权利要求
1.一种矿山酸性废水应用于
铜硫矿石分选的方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1、原矿磨矿作业加入一定质量比的矿山酸性废水并磨矿至-74μm的矿粉含量占75～85wt%;向磨机排出的物料添加矿山酸性废水和工业水，进行调浆至矿浆浓度为25～35wt%;
S2、向步骤S1中的矿浆加入碳酸钠调节矿浆;依次加入次氯酸钙、乙基硫氨酯、亚硫酸钠和2#油，搅拌作用后进行铜硫分离粗选，得到泡沫和底流;
S3、向步骤S2得到的底流依次加入次氯酸钙、乙基硫氨酯、亚硫酸钠和2#油，搅拌作用后进行铜硫分离扫选I，得到泡沫和底流;
S4、向步骤S3得到的底流依次加入次氯酸钙、乙基硫氨酯、亚硫酸钠和2#油，搅拌作用后进行铜硫分离扫选I I，得到泡沫和底流，其中铜硫分离扫选II泡沫返回到铜硫分离扫选I作业;
S5、向步骤S2得到的泡沫依次加入碳酸钠调节矿浆、次氯酸钙和亚硫酸钠，搅拌作用后进行铜硫分离精选I，得到泡沫和底流;其中铜硫分离精选I底流和铜硫分离扫选I泡沫一并返回到铜硫分离粗选作业;
S6、向步骤S5得到的泡沫依次加入碳酸钠调节矿浆、次氯酸钙和亚硫酸钠，搅拌作用后进行铜硫分离精选II，得到泡沫和底流;其中铜硫分离精选II底流返回到铜硫分离精选I作业;
S7、向步骤S6得到的泡沫依次加入碳酸钠调节矿浆和乙基硫氨酯，搅拌作用后进行铜硫分离精选III，得到泡沫(即
铜精矿)和底流;其中铜硫分离精选I I I底流返回到铜硫分离精选I I作业。
2.如权利要求1所述的一种矿山酸性废水应用于铜硫矿石分选的方法，其特征在于，步骤S1中，矿山酸性废水AMD的特征和主要组成分如下：pH=2～4，硫酸根离子1000～130000mg·L-1、铁离子200～1000mg·L-1、铜离子100～250mg·L-1，钙离子300～600mg·L-1。磨矿作业中和磨机排出的物料调浆中AMD：工业水的质量比为1～3:1。
3.如权利要求1所述的一种矿山酸性废水应用于铜硫矿石分选的方法，其特征在于，步骤S2中，碳酸钠调节矿浆pH=7.5～8.5;按原矿的质量计量，次氯酸钙添加量为500～900g/t，乙基硫氨酯添加量为10～30g/t，亚硫酸钠添加量为300～500g/t，2#油用量8～14g/t。
4.如权利要求1所述的一种矿山酸性废水应用于铜硫矿石分选的方法，其特征在于，步骤S3中，按原矿的质量计量，次氯酸钙添加量为250～450g/t，乙基硫氨酯添加量为5～15g/t，亚硫酸钠添加量为150～250g/t，2#油用量4～7g/t。
5.如权利要求1所述的一种矿山酸性废水应用于铜硫矿石分选的方法，其特征在于，步骤S4中，按原矿的质量计量，次氯酸钙添加量为125～225g/t，乙基硫氨酯添加量为2.5～7.5g/t，亚硫酸钠添加量为75～125g/t，2#油用量2～3.5g/t。
6.如权利要求1所述的一种矿山酸性废水应用于铜硫矿石分选的方法，其特征在于，步骤S5中，碳酸钠调节矿浆pH=7.5～8.5，按原矿的质量计量，次氯酸钙添加量为100～200g/t，亚硫酸钠添加量为50～100g/t。
7.如权利要求1所述的一种矿山酸性废水应用于铜硫矿石分选的方法，其特征在于，步骤S6中，碳酸钠调节矿浆pH=7.5～8.5，按原矿的质量计量，乙基硫氨酯添加量为4～8g/t。
说明书
技术领域
[0001]本发明涉及选矿技术领域，具体为一种矿山酸性废水应用于铜硫矿石分选的方法。
背景技术
[0002]我国铜矿资源矿床的工业类型比较齐全，其中以硫化铜矿为主。铜硫矿石是硫化铜矿石中最为常见的矿石类型且分布甚广。
