本发明涉及选矿技术领域，具体而言，涉及一种矿物捕收剂及硫化铜矿的浮选工艺。
背景技术：
铜是与人类密切相关的有色金属，被广泛地应用于电气、轻工和国防工业等领域。近年来，我国经济的高速发展，铜的需求量越来越大。而我国铜自给率仅为30％，资源供求矛盾很大。
硫化铜矿多采用浮选的方法进行富集回收。用于硫化铜矿的捕收剂主要有黄药、黑药、硫氮、硫氨酯等药剂。黄药应用最为广泛，其捕收能力较强，但选择性差；黑药选择性优于黄药，其兼具有起泡性；硫氨酯的选择性好，对铜捕收能力较强，且化学性质稳定，同时也兼具起泡性。另外，研究人员开发出许多复配捕收剂作为硫化铜的捕收剂。目前的研究多关注于硫化铜矿捕收剂的选择性，开发出许多复配捕收剂如黄药双酯与丁铵黑药的组合、乙硫氨酯与羰基硫氨酯的组合、烷基黄原酸丙腈酯和黄药双酯的组合。这些捕收剂在处理共、伴生铜矿石具有较高的应用价值，但处理单一硫化铜矿时，铜的回收率仍然有待提高。
如专利申请公布号为cn109731692a的中国专利申请公开了一种硫化铜矿的高效浮选分离方法，该发明公开了一种硫化铜矿的高效浮选分离方法，取硫化铜矿进行磨矿，磨矿细度为-0.074mm占70％，调节矿浆的质量百分比浓度为40％；按800～1500g/t的比例在矿浆中添加氧化钙，按150～260g/t的比例在矿浆中添加组合调整剂，按80～120g/t的比例在矿浆中添加组合捕收剂；组合调整剂包括如下重量份的组分：硫化钠为10～20份、六偏磷酸钠为10～30份和腐植酸钠为5～10份；组合捕收剂包括如下重量份的组分：烷基黄原酸丙腈酯为1～3份、黄药双酯为0.5～2份、丁铵黑药为0.5～1份、甲基苄基硫氮酯为1～2份和萜烯醇为1～2份。
该方法适宜处理含硫铜矿(即硫化铜矿石中含有较多的黄铁矿或磁黄铁矿)，铜捕收剂强调选择性。当处理单一硫化铜矿时，该类型捕收剂的捕收能力尚有不足。另外，在选矿工艺流程中，磨矿段的能耗很大，可占到整个工艺流程的50％～60％。同时，磨矿细度越细越容易造成矿石泥化，进而恶化浮选环境、增加药剂消耗、降低分选效率。若能够在保证铜回收率的前提下，在较粗的磨矿细度下实现硫化铜矿的有效回收，便可降低磨矿能耗，同时减少矿石泥化的负面影响。
因此，需要开发一种捕收能力较强的硫化铜捕收剂，用于提高单一硫化铜矿的铜回收率。进一步，该药剂由于较强的捕收能力，可以在相对较粗的磨矿细度下实现硫化铜矿的高效回收，降低磨矿能耗、减弱矿石泥化带来的负面影响。
技术实现要素：
本发明的主要目的在于提供一种矿物捕收剂及硫化铜矿的浮选工艺，以解决现有技术中的处理单一硫化铜矿的铜回收率不足的问题。
为了实现上述目的，根据本发明的一个方面，提供了一种矿物捕收剂，以重量份计，该矿物捕收剂包括6～8份的黄药，1～2份的黑药以及1～2份的硫氨酯。
进一步地，上述黄药为丁基黄药、戊基黄药、异丙基黄药中的一种或多种。
进一步地，上述黑药为丁铵黑药、丁基钠黑药、25号黑药中的一种或多种。
进一步地，上述硫氨酯为乙硫氨酯、丙硫氨酯、丁硫氨酯中的一种或多种。
根据本发明的另一方面，提供了一种硫化铜矿的浮选工艺，该浮选工艺包括步骤s1，将硫化铜矿湿磨，得第一矿浆；步骤s2，将包括第一矿浆、第一捕收剂与起泡剂的物料混合并进行粗选，得粗选铜精矿和粗选铜尾矿；步骤s3，将粗选铜精矿进行精选，得铜精矿；以及步骤s4，将粗选铜尾矿与第二捕收剂混合进行扫选，得铜尾矿和扫选泡沫，扫选泡沫在步骤s4或步骤s2中重复利用；其中，第一捕收剂与第二捕收剂相同，且第一捕收剂与第二捕收剂为上述任一种矿物捕收剂。
进一步地，上述步骤s1得到的第一矿浆中，以质量百分比计，粒径小于0.074mm的矿石颗粒为矿石总量的55～85％，优选为55～65％。
进一步地，上述步骤s3包括：对粗选铜精矿进行磨矿处理，得到第二矿浆，第二矿浆中，以质量百分比计，粒径小于0.038mm的粗选铜精矿颗粒为粗选铜精矿总量的75～85％；对第二矿浆进行精选，优选进行两次精选。
进一步地，在步骤s2中，第一捕收剂与硫化铜矿的质量比为1～3:50000；优选起泡剂为高级醇，优选高级醇为c6h13oh、c8h17oh、c10h17oh中的一种或多种；优选起泡剂与硫化铜矿的质量比为1～3:100000。
