权利要求
1.一种从磁选铁
尾矿中回收
铜的
浮选抑制剂，其特征在于，所述浮选抑制剂包括：
磺化改性栲胶、三聚氰酸钠、羧甲基壳聚糖和碳酸盐。
2.如权利要求1所述的浮选抑制剂，其特征在于，所述浮选抑制剂以重量份计包括：
磺化改性栲胶 12-20份，三聚氰酸钠 6-12份，羧甲基壳聚糖 1-3份和碳酸盐 6-12份。
3.如权利要求1所述的浮选抑制剂，其特征在于，所述羧甲基壳聚糖的脱乙酰度为80-90%。
4.如权利要求1所述的浮选抑制剂，其特征在于，所述羧甲基壳聚糖的粘度为50-100mP·s。
5.如权利要求1所述的浮选抑制剂，其特征在于，所述碳酸盐包括：碳酸钠、碳酸氢钠、碳酸钾或碳酸氢钾中的一种或至少两种的组合。
6.一种从磁选铁尾矿中回收铜的浮选方法，其特征在于，所述浮选方法包括：
尾矿矿浆经第一粗选和铜扫选得到铜硫粗精矿和尾矿;
将铜硫粗精矿经再磨后进行第一精选，得到铜硫混合精矿;
所述第二粗选的尾矿经分离扫选得到硫精矿;
所述第二粗选与第二精选中添加有如权利要求1-5任一项所述的浮选抑制剂。
7.如权利要求6所述的浮选方法，其特征在于，所述尾矿矿浆中-0.074mm粒级颗粒占所有颗粒质量的百分含量为55-65%;
优选地，所述尾矿矿浆的质量浓度为32-38%。
8.如权利要求6所述的浮选方法，其特征在于，所述第一粗选和铜扫选中所用
浮选药剂包括：总用量为80-160g/t的
捕收剂，和总用量为10-30g/t的起泡剂;
优选地，所述第一粗选中所用捕收剂的用量为总用量的68-72%，起泡剂的用量为总用量的78-82%;
优选地，所述第一粗选至少进行1次;
优选地，所述第一粗选≥2次，第一粗选所得中矿循序返回前一作业;
优选地，所述铜扫选至少进行2次;
优选地，所述铜扫选所得中矿循序返回前一作业。
9.如权利要求6所述的浮选方法，其特征在于，所述再磨包括：将粗精矿再磨至-0.037mm粒级颗粒占所有颗粒的质量百分含量≥85%;
优选地，所述再磨所得矿浆的质量浓度为26-30%;
优选地，所述第一精选的方式包括：空白精选;
优选地，所述第一精选至少进行3次;
优选地，所述第一精选所得中矿循序返回前一作业。
10.如权利要求6所述的浮选方法，其特征在于，所述第二粗选中控制矿浆pH值为8-9;
优选地，所述第二粗选中浮选抑制剂用量为100-500g/t;
优选地，所述第二精选中控制矿浆pH值为8-9;
优选地，所述第二精选中浮选抑制剂用量为20-100g/t;
优选地，所述第二精选至少进行3次;
优选地，所述第二精选所得中矿循序返回前一作业;
优选地，单次所述第二精选中控制矿浆的搅拌时间为2-4min;
优选地，所述分离扫选中添加有捕收剂，添加量为1-5g/t;
优选地，所述分离扫选至少进行1次;
优选地，单次所述分离扫选中控制矿浆的搅拌时间为2-4min;
优选地，所述分离扫选≥2次，所述分离扫选所得中矿循序返回前一作业。
说明书
技术领域
[0001]本发明涉及矿物浮选技术领域，具体涉及一种从磁选铁尾矿回收铜的浮选抑制剂和浮选方法，尤其涉及一种替代石灰高碱铜硫分离工艺、适配
低品位、细粒、微细粒铜矿物占比高的低品位铁尾矿浮选场景。
背景技术
[0002]目前，针对磁选铁尾矿的铜硫分离主流工艺为石灰高碱抑硫浮铜，仍存在诸多亟待解决的问题：
[0003]①石灰用量大，矿浆pH通常>12，泡沫发粘、精矿过滤困难;
[0004]②管道与设备结钙严重、加药不稳定，生产指标波动大;
[0005]③黄铁矿被强碱深度钝化，后续回收硫需强酸活化，腐蚀设备、环保压力大;
[0006]④尾矿高碱外排受限，废水处理成本高。
[0007]虽然现有技术中采用低碱/无碱抑制剂进行抑硫浮铜，但现有低碱/无碱抑制剂多存在以下不足：
[0008]①单一抑制剂抑制能力不足，难以适配低品位尾矿;
[0009]②对磁选尾矿含泥、细粒、贫铜贫硫特性适配性差;
[0010]③与现场捕收剂体系兼容性弱，工业化落地难。
[0011]综上可知，当前亟需研发一种低碱、高效、可替代石灰的铜硫分离抑制剂，实现铜硫高效分离和回收，以解决低品位铁尾矿资源高值化利用的难题。
