿作为最终尾矿废弃。

石灰为矿浆pH调整剂和黄铁矿抑制剂，铜硫分离粗选、铜硫分离一次精选、二次精选、铜硫分离扫选中，异丁基黄药为捕收剂，捕收起泡剂为烯丙基硫代氨基甲酸异丁酯、异丙基黄原酸丙烯腈酯（反式）、1，12-十二烷基硫醇的混合物；粗选、一次扫选、二次扫选中，异丁基黄药为捕收剂，捕收起泡剂为烯丙基硫代氨基甲酸异丁酯、异丙基黄原酸丙烯腈酯（反式）、1，12-十二烷基硫醇的混合物，二次扫选尾矿选硫中，戊基黄药为选硫捕收剂，甲基异丁基甲醇为起泡剂。

步骤A、B、C、D、E中石灰配成重量浓度为10%的乳浊液添加；步骤B、D、E中捕收起泡剂直接以原液添加；步骤B、D、E中异丁基黄药配成重量浓度为2%水溶液添加；步骤E中戊基黄药配成重量浓度为2%水溶液添加；步骤E中甲基异丁基甲醇直接以原液添加。

实施例2

本实施例原矿品位为铜0.71%、金0.21g/t、硫10.11%、铁17.58%。其物质组成为：矿石中主要金属矿物以黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、磁铁矿，少量及微量矿物有斑铜矿、辉铜矿、方铅矿、毒砂、自然金、银金矿；脉石矿物有石榴石、石英、方解石、长石、绿泥石、绿帘石等。原矿物相分析结果表明，硫化铜矿物包括原生铜矿物和次生铜矿物，以原生铜矿物为主，氧化铜占2.8%，黄铜矿分布极不均匀，大多在0.005-0.15mm之间，其中小于0.038mm的颗粒占86.3%。

一种细粒嵌布硫化铜矿石的浮选方法，其特征在于：具体包括以下步骤：

A、磨矿：将原矿破碎、磨矿，磨矿至细度小于0.074mm的矿粒占总矿粒的85%，使硫化铜矿物、黄铁矿、磁黄铁矿、脉石矿物充分解离，磨矿时加入矿浆pH调整剂和黄铁矿抑制剂，按每吨原矿计，石灰的添加量为1500g/t，加水调浆至重量浓度为38%，矿浆的pH值为8.5；

B、粗选：按每吨原矿计，对步骤A磨矿后的矿浆中添加异丁基黄药20g/t，捕收起泡剂45g/t，搅拌2min，进行粗选，粗选时间为10min，获得粗选精矿和粗选尾矿；

C、粗选精矿再磨：对步骤B中粗选精矿进行再磨，磨矿至细度小于0.038mm的矿粒占总矿粒的85%，按每吨原矿计，再磨时加入石灰400g/t，加水调浆至重量浓度为26%，矿浆pH值为10；

D、粗选精矿铜硫分离浮选：对步骤C中再磨后的粗选精矿进行铜硫分离粗选，按每吨原矿计，添加异丁基黄药25g/t，捕收起泡剂40g/t，搅拌2min，进行浮选，浮选时间为8min，获得铜硫分离粗选精矿和粗选尾矿；

对铜硫分离粗选精矿进行铜硫分离一次精选，按每吨原矿计，添加石灰280g/t，搅拌3min，添加异丁基黄药15g/t，捕收起泡剂30g/t，搅拌2min，进行浮选，浮选时间为6min，获得一次精选精矿和一次精选中矿；

对铜硫分离一次精选精矿进行二次精选，按每吨原矿计，添加石灰150g/t，搅拌3min，进行浮选，浮选时间为6min，二次精选过程中不添加异丁基黄药和捕收起泡剂，获得二次精选精矿和二次精选中矿，二次精选精矿为最终精矿，二次精选中矿返回铜硫分离一次精选形成闭路循环；

对铜硫分离粗选尾矿进行扫选，按每吨原矿计，添加石灰300g/t,搅拌3min，添加异丁基黄药5g/t，捕收起泡剂15g/t,搅拌2min，进行浮选，浮选时间为6min，获得铜硫分离扫选中矿和铜硫分离扫选尾矿（硫精矿），铜硫分离一次精选中矿和铜硫分离扫选中矿合并后返回再磨作业形成闭路循环

E、粗选尾矿扫选：对步骤B中的粗选尾矿进行一次扫选，按每吨原矿计，添加异丁基黄药10g/t，捕收起泡剂15g/t，搅拌2min，进行扫选，浮选时间为6min，获得一次扫选中矿和尾矿；

