铜捕收剂及硫化铜钴矿的浮选工艺

权利要求

1.铜捕收剂，其特征在于，以质量百分比计，所述铜捕收剂包括：

70～80％的黑药；

15～25％的烃基硫代氨基甲酸酯衍生物；以及

5～15％的醇醚溶剂。

2.根据权利要求1所述的铜捕收剂，其特征在于，所述黑药为丁基铵黑药、丁基钠黑药、异丙基铵黑药、异丙基钠黑药、异丁基铵黑药、异丁基钠黑药中的一种或多种。

3.根据权利要求1所述的铜捕收剂，其特征在于，所述烃基硫代氨基甲酸酯衍生物为N,N-二甲基二硫代氨基甲酸氰乙酯、N,N-二乙基二硫代氨基甲酸丙腈酯、N,N-二乙基二硫代氨基甲酸丙烯酯中的一种或多种。

4.硫化铜钴矿的浮选工艺，其特征在于，所述浮选工艺包括：

步骤S1，将所述硫化铜钴矿和氧化钙或氢氧化钙的混合物进行湿磨，得碱性矿浆；

步骤S2，将包括所述碱性矿浆、第一铜捕收剂与第一起泡剂的物料混合并进行铜粗选，得铜粗选精矿和铜粗选尾矿；

步骤S3，将所述铜粗选尾矿与第二铜捕收剂混合进行铜扫选，得铜尾矿，所述第一铜捕收剂与所述第二铜捕收剂相同，且所述第一铜捕收剂与所述第二铜捕收剂为权利要求1至3中任一项所述的铜捕收剂；以及

步骤S4，将所述铜尾矿依次进行钴粗选、钴精选和钴扫选，得尾矿。

5.根据权利要求4所述的浮选工艺，其特征在于，所述步骤S4的钴粗选包括：

将包括所述铜尾矿、第三捕收剂与第二起泡剂的物料混合并进行钴粗选，得钴粗选精矿和钴粗选尾矿；优选所述第二起泡剂选自甲基异丁基甲醇、二甲基苄醇、仲辛醇中的一种或多种；优选所述第三捕收剂选自烃基黄原酸钠或者烃基黄原酸钾中的任意一种或多种，更优选所述烃基为丁基、异丁基、戊基和异戊基中的任意一种；优选所述第三捕收剂与所述硫化铜钴矿的质量比为1～2:20000，优选所述第二起泡剂与所述硫化铜钴矿的质量比为1～2:100000，优选所述钴粗选的时间为3～5min。

6.根据权利要求5所述的浮选工艺，其特征在于，所述步骤S4的钴精选包括：

将所述钴粗选精矿进行钴精选，得钴精矿；优选所述钴精选的次数为两次，优选在第一次钴精选中加入抑制剂，优选所述抑制剂与所述硫化铜钴矿的质量比为1～30:100000，优选所述抑制剂为羧甲基纤维素钠、水玻璃中的一种或两种。

7.根据权利要求5所述的浮选工艺，其特征在于，所述步骤S4的钴扫选包括：

将所述钴粗选尾矿与第四捕收剂混合进行钴扫选，得尾矿；所述第四捕收剂选自烃基黄原酸钠或者烃基黄原酸钾中的任意一种或多种，更优选所述烃基为丁基、异丁基、戊基和异戊基中的任意一种；优选所述第四捕收剂与所述硫化铜钴矿的质量比为3～6:100000，优选所述钴扫选的时间为3～5min。

8.根据权利要求4所述的浮选工艺，其特征在于，在所述步骤S4之前，所述浮选工艺包括在所述铜尾矿中加入活化剂的步骤，优选所述活化剂为硫酸铜、硫酸亚铁和硫酸中的一种或多种，优选所述活化剂与所述硫化铜钴矿的质量比为1～100:100000。

9.根据权利要求4所述的浮选工艺，其特征在于，所述碱性矿浆中，以质量百分比计，粒径小于0.074mm的矿石颗粒为矿石总量的65～80％。

10.根据权利要求4所述的浮选工艺，其特征在于，所述碱性矿浆的pH值为11～12，优选所述碱性矿浆的固含量为30～40％。

11.根据权利要求4所述的浮选工艺，其特征在于，所述步骤S2中，所述第一铜捕收剂与所述硫化铜钴矿的质量比为1～3:50000，优选所述第一起泡剂与所述硫化铜钴矿的质量比为1～3:100000，优选所述第一起泡剂选自甲基异丁基甲醇、二甲基苄醇、仲辛醇中的一种或多种，优选所述铜粗选的时间为3～4min。

12.根据权利要求4所述的浮选工艺，其特征在于，所述步骤S3中，所述第二铜捕收剂与所述硫化铜钴矿的质量比为1～6:200000，优选所述铜扫选的时间为3～4min。

