用于混合铜矿复合浮选药剂YX-01的制备及浮选应用方法

摘要

本发明提供了用于混合铜矿复合浮选药剂YX‑01的制备及浮选应用方法。该制备方法包括将3～5份二丁基二硫代氨基甲酸钠添加到以0.5～3份氢氧化钠溶于20～50份水中配成的氢氧化钠溶液中，经升温、搅拌后得溶液a；向升温、搅拌后的3～10份异戊醇加0.2～1份松醇油，再升温后加2～3份苯丙三氮唑，经恒温搅拌得溶液b；将溶液a、b混匀，经恒温搅拌、冷却静置后得复合浮选药剂YX‑01；将药剂YX‑01用于混合铜矿浮选过程，在对细粒径氧化铜矿有好的捕收效果同时，可降低硫化钠的消耗，能改善硫化铜矿的浮选环境，同时实现对硫化铜矿和氧化铜矿的浮选；该药剂具有的起泡效果可减少浮选时起泡剂的消耗。

说明书

技术领域

本发明涉及矿物加工技术领域，尤其涉及一种用于混合铜矿复合浮选药剂YX-01的制备及浮选应用方法。

背景技术

随着铜矿资源向“贫、细、杂”方向发展，导致大量的易选的硫化铜矿越来越少，目前通过选矿获取的铜矿资源主要为硫化铜矿，而中国存在大量富含氧化铜矿的铜矿山，如云南东川汤丹氧化铜矿、湖北大冶铜录山矿、西藏的甲玛铜矿及广东石录氧化铜矿等，在提取硫化铜的同时也应极力回收氧化铜矿，充分回收铜金属资源。

在硫化铜矿伴生氧化铜矿或者氧化铜矿的浮选在实际生产实践常用硫化浮选的方式，而硫化钠的添加会抑制硫化铜的浮选，添加黄药类捕收剂的浮选能力有限，同时硫化的氧化铜矿的表面与黄药类捕收剂作用时间短，不牢固，在浮选过程中易脱落，因此，在混合铜矿浮选过程中，捕收剂需要能克服硫化钠对硫化铜的抑制继续保持较好的捕收性能，同时对被硫化的氧化铜或者氧化铜具有较好的键合能力，充分回收铜金属资源。因此，研究一种混合铜矿复合浮选药剂兼顾硫化铜和氧化铜矿的浮选，对铜矿浮选领域的进一步发展和建设资源节约型社会意义重大。

有鉴于此，有必要设计一种用于混合铜矿复合浮选药剂的制备及浮选应用方法，以解决上述问题。

发明内容

针对上述现有技术的缺陷，本发明的目的在于提供一种用于混合铜矿复合浮选药剂YX-01的制备及浮选应用方法，用于同时实现硫化铜矿和氧化铜矿的高效浮选，充分回收混合铜矿中的铜金属资源，提高选矿的回收率。

为实现上述目的，本发明提供了一种用于混合铜矿复合浮选药剂YX-01的制备方法，包括以下步骤：

S1、按重量份组成配比称取3～10份的异戊醇、3～5份的二丁基二硫代氨基甲酸钠、2～3份的苯丙三氮唑、0.2～1份的松醇油、0.5～3份的氢氧化钠和20～50份的水；

S2、将所述氢氧化钠溶于所述水中配置成氢氧化钠溶液，在搅拌的条件下将所述二丁基二硫代氨基甲酸钠添加到所述氢氧化钠溶液中，经升温、搅拌处理后，即得到溶液a；

S3、将所述异戊醇经升温、搅拌处理后再加入所述松醇油，再次升温后，又加入所述苯丙三氮唑，经恒温搅拌，即得到溶液b；

S4、将步骤S2中制备的所述溶液a和步骤S3中制备的所述溶液b混合均匀，在经过恒温搅拌、冷却静置后，即制得复合浮选药剂YX-01。

进一步地，步骤S2中所述的搅拌的条件为搅拌转速为200～500r/min；所述经升温、搅拌处理为：升至30～40℃后，以200～500r/min的转速搅拌10～15min。

进一步地，步骤S3中所述经升温、搅拌处理为：在以200～500r/min的搅拌转速下升温到40～50℃；所述再次升温的温度为50～60℃；所述恒温搅拌时间为20～30min。

