铜硫矿石中铜硫的分离方法

摘要

本发明属于选矿工程领域，具体发明了一种铜硫矿石中铜硫的分离方法，包括以下步骤：步骤一，原矿石在磨矿后用硫化钠调浆，使原矿矿浆的pH为7‑10；步骤二，在上述原矿矿浆中加入第一铜捕收剂，进行浮选，得到铜硫混合精矿；步骤三，将活性炭加入所述铜硫混合精矿中，磨矿后，得到第一矿浆；步骤四，将石灰、硫化钠及改性糊精依次加入所述第一矿浆中，搅拌均匀，得到第二矿浆；步骤五，将第二铜捕收剂加入所述第二矿浆中，搅拌均匀，浮选后得到铜精矿，扫选后得到硫精矿。本发明提供的铜硫矿石中铜硫分离方法，其对铜硫的分离效果显著，且对环境友好。

权利要求

1.一种铜硫矿石中铜硫的分离方法，其特征在于，包括以下步骤：步骤一，原矿石在磨矿后用硫化钠调浆，使原矿矿浆的pH为7-10；

步骤二，在上述原矿矿浆中加入第一铜捕收剂，进行浮选，得到铜硫混合精矿；

步骤三，将活性炭加入所述铜硫混合精矿中，磨矿后，得到第一矿浆；

步骤四，将石灰、硫化钠及改性糊精依次加入所述第一矿浆中，搅拌均匀，得到第二矿浆；

其中，所述改性糊精包括以下重量百分比的原料：

糊精70-90%，磷酸三丁酯5-15%，氢氧化钠2.8-8.5%，五硫化二磷2.2-7.5%；

其中，将上述糊精、磷酸三丁酯、氢氧化钠及五硫化二磷加入温度30-45℃的温水中，搅拌均匀，得到所述改性糊精；

其中，所述石灰的投入量为500-3000g/t原矿石，所述硫化钠的投入量为100-1000g/t原矿石，所述改性糊精的投入量为50-500g/t原矿石；

其中，所述石灰、所述硫化钠与所述改性糊精的投入量比例为60:2:1 1:2:60；

~

步骤五，将第二铜捕收剂加入所述第二矿浆中，搅拌均匀，浮选后得到铜精矿，扫选后得到硫精矿。

2.如权利要求1所述的铜硫矿石中铜硫的分离方法，其特征在于，在所述步骤一中，所述硫化钠的投入量为200-1000g/t原矿石；在所述步骤二中，所述第一铜捕收剂为0-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯和丁基黄药，所述0-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯的投入量为

20-120g/t原矿石，所述丁基黄药的投入量为100-240g/t原矿石，所述0-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯和所述丁基黄药的投入量比例为1:12 12:1。

~

3.如权利要求2所述的铜硫矿石中铜硫的分离方法，其特征在于，在所述步骤一中，所述硫化钠的投入量为400-600g/t原矿石；在所述步骤二中，所述0-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯的投入量为80-100g/t原矿石，所述丁基黄药的投入量为160-200g/t原矿石，所述0-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯和所述丁基黄药的投入量比例为1:1.6 1:2.5。

~

4.如权利要求1所述的铜硫矿石中铜硫的分离方法，其特征在于，在所述步骤三中，将投入量为100-300g/t原矿石的活性炭加入所述铜硫混合精矿中，磨矿后，得到细度为-325目的第一矿浆。

5.如权利要求1所述的铜硫矿石中铜硫的分离方法，其特征在于，在所述步骤四中，所述石灰的投入量为1500-3000g/t原矿石，所述硫化钠的投入量为400-600g/t原矿石，所述改性糊精的投入量为250-350g/t原矿石；

其中，所述石灰、所述硫化钠与所述改性糊精的投入量比例为12:1.6:1 1:1.6:12。

~

6.如权利要求1所述的铜硫矿石中铜硫的分离方法，其特征在于，在所述步骤四中，所述改性糊精包括以下重量百分比的原料：糊精80-90%，磷酸三丁酯5-10%，氢氧化钠2.8-5.5%，五硫化二磷2.2-4.5%；

