CN111468304A - 一种铜硫矿中黄铁矿及易浮脉石的复合抑制剂及其浮选分离方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种铜硫矿中黄铁矿及易浮脉石的复合抑制剂及其浮选分离方法，包括对铜硫矿原矿进行破碎、磨矿、调浆、铜硫矿粗扫选、粗选精矿再磨后精选步骤，本发明通过复合抑制剂Yu‑001选择性强化硫铁矿物和易浮脉石的抑制及消除矿浆中难免离子对硫铁矿物的活化，通过捕收剂异丁基钠黑药选择性对硫化铜矿物的捕收，同时，浮选前不需要采用生石灰或NaOH将矿浆pH调整到强碱性，该复合抑制剂的添加能有效地螯合铜离子、铁离子、亚铁离子等，消除这些离子对硫铁矿物的活化作用，从而高效实现硫化铜矿物与硫铁矿物和脉石矿物的高效分离。本发明具有分离效果好、选矿指标稳定、药剂消耗量少、组合抑制剂较传统抑制剂清洁环保，操作简便、易于现场操作管理的特点，适合复杂难选铜硫矿选矿的新方法，适于推广应用。
Description
技术领域
本发明涉及矿物冶金加工技术领域，具体涉及一种含易浮脉石的复杂难选铜硫矿的选矿方法。
背景技术
铜硫矿资源作为工业化进程的重要战略资源，在我国矿产资源中占有重要地位。我国铜矿资源主要以硫化铜矿为主，其中铜硫共生是硫化铜石中最为常见的类型，而此类矿石中存在着一种含易浮脉石的铜硫矿，硫化铜矿物、硫矿物嵌布粒度不均匀且单体解离度差，硫化铜矿物与硫铁矿物（包括黄铁矿、磁黄铁矿和白铁矿，以下同）之间及其与脉石矿物之间相互包裹严重；易浮脉石主要为滑石、蛇纹石和高岭石等，可浮性好，容易随铜矿物上浮从而严重影响铜精矿质量。这些因素影响并导致了该铜硫矿是一种复杂难选型矿石，综合利用率不高。虽然近年来在难选硫化铜矿石选矿技术上有一定的发展，但其适应性较差，特别是针对复杂难选含易浮脉石的铜硫矿石，选矿回收率参差不齐，资源综合回收率偏低。
铜硫分离的实质就是将铜矿物与硫矿物分离，铜硫分离过程中涉及到铜矿物有黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿等，硫矿物主要有黄铁矿、磁黄铁矿和白铁矿等。目前生产中最为常见的浮选工艺就是“抑硫浮铜”工艺和“铜硫混浮-铜硫分离”工艺。常在高碱条件下把石灰作为抑制剂实现铜硫分离，但不能有效地对易浮脉石进行抑制，并且随着石灰用量的增大，出现管道堵塞、结垢、团结、腐蚀设备，尤其是当石灰用量过大，造成选矿废水因为pH值过高不达标等现象。因此，开发出可实现铜硫分离的高效、环保、硫矿物和易浮脉石的抑制剂，既符合当前节能环保的国家政策，也可提高矿产资源高效综合回收利用，为企业创造更多的经济效益。
发明内容
本发明要解决的技术问题是提供一种含易浮脉石的复杂铜硫矿的选矿方法，以克服铜硫嵌布关系密切，易浮脉石影响铜精矿品质，导致铜硫矿中铜硫分离困难，且铜选矿尾矿水因pH值过高影响排放的问题，该方法具有分离效果好、操作使用简单、适应能力强、技术指标良好且稳定、药剂绿色环保等特点。
为解决上述技术问题，本发明采用如下技术方案：一种含易浮脉石的复杂铜硫矿的选矿方法，其特征在于：按以下步骤进行，
（1）、将原矿破碎、磨矿，使铜硫矿中的有用矿物与脉石矿物较好单体解离，磨矿至粒度-0.074mm占50～90％；磨矿时按以下比例加入Yu-001 80～1000g/t，作为矿浆pH调整剂和抑制剂，加水调浆至矿浆质量浓度为25～40％，矿浆的pH值为7～8.5；
（2）、往步骤（1）磨矿后的矿浆中按20～100g/t加入捕收剂异丁基钠黑药，搅拌2-3min；按10～80g/t加入起泡剂甲基异丁基甲醇，搅拌2-3min，进行一次铜硫部分混合粗选，粗选时间为4-8min，获得铜硫混合粗精矿Ⅰ和第一次粗选尾矿；