发明内容
[0012]鉴于现有技术中存在的问题，本发明的目的在于提供一种从磁选铁尾矿回收铜的浮选抑制剂和浮选方法，以解决现有铁尾矿铜硫回收工艺中石灰高碱分离存在的诸多弊端，实现铜和硫在低碱条件下高效、清洁的分离。
[0013]为达此目的，本发明采用以下技术方案：
[0014]第一方面，本发明提供了一种从磁选铁尾矿中回收铜的浮选抑制剂，所述浮选抑制剂包括：
[0015]磺化改性栲胶、三聚氰酸钠、羧甲基壳聚糖和碳酸盐。
[0016]本发明提供的浮选抑制剂，通过各组分间的协同效果，在矿浆pH值为8-9即可实现黄铁矿高效选择性抑制，对黄铜矿无明显抑制作用，能够适配低品位、细粒嵌布磁选铁尾矿，解决了传统石灰高碱工艺泡沫发粘、设备结垢、尾矿高碱难达标等问题，具有低碱、高效、环保等优点，工业化应用前景广阔。
[0017]作为本发明优选的技术方案，所述浮选抑制剂以重量份计包括：
[0018]磺化改性栲胶 12-20份，三聚氰酸钠 6-12份，羧甲基壳聚糖 1-3份和碳酸盐 6-12份。
[0019]作为本发明优选的技术方案，所述羧甲基壳聚糖的脱乙酰度为80-90%。
[0020]作为本发明优选的技术方案，所述羧甲基壳聚糖的粘度为50-100mP·s。
[0021]作为本发明优选的技术方案，所述碳酸盐包括：碳酸钠、碳酸氢钠、碳酸钾或碳酸氢钾中的一种或至少两种的组合。
[0022]第二方面，本发明提供了一种从磁选铁尾矿中回收铜的浮选方法，所述浮选方法包括：
[0023]尾矿矿浆经第一粗选和铜扫选得到铜硫粗精矿和尾矿;
[0024]将铜硫粗精矿经再磨后进行第一精选，得到铜硫混合精矿;
[0025]铜硫混合精矿经第二粗选和第二精选得到铜精矿;
[0026]所述第二粗选的尾矿经分离扫选得到硫精矿;
[0027]所述第二粗选与第二精选中添加有如第一方面所述的浮选抑制剂。
[0028]作为本发明优选的技术方案，所述尾矿矿浆中-0.074mm粒级颗粒占所有颗粒质量的百分含量为55-65%。
[0029]优选地，所述尾矿矿浆的质量浓度为32-38%。
[0030]作为本发明优选的技术方案，所述第一粗选和铜扫选中所用浮选药剂包括：总用量为80-160g/t的捕收剂，和总用量为10-30g/t的起泡剂。
[0031]优选地，所述第一粗选中所用捕收剂的用量为总用量的68-72%，起泡剂的用量为总用量的78-82%。
[0032]优选地，所述第一粗选至少进行1次。
[0033]优选地，所述第一粗选≥2次，第一粗选所得中矿循序返回前一作业。
[0034]优选地，所述铜扫选至少进行2次。
[0035]优选地，所述铜扫选所得中矿循序返回前一作业。
[0036]作为本发明优选的技术方案，所述再磨包括：将粗精矿再磨至-0.037mm粒级颗粒占所有颗粒的质量百分含量≥85%。
[0037]优选地，所述再磨所得矿浆的质量浓度为26-30%。
[0038]优选地，所述第一精选的方式包括：空白精选。
[0039]优选地，所述第一精选至少进行3次。
[0040]优选地，所述第一精选所得中矿循序返回前一作业。
[0041]作为本发明优选的技术方案，所述第二粗选中控制矿浆pH值为8-9。
[0042]优选地，所述第二粗选中浮选抑制剂用量为100-500g/t。
[0043]优选地，所述第二精选中控制矿浆pH值为8-9。
[0044]优选地，所述第二精选中浮选抑制剂用量为20-100g/t。
[0045]优选地，所述第二精选至少进行3次。
[0046]优选地，所述第二精选所得中矿循序返回前一作业。
[0047]优选地，单次所述第二精选中控制矿浆的搅拌时间为2-4min。
[0048]优选地，所述分离扫选中添加有捕收剂，添加量为1-5g/t。
[0049]优选地，所述分离扫选至少进行1次。
[0050]优选地，单次所述分离扫选中控制矿浆的搅拌时间为2-4min。
[0051]优选地，所述分离扫选≥2次，所述分离扫选所得中矿循序返回前一作业。
[0052]与现有技术方案相比，本发明具有以下有益效果：