其中，将上述糊精、磷酸三丁酯、氢氧化钠及五硫化二磷加入温度30-45℃的温水中，搅拌均匀，得到所述改性糊精。

7.如权利要求1所述的铜硫矿石中铜硫的分离方法，其特征在于，在所述步骤五中，所述第二铜捕收剂为0-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯，投入量为5-50g/t原矿石。

8.如权利要求1至7中任意一项所述的铜硫矿石中铜硫的分离方法，其特征在于，所述原矿石中的铜矿物为辉铜矿、铜蓝、黄铜矿及孔雀石中的一种或者几种，硫化物为黄铁矿和磁黄铁矿中的一种或者两种。

说明书

铜硫矿石中铜硫的分离方法

技术领域

[0001] 本发明属于选矿工程领域，具体发明了一种铜硫矿石中铜硫的分离方法。

背景技术

[0002] 含有铜蓝、辉铜矿等次生铜矿物的铜硫矿石属典型的难选硫化矿矿石。这种矿石中铜硫矿物的分离在硫化矿分选中是较困难的，其原因是①铜以各种不同形态的铜矿物存在，其可浮性有差异，浮选分离条件复杂，难以控制；②铜硫矿石中的次生硫化铜矿物在矿床中和磨矿过程中会受到不同程度的氧化，而产生硫酸铜、硫酸铁等可溶性盐类，特别是铜离子，它对黄铁矿有活化作用使其可浮性增高，造成铜硫分离困难；③铜硫矿石中的硫化铁2+ 2+ 2- 2-
矿物含量较高，而且容易氧化，氧化后产生的Cu 、Fe 、SO4 、SO3 等，使硫化铁难以抑制，并消耗浮选药剂，破坏抑制作用，导致铜硫分离条件较为复杂。

[0003] 以石灰为代表的高碱工艺是生产中用得最广泛的硫化矿浮选分离工艺，高碱工艺在以黄铜矿为主的铜硫矿石中应用已相当成熟，铜硫分离效果好，可以获得较高的铜精矿品位和回收率，但在含有铜蓝等次生铜矿物的铜硫矿石选矿中，单一石灰法铜硫分离效果较差，还存在操作过程不稳定等问题，因此，研究被铜离子活化的黄铁矿有效抑制剂，在较低石灰用量条件下实现铜蓝等铜矿物与黄铁矿等的分离，对提高矿产资源的综合利用具有重要意义。

发明内容

[0004] 本发明的目的在于，提供一种铜硫矿石中铜硫分离方法，与现有技术相比，本发明反应过程简单和易于控制。

[0005] 本发明还有一个目的在于，提供一种铜硫矿石中铜硫分离方法，其对铜硫的分离效果显著，且对环境友好。

[0006] 本发明提供的一种铜硫矿石中铜硫的分离方法，包括以下步骤：

[0007] 步骤一，原矿石在磨矿后用硫化钠调浆，使原矿矿浆的pH为7-10；

[0008] 步骤二，在上述原矿矿浆中加入第一铜捕收剂，进行浮选，得到铜硫混合精矿；

[0009] 步骤三，将活性炭加入所述铜硫混合精矿中，磨矿后，得到第一矿浆；

[0010] 步骤四，将石灰、硫化钠及改性糊精依次加入所述第一矿浆中，搅拌均匀，得到第二矿浆；

[0011] 步骤五，将第二铜捕收剂加入所述第二矿浆中，搅拌均匀，浮选后得到铜精矿，扫选后得到硫精矿。

[0012] 本发明提供的分离方法，其易于实现地应用于含有铜蓝、辉铜矿等次生铜矿物的铜硫矿石中铜硫分离，采用该方法得到的铜精矿品位达20％以上，铜回收率74％-80％，分离效果显著。

[0013] 药剂硫化钠在水溶液中可完全电离产生大量S2-，电离出的S2-能与次生铜矿物铜蓝所产生的Cu2+反应生成硫化铜沉淀，有效捕收后提高了铜的回收率，同时硫化钠电离出的HS-及S2-也是黄铁矿等硫化矿物抑制剂的有效成分，而改性糊精的添加进一步加强了对黄铁矿等硫化物的有效抑制，铜硫分离效果显著，浮选操作稳定。

