CN115090427B - 一种提高含碳硫化铜矿石选矿指标的方法 - Google Patents

一种提高含碳硫化铜矿石选矿指标的方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种提高含碳硫化铜矿石选矿指标的方法，本发明通过选择新型高效捕收剂、起泡剂和“两粗三精三扫”的技术路线，将矿物中的碳随目的矿物铜一起浮出，避免脱碳流程中的铜流失，充分发挥药剂的协同效益，提高铜精矿的品质和回收率，实现含碳铜硫矿石经济、高效开发利用；本发明低碱度下pH＝8～9实现了含碳铜硫矿石经济、高效利用，有效避免传统了石灰高碱工艺中，设备管道结垢和矿山废水环境污染带来的问题。

Description

一种提高含碳硫化铜矿石选矿指标的方法
技术领域
本发明涉及一种提高含碳硫化铜矿石选矿指标的方法，属于选矿技术领域。
背景技术
随着经济的发展，电力、房地产、家电、消费电子信息和汽车业的铜消耗量不断上升。我国是世界最大的铜消费国，每年的铜消耗量占全球总消费量的21％左右，但我国铜的储量仅占全球的5％，铜产值无法满足我国铜消费需求。
含碳铜矿的浮选一直是选矿界的一个难题，一般选别方法为混合浮选、分步优先浮选和等可浮选工艺流程。碳质物会形成碳质膜包裹体，包裹部分铜矿物，阻碍捕收剂对铜矿物的吸附，降低了铜矿回收率；碳质物会吸附并消耗浮选药剂，使捕收剂和起泡剂用量增大，增加了选矿成本；部分碳质物疏水易浮，浮铜时随铜一起上浮，影响铜精矿品位。
目前含碳铜硫矿石生产普遍采用脱碳选铜浮选工艺流程和优先选铜浮选工艺流程。对于脱碳选铜浮选工艺流程，通过添加煤油、柴油等碳捕收剂脱碳，然后在石灰抑制剂条件下添加硫化矿捕收剂黄药、黑药、起泡剂松醇油进行铜、硫的分离浮选。但该工艺方法存在以下问题：（1）在原矿高含碳量（含碳量%>5%）条件下，碳物质不能较好地脱去，若提高碳捕收剂用量，则会造成碳精矿中铜损失量增多；（2）对于可浮性较差的细粒级碳质物仍难以用常规碳捕收剂去除，同样会对铜精矿的品位造成影响。对于优先选铜浮选工艺流程，通过直接添加石灰抑制剂、硫化矿捕收剂黄药、黑药、松醇油起泡剂进行铜的选别。该工艺方法存在如下缺点：常用捕收剂如黄药（乙黄、丁黄、戊黄等）、黑药（丁铵黑药）作为含碳铜硫矿石的捕收剂时，存在选择性较差的问题，进而造成品位和回收率无法提高；由此可见，针对优先选铜浮选工艺中常规捕收剂、起泡剂无法满足高高品位、回收率较的缺陷，找到高效新型捕收剂、起泡剂，优化优选选铜工艺流程即可实现含金碳铜硫矿石资源的经济、高效开发利用。
发明内容
为解决上述问题，本发明提供了一种提高含碳硫化铜矿石选矿指标的方法，本发明通过选择新型高效捕收剂、起泡剂和“两粗三精三扫”的技术路线，将矿物中的碳随目的矿物铜一起浮出，避免脱碳流程中的铜流失，充分发挥药剂的协同效益，提高铜精矿的品质和回收率，实现含碳铜硫矿石经济、高效开发利用。
本发明的具体步骤如下：
（1）粗选Ⅰ：首先将原矿进行磨矿，然后向磨后的矿浆中加入BH捕收剂、B1起泡剂进行粗选Ⅰ作业，得到粗选Ⅰ泡沫和粗选Ⅰ底流；
（2）粗选Ⅱ：向粗选Ⅰ底流中加入石灰抑制剂并搅拌后加入BX捕收剂，再次搅拌后进行粗选Ⅱ作业，得到粗选Ⅱ泡沫和粗选Ⅱ底流；