（3）、往步骤（2）得到的粗选尾矿中按10～100g/t加入捕收剂丁基黄药，搅拌2-3min；按5～30g/t加入起泡剂甲基异丁基甲醇，搅拌2-3min，进行第二次铜硫部分混合粗选，粗选时间为4-6min，获得铜硫混合粗精矿Ⅱ和第二次粗选尾矿；
（4）、往步骤（3）得到的粗选尾矿中按5～20g/t加入捕收剂丁基黄药，搅拌2-3min，进行第三次铜硫部分混合粗选，粗选时间为2-4min，获得铜硫混合粗选精矿Ⅲ和全流程浮选尾矿Ⅰ；
（5）、将步骤（2）、（3）、（4）中得到的铜硫粗选混合精矿合并采用水力旋流器分级，分级粒度为0.038mm，旋流器溢流直接进入铜硫分离作业，旋流器沉沙进入球磨机再磨， ，再磨至-0.038mm占70～90％，旋流器溢流加水调降至矿浆质量浓度为25～30％；
（6）、将步骤（5）中再磨后的铜硫混合粗精矿进入铜硫分离作业，添加抑制剂Yu-001 20～300g/t，搅拌3-4min，控制矿浆pH值为8～10；按5～40g/t加入捕收剂异丁基钠黑药，搅拌2-3min分钟，进行浮选，浮选时间为6-8min，获得铜硫分离一次精矿和铜硫分离粗选尾矿；
（7）、将步骤（6）中的铜硫分离粗一次精矿进行铜硫分离精选，添加抑制剂Yu-001 20～200g/t，搅拌2-3min，进行浮选，浮选时间为4-6min，获得铜精矿和精选中矿；铜硫分离粗选尾矿按5～20g/t添加捕收剂丁基黄药，搅拌2-3min，进行两次扫选，获得扫选中矿和全流程浮选尾矿Ⅱ；
（8）、将步骤（7）中的铜硫分离精选中矿和铜硫分离扫中矿按顺序返回上道作业，形成闭路循环。
其中，该难选铜硫矿中硫化铜矿物以黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿为主，黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿的质量百分数分别在0.5-6%、0.2-4％、0.1-1.5％之间；硫铁矿矿物为黄铁矿、磁黄铁矿和白铁矿，其中含硫矿物的质量百分数在2-30％之间；易浮脉石只要为高岭石、蛇纹和滑石，质量百分数分别在1-20%、1-15％、0.5-10％、之间。
优选地，Yu-001作为矿浆pH调整剂和抑制剂，在铜硫部分混合粗选、铜硫分离粗选、铜硫分离精选和铜硫分离扫选中，异丁基钠黑药或丁基黄药为捕收剂， 甲基异丁基甲醇为起泡剂；铜硫分离粗选和铜硫分离精选中，抑制剂Yu-001为石灰、木质素黄酸盐（含钙盐、钠盐、铵盐等可溶性盐）、巯基乙酸盐（含钙盐、钠盐、铵盐等可溶性盐）的组合物。
进一步地，所述抑制剂Yu-001为石灰、木质素黄酸盐（包括钙盐、钠盐、铵盐等可溶性盐）、巯基乙酸盐（包括钙盐、钠盐、铵盐等可溶性盐）的组合物，三者按质量比为(5.0-6.0)∶(2.0-3.0)∶(0.3-1.0)的配比混合，在常温常压下搅拌、混匀30-60min制取。
本发明的主要特点在于：
第一，粗选工艺流程为三次粗选，三次粗选获得的铜硫混合粗精矿合并后，进入再磨作业，再磨后进行铜硫分离作业，有利于提高铜粗精矿中铜品位，降低硫矿物和易浮脉石含量，以利于后续选别作业的进行；
第二，本发明在分选过程中，采用了粗精矿再磨（再磨前分级）、阶段分选的方案，这样可以使得铜铜矿、硫矿物、易浮脉石充分单体解离又不至于造成过磨；
第三，本发明在分选过程中，铜硫分离扫选尾矿（全流程浮选尾矿Ⅱ）作为尾矿输送至尾矿库，不再返回浮选作业。全流程浮选尾矿Ⅱ主要成分是黄铁矿、磁黄铁矿、高岭石、滑石、蛇纹石等，作为尾矿及时抛弃，既可以降低这些矿物或脉石对铜矿物浮选的不利影响，又可以大幅度降低中矿的循环负荷。
第四，本发明采用的抑制剂由石灰、木质素黄酸盐、巯基乙酸盐混合制取，抑制剂Yu-001用量少，能络合矿浆中铜、铅、铁、铝等离子，消除矿浆中Cu2+ 、Fe2+、Fe3+对硫铁矿物的活化作用；能抑制硫铁矿物和易浮脉石，实现对易浮脉石的有效抑制剂和铜硫矿物的高效分选。