[0014] 优选的是，在所述步骤一中，所述硫化钠的投入量为200-1000g/t原矿石；在所述步骤二中，所述第一铜捕收剂为0-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯和丁基黄药，所述0-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯的投入量为20-120g/t原矿石，所述丁基黄药的投入量为100-240g/t原矿石，所述0-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯和所述丁基黄药的投入量比例为1:
12～12:1。

[0015] 两种铜捕收剂的结合所产生的协同效应及其多次试验的结合比例，使得具不同可浮性的铜矿物有效上浮，最终，提高了铜的回收率。

[0016] 优选的是，在所述步骤一中，所述硫化钠的投入量为400-600g/t原矿石；在所述步骤二中，所述0-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯的投入量为80-100g/t原矿石，所述丁基黄药的投入量为160-200g/t原矿石，所述0-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯和所述丁基黄药的投入量比例为1:1.6～1:2.5。

[0017] 优选的是，在所述步骤三中，将投入量为100-300g/t原矿石的活性炭加入所述铜硫混合精矿中，磨矿后，得到细度为-325目的第一矿浆。

[0018] 在所述步骤三中将活性炭加入所述铜硫混合精矿中磨矿，在磨矿过程中脱药，具有磨矿和脱药双重功效，消除多余药剂、重新形成矿物新鲜表面的同时，还使铜矿物、黄铁矿和脉石矿物在-325目时达到单体解离，有利于下一步铜硫分离的顺利进行。

[0019] 优选的是，在所述步骤四中，所述石灰的投入量为500-3000g/t原矿石，所述硫化钠的投入量为100-1000g/t原矿石，所述改性糊精的投入量为50-500g/t原矿石；

[0020] 其中，所述石灰、所述硫化钠与所述改性糊精的投入量比例为60:2:1～1:2:60。

[0021] 硫化钠和改性糊精对硫铁矿有良好的抑制作用，且本发明中改性糊精，其药剂毒性小，对环境友好。硫化钠和改性糊精的结合，其中，改性糊精只需要添加少量，几乎不增加成本，即可使得铜精矿品味达到20％，铜回收率提到74％-80％，即使铜回收率和铜精矿品味明显提高，取得了意想不到的有益效果。

[0022] 优选的是，在所述步骤四中，所述石灰的投入量为1500-3000g/t原矿石，所述硫化钠的投入量为400-600g/t原矿石，所述改性糊精的投入量为250-350g/t原矿石；

[0023] 其中，所述石灰、所述硫化钠与所述改性糊精的投入量比例为12:1.6:1～1:1.6:12。

[0024] 优选的是，在所述步骤四中，所述改性糊精包括以下重量百分比的原料：

[0025] 糊精70-90％，磷酸三丁酯5-15％，氢氧化钠2.8-8.5％，五硫化二磷2.2-7.5％；

[0026] 其中，将上述糊精、磷酸三丁酯、氢氧化钠及五硫化二磷加入温度30-45℃的温水中，搅拌均匀，得到所述改性糊精。

[0027] 所述改性糊精的合成简单易操作，且原料便宜易得，使用上述改性糊精，使得本发明的铜回收率和铜精矿品位明显提高。

[0028] 由于含次生铜的铜硫矿石中黄铁矿的浮游性极高，在铜硫分离时较难抑制，故首次将糊精及改性糊精应用于铜硫分离作业，但由于糊精可溶性较差，影响铜硫分离效果，而添加了氢氧化钠、磷酸三丁酯、氢氧化钠及五硫化二磷的改性糊精，这使得糊精易溶的同时，适量消除浮选泡沫、减少活性炭用量，更重要的是提高了铜精矿品位；另外，使用改性糊精后，可以产生新鲜的HS-加强对高活性的黄铁矿的抑制。

[0029] 优选的是，在所述步骤四中，所述改性糊精包括以下重量百分比的原料：

[0030] 糊精80-90％，磷酸三丁酯5-10％，氢氧化钠2.8-5.5％，五硫化二磷2.2-4.5％；

[0031] 其中，将上述糊精、磷酸三丁酯、氢氧化钠及五硫化二磷加入温度30-45℃的温水中，搅拌均匀，得到所述改性糊精。

[0032] 优选的是，在所述步骤五中，所述第二铜捕收剂为0-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯，投入量为5-50g/t原矿石。