进一步地，上述步骤s3的精选过程中添加抑制剂，优选抑制剂与硫化铜矿的质量比为50～500:1000000；优选抑制剂包括羧甲基纤维素钠和水玻璃，更优选羧甲基纤维素钠和水玻璃的质量比为1:5～10。
进一步地，上述步骤s4包括将粗选铜尾矿与第二捕收剂混合后进行第一次扫选，得到中间矿浆和第一次扫选泡沫，优选将第一次扫选泡沫返回步骤s2中进行粗选，优选第一次扫选时，第二捕收剂与硫化铜矿的质量比为1～3:100000；对中间矿浆与第二捕收剂混合后进行第二次扫选，得到尾矿和第二次扫选泡沫，优选将第二次扫选泡沫返回第一次扫选步骤，优选第二次扫选时，第二捕收剂与硫化铜矿的质量比为1～2:100000。
进一步地，上述第一矿浆的固含量为30～40％。
进一步地，在上述步骤s1之后以及步骤s2之前还包括采用易溶于水的碳酸盐对第一矿浆进行调节，优选碳酸盐为na2co3、k2co3、(nh4)2co3中的一种或多种，优选搅拌的时间为1～5min，优选碳酸盐与硫化铜矿的质量比为1～3:2000。
应用本发明的技术方案，本申请的上述矿物捕收剂中的黄药的捕收能力较强，黑药和硫氨酯对硫化铜的选择性较好。将这三种药剂按上述比例混合并用于硫化铜矿的浮选时，由该三种药剂组合而成的矿物捕收剂可在硫化铜表面上形成较稳定、均匀的吸附层，且三种药剂组合后在硫化铜表面上的吸附量多于非组合的三者在硫化铜表面上的吸附量的总和。这一方面有利于促进三者之间性能的互补作用，另一方面更有利于三者本身性能的发挥。基于这两方面的协同作用，使得最终得到的铜捕收剂的性能明显优于单纯的三者性能的叠加，从而使铜捕收剂具有优良的捕收能力和选择性。此外，由于组合药剂中选择的硫氨酯和黑药具有一定的起泡性，可以形成更加稳定的矿化泡沫层，从而节省起泡剂的使用。基于上述因素，可以提高硫化铜的回收率。
附图说明
构成本申请的一部分的说明书附图用来提供对本发明的进一步理解，本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明，并不构成对本发明的不当限定。在附图中：
图1示出了根据本发明的硫化铜矿的浮选工艺操作流程图。
具体实施方式
需要说明的是，在不冲突的情况下，本申请中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。下面将参考附图并结合实施例来详细说明本发明。
如背景技术所分析的，现有技术中存在硫化铜回收率不足的问题，为解决该问题，本发明提供了一种矿物捕收剂及硫化铜矿的浮选工艺。
在本申请的一种典型的实施方式中，提供了一种矿物捕收剂，以重量份计，该矿物捕收剂包括6～8份的黄药、1～2份的黑药以及1～2份的硫氨酯。
矿物捕收剂是改变矿物表面疏水性，使浮游的矿物粘附于气泡上的浮选药剂。矿物捕收剂具有两种最基本的性能：能选择性的吸附在矿物表面上；能提高矿物表面的疏水度，使之易于在气泡上粘附，从而提高矿物可浮性。因此矿物捕收剂对于矿物的浮选效果至关重要。
本申请的上述矿物捕收剂中的黄药的捕收能力较强，黑药和硫氨酯对硫化铜的选择性较好。将这三种药剂按上述比例混合并用于硫化铜矿的浮选时，由该三种药剂组合而成的矿物捕收剂可在硫化铜表面上形成较稳定、均匀的吸附层，且三种药剂组合后在硫化铜表面上的吸附量多于非组合的三者在硫化铜表面上的吸附量的总和。这一方面有利于促进三者之间性能的互补作用，另一方面更有利于三者本身性能的发挥。基于这两方面的协同作用，使得最终得到的铜捕收剂的性能明显优于单纯的三者性能的叠加，从而使铜捕收剂具有优良的捕收能力和选择性。此外，由于组合药剂中选择的硫氨酯和黑药具有一定的起泡性，可以形成更加稳定的矿化泡沫层，从而节省起泡剂的使用。基于上述因素，可以提高硫化铜的回收率。
为进一步提高黄药在矿物表面的吸附量，并与黑药、硫氨酯形成较好的致密吸附层，从而增加三者在矿物表面的总吸附量，以便三者通过协同作用而提高矿物捕收剂整体的选择性和捕收能力。本申请优选上述黄药为丁基黄药、戊基黄药、异丙基黄药中的一种或多种。