13.根据权利要求4所述的浮选工艺，其特征在于，所述浮选工艺还包括将所述铜粗选精矿进行铜精选，得铜精矿；优选所述铜精选的次数为两次；优选在第一次铜精选中加入氧化钙，更优选所述氧化钙与所述硫化铜钴矿的质量比为1～100:100000。

说明书

技术领域

本发明涉及选矿技术领域，具体而言，涉及铜捕收剂及硫化铜钴矿的浮选工艺。

背景技术

硫化铜钴矿是钴的重要来源之一，浮选是选别硫化铜钴矿的主要方式。常规的浮选工艺包括混合浮选和优选浮选。混合浮选即将硫化铜矿物和硫化钴矿物一起选别到混合精矿中，混合精矿作为最终产品或再进行铜钴分离。优先浮选即先浮选硫化铜矿物，选铜的尾矿再浮选钴矿物，分别获得铜精矿和钴精矿。

从目前的技术报道中，铜钴混合浮选较为常见，选矿厂主要生产铜钴混合精矿。虽然硫化铜钴混合精矿能够通过目前的冶金工艺直接处理，但存在金属回收率损失、冶金系统成本投入高等问题。因此铜钴混合精矿一般需要进行铜钴分离，目前主要依靠使用大量氧化钙来实现铜钴分离，导致钴精矿中含有大量氧化钙，增加后续湿法冶金工艺酸耗。

而优先浮选硫化铜钴矿的方法是先采用捕收剂将铜进行浮选分离，然后再对选铜的尾矿进行钴矿物的浮选，分别获得铜精矿和钴精矿。如陈代雄发表在《湖南有色金属》杂志上的关于铜钴多金属硫化矿浮选试验研究中，采用抑钴浮铜，优先浮选工艺流程。选用LD作为铜矿物捕收剂，石灰和漂白粉为含钴矿物抑制剂，在碱性介质中浮铜。即采用两段磨矿、两段选别，第一段磨矿回收铜和大部分钴，第二段磨矿是提高钴的回收率。应用浮选闭路对原矿中铜品位为2.765％、钴品位为0.0386％的硫化铜钴矿进行试验取得良好试验效果，最终铜精矿中铜品位为29.07％，铜回收率达到95.78％；硫钴精矿I中钴品位为0.31％，回收率20.74％，硫钴精矿Ⅱ中钴品位为0.25％，回收率8.23％。但是，采用该方法分选铜钴，虽然能够避免钴精矿中含有大量氧化钙的问题，但是最终得到的钴精矿中仍然存在钴品位低、钴回收率低的问题。

发明内容

本发明的主要目的在于提供一种铜捕收剂及硫化铜钴矿的浮选工艺，以解决现有技术中的采用优选浮选硫化铜钴矿的方法得到的钴精矿中钴品位低、钴回收率低的问题。

为了实现上述目的，根据本发明的一个方面，提供了一种铜捕收剂，以质量百分比计，该铜捕收剂包括70～80％的黑药，15～25％的烃基硫代氨基甲酸酯衍生物以及5～15％的醇醚溶剂。

进一步地，上述黑药为丁基铵黑药、丁基钠黑药、异丙基铵黑药、异丙基钠黑药、异丁基铵黑药、异丁基钠黑药中的一种或多种。

进一步地，上述烃基硫代氨基甲酸酯衍生物为N,N-二甲基二硫代氨基甲酸氰乙酯、N,N-二乙基二硫代氨基甲酸丙腈酯、N,N-二乙基二硫代氨基甲酸丙烯酯中的一种或多种。

根据本发明的另一方面，提供了一种硫化铜钴矿的浮选工艺，该浮选工艺包括步骤S1，将硫化铜钴矿和氧化钙或氢氧化钙的混合物进行湿磨，得碱性矿浆；步骤S2，将包括碱性矿浆、第一铜捕收剂与第一起泡剂的物料混合并进行铜粗选，得铜粗选精矿和铜粗选尾矿；步骤S3，将铜粗选尾矿与第二铜捕收剂混合进行铜扫选，得铜尾矿，第一铜捕收剂与第二铜捕收剂相同，且第一铜捕收剂与第二铜捕收剂为上述任一种铜捕收剂；以及步骤S4，将铜尾矿依次进行钴粗选、钴精选和钴扫选，得尾矿。

进一步地，上述步骤S4的钴粗选包括：将包括铜尾矿、第三捕收剂与第二起泡剂的物料混合并进行钴粗选，得钴粗选精矿和钴粗选尾矿；优选第二起泡剂选自甲基异丁基甲醇、二甲基苄醇、仲辛醇中的一种或多种；优选第三捕收剂选自烃基黄原酸钠或者烃基黄原酸钾中的任意一种或多种，更优选烃基为丁基、异丁基、戊基和异戊基中的任意一种；优选第三捕收剂与硫化铜钴矿的质量比为1～2:20000，优选第二起泡剂与硫化铜钴矿的质量比为1～2:100000，优选钴粗选的时间为3～5min。