抑制剂中石灰能提高矿浆的pH值,造成硫铁矿的可浮性迅速下降，另外， Ca2+和[CaOH]+能选择地吸附于硫矿物表面,改变其表面电性和增强亲水性，从而可浮性降低。
抑制剂中的木质素磺酸盐分子中含有酚基和羟基，和石灰一起添加至矿浆中，在石灰的作用下，木质素磺酸盐中的羧基和酚基电离,并与硫铁矿表面的Ca2+和[CaOH]+吸附，与易浮脉石表面的Ca2+、Al3+、Mg2+吸附,随着木质素磺酸盐在易浮脉石、硫铁矿表面上的吸附量增加 ,对这些矿物的抑制作用逐步增强。
抑制剂中的巯基乙酸盐分子中含有-SH、-COO-两个极性基团，-SH基团能与硫铁矿表面的Fe2+形成螯合物，-COO-极性基团亲水性很强，从而造成硫铁矿失去可浮性。巯基官能团与矿浆中的Cu2+、Fe3+、Fe2+形成螯合物结构，从而消除这些金属离子对硫铁矿的活化作用。
抑制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，强化了对硫铁矿和易浮脉石的抑制作用；本发明所采用的抑制剂Yu-001浮选硫化铜矿物，可避免黄硫铁矿和易浮脉石的上浮而影响铜精矿的品位，实现了含易浮脉石复杂铜硫矿中硫化铜矿物的高效回收，为硫化铜矿物选矿指标的提高和选矿废水达标排放提供了很好的技术支撑，这一创造性的思想和组合使用的各种药剂及成套技术形成一种适应能力强、回收指标高、环保清洁的复杂难选含易浮脉石铜硫矿的选矿新方法。
附图说明
图1为本发明方法流程示意图。本发明的上述和/或附加的方面和优点从结合下面附图对实施例的描述中将变得明显和容易理解。
具体实施方式
下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的示例在附图中示出，其中自始至终相同或类似的标号表示相同或类似的元件或具有相同或类似功能的元件。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的，旨在用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。
在本发明的一个方面，本发明提出了一种处理含易浮脉石复杂铜硫矿的方法，根据本发明的实施例，参考图1，该方法包括：
S100：将含易浮脉石的铜硫矿石进行破碎处理
该步骤中，将含易浮脉石的铜硫矿石进行破碎处理，以便得到破碎矿。矿石中主要含黄铁矿、磁黄铁矿、白铁矿、黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿、高岭石、蛇纹石、滑石等。
根据本发明的一个实施例，破碎矿的粒径并不受特别限制，本领域的技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，破碎矿的粒径可以为1~20mm。破碎矿的粒径的大小对选矿技术指标没有影响，综合考虑破碎和磨矿设备的性能及节能的目的，选取破碎矿的粒径可以为1~20mm。
S200：采用球磨机对破碎矿进行湿磨处理
该步骤中，采用球磨机对破碎矿进行湿磨处理，抑制剂Yu-001与矿石同时加入球磨机中，以便得到矿浆。根据本发明的再一个实施例，矿浆的细度并不受特别限制，本领域的技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，矿浆中细度可以为不高于0.074mm的占比55~90%。
S300：将矿浆与捕收剂丁基钠黑药、丁基黄药和甲基异丁基甲醇混合搅拌后进行浮选处理。根据本发明的再一个实施例，搅拌时间并不受特别限制，本领域的技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，搅拌时间可以为2~6分钟。根据本发明的又一个实施例，浮选处理的时间并不受特别限制，本领域的技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的一个具体实施例，浮选处理的时间可以为3~10分钟。