进一步地，步骤S4中所述恒温搅拌为在45～55℃下以1000～1500r/min的转速搅拌15～25min；所述冷却静置为冷却至常温后静置110～130min。

本发明还提供了一种用所述的制备方法制备的混合铜矿复合浮选药剂YX-01的浮选应用方法，包括以下步骤：

Sa、将目标混合铜矿原矿破碎、研磨至预定粒径；

Sb、在预调浆阶段，将步骤Sa中研磨后的所述原矿加水调制成预定浓度的矿浆；在搅拌条件下，加入预定量的Na

Sc、在浮选前的调浆阶段，调整搅拌转速后，依次加入预定量的所述复合浮选药剂YX-01、预定量的起泡剂；

Sd、在浮选阶段，向精Ⅱ选阶段和扫Ⅰ选阶段中均添加了预定量的所述复合浮选药剂YX-01和预定量的所述起泡剂；

Se、将精Ⅰ选、精Ⅱ选、精Ⅲ选阶段的尾矿按中矿流顺序均返回各自对应的上一选别流程，扫Ⅰ选、扫Ⅱ选阶段的精矿按中矿流顺序均返回各自对应的上一选别流程，从精Ⅲ选获得的最终精矿则为铜精矿，从扫Ⅱ选获得的尾矿则为最终的铜尾矿。

进一步地，步骤Sa中所述预定粒径为0.074mm以下的占65～70％。

进一步地，步骤Sb中所述矿浆的预定浓度为30～35％。

进一步地，步骤Sb中所述搅拌条件为搅拌转速为250～350r/min；所述Na

进一步地，步骤Sc中将所述搅拌转速调整为550～650r/min；所述复合浮选药剂YX-01的预定量为120～500g/t；所述预定量的起泡剂为40～100g/t的2号油。

进一步地，步骤Sd中所述复合浮选药剂YX-01的预定量为30～100g/t；所述预定量的起泡剂为8～12g/t的2号油。

本发明的有益效果是：

1、本发明提供的一种用于混合铜矿复合浮选药剂YX-01的制备及浮选应用方法，通过二丁基二硫代氨基甲酸钠在氢氧化钠溶液中升温，松醇油、苯丙三氮唑在的异戊醇中升温后，再将两者溶液混合在一起，成为复合浮选捕收剂，捕收剂在矿浆中弥散速率、效率大幅度提高。这是因为极性捕收剂与非极性油的组合，降低了矿物颗粒与气泡接触的固-液-气三相界面的体系自由能，捕收剂和烃类油，能迅速吸附在矿物颗粒表面，形成稳定的疏水层，从而矿物颗粒能与气泡迅速、高效作用，被浮选至泡沫层中成为精矿产品，从而提高选矿回收率。如此，在对微细粒氧化铜矿具有较好的捕收效果的同时，可有效降低浮选过程中硫化钠的消耗，以此改善硫化铜矿的浮选环境，实现同时兼顾对硫化铜和氧化铜矿进行浮选，显著促进铜金属的回收；此外，该复合浮选药剂具有一定起泡效果，可减少浮选过程中起泡剂的消耗。

2、本发明提供的一种用于混合铜矿复合浮选药剂YX-01的制备及浮选应用方法制备工艺简便，不涉及复杂操作，成本较低，利于工业化推广。

附图说明

图1为本发明提供的一种用于混合铜矿复合浮选药剂YX-01的制备及浮选应用方法中采用复合浮选药剂YX-01对混合铜矿进行浮选的流程示意图。

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。

一种用于混合铜矿复合浮选药剂YX-01的制备方法，包括以下步骤：

S1、按重量份组成配比称取3～10份的异戊醇、3～5份的二丁基二硫代氨基甲酸钠、2～3份的苯丙三氮唑、0.2～1份的松醇油、0.5～3份的氢氧化钠、20～50份的水；

S2、将所述0.5～3份的氢氧化钠溶于所述20～50份的水中配置成氢氧化钠溶液，在200～500r/min的磁力搅拌转速下将所述3～5份的二丁基二硫代氨基甲酸钠添加到所述氢氧化钠溶液中，然后升温到30～40℃后，恒温搅拌10～15min，即得到溶液a；