为进一步提高矿物捕收剂的选择性以及起泡性，并与黄药、硫氨酯形成较好的协同效应，优选上述黑药为丁铵黑药、丁基钠黑药、25号黑药中的一种或多种。选择该范围的黑药，有助于增加上述三种药剂在矿物表面的吸附量以及提高吸附的均匀性，从而有助于药剂尽可能的发挥作用，并进行功能互补，从而提高矿物捕收剂整体的选择性和捕收能力。
为进一步提高矿物捕收剂的选择性以及起泡性，并与黄药、黑药形成较好的协同效应，最终达到功能性互补，可选择上述硫氨酯为乙硫氨酯、丙硫氨酯、丁硫氨酯中的一种或多种。一方面硫氨酯的选择性较强，另一方面其于矿物上的吸附同时有助于黄药、黑药在矿物表面的吸附，从而使三者在矿物表面上最大限度的进行功能性互补，进而提高矿物捕收剂整体的选择性和捕收能力。
在本申请的另一种典型的实施方式中，提供了一种硫化铜矿的浮选工艺，该浮选工艺包括步骤s1，将硫化铜矿湿磨，得第一矿浆；步骤s2，将包括第一矿浆、第一捕收剂与起泡剂的物料混合并进行粗选，得粗选铜精矿和粗选铜尾矿；以及步骤s3，将粗选铜精矿进行精选，得铜精矿；步骤s4，将粗选铜尾矿与第二捕收剂混合进行扫选，得铜尾矿和扫选泡沫，扫选泡沫在步骤s4或步骤s2中重复利用；其中，第一捕收剂与第二捕收剂相同，且第一捕收剂与第二捕收剂为上述任一种矿物捕收剂。
在本申请硫化铜矿的浮选工艺中，首先将硫化铜矿进行湿磨处理，得到能够用于粗选的第一矿浆；然后将包括第一矿浆、第一捕收剂与起泡剂的物料混合并进行粗选，捕收剂能够改变硫化铜矿物颗粒的亲水性而产生疏水性使之可浮，起泡剂作为两亲分子，可以定向吸附于水-空气界面上，降低水溶液的表面张力，使充入水中的空气易于弥散成稳定气泡，从而使起泡剂和捕收剂联合在一起吸附于矿物颗粒的表面上，使矿物颗粒上浮。此外，如图1中，扫选泡沫在步骤s4或步骤s2中重复利用有利于提高铜的回收率。
而经过上述高选择性、高捕收性的第一捕收剂与起泡剂的协同作用，使第一矿浆得到较好的初步分选效果，且得到的粗选铜精矿和粗选铜尾矿经过粗选后得到的粗选铜精矿中包含有粗选过程留下来的第一捕收剂与起泡剂，在第一捕收剂与起泡剂的协同作用下，足以对粗选铜精矿进行精选，从而得到高品位的铜精矿。而在粗选铜尾矿中则继续添加第二捕收剂对其进行扫选，以进一步地将粗选铜尾矿中有用的硫化铜成分分选出来，以提高铜的回收率，减少铜资源的浪费。因此将本申请上述第一捕收剂用于硫化铜矿的浮选工艺中，使得硫化铜矿得到较好的分选效果，使最终得到高品位铜的情况下，进一步地提高了铜的回收率。
为了尽可能的保证铜品位和铜回收率，以及使操作工艺简便化，优选上述第一捕收剂和第二捕收剂相同。
此外，在上述浮选工艺的步骤中，将包括第一矿浆、第一捕收剂与起泡剂的物料混合并进行粗选的过程为本领域的常规操作，可以参照现有技术。如在本申请中将包括第一矿浆、第一捕收剂与起泡剂的物料混合搅拌2～4min，浮选3～4min。且步骤s3的精选与步骤s4的扫选没有先后顺序。
优选地，上述步骤s1得到的第一矿浆中，以质量百分比计，粒径小于0.074mm的矿石颗粒为矿石总量的55～85％，优选为55～65％。
由于本申请的上述矿物捕收剂采用了黄药、黑药和乙硫氨酯的组合药剂，并在一定比例下混合的三者协同效应的充分发挥，使得其具有优良的捕收能力和选择性以及起泡性。从而在将其应用于硫化铜矿的浮选时，可以对具有粒径小于0.074mm的矿石颗粒为矿石总量的55～85％这一细度的硫化铜矿直接进行粗选。尤其是对于具有粒径小于0.074mm的矿石颗粒为矿石总量的55～65％这一磨矿细度相对较粗的第一矿浆进行处理时，一方面降低了磨矿成本；另一方面减少了粗磨矿过程中容易过磨形成微细颗粒的矿泥，从而降低了泥化导致的浮选过程选择性变差的问题的发生，进而提高了精矿质量。
在本申请的一种实施例中，上述步骤s3包括：对粗选铜精矿进行磨矿处理，得到第二矿浆，第二矿浆中，以质量百分比计，粒径小于0.038mm的粗选铜精矿颗粒为粗选铜精矿总量的75～85％；对第二矿浆进行精选，优选进行两次精选。