对一次扫选尾矿进行二次扫选，按每吨原矿计，添加异丁基黄药15g/t，捕收起泡剂10g/t，搅拌2min，进行扫选，浮选时间为4min，获得二次扫选中矿和尾矿，一次扫选中矿返回步骤B并形成闭路循环，二次扫选中矿返回一次扫选形成闭路循环；

对二次扫选尾矿进行脱硫浮选，按每吨原矿计，添加戊基黄药100g/t，甲基异丁基甲醇40g/t，搅拌2min，进行浮选，浮选时间为10min，获得硫精矿和脱硫尾矿，硫精矿与铜硫分离扫选尾矿（硫精矿）合并为最终硫精矿，脱硫尾矿作为最终尾矿废弃。

石灰为矿浆pH调整剂和黄铁矿抑制剂，铜硫分离粗选、铜硫分离一次精选、二次精选、铜硫分离扫选中，异丁基黄药为捕收剂，捕收起泡剂为烯丙基硫代氨基甲酸异丁酯、异丙基黄原酸丙烯腈酯（反式）、1，12-十二烷基硫醇的混合物；粗选、一次扫选、二次扫选中，异丁基黄药为捕收剂，捕收起泡剂为烯丙基硫代氨基甲酸异丁酯、异丙基黄原酸丙烯腈酯（反式）、1，12-十二烷基硫醇的混合物，二次扫选尾矿选硫中，戊基黄药为选硫捕收剂，甲基异丁基甲醇为起泡剂。

步骤A、B、C、D、E中石灰配成重量浓度为15%的乳浊液添加；步骤B、D、E中捕收起泡剂直接以原液添加；步骤B、D、E中异丁基黄药配成重量浓度为4%水溶液添加；步骤E中戊基黄药配成重量浓度为4%水溶液添加；步骤E中甲基异丁基甲醇直接以原液添加。

实施例3

本实施例原矿品位为铜0.47%，金0.15g/t，硫5.34%，铁10.86%，其物质组成如下：矿石属热液细脉浸染型铜矿床,金属矿物主要是黄铁矿、黄铜矿，其次为蓝辉铜矿、辉铜矿、闪锌矿、磁铁矿、斑铜矿、金红石、钛铁矿，少量或微量的白铁矿、磁黄铁矿、褐铁矿、方铅矿、辉钼矿等，脉石矿物以石英、长石为主，其次有绢云母、角闪石、十字石，少量方解石等。矿石中以黄铜矿为主，蓝辉铜矿、铜蓝含量较少，孔雀石微量； 部分黄铜矿呈微细粒状，而且很分散，与脉石不易单体解离，黄铜矿分布极不均匀，一般呈稀疏浸染状分布，其颗粒较细，大多分布在0.005～0.15mm之间，其中小于0.038mm的颗粒占99.7%。

一种细粒嵌布硫化铜矿石的浮选方法，其特征在于：具体包括以下步骤：

A、磨矿：将原矿破碎、磨矿，磨矿至细度小于0.074mm的矿粒占总矿粒的70%，使硫化铜矿物、黄铁矿、磁黄铁矿、脉石矿物充分解离，磨矿时加入矿浆pH调整剂和黄铁矿抑制剂，按每吨原矿计，石灰的添加量为500g/t，加水调浆至重量浓度为32%，矿浆的pH值为7.5；

B、粗选：按每吨原矿计，对步骤A磨矿后的矿浆中添加异丁基黄药22g/t，捕收起泡剂25g/t，搅拌2min，进行粗选，粗选时间为10min，获得粗选精矿和粗选尾矿；

C、粗选精矿再磨：对步骤B中粗选精矿进行再磨，磨矿至细度小于0.038mm的矿粒占总矿粒的98%，按每吨原矿计，再磨时加入石灰600g/t，加水调浆至重量浓度为20%，矿浆pH值为9.5；

D、粗选精矿铜硫分离浮选：对步骤C中再磨后的粗选精矿进行铜硫分离粗选，按每吨原矿计，添加异丁基黄药30g/t，捕收起泡剂20g/t，搅拌2min，进行浮选，浮选时间为8min，获得铜硫分离粗选精矿和粗选尾矿；

对铜硫分离粗选精矿进行铜硫分离一次精选，按每吨原矿计，添加石灰300g/t，搅拌3min，添加异丁基黄药12g/t，捕收起泡剂30g/t，搅拌2min，进行浮选，浮选时间为6min，获得一次精选精矿和一次精选中矿；