进一步地，上述步骤S4的钴精选包括将钴粗选精矿进行钴精选，得钴精矿；优选钴精选的次数为两次，优选在第一次钴精选中加入抑制剂，优选抑制剂与硫化铜钴矿的质量比为1～30:100000，优选抑制剂为羧甲基纤维素钠、水玻璃中的一种或两种。

进一步地，上述步骤S4的钴扫选包括将钴粗选尾矿与第四捕收剂混合进行钴扫选，得尾矿；第四捕收剂选自烃基黄原酸钠或者烃基黄原酸钾中的任意一种或多种，更优选烃基为丁基、异丁基、戊基和异戊基中的任意一种；优选第四捕收剂与硫化铜钴矿的质量比为3～6:100000，优选钴扫选的时间为3～5min。

进一步地，在上述步骤S4之前，浮选工艺包括在铜尾矿中加入活化剂的步骤，优选活化剂为硫酸铜、硫酸亚铁和硫酸中的一种或多种，优选活化剂与硫化铜钴矿的质量比为1～100:100000。

进一步地，上述碱性矿浆中，以质量百分比计，粒径小于0.074mm的矿石颗粒为矿石总量的65～80％。

进一步地，上述碱性矿浆的pH值为11～12，优选碱性矿浆的固含量为30～40％。

进一步地，上述步骤S2中，第一铜捕收剂与硫化铜钴矿的质量比为1～3:50000，优选第一起泡剂与硫化铜钴矿的质量比为1～3:100000，优选第一起泡剂选自甲基异丁基甲醇、二甲基苄醇、仲辛醇中的一种或多种，优选铜粗选的时间为3～4min。

进一步地，上述步骤S3中，第二铜捕收剂与硫化铜钴矿的质量比为1～6:200000，优选铜扫选的时间为3～4min。

进一步地，上述浮选工艺还包括将铜粗选精矿进行铜精选，得铜精矿；优选铜精选的次数为两次；优选在第一次铜精选中加入氧化钙，更优选氧化钙与硫化铜钴矿的质量比为1～100:100000。

应用本发明的技术方案，本申请采用对铜选择性较好的黑药和烃基硫代氨基甲酸酯进行组合，在充分利用这两种药剂对铜矿物的优良选择性的同时，通过协同作用加强了对铜矿物的捕收。而上述铜捕收剂中的醇醚溶剂则作为两亲分子对上述黑药与烃基硫代氨基甲酸酯在含铜矿物表面上的吸附起到了分散作用，使二者在含铜矿物表面上形成更加稳定、均匀的吸附层，且使得黑药与烃基硫代氨基甲酸酯组合后在硫化铜表面上的吸附量多于非组合的二者在硫化铜表面上的吸附量的总和。这一方面使上述黑药、烃基硫代氨基甲酸酯对铜的高选择性和高捕收能力更充分地发挥；另一方面，进一步地促进了二者在功能上的协同作用，使二者的性能得到进一步的互补，从而使最终得到的铜捕收剂的性能明显优于单纯的二者性能的叠加，进而使铜捕收剂具有优良的铜矿物捕收能力和选择性。

因此当利用上述铜捕收剂对硫化铜钴矿进行处理时，铜捕收剂可以将其中的铜尽可能地分离出来，同时尽可能的减少钴矿物的上浮，从而减少了铜粗选后的铜尾矿中铜的含量，提高了铜尾矿中钴的含量；在对铜尾矿进行钴浮选时有利于钴的选出，进而提高钴的品位和收率。

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示出了本发明的硫化铜钴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，现有技术中存在采用优选浮选硫化铜钴矿的方法得到的钴精矿中钴品位低、钴回收率低的问题，为解决该问题，本发明提供了一种铜捕收剂及硫化铜钴矿的浮选工艺。

在本申请的一种典型的实施方式中，提供了一种铜捕收剂，以质量百分比计，该铜捕收剂包括70～80％的黑药、15～25％的烃基硫代氨基甲酸酯衍生物以及5～15％的醇醚溶剂。