[0053](1)低碱替代石灰：在矿浆pH值为8-9即可实现高效抑硫，彻底解决高碱泡沫发粘、结垢、尾矿难处理问题。
[0054](2)选择性强：只抑制黄铁矿、对铜矿物影响小，适配低品位、细粒、含泥磁选尾矿。
[0055](3)工艺兼容：与现有混浮捕收剂、起泡剂、设备完全兼容，无需改造，直接工业化。
附图说明
[0056]图1是发明实施例中提供从磁选铁尾矿回收铜的浮选方法的示例流程图。
[0057]下面对本发明进一步详细说明。但下述的实例仅仅是本发明的简易例子，并不代表或限制本发明的权利保护范围，本发明的保护范围以权利要求书为准。
具体实施方式
[0058]为更好地说明本发明，便于理解本发明的技术方案，本发明的典型但非限制性的实施例如下：
[0059]低品位磁选铁尾矿作为铁矿选矿的主要固体废弃物，堆存量巨大，不仅占用土地资源，还存在潜在的环境风险，而其中伴生的铜、硫等有价元素虽单体品位低，但总量可观，具备重要的综合回收价值。目前针对该类尾矿的铜硫分离主流工艺为石灰高碱抑硫浮铜，该工艺虽应用广泛，但仍存在诸多亟待解决的问题：①石灰用量大，矿浆pH通常>12，导致泡沫发粘、精矿过滤困难，影响生产效率;②管道与设备结钙严重、加药稳定性差，易造成生产指标波动，增加设备维护成本;③黄铁矿被强碱深度钝化，后续回收硫需采用强酸活化，既腐蚀生产设备，又加大环保处理压力;④尾矿高碱外排受到严格限制，配套废水处理工艺复杂、成本高昂。与此同时，现有低碱/无碱抑制剂也存在明显不足，如单一抑制剂抑制能力不足，难以适配低品位尾矿;对磁选尾矿含泥、细粒、贫铜贫硫的特性适配性差;与现场捕收剂体系兼容性弱，工业化落地难度大。基于此，本发明针对上述工艺弊端及现有抑制剂缺陷，通过创新性的组分复配，制备出对硫矿物选择性强、抑制效果稳定、搭配浮选工艺，替代传统石灰高碱抑硫浮铜工艺，解决高碱抑硫带来的一系列问题，实现铜硫资源的高效分离与综合回收，具体如下：
[0060]一、本实施例提供了一种从磁选铁尾矿中回收铜的浮选抑制剂，所述浮选抑制剂包括：
[0061]磺化改性栲胶、三聚氰酸钠、羧甲基壳聚糖和碳酸盐。
[0062]本发明中，磺化改性栲胶和三聚氰酸钠优先在黄铁矿表面形成稳定亲水络合物，显著降低可浮性;对黄铜矿几乎不吸附，不影响捕收剂作用，同时配合羧甲基壳聚糖能够显著改善细粒与含泥矿浆分散，减少非选择性夹带，能促进磺化改性栲胶与三聚氰酸钠在矿浆中均匀分散，保证抑制剂与硫矿物充分接触，又能利用其分子链的空间位阻效应，阻碍硫矿物颗粒与捕收剂的碰撞结合，提高精矿品位。
[0063]本发明中，碳酸盐作为体系调节剂，可温和调节矿浆pH值至低碱范围(pH=8-9)，既为抑制剂发挥作用提供适宜的环境，又避免高碱环境对铜矿物浮选的不利影响，同时可降低矿浆中有害杂质的溶出，提升浮选过程的稳定性。
[0064]其中，所述浮选抑制剂以重量份计包括：
[0065]磺化改性栲胶 12-20份，三聚氰酸钠 6-12份，羧甲基壳聚糖 1-3份和碳酸盐 6-12份。
[0066]需要说明的是，本发明中所述浮选抑制剂中，羧甲基壳聚糖的重量份以其固体份的重量计，不包含其中的溶剂。
[0067]本发明中，浮选抑制剂中的磺化改性栲胶，以重量份计为12-20份，例如可以是12份、12.8份、13.6份、14.4份、15.2份、16份、16.8份、17.6份、18.4份、19.2份或20份等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值也符合要求。
[0068]本发明中，浮选抑制剂中的三聚氰酸钠，以重量份计为6-12份，例如可以是6份、6.6份、7.2份、7.8份、8.4份、9份、9.6份、10.2份、10.8份、11.4份或12份等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值也符合要求。