本申请的矿物捕收剂由于具有优良的捕收能力和选择性以及起泡性，可以将该矿物捕收剂直接用于较小粒径的硫化铜矿，并对硫化铜矿进行粗选和精选，得到高品位、高回收率的铜。但本申请的捕收剂不仅仅可以用于细粒径粗硫化铜矿的分选，而对于粗粒径的硫化铜矿也可以起到很好的粗选效果，经过粗选后得到的粗选铜精矿中包含有粗选过程留下来的第一捕收剂与起泡剂，在第一捕收剂与起泡剂的协同作用下，足以对粗选铜精矿进行精选。为了进一步地除去粗选铜精矿颗粒中的杂质，从而得到高品位的铜精矿，如图1中所示，对粗选铜精矿进行磨矿处理得到第二矿浆，第二矿浆中，以质量百分比计，粒径小于0.038mm的粗选铜精矿颗粒为粗选铜精矿总量的75～85％，然后将第二矿浆继续进行精选可以得到高品位、高回收率的铜。
本申请的上述对第二矿浆进行精选的过程为本领域常规操作，可以参照现有技术。如在本申请中，将粗选铜精矿不加任何试剂进行精选，精选时间为2～4min，并将第一次精选(记为铜精选i，如图1所示)所得中矿返回粗选作业，第二次精选(记为铜精选ii，如图1所示)所得尾矿返回第一次精选作业。
优选地，在所述步骤s2中，第一捕收剂与硫化铜矿的质量比为1～3:50000；优选起泡剂为高级醇，优选高级醇为c6h13oh、c8h17oh、c10h17oh中的一种或多种；优选起泡剂与硫化铜矿的质量比为1～3:100000。
第一捕收剂、起泡剂有利于提高硫化铜矿的浮选效果，选择上述种类的高级醇作为起泡剂，并将第一捕收剂与硫化铜矿的质量比、起泡剂与硫化铜矿的质量比控制在上述范围内，有利于充分发挥第一捕收剂、起泡剂的作用，并使二者形成协同效应，起到较好地浮选效果。同时，通过合理的控制第一捕收剂、起泡剂的用量，减少不必要的第一捕收剂、起泡剂的浪费，进而有利于降低生产成本。
在本申请的一种实施例中，在上述步骤s3的精选过程中添加抑制剂，优选抑制剂与硫化铜矿的质量比为50～500:1000000；优选抑制剂包括羧甲基纤维素钠和水玻璃，更优选羧甲基纤维素钠述水玻璃的质量比为1:1～10。
本申请的上述矿物捕收剂由于具有较强的捕收性、选择性，从而具有较高的可浮性，在粗选过程中有利于矿物的充分浮起，从而将大部分脉石除去。在精选的过程中，为了进一步地除去粗选铜精矿中的脉石矿物，可以适当的添加抑制剂以降低脉石矿物的可浮性，从而减少杂质随矿物浮起，将更多的杂质留在尾矿中，达到矿物精选的目的。上述抑制剂与硫化铜矿的质量比、抑制剂的种类和抑制中各成分的比例的选择，均是为了高效抑制脉石矿物的可浮性，以希望最大限度地达到较好地精选效果。
优选地，上述步骤s4包括将粗选铜尾矿与第二捕收剂混合后进行第一次扫选，得到中间矿浆和第一次扫选泡沫，优选将第一次扫选泡沫返回步骤s2中进行粗选，优选第一次扫选时，第二捕收剂与硫化铜矿的质量比为1～3:100000；对中间矿浆与第二捕收剂混合后进行第二次扫选，得到尾矿和第二次扫选泡沫，优选将第二次扫选泡沫返回第一次扫选步骤，优选第二次扫选时，第二捕收剂与硫化铜矿的质量比为1～2:100000。
将第二捕收剂与硫化铜矿的质量比分别控制在上述范围内，有利于充分发挥第二捕收剂的捕收性能，使粗选铜尾矿中的铜与杂质得到进一步地分选，减少最终尾矿中铜的损失，从而提高铜的回收率。
本申请的上述将粗选铜尾矿与第二捕收剂混合后进行扫选的过程为本领域的常规操作，可以参照现有技术。如在本申请中，向铜粗选尾矿中添加铜捕收剂搅拌2min进行第一次扫选作业(记为铜扫选i，如图1所示)，浮选时间为3～4min。将第一次扫选泡沫产品返回粗选作业。扫选尾矿继续添加捕收剂搅拌2min后进行第二次扫选作业(记为铜扫选ii，如图1所示)，浮选时间为2～3min。第二次扫选泡沫产品返回第一次扫选作业，第二次扫选尾矿为最终尾矿。
浮选矿物的特点是有用矿物选择性地附着在矿浆中的空气泡上，并随之上浮到矿物表面，而那些无用的亲水性矿物部分则留在水中，因此，选择第一矿浆的固含量为30～40％，有利于对第一矿浆更高效的进行粗选。
在本申请的一种实施例中，上述步骤s1之后以及步骤s2之前还包括：采用易溶于水的碳酸盐对第一矿浆进行调节，优选碳酸盐为na2co3、k2co3、(nh4)2co3中的一种或多种，优选搅拌的时间为1～5min，优选碳酸盐与硫化铜矿的质量比为1～3:2000。