S3、将所述3～10份的异戊醇在以200～500r/min的磁力搅拌转速下升温至40～50℃后再加入所述0.2～1份的松醇油，再次升温到50～60℃后，又加入所述2～3份的苯丙三氮唑，恒温搅拌20～30min后，即得到溶液b；

S4、将步骤S2中制备的所述溶液a和步骤S3中制备的所述溶液b混合均匀，在45～55℃的恒温下，以1000～1500r/min的磁力搅拌转速，搅拌15～25min后停止加热，冷却至常温，并静置110～130min，即制得复合浮选药剂YX-01。

如此设置，在对微细粒氧化铜矿具有较好的捕收效果的同时，可有效降低浮选过程中硫化钠的消耗，以此改善硫化铜矿的浮选环境，实现同时兼顾对硫化铜和氧化铜矿进行浮选，显著促进铜金属的回收；此外，该复合浮选药剂具有一定起泡效果，可减少浮选过程中起泡剂的消耗。

进一步地，如图1所示，本发明提供了一种混合铜矿复合浮选药剂YX-01的浮选应用方法，其特征在于，包括以下步骤：

Sa、将目标混合铜矿原矿破碎、研磨至粒径为0.074mm以下的占65～70％；

Sb、在预调浆阶段，将步骤Sa中研磨后的所述原矿加水调制成浓度为30～35％的矿浆；在250～350r/min的磁力搅拌转速下，加入300～500g/t的Na

Sc、在浮选前的调浆阶段，将磁力搅拌转速调整至550～650r/min后，又依次加入120～500g/t的所述复合浮选药剂YX-01、40～100g/t的起泡剂；

Sd、在浮选阶段，向精Ⅱ选阶段和扫Ⅰ选阶段中均添加了30～100g/t的所述复合浮选药剂YX-01和8～12g/t的所述起泡剂；

Se、将精Ⅰ选、精Ⅱ选、精Ⅲ选阶段的尾矿按中矿流顺序均返回各自对应的上一选别流程，扫Ⅰ选、扫Ⅱ选阶段的精矿按中矿流顺序均返回各自对应的上一选别流程，从精Ⅲ选获得的最终精矿则为铜精矿，从扫Ⅱ选获得的尾矿则为最终的铜尾矿。

具体地，在本发明的一些实施例中，所述起泡剂为2号油。

下面对本发明提供的一种用于混合铜矿复合浮选药剂YX-01的制备及浮选应用方法的工作方式进行说明：

实施例1

本实施例提供了一种混合铜矿复合浮选药剂YX-01的制备方法，包括以下步骤：

S1、按重量份组成配比称取5份的异戊醇、3份的二丁基二硫代氨基甲酸钠、2份的苯丙三氮唑、0.5份的松醇油、0.5份的氢氧化钠、20份的水；

S2、将所述0.5份的氢氧化钠溶于所述20份的水中配置成氢氧化钠溶液，在300r/min的磁力搅拌转速下将所述3份的二丁基二硫代氨基甲酸钠添加到所述氢氧化钠溶液中，然后升温到40℃后，恒温搅拌10min，即得到溶液a；

S3、将所述5份的异戊醇在以300r/min的磁力搅拌转速下升温至40℃后再加入所述0.5份的松醇油，再次升温到60℃后，又加入所述2份的苯丙三氮唑，恒温搅拌30min后，即得到溶液b；

S4、将步骤S2中制备的所述溶液a和步骤S3中制备的所述溶液b混合均匀，在50℃的恒温下，以1500r/min的磁力搅拌转速，搅拌20min后停止加热，冷却至常温，并静置120min，即制得复合浮选药剂YX-01。

本实施例还提供了按照上述方法制得的混合铜矿复合浮选药剂YX-01的浮选应用方法，如图1所示，包括以下步骤：

本实施例以某混合铜矿为目标对象，混合铜矿中含铜2.69％、其中硫化铜占1.89％，氧化铜占0.59％，其它形式铜占0.21％，该混合铜矿的氧化率为29.73％，主要组分为黄铜矿、辉铜矿、孔雀石、石英、辉石、斜长石等。