[0069]本发明中，浮选抑制剂中的羧甲基壳聚糖，以重量份计为1-3份，例如可以是1份、1.2份、1.4份、1.6份、1.8份、2份、2.2份、2.4份、2.6份、2.8份或3份等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值也符合要求。
[0070]本发明中，浮选抑制剂中的碳酸盐，以重量份计为6-12份，例如可以是6份、6.6份、7.2份、7.8份、8.4份、9份、9.6份、10.2份、10.8份、11.4份或12份等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值也符合要求。
[0071]本发明中，磺化改性栲胶可依据现有技术将栲胶采用磺化试剂如亚硫酸盐等进行磺化得到，如现有技术CN107011803A，CN1506472A，也可以选择购买市售产品。
[0072]其中，所述羧甲基壳聚糖的脱乙酰度为80-90%，例如可以是80%、81%、82%、83%、84%、85%、86%、87%、88%、89%或90%等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值也符合要求。
[0073]其中，所述羧甲基壳聚糖的粘度为50-100mP·s，例如可以是50mP·s、55mP·s、60mP·s、65mP·s、70mP·s、75mP·s、80mP·s、85mP·s、90mP·s、95mP·s或100mP·s等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值也符合要求。
[0074]本发明中，所述羧甲基壳聚糖的粘度，是羧甲基壳聚糖水溶液(质量浓度为1%)的粘度，粘度在25℃下测试得到。
[0075]其中，所述碳酸盐包括：碳酸钠、碳酸氢钠、碳酸钾或碳酸氢钾中的一种或至少两种的组合。
[0076]二、本实施例提供了一种从磁选铁尾矿中回收铜的浮选方法，示例性的流程如图1所示，所述浮选方法包括：
[0077]尾矿矿浆经第一粗选和铜扫选得到铜硫粗精矿和尾矿;
[0078]将铜硫粗精矿经再磨后进行第一精选，得到铜硫混合精矿;
[0079]铜硫混合精矿经第二粗选和第二精选得到铜精矿;
[0080]所述第二粗选的尾矿经分离扫选得到硫精矿;
[0081]所述第二粗选与第二精选中添加有浮选抑制剂。
[0082]本发明中，调制尾矿矿浆中所用磁选铁尾矿的铜品位≤0.082%，硫品位≤0.77%。
[0083]其中，所述尾矿矿浆中-0.074mm粒级颗粒占所有颗粒质量的百分含量为55-65%，例如可以是55%、56%、57%、58%、59%、60%、61%、62%、63%、64%或65%等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值也符合要求。
[0084]本发明中，控制第一粗选时矿浆中颗粒的细度既能避免磨矿过细导致泥化，又能保证铜矿物与脉石矿物的初步解离，为后续浮选及低碱分离奠定基础。
[0085]其中，所述尾矿矿浆的质量浓度为32-38%，例如可以是32%、32.6%、33.2%、33.8%、34.4%、35%、35.6%、36.2%、36.8%、37.4%或38%等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值也符合要求。
[0086]其中，所述第一粗选和铜扫选中所用浮选药剂包括：总用量为80-160g/t的捕收剂，例如可以是80g/t、88g/t、96g/t、104g/t、112g/t、120g/t、128g/t、136g/t、144g/t、152g/t或160g/t等，和总用量为10-30g/t的起泡剂，例如可以是10g/t、12g/t、14g/t、16g/t、18g/t、20g/t、22g/t、24g/t、26g/t、28g/t或30g/t等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值也符合要求。