对铜硫分离一次精选精矿进行二次精选，按每吨原矿计，添加石灰200g/t，搅拌3min，进行浮选，浮选时间为6min，二次精选过程中不添加异丁基黄药和捕收起泡剂，获得二次精选精矿和二次精选中矿，二次精选精矿为最终精矿，二次精选中矿返回铜硫分离一次精选形成闭路循环；

对铜硫分离粗选尾矿进行扫选，按每吨原矿计，添加石灰280g/t,搅拌3min，添加异丁基黄药5g/t，捕收起泡剂15g/t,搅拌2min，进行浮选，浮选时间为6min，获得铜硫分离扫选中矿和铜硫分离扫选尾矿（硫精矿），铜硫分离一次精选中矿和铜硫分离扫选中矿合并后返回再磨作业形成闭路循环

E、粗选尾矿扫选：对步骤B中的粗选尾矿进行一次扫选，按每吨原矿计，添加异丁基黄药12g/t，捕收起泡剂18g/t，搅拌2min，进行扫选，浮选时间为6min，获得一次扫选中矿和尾矿；

对一次扫选尾矿进行二次扫选，按每吨原矿计，添加异丁基黄药13g/t，捕收起泡剂12g/t，搅拌2min，进行扫选，浮选时间为4min，获得二次扫选中矿和尾矿，一次扫选中矿返回步骤B并形成闭路循环，二次扫选中矿返回一次扫选形成闭路循环；

对二次扫选尾矿进行脱硫浮选，按每吨原矿计，添加戊基黄药50g/t，甲基异丁基甲醇35g/t，搅拌2min，进行浮选，浮选时间为10min，获得硫精矿和脱硫尾矿，硫精矿与铜硫分离扫选尾矿（硫精矿）合并为最终硫精矿，脱硫尾矿作为最终尾矿废弃。

石灰为矿浆pH调整剂和黄铁矿抑制剂，铜硫分离粗选、铜硫分离一次精选、二次精选、铜硫分离扫选中，异丁基黄药为捕收剂，捕收起泡剂为烯丙基硫代氨基甲酸异丁酯、异丙基黄原酸丙烯腈酯（反式）、1，12-十二烷基硫醇的混合物；粗选、一次扫选、二次扫选中，异丁基黄药为捕收剂，捕收起泡剂为烯丙基硫代氨基甲酸异丁酯、异丙基黄原酸丙烯腈酯（反式）、1，12-十二烷基硫醇的混合物，二次扫选尾矿选硫中，戊基黄药为选硫捕收剂，甲基异丁基甲醇为起泡剂。

步骤A、B、C、D、E中石灰配成重量浓度为5%的乳浊液添加；步骤B、D、E中捕收起泡剂直接以原液添加；步骤B、D、E中异丁基黄药配成重量浓度为1%水溶液添加；步骤E中戊基黄药配成重量浓度为1%水溶液添加；步骤E中甲基异丁基甲醇直接以原液添加。

实施例4

本实施例原矿品位为铜1.25%，金0.37g/t，硫15.07%，铁22.96%，其物质组成如下：矿石属于浸染型铜矿,金属矿物主要是黄铁矿、黄铜矿，其次为蓝辉铜矿、辉铜矿、磁黄铁矿、方铅矿、辉钼矿等，脉石矿物以石英、长石为主，其次为绢云母、角闪石、方解石等。矿石中以黄铜矿为主，蓝辉铜矿、铜蓝含量较少， 部分黄铜矿呈微细粒状，与部分黄铁矿不易单体解离，黄铜矿颗粒大多分布在0.005～0.15mm之间，其中小于0.038mm的矿粒占93.1%。

一种细粒嵌布硫化铜矿石的浮选方法，其特征在于：具体包括以下步骤：

A、磨矿：将原矿破碎、磨矿，磨矿至细度小于0.074mm的矿粒占总矿粒的90%，使硫化铜矿物、黄铁矿、磁黄铁矿、脉石矿物充分解离，磨矿时加入矿浆pH调整剂和黄铁矿抑制剂，按每吨原矿计，石灰的添加量为1300g/t，加水调浆至重量浓度为40%，矿浆的pH值为9；

B、粗选：按每吨原矿计，对步骤A磨矿后的矿浆中添加异丁基黄药30g/t，捕收起泡剂50g/t，搅拌2min，进行粗选，粗选时间为10min，获得粗选精矿和粗选尾矿；

C、粗选精矿再磨：对步骤B中粗选精矿进行再磨，磨矿至细度小于0.038mm的矿粒占总矿粒的91%，按每吨原矿计，再磨时加入石灰800g/t，加水调浆至重量浓度为28%，矿浆pH值为10.5；