[0033] 在所述步骤五中，所述添加第二铜捕收剂是因为在所述步骤三中加入活性炭脱药和所述步骤四中添加石灰、硫化钠、改性糊精消泡并抑制黄铁矿的同时，也脱除了铜矿物表面所吸附的药剂。

[0034] 优选的是，所述原矿石中的铜矿物为辉铜矿、铜蓝、黄铜矿及孔雀石中的一种或者几种，硫化物为黄铁矿和磁黄铁矿中的一种或者两种。

[0035] 含有铜蓝、辉铜矿等次生铜矿物的铜硫矿石属典型的难选硫化矿矿石。这种矿石中铜硫矿物的分离在硫化矿分选中是较困难的，本发明专门针对含有次生铜矿物的难选铜硫矿石选矿中进行铜硫的分离，分离的效果显著。

[0036] 本发明的优点在于：

[0037] 1、本发明提供的铜硫矿石中铜硫的分离方法，其过程当中使用的原料便宜易得，药剂毒性小，对环境友好。

[0038] 2、本发明提供的铜硫矿石中铜硫的分离方法，其应过程简单，且易于控制。

[0039] 3、本发明提供的铜硫矿石中铜硫的分离方法，其得到的铜精矿品位达20％以上，铜回收率为74％-80％，使得铜硫分离效果显著，且浮选操作稳定。

[0040] 4、本发明提供的铜硫矿石中铜硫的分离方法，其采用的硫化钠和改性糊精对硫铁矿有良好的抑制作用。

附图说明

[0041] 图1是本发明提供的铜硫矿石中铜硫的分离方法的流程图。

具体实施方式

[0042] 下面结合附图对本发明做进一步的详细说明，以令本领域技术人员参照说明书文字能够据以实施。

[0043] 本发明提供的铜硫矿矿石中铜硫的分离方法，其中所用的原矿石是指从坑道采出未经选矿或未经其他加工过程的矿石，原矿石为含次生铜矿物的难选铜硫矿石，且所述原矿石中的铜矿物为辉铜矿、铜蓝、黄铜矿及孔雀石中的一种或者几种，硫化物为黄铁矿和磁黄铁矿中的一种或者两种。

[0044] 如图1所示，本发明所述一种铜硫矿石中铜硫的分离方法，包括以下步骤：

[0045] 步骤一，原矿石在磨矿后用硫化钠200-1000g/t原矿石调浆，使原矿矿浆的pH为7-10；

[0046] 步骤二，在上述原矿矿浆中加入第一铜捕收剂O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯20-120克/吨原矿石和丁基黄药100-240克/吨原矿石，进行浮选，得到铜硫混合精矿；其中，所述O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯和丁基黄药的投入量比例为1:12～12:1；

[0047] 步骤三，将投入量为100-300g/t原矿石的活性炭加入所述铜硫混合精矿中，磨矿后，得到细度为-325目的第一矿浆；

[0048] 步骤四，将石灰、硫化钠及改性糊精(三种组成组合药剂)依次加入所述第一矿浆中，搅拌均匀，得到第二矿浆；所述石灰的投入量为500-3000g/t原矿石，所述硫化钠的投入量为100-1000g/t原矿石，所述改性糊精的投入量为50-500g/t原矿石；所述石灰、所述硫化钠与所述改性糊精的投入量比例为60:2:1～1:2:60；

[0049] 其中，所述改性糊精包括以下重量百分比的原料：

[0050] 糊精70-90％，磷酸三丁酯5-15％，氢氧化钠2.8-8.5％，五硫化二磷2.2-7.5％；

[0051] 其中，将上述糊精、磷酸三丁酯、氢氧化钠及五硫化二磷加入温度30-45℃的温水中，搅拌均匀，得到所述改性糊精；

[0052] 步骤五，将第二铜捕收剂O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯5-50克/吨原矿石加入搅拌均匀后达到抑制黄铁矿作用的所述第二矿浆中，再次搅拌均匀后进行铜矿物与黄铁矿的分离，浮选的上浮产物经精选得到铜精矿，扫选后槽内产物为硫精矿。

[0053] 本发明提供的下列实施例中处理的是西藏某地铜硫矿石，铜氧化率20.35％，该矿石铜矿物以铜蓝-辉铜矿、黄铜矿、孔雀石为主，硫铁矿以黄铁矿为主。本发明提供的铜硫矿石中铜硫的分离方法，其得到的铜精矿品位达20％以上，铜回收率为74％-80％，使得铜硫分离效果显著，且浮选操作稳定。