下面参考具体实施例，对本发明进行描述，需要说明的是，这些实施例仅仅是描述性的，而不以任何方式限制本发明。
实施例1
原矿品位为Cu 0.65％、S 5.19％。该矿石矿物组成较复杂，金属矿物有辉铜矿、黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、褐铁矿等。脉石矿物以石英为主，次高岭石、云母、钾长岩、绿泥石等。铜矿物嵌布比较复杂，多与黄铁矿和水高岭石连生，其嵌布粒度较细，单体解离度差。
工艺流程的具体步骤为：
1)将原矿破碎、磨矿，使铜硫矿中的有用矿物与脉石矿物充分单体解离，磨矿至铜硫矿粒度-0.074mm占65％；磨矿时加入Yu-001 400g/t作为矿浆pH调整剂和抑制剂，加水调浆至矿浆质量浓度为33％，矿浆的pH值为8.0；
2)往步骤1)磨矿后的矿浆中加入捕收剂丁基钠黑药为20g/t，搅拌3min，加入起泡剂甲基异丁基甲醇30g/t，搅拌2min，进行第一次铜硫部分混合粗选，粗选时间为6min，获得铜硫混合粗精矿Ⅰ和第一次粗选尾矿；
3)往步骤2)得到的粗选尾矿中加入捕收剂丁基黄药为40g/t，搅拌3min，加入起泡剂甲基异丁基甲醇20g/t，搅拌2min，进行第二次铜硫部分混合粗选，粗选时间为5min，获得铜硫混合粗精矿Ⅱ和第二次粗选尾矿；
4)往步骤3)得到的粗选尾矿加入捕收剂丁基黄药为25g/t，搅拌3min，进行第三次粗选，粗选时间为3min，获得铜硫混合粗选精矿Ⅲ和全流程浮选尾矿Ⅰ；
5)将步骤2)、3)、4)、中得到的铜硫粗选混合精矿合并进行再磨，再磨至-0.038mm占85％，加水调降至矿浆质量浓度为25％；
6)将步骤5)中再磨后的铜硫混合粗精矿进入铜硫分离作业，添加抑制剂Yu-001 200g/t，矿浆pH值为9.2，搅拌3min，加入捕收剂丁基钠黑药 10g/t，搅拌2min分钟，进行浮选，浮选时间为6min，获得铜硫分离一次铜精矿和分离粗选尾矿；
7)将步骤6)中的铜硫分离一次精矿进行铜硫分离精选，添加抑制剂Yu-001 50g/t，搅拌3min，进行浮选，浮选时间为6min，获得铜精矿和精选中矿；铜硫分离粗选尾矿添加捕收剂丁基黄药为20g/t，搅拌3min，进行两次扫选，获得扫选中矿和全流程浮选尾矿Ⅱ；
8)将步骤7)中的铜硫分离精选中矿和铜硫分离扫选中矿按顺序返回上道作业，形成闭路循环。
实施例一与对比例一选矿指标见表1。
表1 实施例一与对比例一选矿指标
| 编号 | 产品名称 | 铜精矿品位，% | 铜回收率，% | 尾矿浆pH值（尾矿Ⅰ、尾矿Ⅱ合并） |
| 实施例一 | 铜精矿 | 32.2 | 91.0 | 8.6 |
| 对比例一 | 铜精矿 | 26.5 | 88.2 | 10.5 |
实施例2
原矿品位为Cu 0.88％、S 12.6％。该矿石矿物组成较复杂，金属矿物有黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿、磁黄铁矿、黄铁矿、白铁矿等。脉石矿物以石英、石榴石为主，次为滑石和蛇纹石等。铜矿物嵌布比较复杂，多与黄铁矿、磁黄铁矿、石英连生，其嵌布粒度较细，单体解离度差。
工艺流程的具体步骤为：
1)将原矿破碎、磨矿，磨矿至铜硫矿粒度-0.074mm占70％；磨矿时加入Yu-001 500g/t作为矿浆pH调整剂和抑制剂，加水调浆至矿浆质量浓度为33％，矿浆的pH值为8.0；
2)往步骤1)磨矿后的矿浆中加入捕收剂丁基钠黑药为25g/t，搅拌3min，加入起泡剂甲基异丁基甲醇30g/t，搅拌2min，进行第一次铜硫部分混合粗选，粗选时间为6min，获得铜硫混合粗精矿Ⅰ和第一次粗选尾矿；
3)往步骤2)得到的粗选尾矿中加入捕收剂丁基黄药为45g/t，搅拌3min，加入起泡剂甲基异丁基甲醇25g/t，搅拌2min，进行第二次铜硫部分混合粗选，粗选时间为5min，获得铜硫混合粗精矿Ⅱ和第二次粗选尾矿；