浮选是利用捕收剂与矿物表面的活性点作用，从而使矿物表面疏水上浮的选矿方法。而捕收剂的捕收力及其选择性是影响捕收剂与矿物表面的活性点作用的重要因素。

本申请采用对铜选择性较好的黑药和烃基硫代氨基甲酸酯进行组合，在充分利用这两种药剂对铜矿物的优良选择性的同时，通过协同作用加强了对铜矿物的捕收。而上述铜捕收剂中的醇醚溶剂则作为两亲分子对上述黑药与烃基硫代氨基甲酸酯在含铜矿物表面上的吸附起到了分散作用，使二者在含铜矿物表面上形成更加稳定、均匀的吸附层，且使得黑药与烃基硫代氨基甲酸酯组合后在硫化铜表面上的吸附量多于非组合的二者在硫化铜表面上的吸附量的总和。这一方面使上述黑药、烃基硫代氨基甲酸酯对铜的高选择性和高捕收能力更充分地发挥；另一方面，进一步地促进了二者在功能上的协同作用，使二者的性能得到进一步的互补，从而使最终得到的铜捕收剂的性能明显优于单纯的二者性能的叠加，进而使铜捕收剂具有优良的铜矿物捕收能力和选择性。

因此当利用上述铜捕收剂对硫化铜钴矿进行处理时，铜捕收剂可以将其中的铜尽可能地分离出来，同时尽可能的减少钴矿物的上浮，从而减少了铜粗选后的铜尾矿中铜的含量，提高了铜尾矿中钴的含量；在对铜尾矿进行钴浮选时有利于钴的选出，进而提高钴的品位和收率。

一方面为了使黑药本身具有尽可能高的选择性，另一方面为了提高黑药与上述烃基硫代氨基甲酸酯在含铜矿物表面的吸附量以及所形成的吸附层的稳定性、均匀性，从而使二者更好的在功能上进行互补，进而使铜捕收剂具有优良的铜矿物捕收能力和选择性，优选上述黑药为丁基铵黑药、丁基钠黑药、异丙基铵黑药、异丙基钠黑药、异丁基铵黑药、异丁基钠黑药中的一种或多种。

在本申请的一种实施例中，上述烃基硫代氨基甲酸酯衍生物为N,N-二甲基二硫代氨基甲酸氰乙酯、N,N-二乙基二硫代氨基甲酸丙腈酯、N,N-二乙基二硫代氨基甲酸丙烯酯中的一种或多种。

黑药与烃基硫代氨基甲酸酯衍生物在矿物表面上形成的吸附层的稳定性、均匀性对二者功能性的互补具有重要的影响。上述的烃基硫代氨基甲酸酯一方面具有较高的铜捕收能力，另一方面上述烃基硫代氨基甲酸酯分子在醇醚溶剂的辅助下可以与上述黑药分子在矿物表面上尽可能的形成稳定、均匀的吸附层，从而使二者达到功能上的互补作用，进而使最终的铜捕收剂具有优良的铜矿物捕收能力和选择性。

在本申请的另一种典型的实施方式中，提供了一种硫化铜钴矿的浮选工艺，如图1所示，该浮选工艺包括步骤S1，将硫化铜钴矿和氧化钙或氢氧化钙的混合物进行湿磨，得碱性矿浆；步骤S2，将包括碱性矿浆、第一铜捕收剂与第一起泡剂的物料混合并进行铜粗选，得铜粗选精矿和铜粗选尾矿；步骤S3，将铜粗选尾矿与第二铜捕收剂混合进行铜扫选，得铜尾矿，第一铜捕收剂与第二铜捕收剂相同，且第一铜捕收剂与第二铜捕收剂为上述任一种铜捕收剂；以及步骤S4，将铜尾矿依次进行钴粗选、钴精选和钴扫选，得尾矿。

硫化铜钴矿的矿物组成较单一硫化铜矿更为复杂，其中钴矿物的可浮性与黄铁矿接近，而铜离子对黄铁矿等硫化矿物的可浮性影响显著，因此铜钴分离的关键是抑制钴、铁矿物效果的好坏。本申请采用先浮铜后浮钴的优先浮选流程处理该矿石，一方面利用上述高效铜捕收剂及起泡剂有助于将铜优先浮起；另一方面在氧化钙或氢氧化钙形成的碱性介质中有助于抑制钴、铁硫化矿物的浮起，从而使铜、钴矿物得到充分的分离。即得到的铜粗选精矿含有绝大多数的铜，而铜粗选尾矿中含有极少量的铜和绝大多数的钴。进一步地采用上述铜捕收剂对铜粗选尾矿进行扫选，有助于将铜粗选尾矿中的少量的铜除去进一步降低铜尾矿中的铜含量。基于上述铜捕收剂对铜的高效优选作用，使最终得到的铜尾矿依次进行常规的钴粗选、钴精选和钴扫选(如图1所示)，相对于常规工艺得到的铜尾矿采用同样的钴粗选、钴精选和钴扫选处理后，所得到的钴精矿中钴的品位和收率都有明显改善。上述硫化铜钴矿的浮选工艺流程比较简单，在保证铜矿物回收的同时，有利于含钴矿物的回收，提高钴的品位和钴的回收率。

