本发明涉及一种氧化铜矿的浮选方法。
背景技术：
我国氧化铜矿储量丰富，是我国铜资源的重要组成部分。在铜矿资源中，除大多数硫化铜矿床上部有氧化带外，还有储量巨大的独立的氧化铜矿床，在具有工业开采价值的铜矿石中，氧化铜矿和混合铜矿约占我国铜资源的25%。并且我国的铜资源呈现出四多四少的现状:贫矿多，富矿少；共(伴)生矿床多，单一矿床少；中小型矿多，大型特大型矿少；难采难选矿多，易采易选矿少。随着铜矿资源的不断开发利用，易处理资源量不断减少，难处理资源比例不断增大，尤其是难处理氧化铜矿资源保有一定储量。然而，难处理氧化铜矿一直存在资源宝贵却又难于加工利用的问题。因此，开发氧化铜矿已引起人们的高度重视，特别是难处理氧化铜矿的开发利用已成为选矿工作者研究的重点。
技术实现要素：
本发明旨在克服现有技术的不足，提供一种氧化铜矿的浮选方法。
为了达到上述目的，本发明提供的技术方案为：
所述氧化铜矿的浮选方法包括如下步骤：
（1）破碎磨矿：将破碎后的氧化铜矿石输入磨矿系统进行磨矿处理，得磨矿后的矿料，所述矿料中矿粒粒径为-0.074±0.01mm的矿粒占磨矿产品总量的60—90%；
（2）将矿料进行浮选：
当硫化铜在铜矿物中分布率小于等于15%时，采用同步浮选方式，所述同步浮选方式包括粗选、精选和扫选；粗选时，向每t矿料中加入1000—3000g石灰，调整矿料pH值为9—11，然后向每t矿料中加入3000—5000g硫化钠、100—200g磷酸乙二胺盐、50—150g2,5-二硫酚-1,3,4-硫代二唑、20—40g戊基黄药、20—40g壬基异肟酸、10—20g松油醇起泡剂，第一次粗选后得第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿，第一次粗选尾矿进行第二次粗选，得第二次粗选精矿和第二次粗选尾矿；将第一次粗选精矿与第二次粗选精矿合并后进行三次精选和两次精扫选，得铜精矿，对第二次粗选尾矿进行两次扫选产出尾矿，在所述精扫选和扫选时，向每t精选尾矿中加入450—550g硫化钠；
当矿料中硫化铜在铜矿物中分布率大于15%时，采用异步浮选方式，所述异步浮选方式包括硫化铜浮选和氧化铜浮选，所述硫化铜浮选和氧化铜浮选均包括粗选、精选和扫选；
硫化铜浮选时是对矿料进行一次粗选，所述粗选时，向每t矿料中加入1000—3000g石灰，调整矿料pH值为9—11，然后向每t矿料中加入20—40g丙基黄药、10—20g松油醇起泡剂，得硫化铜粗选精矿和硫化铜粗选尾矿；对硫化铜粗选精矿进行两次精选，得硫化铜精矿；对硫化铜粗选尾矿进行一次扫选，所述扫选时，向每t硫化铜扫选尾矿中加入10—20g丙基黄药，得硫化铜扫选尾矿；
氧化铜浮选时是对硫化铜扫选尾矿进行一次粗选，所述粗选时，向每t硫化铜扫选尾矿中加入500—1000g石灰、3000—5000g硫化钠、100—200g磷酸乙二胺盐、50—150g2,5-二硫酚-1,3,4-硫代二唑、20—40g戊基黄药、20—40g壬基异肟酸、10—20g松油醇起泡剂，得氧化铜粗选精矿和氧化铜粗选尾矿；对氧化铜粗选精矿进行两次精选，得氧化铜精矿；对氧化铜粗选尾矿进行两次扫选，所述扫选时，向每t氧化铜粗选尾矿中加入450—550g硫化钠，得尾矿。
下面对本发明作进一步说明：
在浮选过程依氧化铜矿中硫化铜分布率不同而采取同步浮选和异步浮选，这样可以有效的综合回收矿石中的铜金属。采用同步浮选工艺，可以获得单一的铜精矿，同时浮选硫化铜矿物和氧化铜矿物。采用异步浮选工艺先浮选易浮的硫化铜矿物，获得一个硫化铜精矿，然后再进一步对矿石中的氧化铜进行浮选，获得一个氧化铜精矿，这样可以有效的避免硫化铜矿物和氧化铜矿物一起精选可能造成对精矿品位和回收率都降低的影响。
本发明中，针对氧化铜矿物浮选的捕收剂为戊基黄药和壬基异肟酸，组合药剂对采用硫化法硫化后的氧化铜矿捕收能力强，而对其它氧化类的脉石不起作用，如方解石、石英等。