（3）将步骤（1）的粗选Ⅰ泡沫和步骤（2）的粗选Ⅱ泡沫合并后进行二次磨矿，磨矿至粒度小于38μm占85%～90%，调整矿浆浓度为20～30%；
（4）精选Ⅰ：向步骤（3）的矿浆中加入Z-200，搅拌后再加入B1起泡剂，搅拌后进行精选Ⅰ作业，得到精选Ⅰ泡沫和精选Ⅰ底流；
（5）精选Ⅱ：向精选Ⅰ泡沫中加入Z-200捕收剂，搅拌后进行精选Ⅱ作业，得到精选Ⅱ泡沫和精选Ⅱ底流，精选Ⅱ底流返回步骤（3）的二次磨矿作业，形成闭路循环；
（6）精选Ⅲ：将精选Ⅱ泡沫搅拌后进行精选Ⅲ作业，得到含碳铜精矿和精选Ⅲ底流，精选Ⅲ底流返回步骤（5）的精选Ⅱ作业中，形成闭路循环；
（7）扫选Ⅰ：向步骤（2）的粗选Ⅱ底流中加入石灰抑制剂，搅拌后加入BX捕收剂，搅拌后进行扫选Ⅰ作业，得到扫选Ⅰ泡沫和扫选Ⅰ底流，扫选Ⅰ泡沫与精选Ⅰ底流混合后返回至粗选Ⅱ作业，形成闭路循环；
（8）扫选Ⅱ：向扫选Ⅰ底流中加入石灰抑制剂，搅拌后加入BX捕收剂，搅拌后进行扫选Ⅱ作业，得到扫选Ⅱ泡沫和扫选Ⅱ底流，扫选Ⅱ泡沫返回扫选Ⅰ作业，形成闭路循环；
（9）扫选Ⅲ：向扫选Ⅱ底流中加入石灰抑制剂，搅拌后加入BX捕收剂，搅拌后进行扫选Ⅲ作业，得到扫选Ⅲ泡沫和尾矿，扫选Ⅲ泡沫返回至扫选Ⅱ作业，形成闭路循环。
步骤（1）中磨矿至粒径小于74μm含量占原矿总质量80％～85％，磨矿过程中加入石灰调节原矿浆pH至8～9，并调整磨矿后原矿浆的质量浓度为25%～35%，石灰加入量为2500～3500g/t。
B1起泡剂由松节油、樟脑白油、甲酚酸、质量分数为32%的硫酸、无水乙醇按质量比为5～10:3～6:2～4:6～12:3～6的比例配制加工得到，属于松醇油类起泡剂。
所述的BH捕收剂由亚油酸、异丙乙硫氨酯、丁基黄原酸钠按质量比为2～4:3～6:5～10的比例配制得到，属于酯类化合物。
所述的BX捕收剂由丁基黄原酸钠、异丙乙硫氨酯、丁基铵黑药按质量比为2～4:3～6:5～10的比例配制得到，属于酯类化合物。
步骤（1）中BH捕收剂加入量为350～450g/t，B1起泡剂的加入量为100～150g/t，步骤（2）中石灰加入量为1300～1700g/t，BX捕收剂的加入量为80～120g/t，步骤（4）中Z-200加入量为30～50g/t，B1起泡剂的加入量为15～25g/t，步骤（5）中Z-200加入量为10～20g/t。
步骤（7）中石灰的加入量为600～1000g/t，BX捕收剂的加入量为50～100g/t，步骤（8）中石灰的加入量为300～500g/t，BX捕收剂的加入量为30～50g/t，步骤（9）中石灰的加入量为150～300g/t，BX捕收剂的加入量为20～40g/t。
本发明的搅拌时间均为2~4min。
本发明低碱度下(pH＝8～9)实现了含碳铜硫矿石经济、高效利用，有效避免传统了石灰高碱工艺中，设备管道结垢和矿山废水环境污染带来的问题。本发明所用的BH和BX捕收剂中的疏水基团能稳定吸附在黄铜矿表面，这是实现铜和非目的矿物选择性浮选分离的重要原因。本发明所用的B1起泡剂起泡效果好，起泡现象明显，能有效地避免碳质物大量消耗。与传统的松醇油起泡剂相比，起泡剂消耗量能降低50%-55%。