浮选是铜硫矿石最常用的分选方法，而铜硫分离是此类矿石分选的关键问题。目前生产中铜硫分离主要采用石灰高碱工艺。然而，大量石灰的使用存在结垢、堵塞管道、添加量波动较大、引发矿山废水的环境污染等弊端;同时，此工艺容易抑制部分铜矿物的上浮，影响铜精矿的回收;高碱性条件下也容易损失钼、金、银等伴生元素。因此，发展无石灰或少量石灰的低碱工艺是铜硫矿石绿色高效分选的总体趋势。
[0003]另一方面，铜硫矿石在开采、运输和堆放过程中因受空气、水及微生物的作用，它将发生风化、溶浸、氧化和水解等一系列的物理化学及生化反应，逐步形成含硫酸、铁、铜等重金属离子的矿山酸性废水(AMD)。政府和产业领导者都认定AMD为当今矿业工业所面对的首要环境问题。同时，铜硫矿山通常地处缺水区域，选矿生产中亟待酸性废水的综合利用。AMD的处理一直是国内外环境领域中研究的焦点。中和法、硫化物沉淀法、吸附法、离子交换法、人工湿地消化法等修复方法已应用于矿区。上述修复方法主要集中于去除AMD的酸度、金属离子和硫酸盐含量，缺陷在于需要持续供应化学品、能源和对受影响的生态系统进行长期监测。因此，实现AMD的源头处置或就地资源化利用具有重要的现实意义。
[0004]AMD在浮选领域中的研究已有报道。申请号为2017112091537的发明专利“一种高风化高泥化硫氧混合铜矿石的选矿方法”公开了在铜扫选I作业时加入矿山酸性废水，抑制矿泥在矿物表面的吸附和上浮，优化铜矿物浮选矿化环境。但该发明专利中矿山酸性废水的添加量比较少(不高于200mL/吨原矿)，不利于矿山酸性废水的高效利用。申请号为2016102526275的发明专利“一种从硫氧混合铜
铅矿中回收有价组分方法”公开了含铜酸性废水浸出
铅精矿中的铜，固液分离后，添加硫化钠获得铜精矿。但该方法对于组份复杂酸性废水的适用性有待验证，酸性废水中其他离子(铁、铅、
锌等)会影响铜精矿的品质。申请号为202210079879.8的发明专利“一种高硫铜硫矿石选矿辅助剂及选矿方法”公开了酸性废水活化选硫的技术，但该方法局限于石灰高碱下优选选銅后
尾矿中硫化铁的分选。此外，为了改善铜、硫分离的浮选环境，一些选矿科技工作者在铜硫分离抑制剂方面做了大量的研究，但对于AMD体系下铜硫分离高效抑制剂的报导并不多见。
[0005]综上所述，现有工艺有待改进，研发AMD的源头处置或就地资源化利用技术和无石灰低碱度铜硫矿石的选矿工艺将是实现此类矿石资源高效清洁生产的重要途径之一，针对上述问题，发明人提出一种矿山酸性废水应用于铜硫矿石分选的方法用于解决上述问题。
发明内容
[0006]为了解决现有工艺有待改进，研发AMD的源头处置或就地资源化利用技术和无石灰低碱度铜硫矿石的选矿工艺将是实现此类矿石资源高效清洁生产的重要途径之一的问题;本发明的目的在于提供一种矿山酸性废水应用于铜硫矿石分选的方法。
[0007]为解决上述技术问题，本发明采用如下技术方案：一种矿山酸性废水应用于铜硫矿石分选的方法，包括以下步骤：
[0008]S1、原矿磨矿作业加入一定质量比的矿山酸性废水(AMD：工业水的质量比为1～3:1)，并磨矿至-74μm的矿粉含量占75～85wt%;向磨机排出的物料添加矿山酸性废水和工业水(质量比为1～3:1)，进行调浆至矿浆浓度为25～35wt%;
[0009]S2、向步骤S1中的矿浆加入碳酸钠调节矿浆pH=7.5～8.5，搅拌2～4min;加入次氯酸钙500～900g/t，搅拌4～6min;加入乙基硫氨酯10～20g/t，搅拌2～4min;加入亚硫酸钠300～500g/t，搅拌2～4min;加入2#油8～14g/t，搅拌2～4min，进行铜硫分离粗选，得到泡沫和底流;