Sa、将目标混合铜矿原矿破碎至粒径为3mm以下后，又将粒径研磨至0.074mm以下的占65％；

Sb、在预调浆阶段，将步骤Sa中研磨后的所述原矿加水调制成浓度为35％的矿浆；在300r/min的磁力搅拌转速下，加入300g/t的Na

Sc、在浮选前的调浆阶段，将磁力搅拌转速调整至600r/min后，又依次加入120g/t的所述复合浮选药剂YX-01、40g/t的起泡剂2号油；

Sd、在浮选阶段，向精Ⅱ选阶段和扫Ⅰ选阶段中均添加了30g/t的所述复合浮选药剂YX-01和10g/t的所述起泡剂2号油；

Se、将精Ⅰ选、精Ⅱ选、精Ⅲ选阶段的尾矿按中矿流顺序均返回各自对应的上一选别流程，扫Ⅰ选、扫Ⅱ选阶段的精矿按中矿流顺序均返回各自对应的上一选别流程，从精Ⅲ选获得的最终精矿则为铜精矿，从扫Ⅱ选获得的尾矿则为最终的铜尾矿。

本实施例中获得的精矿铜品位为26.5％、铜回收率为80.87％，其中硫化铜的回收率为90.76％，氧化铜的回收率为74.3％。

对比例1

对比例1提供了一种混合铜矿浮选药剂的浮选应用方法，与实施例1相比，包括如下区别：

1、步骤Sb中，在预调浆阶段，采用了不同含量的Na

2、步骤Sc中，在浮选前的调浆阶段，采用了不同种类的浮选药剂，对比例1中加入的浮选药剂为200g/t的异戊基钠黄药；

3、步骤Sd中，在浮选阶段，精Ⅱ选阶段和扫Ⅰ选阶段中采用了不同种类的浮选药剂，对比例1中加入的浮选药剂为30g/t的异戊基钠黄药。

其他浮选应用工艺的实验步骤与实施例1均一致，在此不在赘述。

最终获得的精矿铜品位为22.87％、铜回收率为76.17％，其中硫化铜的回收率为86.76％，氧化铜回收率为65.3％。

对比例2

对比例2提供了一种混合铜矿浮选药剂的浮选应用方法，与实施例1相比，包括如下区别：

1、步骤Sb中，在预调浆阶段，采用了不同含量的Na

2、步骤Sc中，在浮选前的调浆阶段，采用了不同种类的浮选药剂，对比例2中加入的浮选药剂为200g/t的烷基羟肟酸钠和丁基钠黄药混合药剂(烷基羟肟酸钠和丁基钠黄药之比为1:1)；

3、步骤Sd中，在浮选阶段，精Ⅱ选阶段和扫Ⅰ选阶段中采用了不同种类的浮选药剂，对比例2中加入的浮选药剂为30g/t的烷基羟肟酸钠和丁基钠黄药混合药剂(烷基羟肟酸钠和丁基钠黄药之比为1:1)。

其他浮选应用工艺的实验步骤与实施例1均一致，在此不在赘述。

最终获得的精矿铜品位为25.37％、铜回收率为82.17％，其中硫化铜的回收率为88.07％，氧化铜的回收率为69.04％。

对比例1～2获得的铜精矿品位和回收率都明显低于实施例1，且相对于实施例在使用较多含量的浮选药剂下，使用了3倍量的Na

对比例3

本对比例提供了一种混合铜矿复合浮选药剂的制备方法，与实施例1相比，区别仅在于步骤S2～S4中均未进行搅拌与升温，其余步骤均与实施例1一致，在此不再赘述。

再按照实施例1中的浮选应用方法对本对比例中获得的浮选药剂进行浮选应用，结果得到精矿铜品位为24.51％、铜回收率为72.5％，其中硫化铜的回收率为83.78％，氧化铜的回收率为60.23％。与实施例1的结果相比可以看出，实施例1中通过进行搅拌与升温，能够提高药剂与矿物的作用效果，从而提高回收率。

对比例4

本对比例提供了一种混合铜矿复合浮选药剂的制备方法，与实施例1相比，区别仅在于是将步骤S1中的所有原料同时混合，并在50℃的恒温下，以1500r/min的磁力搅拌转速，搅拌20min后停止加热，冷却至常温，并静置120min，即制得复合浮选药剂。