如图1所示，在本申请的一种优选的实施例中，将上述铜扫选步骤中得到铜扫选泡沫返回铜粗选步骤，以提高铜的回收率。

在本申请的一种实施例中，上述步骤S4的钴粗选包括：将包括铜尾矿、第三捕收剂与第二起泡剂的物料混合并进行钴粗选，得钴粗选精矿和钴粗选尾矿；优选第二起泡剂选自甲基异丁基甲醇、二甲基苄醇、仲辛醇中的一种或多种；优选第三捕收剂选自烃基黄原酸钠或者烃基黄原酸钾中的任意一种或多种，更优选烃基为丁基、异丁基、戊基和异戊基中的任意一种；优选第三捕收剂与硫化铜钴矿的质量比为1～2:20000，优选第二起泡剂与硫化铜钴矿的质量比为1～2:100000，优选钴粗选的时间为3～5min。

上述硫化铜钴矿物经过铜粗选、铜扫选得到的铜尾矿中铜含量很低，优选上述钴粗选的时间、以上种类的第三捕收剂与第二起泡剂以及二者各自与硫化铜钴矿的质量比，均有助于将铜尾矿中的绝大多数钴尽可能的选出到钴粗选精矿中。

在本申请的一种实施例中，上述步骤S4的钴精选包括：将钴粗选精矿进行钴精选，得钴精矿；优选钴精选的次数为两次(第一次钴精选记为钴精选I，第二次钴精选记为钴精选II，如图1所示)，优选在第一次钴精选中加入抑制剂，优选抑制剂与硫化铜钴矿的质量比为1～30:100000，优选抑制剂为羧甲基纤维素钠、水玻璃中的一种或两种。上述钴精选中，为进一步地提高钴的回收率，优选将第一次钴精选步骤中得到的第一钴精选中矿返回钴粗选步骤，优选将第二次钴精选步骤中得到的第二钴精选尾矿返回第一次钴精选步骤(如图1所示)。

经上述钴粗选得到的钴粗选精矿含有大量的第三捕收剂与第二起泡剂，因此对钴粗选精矿进行两次钴空白精选，即可将钴粗选精矿中的钴进一步地进行浮选，使得到的钴精矿具有较高的钴品位。在钴精选的过程中，根据实际需要可以在第一次钴精选中加入抑制剂，以抑制脉石矿物的可浮性，进而提高钴的浮选效果。上述抑制剂种类及其与硫化铜钴矿的质量比均有助于发挥其对上述第三捕收剂与第二起泡剂性能的抑制性，提高钴精选的效果。

在本申请的一种实施例中，上述步骤S4的钴扫选包括：将钴粗选尾矿与第四捕收剂混合进行钴扫选，得尾矿；第四捕收剂选自烃基黄原酸钠或者烃基黄原酸钾中的任意一种或多种，更优选烃基为丁基、异丁基、戊基和异戊基中的任意一种；优选第四捕收剂与硫化铜钴矿的质量比为3～6:100000，优选钴扫选的时间为3～5min。

铜尾矿经过上述钴粗选、钴精选得到的钴精矿的钴品位相对较高，然而为了进一步地提高钴的回收率，减少钴的损失，将上述钴粗选尾矿在上述条件下进行扫选，并将钴扫选泡沫产品返回钴粗选作业中(如图1所示)，直到含钴矿物基本上浮。

优选地，在上述步骤S4之前，浮选工艺包括在铜尾矿中加入活化剂的步骤，优选活化剂为硫酸铜、硫酸亚铁和硫酸中的一种或多种，优选活化剂与硫化铜钴矿的质量比为1～100:100000。

上述活化剂可以活化铜尾矿中的钴矿物，提高钴矿物的可浮性，从而有助于在后续的钴粗选、钴精选和钴扫选中对钴进行充分的浮选，进而提高钴的品位和回收率。但是，随着活化剂用量的增加，钴精矿品位无明显提高，且超过一定量之后，钴回收率反而下降。因此，将活化剂与硫化铜钴矿的质量比限定在上述范围内。

在本申请的一种实施例中，上述碱性矿浆中，以质量百分比计，粒径小于0.074mm的矿石颗粒为矿石总量的65～80％。

若上述碱性矿浆的磨矿粒度太粗，则铜精矿中钴含量太大，不利于铜钴的分离；若磨矿粒度太细，又易产生泥化，也不利于铜钴分离，因此，为了尽可能的平衡以上两个因素对上述铜钴浮选工艺的影响，达到铜钴的高效分离，以得到高品位、高回收率的钴，优选上述范围的磨矿粒度。

pH值为11～12的上述碱性矿浆有助于在铜矿物优先浮起的同时抑制钴矿物的浮起，从而使铜钴尽可能的得到分离。优选上述碱性矿浆的固含量为30～40％，有利于合理的控制碱性矿浆的粘稠度。因为矿浆太稀容易影响产品的回收率，矿浆浓度太高容易影响产品的品位，甚至会恶化浮选环境，使矿物上浮困难。