[0054] 实施例1

[0055] 在本发明中步骤四中，所述改性糊精由以下重量百分含量的原料组成：

[0056] 糊精70％、磷酸三丁酯15％、氢氧化钠7.5％、五硫化二磷7.5％；其中，将称量的糊精、磷酸三丁酯、氢氧化钠、五硫化二磷加入温度30C°的温水中，搅拌均匀得到改性糊精。

[0057] 实施例2

[0058] 本发明中步骤四中，所述改性糊精由以下重量百分含量的原料组成：

[0059] 糊精80％、磷酸三丁酯10％、氢氧化钠5.5％、五硫化二磷4.5％；其中，将称量的糊精、磷酸三丁酯、氢氧化钠、五硫化二磷加入温度40C°的温水中，搅拌均匀得到改性糊精。

[0060] 实施例3

[0061] 本发明中步骤四中，所述改性糊精由以下重量百分含量的原料组成：

[0062] 糊精81％、磷酸三丁酯7.5％、氢氧化钠8.5％、五硫化二磷3％；其中，将称量的糊精、磷酸三丁酯、氢氧化钠、五硫化二磷加入温度40C°的温水中，搅拌均匀得到改性糊精。

[0063] 实施例4

[0064] 在本发明中步骤四中，所述改性糊精由以下重量百分含量的原料组成：

[0065] 糊精90％、磷酸三丁酯5％、氢氧化钠2.8％、五硫化二磷2.2％；其中，将称量的糊精、磷酸三丁酯、氢氧化钠、五硫化二磷加入温度35C°的温水中，搅拌均匀得到改性糊精。

[0066] 实施例1至实施例4中的改性糊精用于本发明提供的铜硫矿石中铜硫分离方法中。

[0067] 实施例5

[0068] 本发明提供的一种铜硫矿石中铜硫的分离方法，包括以下步骤：

[0069] 步骤一，原矿石在磨矿机中加入硫化钠200g/t原矿石调浆，在磨矿时，边磨矿边达到活化孔雀石等铜矿物的目的，磨矿后，使原矿矿浆的pH为7；

[0070] 步骤二，在上述原矿矿浆中加入第一铜捕收剂O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯20克/吨原矿石和丁基黄药160克/吨原矿石，进行浮选，得到铜硫混合精矿；其中，所述O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯和丁基黄药的投入量比例为1:8；

[0071] 步骤三，将投入量为100g/t原矿石的活性炭加入所述铜硫混合精矿中，进行再磨矿，将铜硫混合精矿磨至细度为-325目的第一矿浆；

[0072] 步骤四，将石灰、硫化钠及实施例3中合成的改性糊精依次加入所述第一矿浆中，快速、充分搅拌均匀，得到第二矿浆；所述石灰的投入量为500g/t原矿石，所述硫化钠的投入量为100g/t原矿石，所述改性糊精的投入量为50g/t原矿石；所述石灰、所述硫化钠与所述改性糊精的投入量比例为10:2:1；

[0073] 步骤五，将第二铜捕收剂O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯5克/吨原矿石加如所述第二矿浆中，捕收铜矿物并抑制黄铁矿，再次搅拌均匀后，实现铜矿物与黄铁矿的分离，浮选的上浮产物经精选得到铜精矿，扫选后槽内产物为硫精矿。

[0074] 实施例6

[0075] 本发明提供的一种铜硫矿石中铜硫的分离方法，包括以下步骤：

[0076] 步骤一，原矿石在磨矿机中加入硫化钠400g/t原矿石调浆，使原矿矿浆的pH为8；

[0077] 步骤二，在上述原矿矿浆中加入第一铜捕收剂O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯50克/吨原矿石和丁基黄药100克/吨原矿石，进行浮选，得到铜硫混合精矿；其中，所述O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯和丁基黄药的投入量比例为1:2；

[0078] 步骤三，将投入量为150g/t原矿石的活性炭加入所述铜硫混合精矿中，磨矿后，得到细度为-325目的第一矿浆；

[0079] 步骤四，将石灰、硫化钠及实施例3中合成的改性糊精依次加入所述第一矿浆中，搅拌均匀，得到第二矿浆；所述石灰的投入量为1000g/t原矿石，所述硫化钠的投入量为300g/t原矿石，所述改性糊精的投入量为100g/t原矿石；所述石灰、所述硫化钠与所述改性糊精的投入量比例为10:3:1；