本发明的特点是：本发明的不饱和脂肪酸亚油酸属于羧酸类捕收剂，分子式为RCOOH，在浮选过程中，羧基借吸附、化合、生成络合物而固着在矿物表面，非极性基向外，使得矿粒疏水，同时分子中含有的不饱和双键，可以降低其熔点，增加捕收性。异丙乙硫氨酯属于黄药的衍生物，对铜具有很好的选择性，分子式C3H7OCSNHC2H5，通过与矿物表面Cu2+结合，形成五元螯合环稳定吸附在矿物表面。丁基黄原酸钠属于阴离子捕收剂，分子式为CH3(CH2)2CH2OCS2Na，易发生电离、水解、氧化，在碱性条件下，水中的黄原酸根离子与矿物表面的阴离子交换吸附，而黄原酸分子则在矿物表面吸附，与矿物表面金属离子活性位（Cu2+）结合生成难溶盐。丁基铵黑药属于阴离子捕收剂，由丁黑药与氨作用生成，分子式为(CH3CH2CH2CH2O)2PS2NH4，由于丁铵黑药具有起泡性和高选择性，矿物浮选过程中，在对铜具有高选择性的同时还可以节省起泡剂。本发明的松节油是由松脂、松木、松根的碎片通过蒸馏、浸出、分馏而来，具有良好的起泡性能，不捕收矿物，主要成分为α-蒎烯，它的分子中有一个容易破裂的四节环(由四个碳原子组成)，能与水化合，α-蒎烯不溶子水，将其置于水中则分成两层，因此，α-蒎烯分子与水分子间接触机会很少，只与水的界面上有接触，较难发生反应。樟脑白油是樟脑油的一种，由樟脑油分馏而来，主要成分为黄樟油素和倍半萜烯，樟脑白油有良好的起泡性能，且选择性比松油好，多用于精矿质量要求高及优先浮选场合。甲酚酸由焦油通过脱水、分馏、提取、蒸馏而来，主要成分为苯酚、甲酚、二甲酚等，苯酚分子中，羟基是亲水基，苯环或烷基苯环亲气，有降低水的表面张力的性能。本发明的BH和BX捕收剂作用于铜矿物时，阴离子捕收剂形成药剂间的协同互补效应，易与在矿物表面形成多层吸附，本发明的BH、BX捕收剂对含碳硫化铜浮选，不仅可以达到选择性与捕收能力的均衡，而且可以降低成本。本发明的有益效果是：
（1）与传统的石灰高碱-黄药类工艺相比，铜品位提高3～5％，铜回收率提高6～8％。
（2）本发明的BH捕收剂对铜的捕收效果明显，泡沫矿化好，泡沫层流动性好、韧性适中、不黏稠，增加了浮选过程的二次富集作用。
（3）本发明的BX捕收剂兼具捕收能力、选择性和起泡性，在低碱条件下即可对铜矿物高效回收，能减少浮选过程中的其他药剂用量，对后续尾水的再处理也降低难度及成本。
（4）本发明的B1起泡剂对该含碳铜矿具有良好的起泡性能，起泡效率高，起泡现象平稳，未出现使用常规起泡剂所带来的大且易碎的气泡。
附图说明
图1为本发明的工艺流程示意图。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明作进一步说明。
实施例1：本发明实施例及对比例所用捕收剂Z-200购自铁岭选矿药剂有限公司；所用捕收剂和起泡剂为实验室自研。本发明实施例及对比例中所加入的BH、BX、B1、Z-200和石灰的量，均是以原矿质量为基准值，加入对应质量的各物质。