再按照实施例1中的浮选应用方法对本对比例中获得的浮选药剂进行浮选应用，结果得到精矿铜品位为18.55％、铜回收率为74.31％，其中硫化铜的回收率为85.52％，氧化铜的回收率为64.61％。与实施例1的结果相比可以看出，实施例1中的每一步下的搅拌速度与升温条件都对药剂的效果起作用，如此才能够使药剂发挥复合、协同作用，从而提高药剂的捕收能力，提高选矿回收率。

对比例5

本对比例提供了一种混合铜矿复合浮选药剂的制备方法，与实施例1相比，区别仅在于步骤S2中未加入二丁基二硫代氨基甲酸钠，其余步骤均与实施例1一致，在此不再赘述。

再按照实施例1中的浮选应用方法对本对比例中获得的浮选药剂进行浮选应用，结果得到精矿铜品位为22.93％、铜回收率为68.47％，其中硫化铜的回收率为79.90％，氧化铜的回收率为54.12％。与实施例1的结果相比可以看出，实施例1中的成分缺一不可，才能够使矿物充分回收率，从而获得较好的选矿指标。

对比例3～5获得的铜精矿品位和回收率都明显低于实施例1和对比例2～3，说明混合铜矿复合浮选药剂YX-01中的成分配比和配制过程的实验参数均对混合铜矿的浮选的结果有重要影响。因此，在特定实验步骤下制作的混合铜矿复合浮选药剂YX-01能高效兼顾硫化铜和氧化铜矿的浮选，获得较高的铜品位和回收率。

实施例2

本实施例提供了一种混合铜矿复合浮选药剂YX-01的制备方法，包括以下步骤：

S1、按重量份组成配比称取10份的异戊醇、5份的二丁基二硫代氨基甲酸钠、3份的苯丙三氮唑、0.8份的松醇油、0.5份的氢氧化钠、30份的水；

S2、将所述0.5份的氢氧化钠溶于所述30份的水中配置成氢氧化钠溶液，在500r/min的磁力搅拌转速下将所述5份的二丁基二硫代氨基甲酸钠添加到所述氢氧化钠溶液中，然后升温到40℃后，恒温搅拌15min，即得到溶液a；

S3、将所述10份的异戊醇在以450r/min的磁力搅拌转速下升温至50℃后再加入所述0.8份的松醇油，再次升温到60℃后，又加入所述3份的苯丙三氮唑，恒温搅拌30min后，即得到溶液b；

S4、将步骤S2中制备的所述溶液a和步骤S3中制备的所述溶液b混合均匀，在50℃的恒温下，以1500r/min的磁力搅拌转速，搅拌20min后停止加热，冷却至常温，并静置120min，即制得复合浮选药剂YX-01。

本实施例还提供了按照上述方法制得的混合铜矿复合浮选药剂YX-01的浮选应用方法，如图1所示，包括以下步骤：

本实施例以某混合铜矿为目标对象，混合铜矿中含铜1.8％、其中硫化铜占1.01％，氧化铜占0.78％，其它形式的铜占0.01％，该混合铜矿的氧化率为43.34％，主要组分为黄铜矿、孔雀石、蓝铜矿、方解石、硅灰石、长石、石英。

Sa、将目标混合铜矿原矿破碎至粒径为3mm以下后，又将粒径研磨至0.074mm以下的占70％；

Sb、在预调浆阶段，将步骤Sa中研磨后的所述原矿加水调制成浓度为30％的矿浆；在300r/min的磁力搅拌转速下，加入500g/t的Na

Sc、在浮选前的调浆阶段，将磁力搅拌转速调整至600r/min后，又依次加入240g/t的所述复合浮选药剂YX-01、60g/t的起泡剂2号油；

Sd、在浮选阶段，向精Ⅱ选阶段和扫Ⅰ选阶段中均添加了60g/t的所述复合浮选药剂YX-01和10g/t的所述起泡剂2号油；

Se、将精Ⅰ选、精Ⅱ选、精Ⅲ选阶段的尾矿按中矿流顺序均返回各自对应的上一选别流程，扫Ⅰ选、扫Ⅱ选阶段的精矿按中矿流顺序均返回各自对应的上一选别流程，从精Ⅲ选获得的最终精矿则为铜精矿，从扫Ⅱ选获得的尾矿则为最终的铜尾矿。