[0080] 步骤五，将第二铜捕收剂O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯10克/吨原矿石加入搅拌均匀后达到抑制黄铁矿作用的所述第二矿浆中，再次搅拌均匀后进行铜矿物与黄铁矿的分离，浮选的上浮产物经精选得到铜精矿，扫选后槽内产物为硫精矿。

[0081] 实施例7

[0082] 本发明提供的一种铜硫矿石中铜硫的分离方法，包括以下步骤：

[0083] 步骤一，原矿石在磨矿机中加入硫化钠600g/t原矿石调浆，使原矿矿浆的pH为8；

[0084] 步骤二，在上述原矿矿浆中加入第一铜捕收剂O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯80克/吨原矿石和丁基黄药200克/吨原矿石，进行浮选，得到铜硫混合精矿；其中，所述O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯和丁基黄药的投入量比例为1:2.5；

[0085] 步骤三，将投入量为200g/t原矿石的活性炭加入所述铜硫混合精矿中，磨矿后，得到细度为-325目的第一矿浆；

[0086] 步骤四，将石灰、硫化钠及实施例3中合成的改性糊精依次加入所述第一矿浆中，搅拌均匀，得到第二矿浆；所述石灰的投入量为1500g/t原矿石，所述硫化钠的投入量为500g/t原矿石，所述改性糊精的投入量为275g/t原矿石；所述石灰、所述硫化钠与所述改性糊精的投入量比例为6:1.8:1；

[0087] 步骤五，将第二铜捕收剂O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯20克/吨原矿石加入搅拌均匀后达到抑制黄铁矿作用的所述第二矿浆中，再次搅拌均匀后进行铜矿物与黄铁矿的分离，浮选的上浮产物经精选得到铜精矿，扫选后槽内产物为硫精矿。

[0088] 实施例8

[0089] 本发明提供的一种铜硫矿石中铜硫的分离方法，包括以下步骤：

[0090] 步骤一，原矿石在磨矿机中加入硫化钠500g/t原矿石调浆，使原矿矿浆的pH为9；

[0091] 步骤二，在上述原矿矿浆中加入第一铜捕收剂O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯60克/吨原矿石和丁基黄药180克/吨原矿石，进行浮选，得到铜硫混合精矿；其中，所述O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯和丁基黄药的投入量比例为1:3；

[0092] 步骤三，将投入量为220g/t原矿石的活性炭加入所述铜硫混合精矿中，磨矿后，得到细度为-325目的第一矿浆；

[0093] 步骤四，将石灰、硫化钠及实施例3中合成的改性糊精依次加入所述第一矿浆中，搅拌均匀，得到第二矿浆；所述石灰的投入量为3000g/t原矿石，所述硫化钠的投入量为600g/t原矿石，所述改性糊精的投入量为500g/t原矿石；所述石灰、所述硫化钠与所述改性糊精的投入量比例为6:1.2:1；

[0094] 步骤五，将第二铜捕收剂O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯30克/吨原矿石加入搅拌均匀后达到抑制黄铁矿作用的所述第二矿浆中，再次搅拌均匀后进行铜矿物与黄铁矿的分离，浮选的上浮产物经精选得到铜精矿，扫选后槽内产物为硫精矿。

[0095] 实施例9

[0096] 本发明提供的一种铜硫矿石中铜硫的分离方法，包括以下步骤：

[0097] 步骤一，原矿石在磨矿机中加入硫化钠800g/t原矿石调浆，使原矿矿浆的pH为8；

[0098] 步骤二，在上述原矿矿浆中加入第一铜捕收剂O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯120克/吨原矿石和丁基黄药200克/吨原矿石，进行浮选，得到铜硫混合精矿；其中，所述O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯和丁基黄药的投入量比例为0.6:1；