D、粗选精矿铜硫分离浮选：对步骤C中再磨后的粗选精矿进行铜硫分离粗选，按每吨原矿计，添加异丁基黄药22g/t，捕收起泡剂38g/t，搅拌2min，进行浮选，浮选时间为8min，获得铜硫分离粗选精矿和粗选尾矿；

对铜硫分离粗选精矿进行铜硫分离一次精选，按每吨原矿计，添加石灰150g/t，搅拌3min，添加异丁基黄药20g/t，捕收起泡剂25g/t，搅拌2min，进行浮选，浮选时间为6min，获得一次精选精矿和一次精选中矿；

对铜硫分离一次精选精矿进行二次精选，按每吨原矿计，添加石灰200g/t，搅拌3min，进行浮选，浮选时间为6min，二次精选过程中不添加异丁基黄药和捕收起泡剂，获得二次精选精矿和二次精选中矿，二次精选精矿为最终精矿，二次精选中矿返回铜硫分离一次精选形成闭路循环；

对铜硫分离粗选尾矿进行扫选，按每吨原矿计，添加石灰200g/t,搅拌3min，添加异丁基黄药14g/t，捕收起泡剂18g/t,搅拌2min，进行浮选，浮选时间为6min，获得铜硫分离扫选中矿和铜硫分离扫选尾矿（硫精矿），铜硫分离一次精选中矿和铜硫分离扫选中矿合并后返回再磨作业形成闭路循环

E、粗选尾矿扫选：对步骤B中的粗选尾矿进行一次扫选，按每吨原矿计，添加异丁基黄药13g/t，捕收起泡剂30g/t，搅拌2min，进行扫选，浮选时间为6min，获得一次扫选中矿和尾矿；

对一次扫选尾矿进行二次扫选，按每吨原矿计，添加异丁基黄药14g/t，捕收起泡剂20g/t，搅拌2min，进行扫选，浮选时间为4min，获得二次扫选中矿和尾矿，一次扫选中矿返回步骤B并形成闭路循环，二次扫选中矿返回一次扫选形成闭路循环；

对二次扫选尾矿进行脱硫浮选，按每吨原矿计，添加戊基黄药120g/t，甲基异丁基甲醇60g/t，搅拌2min，进行浮选，浮选时间为10min，获得硫精矿和脱硫尾矿，硫精矿与铜硫分离扫选尾矿（硫精矿）合并为最终硫精矿，脱硫尾矿作为最终尾矿废弃。

石灰为矿浆pH调整剂和黄铁矿抑制剂，铜硫分离粗选、铜硫分离一次精选、二次精选、铜硫分离扫选中，异丁基黄药为捕收剂，捕收起泡剂为烯丙基硫代氨基甲酸异丁酯、异丙基黄原酸丙烯腈酯（反式）、1，12-十二烷基硫醇的混合物；粗选、一次扫选、二次扫选中，异丁基黄药为捕收剂，捕收起泡剂为烯丙基硫代氨基甲酸异丁酯、异丙基黄原酸丙烯腈酯（反式）、1，12-十二烷基硫醇的混合物，二次扫选尾矿选硫中，戊基黄药为选硫捕收剂，甲基异丁基甲醇为起泡剂。

步骤A、B、C、D、E中石灰配成重量浓度为12%的乳浊液添加；步骤B、D、E中捕收起泡剂直接以原液添加；步骤B、D、E中异丁基黄药配成重量浓度为5%水溶液添加；步骤E中戊基黄药配成重量浓度为5%水溶液添加；步骤E中甲基异丁基甲醇直接以原液添加。

本发明的浮选方法与现有浮选方法的工艺流程分别见图1和图2，实施例1～4与现有浮选方法的试验结果表明，本发明的浮选方法铜回收率分别为91.30%、92.06%、90.73%、94.30%，金回收率分别为80.14%、79.86%、78.86%、85.30%，与现有浮选方法相比，本发明的浮选方法在铜精矿铜品位相当的情况下，铜回收率分别提高4.06%、5.28%、3.95%、5.88%，金回收率分别提高8.42%、4.22%、4.55%、5.21%；在硫精矿硫品位相当的情况下，硫回收率分别为78.81%、77.60%、74.09%、80.21%，硫回收率分别提高1.07%、1.96%、0.63%、0.29%，且工艺流程科学合理，药剂制度简单高效。

以上所述的仅是本发明的较佳实例，本发明的技术方案并不受此限制，应当指出对于本领域普通技术人员来说，在本发明所提供的技术启示下，作为本领域的公知常识，还可以做出其他等同变型和改进，也应视为本发明的保护范围。

表一

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