在本申请的一种实施例中，上述步骤S2中，第一铜捕收剂与硫化铜钴矿的质量比为1～3:50000，优选第一起泡剂与硫化铜钴矿的质量比为1～3:100000，优选第一起泡剂选自甲基异丁基甲醇、二甲基苄醇、仲辛醇中的一种或多种，优选铜粗选的时间为3～4min。

优选上述质量比范围的第一铜捕收剂与第一起泡剂有助于尽可能的提高优先浮选铜矿物的效率，从而将铜、钴进行高效分离。由于上述矿浆中加入了氧化钙或氢氧化钙，浮选泡沫较粘，因此起泡剂选用泡沫较清脆的上述起泡剂，以提高浮选过程中泡沫的稳定性。

在本申请的一种实施例中，上述步骤S3中，第二铜捕收剂与硫化铜钴矿的质量比为1～6:200000，优选铜扫选的时间为3～4min。

上述铜扫选条件的控制均是为了进一步地提高铜扫选的效率，将铜粗选尾矿中的铜尽可能的分离出去，使铜钴得到高效分离，有助于最终得到高品位的钴。

在本申请的一种实施例中，上述浮选工艺还包括将铜粗选精矿进行铜精选，得铜精矿；优选铜精选的次数为两次；优选在第一次铜精选中加入氧化钙，更优选氧化钙与硫化铜钴矿的质量比为1～100:100000。

将铜粗选精矿进行铜精选(第一次铜精选记为铜精选I，第二次铜精选记为铜精选II，如图1所示)，有助于得到高品位的铜精矿。而在第一次铜精选中加入氧化钙有利于进一步地抑制钴矿物随铜矿物的浮起，从而尽可能的将铜钴进行分离。为进一步地提高铜的回收率，优选将第一次铜精选所得的第一铜精选中矿返回铜粗选步骤，优选将第二铜精选尾矿返回第一次铜精选步骤(如图1所示)。

以下将结合具体实施例和对比例，对本申请的有益效果进行说明。

实施例1

取铜品位为1.85％、钴品位为0.086％的硫化铜钴矿，加水和3000g/t的氧化钙并将硫化铜钴矿进行磨矿处理，得碱性矿浆，其pH值为11.5，其固含量为35％。碱性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70％。将碱性矿浆、40g/t的第一捕铜收剂与20g/t的甲基异丁基甲醇混合搅拌3min，进行铜粗选，浮选时间为3min，得到铜粗选精矿和铜粗选尾矿。其中，第一铜捕收剂中包括75％的丁铵黑药、17％的硫氮腈酯以及8％的乙二醇丁基醚。将铜粗选精矿进行两次空白精选，在第一次铜精选过程中添加300g/t的氧化钙，得铜精矿。并将第一次精选所得中矿返回粗选作业，第二次精选所得尾矿返回第一次精选作业。

在铜粗选尾矿中加入20g/t的第二铜捕收剂搅拌4min后进行铜扫选，浮选时间3min，得铜尾矿和铜扫选泡沫，将铜扫选泡沫返回铜粗选步骤中。其中，上述第二铜捕收剂与第一捕铜收剂在组成上相同。继续向铜尾矿中加入200g/t的硫酸铜以提高钴的可浮性，并往铜尾矿中加入80g/t的丁基黄原酸钠、15g/t的甲基异丁基甲醇，浮选时间3min，得钴粗选精矿和钴粗选尾矿。将钴粗选精矿进行两次钴精选，在第一次钴精选中加入200g/t的羧甲基纤维素钠，每次钴精选的时间为4min，得钴精矿，其中，将第一钴精选中矿返回钴粗选步骤，将第二钴精选尾矿返回第一次钴精选步骤中(如图1所示)。向钴粗选尾矿中继续添加40g/t的丁基黄原酸钠进行两次扫选，浮选4min，得尾矿，并将扫选泡沫产品返回钴粗选作业。

测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例2

实施例2与实施例1的区别在于，实施例2中第一铜捕收剂包括70％的丁铵黑药、25％的硫氮腈酯、5％的乙二醇丁基醚，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例3

实施例3与实施例1的区别在于，实施例3中第一铜捕收剂包括80％的丁铵黑药、15％的硫氮腈酯、5％的乙二醇丁基醚，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例4

实施例4与实施例1的区别在于，实施例4中第一铜捕收剂包括70％的丁铵黑药、15％的硫氮腈酯、15％的乙二醇丁基醚，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例5

实施例5与实施例1的区别在于，实施例5中黑药为丁基钠黑药，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例6