[0099] 步骤三，将投入量为250g/t原矿石的活性炭加入所述铜硫混合精矿中，磨矿后，得到细度为-325目的第一矿浆；

[0100] 步骤四，将石灰、硫化钠及实施例3中合成的改性糊精依次加入所述第一矿浆中，搅拌均匀，得到第二矿浆；所述石灰的投入量为2800g/t原矿石，所述硫化钠的投入量为700g/t原矿石，所述改性糊精的投入量为350g/t原矿石；所述石灰、所述硫化钠与所述改性糊精的投入量比例为8:2:1；

[0101] 步骤五，将第二铜捕收剂O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯40克/吨原矿石加入搅拌均匀后达到抑制黄铁矿作用的所述第二矿浆中，再次搅拌均匀后进行铜矿物与黄铁矿的分离，浮选的上浮产物经精选得到铜精矿，扫选后槽内产物为硫精矿。

[0102] 实施例10

[0103] 本发明提供的一种铜硫矿石中铜硫的分离方法，包括以下步骤：

[0104] 步骤一，原矿石在磨矿机中加入硫化钠1000g/t原矿石调浆，使原矿矿浆的pH为10；

[0105] 步骤二，在上述原矿矿浆中加入第一铜捕收剂O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯100克/吨原矿石和丁基黄药240克/吨原矿石，进行浮选，得到铜硫混合精矿；其中，所述O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯和丁基黄药的投入量比例为1:2.4；

[0106] 步骤三，将投入量为300g/t原矿石的活性炭加入所述铜硫混合精矿中，磨矿后，得到细度为-325目的第一矿浆；

[0107] 步骤四，将石灰、硫化钠及实施例3中合成改性糊精依次加入所述第一矿浆中，搅拌均匀，得到第二矿浆；所述石灰的投入量为3000g/t原矿石，所述硫化钠的投入量为1000g/t原矿石，所述改性糊精的投入量为500g/t原矿石；所述石灰、所述硫化钠与所述改性糊精的投入量比例为6:2:1；

[0108] 步骤五，将第二铜捕收剂O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯50克/吨原矿石加入搅拌均匀后达到抑制黄铁矿作用的所述第二矿浆中，再次搅拌均匀后进行铜矿物与黄铁矿的分离，浮选的上浮产物经精选得到铜精矿，扫选后槽内产物为硫精矿。

[0109] 同理，将实施例1中改性糊精应用在实施例5至实施例10中的分离方法中，形成实施例11至实施例16；将实施例2中改性糊精应用在实施例5至实施例10中的分离方法中，形成实施例17至实施例22；将实施例4中的改性糊精应用在实施例5至实施例10中的分离方法中，形成实施例23至实施例28。

[0110] 在实施例5-10及实施例17-22中，铜回收率和铜精矿品位见表1；

[0111] 表1铜硫矿石中铜硫分离试验结果

[0112]实施例 铜品位(％) 铜回收率(％)
实施例5 20.00 74.53
实施例6 21.01 74.57
实施例7 24.05 80.00
实施例8 23.52 79.90
实施例9 22.89 79.01
实施例10 23.82 79.00
实施例11 21.31 74.00
实施例12 22.30 74.01
实施例13 23.78 79.92
实施例14 23.19 79.04
实施例15 22.93 79.21
实施例16 23.08 78.34
实施例17 20.85 74.25
实施例18 22.19 74.68
实施例19 24.37 79.98
实施例20 23.75 79.94
实施例21 23.61 79.86
实施例22 22.68 78.23
实施例23 20.94 74.84
实施例24 21.37 75.24
实施例25 24.60 80.00
实施例26 24.01 79.54
实施例27 23.61 79.24
实施例28 23.29 77.84

[0113] 另外，本发明加入了对比试验组，在对比试验组中的步骤四中没有加入改性糊精，将对比试验组与实施例7进行了对比，对比结果见表2：

[0114] 表2：对比试验组和实施例7的对比结果

[0115]

[0116] 从表2中可以看出，加入不同抑制剂处理后的结果完全不同，本发明所选择采用的改性糊精用量较少，成本增加幅度很低，使得实施例7中的铜回收率和铜精矿品位明显提高。

[0117] 尽管本发明的实施方案已公开如上，但其并不仅仅限于说明书和实施方式中所列运用，对于熟悉本领域的人员而言，可容易地实现另外的修改，因此在不背离权利要求及等同范围所限定的一般概念下，本发明并不限于特定的细节和这里示出与描述的图例。