本实施例所选用的原矿品位为铜1.59％、硫1.76％、碳6.10%，铁2.80％，贵金属金银含量分别为0.10g/t、1.94g/t。其物质组成为：矿石中主要金属矿物以黄铁矿、黄铜矿为主；脉石矿物主要为二氧化硅，占比66.32%。原矿铜物相分析结果表明，铜主要以硫化铜的形式存在，含量为1.44%，分布率达到了90.42%，其中，原生硫化铜含量为1.00%，分布率62.76%，次生硫化铜含量为0.44%，分布率27.66%；游离氧化铜和结合氧化铜的含量分别为0.08%和0.07%，分布率分别为5.32%和4.26%。
如图1所示，本实施例提高含碳硫化铜矿石选矿指标的方法，具体步骤如下：
（1）粗选Ⅰ：首先将原矿进行磨矿，磨矿至粒径≤74μm的含量占原矿质量的80％，并调整磨矿后原矿浆的质量浓度为30%，磨矿过程中加入石灰调节原矿浆pH至8.5，石灰加入量为原矿质量的0.25％，然后向磨后的矿浆中加入BH捕收剂400g/t，搅拌3min后加入B1起泡剂120g/t，搅拌3min后进行粗选Ⅰ作业，得到粗选Ⅰ泡沫和粗选Ⅰ底流，BH捕收剂由亚油酸、异丙乙硫氨酯、丁基黄原酸钠按质量比为2:3:5的比例配制得到，B1起泡剂由松节油、樟脑白油、甲酚酸、质量分数为32%的硫酸、无水乙醇按质量比为5:3:2:6:3的比例配制加工得到；
（2）粗选Ⅱ：向粗选Ⅰ底流中加入石灰抑制剂1500g/t并搅拌3min后加入BX捕收剂100g/t，再次搅拌3min后进行粗选Ⅱ作业，得到粗选Ⅱ泡沫和粗选Ⅱ底流；
（3）将步骤（1）的粗选Ⅰ泡沫和步骤（2）的粗选Ⅱ泡沫合并后进行二次磨矿，磨矿至粒度小于38μm占85%，调整矿浆浓度为20%；
（4）精选Ⅰ：向步骤（3）的矿浆中加入30g/t的Z-200，搅拌3min后再加入B1起泡剂15g/t，搅拌3min后进行精选Ⅰ作业，得到精选Ⅰ泡沫和精选Ⅰ底流；
（5）精选Ⅱ：向精选Ⅰ泡沫中加入10g/t的Z-200捕收剂，搅拌3min后进行精选Ⅱ作业，得到精选Ⅱ泡沫和精选Ⅱ底流，精选Ⅱ底流返回步骤（3）的二次磨矿作业，形成闭路循环；
（6）精选Ⅲ：将精选Ⅱ泡沫搅拌3min后进行精选Ⅲ作业，得到含碳铜精矿和精选Ⅲ底流，精选Ⅲ底流返回步骤（5）的精选Ⅱ作业中，形成闭路循环；
（7）扫选Ⅰ：向步骤（2）的粗选Ⅱ底流中加入石灰抑制剂600g/t，搅拌3min后加入BX捕收剂50g/t，搅拌3min后进行扫选Ⅰ作业，得到扫选Ⅰ泡沫和扫选Ⅰ底流，扫选Ⅰ泡沫与精选Ⅰ底流混合后返回至粗选Ⅱ作业，形成闭路循环，BX捕收剂由丁基黄原酸钠、异丙基乙硫氨酯、丁基铵黑药按质量比为2:3:5的比例配制得到；
（8）扫选Ⅱ：向扫选Ⅰ底流中加入石灰抑制剂300g/t，搅拌后加入BX捕收剂30g/t，搅拌3min后进行扫选Ⅱ作业，得到扫选Ⅱ泡沫和扫选Ⅱ底流，扫选Ⅱ泡沫返回扫选Ⅰ作业，形成闭路循环；
（9）扫选Ⅲ：向扫选Ⅱ底流中加入石灰抑制剂150g/t，搅拌3min后加入BX捕收剂20g/t，搅拌3min后进行扫选Ⅲ作业，得到扫选Ⅲ泡沫和尾矿，扫选Ⅲ泡沫返回至扫选Ⅱ作业，形成闭路循环。
本实施例的试验结果：铜精矿品位22.20％、铜的回收率88.02％；金品位0.97g/t、回收率61.40％、银品位25.42g/t、回收率82.94％。与传统的石灰高碱-黄药工艺相比(采用与实施例1相同的浮选流程，区别在于利用石灰控制粗选pH＝12，丁基黄药取代BH、BX捕收剂，每次作业的用量与BH、BX捕收剂、B1起泡剂代替2号油起泡剂)，铜品位提高4.60％，铜回收率提高7.42％。