加入碳酸盐，一方面有助于除去第一矿浆中的难免离子，如除去钙、镁离子，减少矿浆中的难免离子对浮选的影响，另一方面有助于改变矿浆中矿物的表面电性，在一定程度上促进矿浆分散，有利于矿浆中的有用矿物与无用矿物的分离。
以下将结合具体实施例与对比例，对本申请的有益技术效果进行说明。
实施例1
试验设计：取铜品位为1.85的硫化铜矿，加水并将硫化铜矿进行磨矿处理，得第一矿浆，其固含量为35％，加入750gna2co3(药剂添加量以吨矿石计，下同)进行调节。第一矿浆中以质量百分比计，粒径小于0.074mm的矿石颗粒为矿石总量的60％。将第一矿浆、40g第一捕收剂与20gc10h17oh混合搅拌3min，进行铜粗选，浮选时间为3min，得到粗选铜精矿和粗选铜尾矿。其中，第一捕收剂中的丁基黄药、丁铵黑药、乙硫氨酯的重量比为7:1.5:1.5。
将粗选铜精矿进行磨矿处理，得到第二矿浆。第二矿浆中，以质量百分比计，粒径小于0.038mm的铜精矿颗粒为铜精矿总量的80％，将第二矿浆进行两次空白精选，在第一次精选过程中添加300g包括羧甲基纤维素钠和水玻璃的抑制剂，其中，羧甲基纤维素钠和水玻璃的质量比为1:6，浮选时间为3min，得铜精矿。并将第一次精选所得第一铜精选中矿返回粗选作业，第二次精选所得第二铜精选尾矿返回第一次精选作业。
将粗选铜尾矿加入20g第二捕收剂搅拌2min后进行第一次扫选，浮选时间3min，得中间矿浆，将第一次扫选泡沫产品返回粗选作业。中间矿浆中添加15g第二捕收剂搅拌2min后进行第二次扫选，浮选时间3min，第二次扫选泡沫产品返回第一次扫选作业，第二次扫选尾矿为最终尾矿。第二捕收剂组成与第一捕收剂组成相同。
在上述试验设计的基础上，以500g的硫化铜矿为对象按照上述试验设计进行浮选，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率，铜回收率为铜精矿中铜占所硫化铜矿中铜的百分比。
以下各实施例和对比例，均为试验设计的规格，在实际操作中均以500g的硫化铜矿为对象进行相应的浮选操作。
实施例2
实施例2与实施例1的区别在于，第一矿浆的固含量为30％，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例3
实施例3与实施例1的区别在于，第一矿浆的固含量为40％，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例4
实施例4与实施例1的区别在于，第一矿浆的固含量为50％，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例5
实施例5与实施例1的区别在于，加入500gna2co3进行调节，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例6
实施例6与实施例1的区别在于，加入1500gna2co3进行调节，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例7
实施例7与实施例1的区别在于，不加入na2co3，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例8
实施例8与实施例1的区别在于，粒径小于0.074mm的矿石颗粒为矿石总量的55％，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例9
实施例9与实施例1的区别在于，粒径小于0.074mm的矿石颗粒为矿石总量的65％，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例10
实施例10与实施例1的区别在于，粒径小于0.074mm的矿石颗粒为矿石总量的50％，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例11