本实施例中获得的精矿铜品位为21.4％、铜回收率为75.77％，其中硫化铜的回收率为80.76％，氧化铜回收率为66.2％。

对比例6

对比例6提供了一种混合铜矿浮选药剂的浮选应用方法，与实施例2相比，包括如下区别：

1、步骤Sb中，在预调浆阶段，采用了不同含量的Na

2、步骤Sc中，在浮选前的调浆阶段，采用了不同种类的浮选药剂，对比例6中加入的浮选药剂为300g/t的异戊基钠黄药；

3、步骤Sd中，在浮选阶段，精Ⅱ选阶段和扫Ⅰ选阶段中采用了不同种类的浮选药剂，对比例6中加入的浮选药剂为50g/t的异戊基钠黄药。

其他浮选应用工艺的实验步骤与实施例2均一致，在此不在赘述。

最终获得的精矿铜品位为18.07％、铜回收率为70.32％，其中硫化铜的回收率为78.01％,氧化铜回收率为52.3％。

对比例7

对比例7提供了一种混合铜矿浮选药剂的浮选应用方法，与实施例2相比，包括如下区别：

1、步骤Sb中，在预调浆阶段，采用了不同含量的Na

2、步骤Sc中，在浮选前的调浆阶段，采用了不同种类的浮选药剂，对比例7中加入的浮选药剂为300g/t的烷基羟肟酸钠和丁基钠黄药混合药剂(烷基羟肟酸钠和丁基钠黄药之比为1:1)；

3、步骤Sd中，在浮选阶段，精Ⅱ选阶段和扫Ⅰ选阶段中采用了不同种类的浮选药剂，对比例7中加入的浮选药剂为50g/t的烷基羟肟酸钠和丁基钠黄药混合药剂(烷基羟肟酸钠和丁基钠黄药之比为1:1)。

其他浮选应用工艺的实验步骤与实施例2均一致，在此不在赘述。

最终获得的精矿铜品位为19.24％、铜回收率为73.65％，其中硫化铜的回收率为79.15％,氧化铜回收率为67.93％。

对比例6～7获得铜精矿品位和回收率都明显低于实施例2，同时实施例2使用Na

相较于实施例1中的目标混合铜矿，实施例2中的目标混合铜矿的含铜量更少，硫化铜含量也更少，但相较于对比例3～4，仍能在使用较少Na

综上所述，本发明提供了一种用于混合铜矿复合浮选药剂YX-01的制备及浮选应用方法包括按重量份组成将0.5～3份的氢氧化钠溶于20～50份的水中配置成氢氧化钠溶液，在搅拌的条件下将3～5份的二丁基二硫代氨基甲酸钠添加到所述氢氧化钠溶液中，经升温、搅拌处理后，即得到溶液a；向经升温、搅拌处理后的3～10份的异戊醇中加入0.2～1份的松醇油，再次升温后，又加入2～3份的苯丙三氮唑，经恒温搅拌，即得到溶液b；将制备的溶液a和溶液b混合均匀，在经过恒温搅拌、冷却静置后，即制得复合浮选药剂YX-01。将制得的复合浮选药剂YX-01应用于混合铜矿的浮选过程中，因极性捕收剂与非极性油的组合，降低了矿物颗粒与气泡接触的固-液-气三相界面的体系自由能，捕收剂和烃类油，能迅速吸附在矿物颗粒表面，形成稳定的疏水层，从而矿物颗粒能与气泡迅速、高效作用，被浮选至泡沫层中成为精矿产品，从而提高选矿回收率。如此，在对微细粒氧化铜矿具有较好的捕收效果的同时，可有效降低浮选过程中硫化钠的消耗，以此改善硫化铜矿的浮选环境，实现同时兼顾对硫化铜和氧化铜矿进行浮选，显著促进铜金属的回收；此外，该复合浮选药剂具有一定起泡效果，可减少浮选过程中起泡剂的消耗。该复合浮选药剂的制备及浮选应用方法工艺简便，且不涉及复杂操作，成本较低，利于工业化推广。

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。