实施例2：采用与实施例相同的原矿和浮选流程，区别在于利用等质量的丁基黄药替代BH捕收剂。
试验结果：铜精矿品位17.56％，铜的回收率81.78％，金品位0.76g/t、回收率48.10％、银品位21.79g/t、回收率71.10％。该试验结果说明在同等浮选流程下，相对于丁基黄药捕收剂，使用BH捕收剂效果更优，其铜精矿品位提高了26.42%，回收率提高了7.60%。
实施例3：采用与实施例相同的原矿和浮选流程，区别在于利用等质量的2号油起泡剂替代B1起泡剂。
试验结果：铜精矿品位20.01％，铜的回收率80.15％，金品位0.69g/t、回收率43.68％、银品位21.03g/t、回收率68.62％。该试验结果说明在同等浮选流程下，相对于2号油起泡剂，使用B1起泡剂效果更优，目的矿物上浮更多，其铜精矿品位提高了10.94%，回收率提高了9.82%。
实施例4：本实施例所选用的原矿品位为铜0.91％、硫2.64％、碳6.34%，铁3.61％，贵金属金银含量分别为0.16g/t、3.60g/t。其物质组成为：矿石中主要金属矿物以黄铁矿、黄铜矿为主；脉石矿物主要为二氧化硅，占比65.50%。原矿铜物相分析结果表明，铜主要以硫化铜的形式存在，含量为0.89%，分布率达到了97.78%，其中，原生硫化铜含量为0.637%，分布率70%，次生硫化铜含量为0.253%，分布率27.78%；游离氧化铜和结合氧化铜的含量分别为0.008%和0.012%，分布率分别为0.89%和1.33%。
具体步骤如下：
（1）粗选Ⅰ：首先将原矿进行磨矿，磨矿至粒径≤74μm的含量占原矿质量的85％，并调整磨矿后原矿浆的质量浓度为25%，磨矿过程中加入石灰调节原矿浆pH至9，石灰加入量为3500g/t，然后向磨后的矿浆中加入BH捕收剂450g/t，搅拌4min后加入B1起泡剂150g/t，搅拌4min后进行粗选Ⅰ作业，得到粗选Ⅰ泡沫和粗选Ⅰ底流，BH捕收剂由亚油酸、异丙乙硫氨酯、丁基黄原酸钠按质量比为3:4:7的比例配制得到，B1起泡剂由松节油、樟脑白油、甲酚酸、质量分数为32%的硫酸、无水乙醇按质量比为7:5:3:8:5的比例配制加工得到；
（2）粗选Ⅱ：向粗选Ⅰ底流中加入石灰抑制剂1700g/t并搅拌4min后加入BX捕收剂120g/t，再次搅拌4min后进行粗选Ⅱ作业，得到粗选Ⅱ泡沫和粗选Ⅱ底流；
（3）将步骤（1）的粗选Ⅰ泡沫和步骤（2）的粗选Ⅱ泡沫合并后进行二次磨矿，磨矿至粒度小于38μm占87%，调整矿浆浓度为25%；
（4）精选Ⅰ：向步骤（3）的矿浆中加入50g/t的Z-200，搅拌4min后再加入B1起泡剂25g/t，搅拌4min后进行精选Ⅰ作业，得到精选Ⅰ泡沫和精选Ⅰ底流；
（5）精选Ⅱ：向精选Ⅰ泡沫中加入20g/t的Z-200捕收剂，搅拌4min后进行精选Ⅱ作业，得到精选Ⅱ泡沫和精选Ⅱ底流，精选Ⅱ底流返回步骤（3）的二次磨矿作业，形成闭路循环；
（6）精选Ⅲ：将精选Ⅱ泡沫搅拌4min后进行精选Ⅲ作业，得到含碳铜精矿和精选Ⅲ底流，精选Ⅲ底流返回步骤（5）的精选Ⅱ作业中，形成闭路循环；