实施例11与实施例1的区别在于，粒径小于0.074mm的矿石颗粒为矿石总量的85％，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例12
实施例12与实施例1的区别在于，将第一矿浆、20g第一捕收剂与10gc10h17oh混合搅拌，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例13
实施例13与实施例1的区别在于，将第一矿浆、60g第一捕收剂与30gc8h17oh混合搅拌，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例14
实施例14与实施例1的区别在于，将第一矿浆、15g第一捕收剂与10gc10h17oh混合搅拌，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例15
实施例15与实施例1的区别在于，将第一矿浆、40g第一捕收剂与5gc10h17oh混合搅拌，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例16
实施例16与实施例1的区别在于，第一捕收剂中的丁基黄药、丁铵黑药、乙硫氨酯的重量比为8:1:1，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例17
实施例17与实施例1的区别在于，第一捕收剂中的丁基黄药、丁铵黑药、乙硫氨酯的重量比为6:2:2，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例18
实施例18与实施例1的区别在于，第一捕收剂中的戊基黄药、25号黑药、乙硫氨酯的重量比为7:1.5:1.5，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例19
实施例19与实施例1的区别在于，第一捕收剂中的戊基黄药、丁基钠黑药、丙硫氨酯的重量比为7:1.5:1.5，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例20
实施例20与实施例1的区别在于，第二矿浆中，以质量百分比计，粒径小于0.038mm的铜精矿颗粒为铜精矿总量的90％，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例21
实施例21与实施例1的区别在于，第二矿浆中，以质量百分比计，粒径小于0.038mm的铜精矿颗粒为铜精矿总量的75％，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例22
实施例22与实施例1的区别在于，第二矿浆中，以质量百分比计，粒径小于0.038mm的铜精矿颗粒为铜精矿总量的85％，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例23
实施例23与实施例1的区别在于，第二矿浆中，以质量百分比计，粒径小于0.038mm的铜精矿颗粒为铜精矿总量的60％，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例24
实施例24与实施例1的区别在于，在第一次精选过程中添加500g包括羧甲基纤维素钠和水玻璃的抑制剂，其中，羧甲基纤维素钠和水玻璃的质量比为1:5，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例25
实施例25与实施例1的区别在于，在第一次精选过程中添加500g包括羧甲基纤维素钠和水玻璃的抑制剂，其中，羧甲基纤维素钠和水玻璃的质量比为1:10，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例26