本发明中，为了强化氧化铜矿物的浮选，针对浮选过程采用了磷酸乙二胺盐和2,5-二硫酚-1,3,4-硫代二唑作为浮选活化剂，可以大幅度提高氧化铜的浮选回收率。主要是磷酸乙二胺盐能显著地增加氧化铜矿物在硫化钠环境中的硫化速率，并且增强硫化的选择性。2,5-二硫酚-1,3,4-硫代二唑的添加，能选择性的与氧化铜矿物形成螯合物，从而活化浮选过程。
与现有技术相比，本发明的有益效果为：
（1）针对氧化铜矿物分布的不同，本发明采用同步浮选和异步浮选流程，提高矿石中有价铜元素的回收率，并且有利于产出多类浮选产品，提高产品的价值。
（2）相对于传统的氧化铜浮选，本发明采用戊基黄药和壬基异肟酸的组合成高效的浮选捕收剂，提高了整个铜的回收率与精矿质量。
（3）为了强化氧化铜矿的浮选过程，本发明采用磷酸乙二胺盐和2,5-二硫酚-1,3,4-硫代二唑作为浮选活化剂，这样可以提高浮选效率，同时可以大幅度提高氧化铜的浮选回收率。
附图说明
图1为同步浮选方式时的工艺流程图；
图2为异步浮选方式时的工艺流程图。
具体实施方式
实施例1
使用原矿（含Cu0.87%、S10.23%），原矿的物相分析表明铜矿物中氧化铜在铜矿物分布率为26.3%，其余是硫化铜矿物，硫化铜矿以黄铜矿为主。其它矿物主要是黄铁矿、磁铁矿等，主要脉石是石英、方解石等。
所述氧化铜矿的浮选方法包括如下步骤：
（1）破碎磨矿：将破碎后的氧化铜矿石输入磨矿系统进行磨矿处理，得磨矿后的矿料，所述矿料中矿粒粒径为-0.074mm的矿粒占磨矿产品总量的80%；
（2）将矿料进行浮选：
原矿中硫化铜在铜矿物分布率大于15%时，采用异步浮选方式，所述异步浮选方式包括硫化铜浮选和氧化铜浮选，所述硫化铜浮选和氧化铜浮选均包括粗选、精选和扫选；
硫化铜浮选时是对矿料进行一次粗选，所述粗选时，向每t矿料中加入2000g石灰，调整矿料pH值为10，然后向每t矿料中加入30g丙基黄药、20g松油醇起泡剂，得硫化铜粗选精矿和硫化铜粗选尾矿；对硫化铜粗选精矿进行两次精选，得硫化铜精矿；对硫化铜粗选尾矿进行一次扫选，所述扫选时，向每t硫化铜扫选尾矿中加入10g丙基黄药，得硫化铜扫选尾矿；
氧化铜浮选时是对硫化铜扫选尾矿进行一次粗选，所述粗选时，向每t硫化铜扫选尾矿中加入800g石灰、3000g硫化钠、100g磷酸乙二胺盐、100g2,5-二硫酚-1,3,4-硫代二唑、30g戊基黄药、20g壬基异肟酸、10g松油醇起泡剂，得氧化铜粗选精矿和氧化铜粗选尾矿；对氧化铜粗选精矿进行两次精选，得氧化铜精矿；对氧化铜粗选尾矿进行两次扫选，所述扫选时，向每t氧化铜粗选尾矿中加入400g硫化钠，得尾矿。
浮选产品中硫化铜精矿的铜品位为19.13%，铜回收率为18.67%，氧化铜精矿为22.24%，铜回收率为56.16%，铜总回收率为74.83%。
实施例2
使用原矿（含Cu1.02%、S7.48%），原矿的物相分析表明铜矿物中氧化铜在铜矿物分布率为89.12%，其余是硫化铜矿物，硫化铜矿以黄铜矿为主。其它矿物主要是黄铁矿、磁铁矿等，主要脉石是石英、方解石等。
所述氧化铜矿的浮选方法包括如下步骤：
（1）破碎磨矿：将破碎后的氧化铜矿石输入磨矿系统进行磨矿处理，得磨矿后的矿料，所述矿料中矿粒粒径为-0.074mm的矿粒占磨矿产品总量的80%；
（2）将矿料进行浮选：
矿料中硫化铜在铜矿物分布率小于15%时，因而采用同步浮选方式；
在第一次铜粗选时，加入石灰2000g/t原矿，调整矿浆pH值为10，然后在矿浆中按每t原矿中加入5000g硫化钠、150g磷酸乙二胺盐、100g2,5-二硫酚-1,3,4-硫代二唑、30g戊基黄药、30g壬基异肟酸和20g松油醇起泡剂，第一次粗选尾矿进行第二次粗选，第二次粗选药剂制度为第一次粗选药制制度的一半，两次粗选精矿合并进行三次精选和两次精扫选得铜精矿，将对粗选尾矿进行两次扫选产出尾矿，所述精扫选和扫选时，向矿浆中按每t矿量加入硫化钠500g和15g戊基黄药，得尾矿；浮选产品中铜精矿的铜品位为20.12%，铜回收率为80.33%。