（7）扫选Ⅰ：向步骤（2）的粗选Ⅱ底流中加入石灰抑制剂1000g/t，搅拌4min后加入BX捕收剂100g/t，搅拌4min后进行扫选Ⅰ作业，得到扫选Ⅰ泡沫和扫选Ⅰ底流，扫选Ⅰ泡沫与精选Ⅰ底流混合后返回至粗选Ⅱ作业，形成闭路循环，BX捕收剂由丁基黄原酸钠、异丙基乙硫氨酯、丁基铵黑药按质量比为3:4:7的比例配制得到；
（8）扫选Ⅱ：向扫选Ⅰ底流中加入石灰抑制剂500g/t，搅拌后加入BX捕收剂50g/t，搅拌4min后进行扫选Ⅱ作业，得到扫选Ⅱ泡沫和扫选Ⅱ底流，扫选Ⅱ泡沫返回扫选Ⅰ作业，形成闭路循环；
（9）扫选Ⅲ：向扫选Ⅱ底流中加入石灰抑制剂300g/t，搅拌4min后加入BX捕收剂40g/t，搅拌4min后进行扫选Ⅲ作业，得到扫选Ⅲ泡沫和尾矿，扫选Ⅲ泡沫返回至扫选Ⅱ作业，形成闭路循环。
本实施例的试验结果：铜精矿品位19.98％、铜的回收率85.32％；金品位0.73g/t、回收率50.13％、银品位39.41g/t、回收率71.81％。与传统的石灰高碱-黄药工艺相比(采用与实施例1相同的浮选流程，区别在于利用石灰控制粗选pH＝12，丁基黄药取代BH、BX捕收剂，每次作业的用量与BH、BX捕收剂、B1起泡剂代替2号油起泡剂)，铜品位提高2.97％，铜回收率提高5.19％。
实施例5：采用与实施例4相同的原矿和浮选流程，区别在于利用等质量的丁基黄药替代BH捕收剂。
试验结果：铜精矿品位16.15％，铜的回收率80.03％，金品位0.59g/t、回收率40.42％、银品位31.79g/t、回收率63.62％。该试验结果说明在同等浮选流程下，相对于丁基黄药捕收剂，使用BH捕收剂效果更优，其铜精矿品位提高了23.72%，回收率提高了6.61%。
实施例6：采用与实施例4相同的原矿和浮选流程，区别在于利用等质量的2号油起泡剂替代B1起泡剂。
试验结果：铜精矿品位17.58％，铜的回收率80.31％，金品位0.57g/t、回收率39.78％、银品位30.24g/t、回收率60.62％。该试验结果说明在同等浮选流程下，相对于2号油起泡剂，使用B1起泡剂效果更优，目的矿物上浮更多，其铜精矿品位提高了10.94%，回收率提高了6.23%。
实施例7：本实施例所选用的原矿品位为铜0.97％、硫2.37％、碳6.03%，铁3.18％，贵金属金银含量分别为0.12g/t、2.62g/t。其物质组成为：矿石中主要金属矿物以黄铁矿、黄铜矿为主；脉石矿物主要为二氧化硅，占比66.32%。原矿铜物相分析结果表明，铜主要以硫化铜的形式存在，含量为0.86%，分布率达到了88.66%，其中，原生硫化铜含量为0.650%，分布率75.58%，次生硫化铜含量为0.210%，分布率24.42%；游离氧化铜和结合氧化铜的含量分别为0.041%和0.069%，分布率分别为4.23%和7.11%。具体步骤如下：
（1）粗选Ⅰ：首先将原矿进行磨矿，磨矿至粒径≤74μm的含量占原矿质量的82％，并调整磨矿后原矿浆的质量浓度为35%，磨矿过程中加入石灰调节原矿浆pH至8，石灰加入量为3000g/t，然后向磨后的矿浆中加入BH捕收剂350g/t，搅拌4min后加入B1起泡剂100g/t，搅拌4min后进行粗选Ⅰ作业，得到粗选Ⅰ泡沫和粗选Ⅰ底流，BH捕收剂由亚油酸、异丙乙硫氨酯、丁基黄原酸钠