实施例26与实施例1的区别在于，在第一次精选过程中不添加包括羧甲基纤维素钠和水玻璃的抑制剂，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例27
实施例27与实施例1的区别在于，粗选铜尾矿加入30g第二捕收剂搅拌2min后进行第一次扫选，中间矿浆中添加20g第二捕收剂搅拌2min后进行第二次扫选，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例28
实施例28与实施例1的区别在于，粗选铜尾矿加入10g第二捕收剂搅拌2min后进行第一次扫选，中间矿浆中添加10g第二捕收剂搅拌2min后进行第二次扫选，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例29
实施例29与实施例1的区别在于，粗选铜尾矿加入5g第二捕收剂搅拌2min后进行第一次扫选，中间矿浆中添加5g第二捕收剂搅拌2min后进行第二次扫选，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例30
实施例30与实施例1的区别在于，取铜品位为1.82的硫化铜矿，第一捕收剂中的丁基黄药、丁铵黑药、乙硫氨酯的重量比为7:2:1，起泡剂用量为15g，第二段扫选捕收剂用量为10g，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例31
实施例31与实施例1的区别在于，取铜品位为2.09的硫化铜矿，粒径小于0.074mm的矿石颗粒为矿石总量的60％，碳酸钠用量为850g，第一捕收剂中戊基黄药:铵黑药:硫氨酯为6:2:2，第一捕收剂用量为50g，起泡剂用量为15g，粒径小于0.038mm的铜精矿颗粒为铜精矿总量的82％，第二段扫选捕收剂用量为10g，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
实施例32
实施例32与实施例1的区别在于，取铜品位为1.45的硫化铜矿，粒径小于0.074mm的矿石颗粒为矿石总量的63％，碳酸钠用量为1000g，第一捕收剂中戊基黄药:铵黑药:硫氨酯为6:2:2，第一捕收剂用量为45g，起泡剂用量为15g，粒径小于0.038mm的铜精矿颗粒为铜精矿总量的85％，第二段扫选捕收剂用量为10g，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
对比例1
对比例1与实施例14的区别在于，第一捕收剂中的丁基黄药、丁铵黑药、乙硫氨酯的重量比为4:3:3，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
对比例2
对比例2与实施例14的区别在于，第一捕收剂中只有8份丁基黄药与2份丁铵黑药，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
对比例3
对比例3与实施例14的区别在于，第一捕收剂中只有8份丁基黄药与2份乙硫氨酯，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
对比例4
对比例4与实施例14的区别在于，第一捕收剂中只有5份丁基黄药与5份乙硫氨酯，分析铜精、尾矿的铜品位，并计算铜精、尾矿的产率以及铜回收率。
将实施例1～32、对比例1～4的铜精矿、铜尾矿的产率和回收率，以及铜的品位的结果列于表1。
表1
从以上的描述中，可以看出，本发明上述的实施例实现了如下技术效果：
矿物捕收剂是改变矿物表面疏水性，使浮游的矿物粘附于气泡上的浮选药剂。矿物捕收剂具有两种最基本的性能：能选择性的吸附在矿物表面上；能提高矿物表面的疏水度，使之易于在气泡上粘附，从而提高矿物可浮性。因此矿物捕收剂对于矿物的浮选效果至关重要。