[0010]S3、向步骤S2得到的底流加入次氯酸钙250～450g/t，搅拌4～6min;加入乙基硫氨酯5～10g/t，搅拌2～4min;加入亚硫酸钠150～250g/t，搅拌2～4min;加入2#油4～7g/t，搅拌2～4min，进行铜硫分离扫选I，得到泡沫和底流;
[0011]S4、向步骤S3得到的底流加入次氯酸钙125～225g/t，搅拌4～6min;加入乙基硫氨酯2.5～5g/t，搅拌2～4min;加入亚硫酸钠75～125g/t，搅拌2～4min;加入2#油2～3.5g/t，搅拌2～4min，进行铜硫分离扫选II，得到泡沫和底流，其中铜硫分离扫选I I泡沫返回到铜硫分离扫选I作业;
[0012]S5、向步骤S2得到的泡沫依次加入碳酸钠调节矿浆pH=7.5～8.5，搅拌2～4min，次氯酸钙200～400g/t，搅拌4～6min，亚硫酸钠100～200g/t，搅拌2～4min，进行铜硫分离精选I，得到泡沫和底流;其中铜硫分离精选I底流和铜硫分离扫选I泡沫一并返回到铜硫分离粗选作业;
[0013]S6、向步骤S5得到的泡沫依次加入碳酸钠调节矿浆pH=7.5～8.5，搅拌2～4min，次氯酸钙100～200g/t，搅拌4～6min，亚硫酸钠50～100g/t，搅拌2～4min，进行铜硫分离精选II，得到泡沫和底流;其中铜硫分离精选II底流返回到铜硫分离精选I作业;
[0014]S7、向步骤S6得到的泡沫依次加入碳酸钠调节矿浆pH=7.5～8.5，搅拌2～4min，乙基硫氨酯4～8g/t，搅拌2～4min，进行铜硫分离精选III，得到泡沫(即铜精矿)和底流;其中铜硫分离精选III底流返回到铜硫分离精选I I作业;
[0015]进一步的，所述矿山酸性废水AMD的特征和主要组成分如下：pH=2～4，硫酸根离子1000～130000mg·L-1、铁离子200～1000mg·L-1、铜离子100～250mg·L-1，钙离子300～600mg·L-1。
[0016]与现有技术相比，本发明的有益效果在于：
[0017]1、将天然矿山酸性废水(AMD)应用到磨矿和铜硫分离浮选作业中，一方面实现了酸性废水的源头资源化，节约了地下水资源，缓解了AMD对周边生态环境的危害，另一方面利用AMD中的钙、铁离子选择性抑制黄铁矿，本发明具有显著的环保、节能的优点;
[0018]2、基于黄铁矿与黄铜矿表面抗氧化能力的差异，本发明利用次氯酸钙的氧化作用，深度氧化黄铁矿的表面，促使矿物表面强亲水性物种(羟基铁、羟基钙等)的罩盖，提高黄铁矿表面的亲水性，而次氯酸钙对黄铜矿可浮性的影响不大。因此，次氯酸钙的选择性氧化改性作用强化了黄铜矿和黄铁矿的浮选分离;
[0019]3、基于乙基硫氨酯
捕收剂对铜的亲和力强于铁，本发明采用的乙基硫氨酯能与黄铜矿表面的铜活性位发生强烈的螯合作用，造成矿物表面疏水上浮，而乙基硫氨酯对黄铁矿的捕收能力较弱，因而提高了黄铜矿的分选指标;
[0020]4、与黄铜矿相比，次氯酸钙和乙基硫氨酯作用后的黄铁矿表面的氧化还原电位较高，亚硫酸钠容易与黄铁矿表面发生交互作用。本发明通过亚硫酸钠的耦合调控作用，有效解吸黄铁矿表面的乙基硫氨酯，而且亚硫酸钠容易在黄铁矿表面发生吸附，极大提高矿物表面的亲水性，进一步改善铜、硫的分离效果;
[0021]5、本发明通过AMD、次氯酸钙和亚硫酸钠的联合作用，在低碱度下(pH=7.5～8.5)实现了铜硫矿石的高效分选。
附图说明
[0022]为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。
[0023]图1为本发明一种矿山酸性废水应用于铜硫矿石分选方法的工艺流程图;
[0024]图2为本发明人工混合矿在不同溶液体系中浮选分离试验的流程图。
具体实施方式