实施例6与实施例1的区别在于，实施例6中烃基硫代氨基甲酸酯衍生物为N,N-二乙基二硫代氨基甲酸丙烯酯，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例7

实施例7与实施例1的区别在于，实施例7中醇醚溶剂为乙二醇丙基醚，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例8

实施例8与实施例1的区别在于，实施例8中加入氧化钙的质量为2000g/t，碱性矿浆的pH值为11，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例9

实施例9与实施例1的区别在于，实施例9中加入氧化钙的质量为3500g/t，碱性矿浆的pH值为12，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例10

实施例10与实施例1的区别在于，实施例10中加入氧化钙的质量为4000g/t，碱性矿浆的pH值为13，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例11

实施例11与实施例1的区别在于，实施例11中加入氧化钙的质量为1500g/t，碱性矿浆的pH值为9，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例12

实施例12与实施例1的区别在于，实施例12中粒径小于0.074mm的矿石颗粒为矿石总量的65％，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例13

实施例13与实施例1的区别在于，实施例13中粒径小于0.074mm的矿石颗粒为矿石总量的80％，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例14

实施例14与实施例1的区别在于，实施例14中粒径小于0.074mm的矿石颗粒为矿石总量的60％，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例15

实施例15与实施例1的区别在于，实施例15中添加20g/t的第一捕铜收剂与10g/t的甲基异丁基甲醇混合搅拌，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例16

实施例16与实施例1的区别在于，实施例16中添加60g/t的第一捕铜收剂与30g/t的甲基异丁基甲醇混合搅拌，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例17

实施例17与实施例1的区别在于，实施例17中添加80g/t的第一捕铜收剂与30g/t的甲基异丁基甲醇混合搅拌，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例18

实施例18与实施例1的区别在于，实施例18中添加15g/t的第一捕铜收剂与5g/t的甲基异丁基甲醇混合搅拌，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例19

实施例19与实施例1的区别在于，实施例19中添加5g/t的第二铜捕收剂，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例20

实施例20与实施例1的区别在于，实施例20中添加30g/t的第二铜捕收剂，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例21

实施例21与实施例1的区别在于，实施例21中不添加第二铜捕收剂，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例22

实施例22与实施例1的区别在于，实施例22中添加40g/t的第二铜捕收剂，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例23

实施例23与实施例1的区别在于，实施例23中添加1000g/t的硫酸亚铁，往铜尾矿中加入50g/t的丁基黄原酸钠、10g/t的甲基异丁基甲醇，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例24

实施例24与实施例1的区别在于，实施例24中不加硫酸铜，往铜尾矿中加入100g/t的丁基黄原酸钠、20g/t的仲辛醇，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例25

实施例25与实施例1的区别在于，实施例25中不加羧甲基纤维素钠，向钴粗选尾矿中继续添加60g/t的丁基黄原酸钠，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例26

取铜品位为1.45％、钴品位为0.078％的硫化铜钴矿，加水和3000g/t的氧化钙并将硫化铜钴矿进行磨矿处理，得碱性矿浆，其pH值为11，其固含量为30％。碱性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65％。将碱性矿浆、40g/t的第一捕铜收剂与20g/t的甲基异丁基甲醇混合搅拌3min，进行铜粗选，浮选时间为4min，得到铜粗选精矿和铜粗选尾矿。其中，第一铜捕收剂中包括75％的丁铵黑药、17％的硫氮腈酯以及8％的乙二醇丁基醚。将铜粗选精矿进行两次空白精选，在第一次铜精选过程中添加300g/t的氧化钙，得铜精矿。并将第一次精选所得中矿返回粗选作业，第二次精选所得尾矿返回第一次精选作业。

在铜粗选尾矿中加入20g/t的第二铜捕收剂搅拌4min后进行铜扫选，浮选时间4min，得铜尾矿和铜扫选泡沫，将铜扫选泡沫返回铜粗选步骤中。其中，上述第二铜捕收剂与第一捕铜收剂在组成上相同。继续向铜尾矿中加入200g/t的硫酸铜以提高钴的可浮性，并往铜尾矿中加入80g/t的丁基黄原酸钠、15g/t的甲基异丁基甲醇，浮选时间5min，得钴粗选精矿和钴粗选尾矿。将钴粗选精矿进行两次钴精选，在第一次钴精选中加入200g/t的羧甲基纤维素钠，每次钴精选的时间为4min，得钴精矿，其中，将第一钴精选中矿返回钴粗选步骤，将第二钴精选尾矿返回第一次钴精选步骤中(如图1所示)。向钴粗选尾矿中继续添加40g/t的丁基黄原酸钠进行两次扫选，浮选3min，得尾矿，并将扫选泡沫产品返回钴粗选作业。