[0087]本发明中，浮选过程中所用的捕收剂和起泡剂可依据实际要求参考现有技术进行合理选择市售产品或依据现有技术制备得到的相关药剂，如捕收剂可选择为乙硫胺酯、酯105、PAC，起泡剂可选择为2#油、MIBC(甲基异丁基甲醇)、BK204。
[0088]本发明中，浮选中的捕收剂在使用过程中，捕收剂的使用量具体依据尾矿中铜的品位进行合理设计，如尾矿中铜品位较低，捕收剂和起泡剂的用量按基础用量降低，避免药剂过量导致精矿品位降低，同时降低选矿成本。
[0089]其中，所述第一粗选中所用捕收剂的用量为总用量的68-72%，例如可以是68%、68.4%、68.8%、69.2%、69.6%、70%、70.4%、70.8%、71.2%、71.6%或72%等，起泡剂的用量为总用量的78-82%，例如可以是78%、78.4%、78.8%、79.2%、79.6%、80%、80.4%、80.8%、81.2%、81.6%或82%等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值也符合要求。
[0090]本发明中，铜扫选中所用浮选药剂的用量为第一粗选所用浮选药剂的余量。
[0091]其中，所述第一粗选至少进行1次。
[0092]其中，所述第一粗选≥2次，第一粗选所得中矿循序返回前一作业。
[0093]其中，所述铜扫选至少进行2次。
[0094]其中，所述铜扫选所得中矿循序返回前一作业。
[0095]本发明中，第一粗选和铜扫选中各自所用浮选药剂的用量，均为进行多次时的总用量，单次第一粗选或铜扫选中浮选药剂的用量具体依据实际需求进行合理配置即可。
[0096]其中，所述再磨包括：将粗精矿再磨至-0.037mm粒级颗粒占所有颗粒的质量百分含量≥85%，例如可以是85%、86.5%、88%、89.5%、91%、92.5%、94%、95.5%、97%、98.5%或100%等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值也符合要求。
[0097]本发明中，通过再磨能有效打破
铜硫矿物与脉石矿物的连生体，提升铜硫矿物的单体解离度，解决传统工艺解离不足导致的精选指标差的问题，同时使铜矿物表面暴露更充分，为后续铜硫高效分离提供保障。
[0098]其中，所述再磨所得矿浆的质量浓度为26-30%，例如可以是26%、26.4%、26.8%、27.2%、27.6%、28%、28.4%、28.8%、29.2%、29.6%或30%等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值也符合要求。
[0099]其中，所述第一精选的方式包括：空白精选。
[0100]本发明中，空白精选，是指采用在不添加药剂的条件下进行浮选。
[0101]本发明中，空白精选能够利用铜硫矿物与脉石矿物表面性质的差异，在无药剂干扰的情况下脱除粗精矿中的脉石矿物，提升混合精矿的基础品位，同时避免外加药剂残留对后续低碱铜硫分离的干扰，中矿返回流程进一步保障有价元素回收率。
[0102]其中，所述第一精选至少进行3次。
[0103]其中，所述第一精选所得中矿循序返回前一作业。
[0104]其中，所述第二粗选中控制矿浆pH值为8-9，例如可以是8、8.1、8.2、8.3、8.4.、8.5、8.6、8.7、8.8、8.9或9等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值也符合要求。
[0105]其中，所述第二粗选中浮选抑制剂用量为100-500g/t，例如可以是100g/t、140g/t、180g/t、220g/t、260g/t、300g/t、340g/t、380g/t、420g/t、460g/t或500g/t等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值也符合要求。
[0106]其中，所述第二精选中控制矿浆pH值为8-9，例如可以是8、8.1、8.2、8.3、8.4.、8.5、8.6、8.7、8.8、8.9或9等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值也符合要求。