本申请的上述矿物捕收剂中的黄药的捕收能力较强，黑药和硫氨酯对硫化铜的选择性较好。将这三种药剂按上述比例混合并用于硫化铜矿的浮选时，由该三种药剂组合而成的矿物捕收剂可在硫化铜表面上形成较稳定、均匀的吸附层，且三种药剂组合后在硫化铜表面上的吸附量多于非组合的三者在硫化铜表面上的吸附量的总和。这一方面有利于促进三者之间性能的互补作用，另一方面更有利于三者本身性能的发挥。基于这两方面的协同作用，使得最终得到的铜捕收剂的性能明显优于单纯的三者性能的叠加，从而使铜捕收剂具有优良的捕收能力和选择性。此外，由于乙硫氨酯和黑药本身具有一定的起泡性，可以形成更加稳定的矿化泡沫层，从而节省起泡剂的使用。基于上述因素，可以提高硫化铜的回收率。
以上所述仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，对于本领域的技术人员来说，本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
1.一种矿物捕收剂，其特征在于，以重量份计，所述矿物捕收剂包括：
6～8份的黄药；
1～2份的黑药；以及
1～2份的硫氨酯。
2.根据权利要求1所述的矿物捕收剂，其特征在于，所述黄药为丁基黄药、戊基黄药、异丙基黄药中的一种或多种。
3.根据权利要求1所述的矿物捕收剂，其特征在于，所述黑药为丁铵黑药、丁基钠黑药、25号黑药中的一种或多种。
4.根据权利要求1所述的矿物捕收剂，其特征在于，所述硫氨酯为乙硫氨酯、丙硫氨酯、丁硫氨酯中的一种或多种。
5.一种硫化铜矿的浮选工艺，其特征在于，所述浮选工艺包括：
步骤s1，将所述硫化铜矿湿磨，得第一矿浆；
步骤s2，将包括所述第一矿浆、第一捕收剂与起泡剂的物料混合并进行粗选，得粗选铜精矿和粗选铜尾矿；
步骤s3，将所述粗选铜精矿进行精选，得铜精矿；以及
步骤s4，将所述粗选铜尾矿与第二捕收剂混合进行扫选，得铜尾矿和扫选泡沫，所述扫选泡沫在所述步骤s4或所述步骤s2中重复利用；其中，所述第一捕收剂与所述第二捕收剂相同，且所述第一捕收剂与所述第二捕收剂为权利要求1至4中任一项所述的矿物捕收剂。
6.根据权利要求5所述的浮选工艺，其特征在于，所述步骤s1得到的所述第一矿浆中，以质量百分比计，粒径小于0.074mm的所述矿石颗粒为矿石总量的55～85％，优选为55～65％。
7.根据权利要求5或6所述的浮选工艺，其特征在于，所述步骤s3包括：
对所述粗选铜精矿进行磨矿处理，得到第二矿浆，所述第二矿浆中，以质量百分比计，粒径小于0.038mm的粗选铜精矿颗粒为所述粗选铜精矿总量的75～85％；
对所述第二矿浆进行精选，优选进行两次精选。
8.根据权利要求5所述的浮选工艺，其特征在于，在所述步骤s2中，所述第一捕收剂与所述硫化铜矿的质量比为1～3:50000；优选所述起泡剂为高级醇，优选所述高级醇为c6h13oh、c8h17oh、c10h17oh中的一种或多种；优选所述起泡剂与所述硫化铜矿的质量比为1～3:100000。
9.根据权利要求5所述的浮选工艺，其特征在于，所述步骤s3的精选过程中添加抑制剂，优选所述抑制剂与所述硫化铜矿的质量比为50～500:1000000；优选所述抑制剂包括羧甲基纤维素钠和水玻璃，更优选所述羧甲基纤维素钠和所述水玻璃的质量比为1:5～10。
10.根据权利要求5所述的浮选工艺，其特征在于，所述步骤s4包括：
将所述粗选铜尾矿与第二捕收剂混合后进行第一次扫选，得到中间矿浆和第一次扫选泡沫，优选将所述第一次扫选泡沫返回所述步骤s2中进行所述粗选，优选第一次扫选时，所述第二捕收剂与所述硫化铜矿的质量比为1～3:100000；
对所述中间矿浆与所述第二捕收剂混合后进行第二次扫选，得到尾矿和第二次扫选泡沫，优选将所述第二次扫选泡沫返回所述第一次扫选步骤，优选所述第二次扫选时，所述第二捕收剂与所述硫化铜矿的质量比为1～2:100000。
11.根据权利要求5所述的浮选工艺，其特征在于，所述第一矿浆的固含量为30～40％。
12.根据权利要求5所述的浮选工艺，其特征在于，在所述步骤s1之后以及所述步骤s2之前还包括：
采用易溶于水的碳酸盐对所述第一矿浆进行调节，优选所述碳酸盐为na2co3、k2co3、(nh4)2co3中的一种或多种，优选所述搅拌的时间为1～5min，优选所述碳酸盐与所述硫化铜矿的质量比为1～3:2000。
技术总结