按质量比为4:6:10的比例配制得到，B1起泡剂由松节油、樟脑白油、甲酚酸、质量分数为32%的硫酸、无水乙醇按质量比为10:6:4:12:6的比例配制加工得到；
（2）粗选Ⅱ：向粗选Ⅰ底流中加入石灰抑制剂1300g/t并搅拌4min后加入BX捕收剂80g/t，再次搅拌4min后进行粗选Ⅱ作业，得到粗选Ⅱ泡沫和粗选Ⅱ底流；
（3）将步骤（1）的粗选Ⅰ泡沫和步骤（2）的粗选Ⅱ泡沫合并后进行二次磨矿，磨矿至粒度小于38μm占90%，调整矿浆浓度为30%；
（4）精选Ⅰ：向步骤（3）的矿浆中加入40g/t的Z-200，搅拌4min后再加入B1起泡剂20g/t，搅拌4min后进行精选Ⅰ作业，得到精选Ⅰ泡沫和精选Ⅰ底流；
（5）精选Ⅱ：向精选Ⅰ泡沫中加入15g/t的Z-200捕收剂，搅拌4min后进行精选Ⅱ作业，得到精选Ⅱ泡沫和精选Ⅱ底流，精选Ⅱ底流返回步骤（3）的二次磨矿作业，形成闭路循环；
（6）精选Ⅲ：将精选Ⅱ泡沫搅拌4min后进行精选Ⅲ作业，得到含碳铜精矿和精选Ⅲ底流，精选Ⅲ底流返回步骤（5）的精选Ⅱ作业中，形成闭路循环；
（7）扫选Ⅰ：向步骤（2）的粗选Ⅱ底流中加入石灰抑制剂800g/t，搅拌4min后加入BX捕收剂80g/t，搅拌4min后进行扫选Ⅰ作业，得到扫选Ⅰ泡沫和扫选Ⅰ底流，扫选Ⅰ泡沫与精选Ⅰ底流混合后返回至粗选Ⅱ作业，形成闭路循环，BX捕收剂由丁基黄原酸钠、异丙基乙硫氨酯、丁基铵黑药按质量比为4:6:10的比例配制得到；
（8）扫选Ⅱ：向扫选Ⅰ底流中加入石灰抑制剂400g/t，搅拌后加入BX捕收剂40g/t，搅拌4min后进行扫选Ⅱ作业，得到扫选Ⅱ泡沫和扫选Ⅱ底流，扫选Ⅱ泡沫返回扫选Ⅰ作业，形成闭路循环；
（9）扫选Ⅲ：向扫选Ⅱ底流中加入石灰抑制剂200g/t，搅拌4min后加入BX捕收剂30g/t，搅拌4min后进行扫选Ⅲ作业，得到扫选Ⅲ泡沫和尾矿，扫选Ⅲ泡沫返回至扫选Ⅱ作业，形成闭路循环。
本实施例的试验结果：铜精矿品位18.36％、铜的回收率83.67％；金品位0.73g/t、回收率42.17％、银品位27.39g/t、回收率67.34％。与传统的石灰高碱-黄药工艺相比(采用与实施例1相同的浮选流程，区别在于利用石灰控制粗选pH＝12，丁基黄药取代BH、BX捕收剂，每次作业的用量与BH、BX捕收剂、B1起泡剂代替2号油起泡剂)，铜品位提高2.32％，铜回收率提高4.39％。
上面结合附图对本发明的具体实施例作了详细说明，但是本发明并不限于上述实施例，在本领域普通技术人员所具备的知识范围内，还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种变化。

Claims (8)

1.一种提高含碳硫化铜矿石选矿指标的方法，其特征在于，具体步骤如下：
粗选Ⅰ：首先将原矿进行磨矿，然后向磨后的矿浆中加入BH捕收剂、B1起泡剂进行粗选Ⅰ作业，得到粗选Ⅰ泡沫和粗选Ⅰ底流；
粗选Ⅱ：向粗选Ⅰ底流中加入石灰抑制剂并搅拌后加入BX捕收剂，再次搅拌后进行粗选Ⅱ作业，得到粗选Ⅱ泡沫和粗选Ⅱ底流；
将步骤（1）的粗选Ⅰ泡沫和步骤（2）的粗选Ⅱ泡沫合并后进行二次磨矿，磨矿至粒度小于38μm占85%～90%，调整矿浆浓度为20～30%；