4)往步骤3)得到的粗选尾矿加入捕收剂丁基黄药为20g/t，搅拌3min，进行第三次铜硫部分混合粗选，粗选时间为3min，获得铜硫混合粗选精矿Ⅲ和全流程浮选尾矿Ⅰ；
5)将步骤2)、3)、4)、中得到的铜硫粗选混合精矿合并进行再磨，再磨至-0.038mm占80％，加水调降至矿浆质量浓度为25％；
6)将步骤5)中再磨后的铜硫混合粗精矿进入铜硫分离作业，添加抑制剂Yu-001 160g/t，矿浆pH值为9.5，搅拌3min，加入捕收剂丁基钠黑药 8g/t，搅拌2min分钟，进行浮选，浮选时间为6min，获得铜硫分离一次铜精矿和分离粗选尾矿；
7)将步骤6)中的铜硫分离一次精矿进行铜硫分离精选，添加抑制剂Yu-001 50g/t，搅拌3min，进行浮选，浮选时间为6min，获得铜精矿和精选中矿；铜硫分离粗选尾矿添加捕收剂丁基黄药为20g/t，搅拌3min，进行两次扫选，获得扫选中矿和全流程浮选尾矿Ⅱ；
8)将步骤7)中的铜硫分离精选中矿和铜硫分离扫选中矿按顺序返回上道作业，形成闭路循环。
实施例二与对比例二选矿指标见表2。
表2 实施例二与对比例二选矿指标
| 编号 | 产品名称 | 铜精矿品位，% | 铜回收率，% | 尾矿浆pH值（尾矿Ⅰ、尾矿Ⅱ合并） |
| 实施例二 | 铜精矿 | 26.5 | 88.2 | 8.9 |
| 对比例二 | 铜精矿 | 20.2 | 85.0 | 10.8 |
实施例3
原矿品位为Cu 0.90％、S 5.2％。该矿石矿物组成较复杂，金属矿物有黄铜矿、磁黄铁矿、黄铁矿等。脉石矿物以石英为主，次为高岭石等。铜矿物嵌布比较复杂，多与黄铁矿、磁黄铁矿、石英连生，其嵌布粒度细微，单体解离度差。
工艺流程的具体步骤为：
1)将原矿破碎、磨矿，磨矿至铜硫矿粒度-0.074mm占65％；磨矿时加入Yu-001 300g/t作为矿浆pH调整剂和抑制剂，加水调浆至矿浆质量浓度为33％，矿浆的pH值为8.0；
2)往步骤1)磨矿后的矿浆中加入捕收剂丁基钠黑药为20g/t，搅拌3min，加入起泡剂甲基异丁基甲醇20g/t，搅拌2min，进行第一次铜硫部分混合粗选，粗选时间为6min，获得铜硫混合粗精矿Ⅰ和第一次粗选尾矿；
3)往步骤2)得到的粗选尾矿中加入捕收剂丁基黄药为30g/t，搅拌3min，加入起泡剂甲基异丁基甲醇15g/t，搅拌2min，进行第二次铜硫部分混合粗选，粗选时间为5min，获得铜硫混合粗精矿Ⅱ和第二次粗选尾矿；
4)往步骤3)得到的粗选尾矿加入捕收剂丁基黄药为20g/t，搅拌3min，进行第三次粗选，粗选时间为3min，获得铜硫混合粗选精矿Ⅲ和全流程浮选尾矿Ⅰ；
5)将步骤2)、3)、4)、中得到的铜硫粗选混合精矿合并进行再磨，再磨至-0.038mm占82％，加水调降至矿浆质量浓度为25％；
6)将步骤5)中再磨后的铜硫混合粗精矿进入铜硫分离作业，添加抑制剂Yu-001 180g/t，矿浆pH值为9.5，搅拌3min，加入捕收剂丁基钠黑药 8g/t，搅拌2min分钟，进行浮选，浮选时间为6min，获得铜硫分离一次铜精矿和分离粗选尾矿；
7)将步骤6)中的铜硫分离一次精矿进行铜硫分离精选，添加抑制剂Yu-001 40g/t，搅拌3min，进行浮选，浮选时间为6min，获得铜精矿和精选中矿；铜硫分离粗选尾矿添加捕收剂丁基黄药为20g/t，搅拌3min，进行两次扫选，获得扫选中矿和全流程浮选尾矿Ⅱ；
8)将步骤7)中的铜硫分离精选中矿和铜硫分离扫选中矿按顺序返回上道作业，形成闭路循环。
各步骤中所使用的液体捕收剂、起泡剂均以原液添加，固体捕收剂和抑制剂配置成水溶液添加；实施例药剂用量均按每吨原矿计。
实施例三与对比例三选矿指标见表3。
表3 实施例三与对比例三选矿指标