测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

实施例27

取铜品位为1.69％、钴品位为0.067％的硫化铜钴矿，加水和3000g/t的氧化钙并将硫化铜钴矿进行磨矿处理，得碱性矿浆，其pH值为11，其固含量为40％。碱性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80％。将碱性矿浆、40g/t的第一捕铜收剂与20g/t的甲基异丁基甲醇混合搅拌4min，进行铜粗选，浮选时间为4min，得到铜粗选精矿和铜粗选尾矿和铜扫选泡沫，将铜扫选泡沫返回铜粗选步骤中。其中，第一铜捕收剂中包括75％的丁铵黑药、17％的硫氮腈酯以及8％的乙二醇丁基醚。将铜粗选精矿进行两次空白精选，在第一次铜精选过程中添加300g/t的氧化钙，得铜精矿。并将第一次精选所得中矿返回粗选作业，第二次精选所得尾矿返回第一次精选作业。

在铜粗选尾矿中加入20g/t的第二铜捕收剂搅拌4min后进行铜扫选，浮选时间4min，得铜尾矿。其中，上述第二铜捕收剂与第一捕铜收剂在组成上相同。继续向铜尾矿中加入200g/t的硫酸铜以提高钴的可浮性，并往铜尾矿中加入80g/t的丁基黄原酸钠、15g/t的甲基异丁基甲醇，浮选时间5min，得钴粗选精矿和钴粗选尾矿。将钴粗选精矿进行两次钴精选，在第一次钴精选中加入200g/t的羧甲基纤维素钠，每次钴精选的时间为4min，得钴精矿，其中，将第一钴精选中矿返回钴粗选步骤，将第二钴精选尾矿返回第一次钴精选步骤中(如图1所示)。向钴粗选尾矿中继续添加40g/t的丁基黄原酸钠进行两次扫选，浮选5min，得尾矿，并将扫选泡沫产品返回钴粗选作业。

测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

对比例1

对比例1与实施例10的区别在于，第一铜捕收剂中包括75％的丁铵黑药、25％的硫氮腈酯，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

对比例2

对比例2与实施例10的区别在于，第一铜捕收剂中包括80％的丁铵黑药、20％的乙二醇丁基醚，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

对比例3

对比例3与实施例10的区别在于，第一铜捕收剂中包括85％的硫氮腈酯以及15％的乙二醇丁基醚，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

对比例4

对比例4与实施例10的区别在于，第一铜捕收剂中包括60％的丁铵黑药、35％的硫氮腈酯以及5％的乙二醇丁基醚，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

对比例5

对比例5与实施例11的区别在于，第一铜捕收剂中包括100％的丁铵黑药，测量并计算上述铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率。

将实施例1～27、对比例1～5的铜精矿、钴精矿、尾矿的产率及其中Cu、Co的品位和回收率，将结果列于表1。

表1

从以上实施例和对比例的对照中可以看出，缺少本申请的铜捕收剂中的某一成分或者改变各组成成分之间的比例关系，会影响铜捕收剂对铜的选择性浮选能力。当铜捕收剂的捕收能力过强时，会使钴进入铜精矿中，导致钴精矿的钴回收率降低。当铜捕收剂的捕收能力较弱时，铜会进入钴精矿中，导致钴精矿钴品位降低，而且造成铜的损失。

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：

浮选是利用捕收剂与矿物表面的活性点作用，从而使矿物表面疏水上浮的选矿方法。而捕收剂的捕收力及其选择性是影响捕收剂与矿物表面的活性点作用的重要因素。

本申请采用对铜选择性较好的黑药和烃基硫代氨基甲酸酯进行组合，在充分利用这两种药剂对铜矿物的优良选择性的同时，通过协同作用加强了对铜矿物的捕收。而上述铜捕收剂中的醇醚溶剂则作为两亲分子对上述黑药与烃基硫代氨基甲酸酯在含铜矿物表面上的吸附起到了分散作用，使二者在含铜矿物表面上形成更加稳定、均匀的吸附层，且使得黑药与烃基硫代氨基甲酸酯组合后在硫化铜表面上的吸附量多于非组合的二者在硫化铜表面上的吸附量的总和。这一方面使上述黑药、烃基硫代氨基甲酸酯对铜的高选择性和高捕收能力更充分地发挥；另一方面，进一步地促进了二者在功能上的协同作用，使二者的性能得到进一步的互补，从而使最终得到的铜捕收剂的性能明显优于单纯的二者性能的叠加，进而使铜捕收剂具有优良的铜矿物捕收能力和选择性。

因此当利用上述铜捕收剂对硫化铜钴矿进行处理时，铜捕收剂可以将其中的铜尽可能地分离出来，从而减少了铜粗选后的铜尾矿中铜的含量，进而提高了铜尾矿中钴的含量；在对铜尾矿进行钴浮选时有利于钴的选出，进而提高钴的品位和收率。

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。