[0107]其中，所述第二精选中浮选抑制剂用量为20-100g/t，例如可以是20g/t、28g/t、36g/t、44g/t、52g/t、60g/t、68g/t、76g/t、84g/t、92g/t或100g/t等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值也符合要求。
[0108]其中，所述第二精选至少进行3次。
[0109]其中，所述第二精选所得中矿循序返回前一作业。
[0110]其中，单次所述第二精选中控制矿浆的搅拌时间为2-4min，例如可以是2min、2.2min、2.4min、2.6min、2.8min、3min、3.2min、3.4min、3.6min、3.8min或4min等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值也符合要求。
[0111]其中，所述分离扫选中添加有捕收剂，添加量为1-5g/t，例如可以是1g/t、1.4g/t、1.8g/t、2.2g/t、2.6g/t、3g/t、3.4g/t、3.8g/t、4.2g/t、4.6g/t或5g/t等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值也符合要求。
[0112]其中，所述分离扫选至少进行1次。
[0113]其中，单次所述分离扫选中控制矿浆的搅拌时间为2-4min，例如可以是2min、2.2min、2.4min、2.6min、2.8min、3min、3.2min、3.4min、3.6min、3.8min或4min等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值也符合要求。
[0114]其中，所述分离扫选≥2次，所述分离扫选所得中矿循序返回前一作业。
[0115]三、为了阐明本发明提供浮选抑制剂所能达到的浮选效果，采用如下示例进行说明，具体如下：
[0116]实施例1
[0117]本实施例提供一种从磁选铁尾矿中回收铜的浮选抑制剂及具体的浮选使用过程，具体如下：
[0118]抑制剂配比(重量份)：磺化改性栲胶(迈德昊MDH25429) 15份、三聚氰酸钠 9份、羧甲基壳聚糖(脱乙酰度为80%，粘度为50mP·s) 2份、碳酸钠 9份。
[0119]浮选原料：承德低品位磁选铁尾矿，以质量百分含量计：含Cu 0.082%，含S 0.77%。
[0120]浮选流程：
[0121]①调浆磨矿：矿样磨至-0.074mm粒级占60%，矿浆浓度为35%;
[0122]②铜硫混浮：1粗2扫，捕收剂(乙硫胺酯)总用量为150g/t，起泡剂(MIBC)总用量为20g/t，粗选中所用捕收剂的用量为总用量的70%，起泡剂的用量为总用量的80%;
[0123]③粗精矿再磨：再磨至-0.037mm粒级占85%，矿浆浓度为28%;
[0124]④空白精选：3次空白精选，得到铜硫混合精矿;
[0125]⑤低碱铜硫分离：1粗3精1扫，粗选中加入浮选抑制剂 200g/t，pH=9;精选时加入浮选抑制剂 80g/t，pH=8.5，单次精选中矿浆的搅拌时间为3min;分离扫选中捕收剂(乙硫胺酯)的添加量为3g/t，矿浆的搅拌时间为3min。
[0126]实施例2
[0127]本实施例提供一种从磁选铁尾矿中回收铜的浮选抑制剂及具体的浮选使用过程，与实施例1的区别仅在于：
[0128]抑制剂配比(重量份)：磺化改性栲胶(迈德昊MDH25429) 14份、三聚氰酸钠 7份、羧甲基壳聚糖(脱乙酰度为90%，粘度为100mP·s) 1.5份、碳酸钠 8份。
[0129]浮选原料：磁选铁尾矿，以质量百分含量计：含Cu 0.036%，含S 0.35%。
[0130]低碱铜硫分离：1粗3精1扫，粗选中加入浮选抑制剂 150g/t，pH=8.5;精选时加入浮选抑制剂 80g/t，pH=8.5;