精选Ⅰ：向步骤（3）的矿浆中加入Z-200，搅拌后再加入B1起泡剂，搅拌后进行精选Ⅰ作业，得到精选Ⅰ泡沫和精选Ⅰ底流；
精选Ⅱ：向精选Ⅰ泡沫中加入Z-200捕收剂，搅拌后进行精选Ⅱ作业，得到精选Ⅱ泡沫和精选Ⅱ底流，精选Ⅱ底流返回步骤（3）的二次磨矿作业，形成闭路循环；
精选Ⅲ：将精选Ⅱ泡沫搅拌后进行精选Ⅲ作业，得到含碳铜精矿和精选Ⅲ底流，精选Ⅲ底流返回步骤（5）的精选Ⅱ作业中，形成闭路循环；
扫选Ⅰ：向步骤（2）的粗选Ⅱ底流中加入石灰抑制剂，搅拌后加入BX捕收剂，搅拌后进行扫选Ⅰ作业，得到扫选Ⅰ泡沫和扫选Ⅰ底流，扫选Ⅰ泡沫与精选Ⅰ底流混合后返回至粗选Ⅱ作业，形成闭路循环；
扫选Ⅱ：向扫选Ⅰ底流中加入石灰抑制剂，搅拌后加入BX捕收剂，搅拌后进行扫选Ⅱ作业，得到扫选Ⅱ泡沫和扫选Ⅱ底流，扫选Ⅱ泡沫返回扫选Ⅰ作业，形成闭路循环；
扫选Ⅲ：向扫选Ⅱ底流中加入石灰抑制剂，搅拌后加入BX捕收剂，搅拌后进行扫选Ⅲ作业，得到扫选Ⅲ泡沫和尾矿，扫选Ⅲ泡沫返回至扫选Ⅱ作业，形成闭路循环。
2.根据权利要求1所述的提高含碳硫化铜矿石选矿指标的方法，其特征在于：步骤（1）中磨矿至粒径小于74μm含量占原矿总质量80％～85%，磨矿过程中加入石灰调节原矿浆pH至8～9，并调整磨矿后原矿浆的质量浓度为25%～35%，石灰加入量为2500～3500g/t。
3.根据权利要求1所述的提高含碳硫化铜矿石选矿指标的方法，其特征在于：B1起泡剂由松节油、樟脑白油、甲酚酸、质量分数为32%的硫酸、无水乙醇按质量比为5～10:3～6:2～4:6～12:3～6的比例配制加工得到，属于松醇油类起泡剂。
4.根据权利要求1所述的提高含碳硫化铜矿石选矿指标的方法，其特征在于：所述的BH捕收剂由亚油酸、异丙乙硫氨酯、丁基黄原酸钠按质量比为2～4:3～6:5～10的比例配制得到，属于酯类化合物。
5.根据权利要求1所述的提高含碳硫化铜矿石选矿指标的方法，其特征在于：所述的BX捕收剂由丁基黄原酸钠、异丙乙硫氨酯、丁基铵黑药按质量比为2～4:3～6:5～10的比例配制得到，属于酯类化合物。
6.根据权利要求1所述的提高含碳硫化铜矿石选矿指标的方法，其特征在于：步骤（1）中BH捕收剂加入量为350～450g/t，B1起泡剂加入量为100-150g/t，步骤（2）中石灰加入量为1300～1700g/t，BX捕收剂加入量为80-120g/t，步骤（4）中Z-200加入量为30～50g/t，B1起泡剂的加入量为15-25g/t，步骤（5）中Z-200加入量为10～20g/t。
7.根据权利要求1所述的提高含碳硫化铜矿石选矿指标的方法，其特征在于：步骤（7）中石灰的加入量为600～1000g/t，BX捕收剂的加入量为50～100g/t，步骤（8）中石灰的加入量为300～500g/t，BX捕收剂的加入量为30～50g/t，步骤（9）中石灰的加入量为150～300g/t，BX捕收剂的加入量为20～40g/t。
8.根据权利要求1所述的提高含碳硫化铜矿石选矿指标的方法，其特征在于：搅拌时间均为2~4min。
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