| 编号 | 产品名称 | 铜精矿品位，% | 铜回收率，% | 尾矿浆pH值（尾矿Ⅰ、尾矿Ⅱ合并） |
| 实施例三 | 铜精矿 | 26.6 | 92.6 | 8.4 |
| 对比例三 | 铜精矿 | 22.2 | 90.0 | 10.4 |
在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不必须针对的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外，在不相互矛盾的情况下，本领域的技术人员可以将本说明书中描述的不同实施例或示例以及不同实施例或示例的特征进行结合和组合。
尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例，可以理解的是，上述实施例是示例性的，不能理解为对本发明的限制，本领域的普通技术人员在本发明的范围内可以对上述实施例进行变化、修改、替换和变型。
Claims (6)
1.一种铜硫矿中黄铁矿及易浮脉石的复合抑制剂及其浮选分离方法，其特征在于，包括：
（1）将含易浮脉石的铜硫矿石进行破碎处理，以便得到破碎矿；
（2）采用球磨机对所述破碎矿与抑制剂Yu-001湿磨处理，磨矿至细度-0.074mm占60％～90％；
（3）将磨矿后的铜硫矿矿浆搅拌，进行硫铁矿和易浮脉石的抑制反应；
（4）加入铜捕收剂和起泡剂进行浮选；
（5）将浮选泡沫产品进行再磨，磨矿细度为-0.043mm占70-95%；
（6）将再磨后的矿浆添加Yu-001抑制剂，进行搅拌反应后，进行精选和精扫选，得到铜精矿。
2.根据权利要求1所述的一种铜硫矿中黄铁矿及易浮脉石的复合抑制剂及其浮选分离方法，其特征在于所述的步骤（2）、（3）进行硫铁矿和易浮脉石的抑制反应；将磨矿后的矿石进行调浆至质量浓度为15％-45％，加入与矿浆重量比为0. 08～1.0：1000的Yu-001抑制剂，反应时间为2min～6min。
3.根据权利要求1所述的一种铜硫矿中黄铁矿及易浮脉石的复合抑制剂及其浮选分离方法，其特征在于所述的步骤(4)加入铜矿物捕收剂进行浮选，铜矿物捕收剂乙硫氨酯、异丁基钠黑药、丁基黄药等，起泡剂为甲基异丁基甲醇，浮选5～10min。
4.根据权利要求1所述的一种铜硫矿中黄铁矿及易浮脉石的复合抑制剂及其浮选分离方法，其特征在于所述的步骤（6）进行硫铁矿和易浮脉石的抑制反应；将再磨后的矿石进行调浆至质量浓度为15％-30％，加入与矿浆重量比为0.02～0.3：1000的Yu-001抑制剂，反应时间为2min～6min。
5.根据权利要求1所述的一种铜硫矿中黄铁矿及易浮脉石的复合抑制剂及其浮选分离方法，其特征在于所述的步骤(2)、（6）中添加Yu-001抑制剂，机械搅拌下反应后，再进行浮选。
6.根据权利要求1所述的一种铜硫矿中黄铁矿及易浮脉石的复合抑制剂及其浮选分离方法，其特征在于所述的步骤(2)、（6）所述Yu-001抑制剂为石灰、木质素黄酸盐（包括钙盐、钠盐、铵盐等可溶性盐）、巯基乙酸盐（包括钙盐、钠盐、铵盐等可溶性盐）的组合。
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Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PB01 | Publication | ||
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| WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication | ||
| WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |
Application publication date: 20200731 |