[0131]实施例3
[0132]与实施例1的区别仅在于浮选抑制剂中磺化改性栲胶SMK的重量份为10份。
[0133]实施例4
[0134]与实施例1的区别仅在于浮选抑制剂中磺化改性栲胶SMK的重量份为25份。
[0135]实施例5
[0136]与实施例1的区别仅在于浮选抑制剂中三聚氰酸钠的重量份为4份。
[0137]实施例6
[0138]与实施例1的区别仅在于浮选抑制剂中三聚氰酸钠的重量份为14份。
[0139]实施例7
[0140]与实施例1的区别仅在于浮选抑制剂中羧甲基壳聚糖的重量份为0.5份。
[0141]实施例8
[0142]与实施例1的区别仅在于浮选抑制剂中羧甲基壳聚糖的重量份为5份。
[0143]实施例9
[0144]与实施例1的区别仅在于浮选抑制剂中碳酸盐的重量份为5份。
[0145]实施例10
[0146]与实施例1的区别仅在于浮选抑制剂中碳酸盐的重量份为15份。
[0147]实施例11
[0148]与实施例1的区别仅在于浮选抑制剂中羧甲基壳聚糖的脱乙酰度为70%。
[0149]实施例12
[0150]与实施例1的区别仅在于浮选抑制剂中羧甲基壳聚糖的脱乙酰度为95%。
[0151]实施例13
[0152]与实施例1的区别仅在于浮选抑制剂中羧甲基壳聚糖的粘度为30mP·s。
[0153]实施例14
[0154]与实施例1的区别仅在于浮选抑制剂中羧甲基壳聚糖的粘度为150mP·s。
[0155]对比例1
[0156]本示例采用传统石灰工艺，抑制剂采用石灰，用量为2000g/t，pH=12.0，其余同实施例1。
[0157]对比例2
[0158]与实施例1的区别仅在于将浮选抑制剂替换为等量的磺化栲胶。
[0159]对比例3
[0160]与实施例1的区别仅在于将浮选抑制剂替换为等量的羧甲基壳聚糖。
[0161]对比例4
[0162]与实施例1的区别仅在于将浮选抑制剂中的磺化栲胶替换为等量的栲胶。
[0163]对比例5
[0164]与实施例1的区别仅在于将浮选抑制剂中的磺化栲胶替换为等量的邻苯二酚。
[0165]对比例6
[0166]与实施例1的区别仅在于将浮选抑制剂中的三聚氰酸钠替换为等量的碳化三聚氰酸钠。
[0167]对比例7
[0168]与实施例1的区别仅在于将浮选抑制剂中的羧甲基壳聚糖替换为等量的巯基壳聚糖。
[0169]对比例8
[0170]与实施例1的区别仅在于将浮选抑制剂中的羧甲基壳聚糖替换为等量的壳聚糖。
[0171]上述实施例和对比例的浮选结果指标如下表1。
[0172]表1
[0173]
[0174]由表1可知，本发明提供的方案中，通过各组分间的协同效果，在矿浆pH值为8-9即可实现黄铁矿高效选择性抑制，对黄铜矿无明显抑制作用，能够适配低品位、细粒嵌布磁选铁尾矿，能够获得Cu品位≥19.22%、回收率≥72.50%的铜精矿，优选方案下可获得Cu品位≥20.08%、回收率≥74.59%的铜精矿，解决了传统石灰高碱工艺泡沫发粘、设备结垢、尾矿高碱难达标等问题，具有低碱、高效、环保等优点，工业化应用前景广阔。
[0175]以上详细描述了本发明的优选实施方式，但是，本发明并不限于上述实施方式中的具体细节，在本发明的技术构思范围内，可以对本发明的技术方案进行多种简单变型，这些简单变型均属于本发明的保护范围。
[0176]另外需要说明的是，在上述具体实施方式中所描述的各个具体技术特征，在不矛盾的情况下，可以通过任何合适的方式进行组合，为了避免不必要的重复，本发明对各种可能的组合方式不再另行说明。
[0177]此外，本发明的各种不同的实施方式之间也可以进行任意组合，只要其不违背本发明的思想，其同样应当视为本发明所公开的内容。
说明书附图(1)
声明：
“从磁选铁尾矿回收铜的浮选抑制剂和浮选方法” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：北方有色网
来源：北矿化学科技（沧州）有限公司
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