[0025]下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
[0026]如图1-2所示，本发明提供了：
[0027]实施例1
[0028]云南某铜硫矿石含铜0.45%、含硫14.40%、含铁15.65%。矿石中主要金属矿物以黄铜矿、黄铁矿为主，少量及微量矿物有斑铜矿、辉铜矿;脉石矿物主要为石英、方解石，含少量的辉石和绿泥石。原矿铜物相分析结果表明，原生铜矿物含量占总铜物相的95%，并以黄铜矿为主。AMD的特征和主要组成分如下：pH=3.5，硫酸根离子8340mg·L-1、铁离子318mg·L-1、铜离子138mg·L-1，钙离子415mg·L-1。
[0029]具体选矿步骤如下：
[0030]S1、原矿磨矿作业加入一定质量比的矿山酸性废水(AMD：工业水的质量比为1:1)，并磨矿至-74μm的矿粉含量占75wt%;向磨机排出的物料添加矿山酸性废水和工业水(质量比为1:1)，进行调浆至矿浆浓度为25wt%;
[0031]S2、向步骤S1中的矿浆加入碳酸钠调节矿浆pH=7.5，搅拌2min;加入次氯酸钙500g/t，搅拌4min;加入乙基硫氨酯10g/t，搅拌2min;加入亚硫酸钠300g/t，搅拌2min;加入2#油8g/t，搅拌2min，进行铜硫分离粗选，得到泡沫和底流;
[0032]S3、向步骤S2得到的底流加入次氯酸钙250g/t，搅拌4min;加入乙基硫氨酯5g/t，搅拌2min;加入亚硫酸钠150g/t，搅拌2min;加入2#油4g/t，搅拌2min，进行铜硫分离扫选I，得到泡沫和底流;
[0033]S4、向步骤S3得到的底流加入次氯酸钙125g/t，搅拌4min;加入乙基硫氨酯2.5g/t，搅拌2min;加入亚硫酸钠75g/t，搅拌2min;加入2#油2g/t，搅拌2min，进行铜硫分离扫选II，得到泡沫和底流，其中铜硫分离扫选II泡沫返回到铜硫分离扫选I作业;
[0034]S5、向步骤S2得到的泡沫依次加入碳酸钠调节矿浆pH=7.5，搅拌2min，次氯酸钙200g/t，搅拌4min，亚硫酸钠100g/t，搅拌2min，进行铜硫分离精选I，得到泡沫和底流;其中铜硫分离精选I底流和铜硫分离扫选I泡沫一并返回到铜硫分离粗选作业;
[0035]S6、向步骤S5得到的泡沫依次加入碳酸钠调节矿浆pH=7.5，搅拌2min，次氯酸钙100g/t，搅拌4min，亚硫酸钠50g/t，搅拌2min，进行铜硫分离精选I I，得到泡沫和底流;其中铜硫分离精选I I底流返回到铜硫分离精选I作业;
[0036]S7、向步骤S6得到的泡沫依次加入碳酸钠调节矿浆pH=7.5，搅拌2min，乙基硫氨酯4g/t，搅拌2min，进行铜硫分离精选III，得到泡沫(即铜精矿)和底流;其中铜硫分离精选III底流返回到铜硫分离精选II作业;
[0037]实验结果：矿山酸性废水(AMD)的添加量分别为磨矿作业和铜离浮选分离作业用水总量的50%，铜精矿品位20.34%，铜的回收率91.65%。
[0038]实施例2
[0039]云南某铜硫矿石含铜0.62%、含硫21.85%、含铁23.42%。矿石中主要金属矿物以黄铜矿、黄铁矿为主，少量及微量矿物有斑铜矿、蓝铜矿;脉石矿物主要为石英、方解石。原矿铜物相分析结果表明，原生铜矿物含量占总铜物相的93%，并以黄铜矿为主。AMD的特征和主要组成分如下：pH=2.8，硫酸根离子9600mg·L-1、铁离子456mg·L-1、铜离子218mg·L-1，钙离子435mg·L-1。
[0040]具体选矿步骤如下：
[0041]S1、原矿磨矿作业加入一定质量比的矿山酸性废水(AMD：工业水的质量比为2:1)，并磨矿至-74μm的矿粉含量占80wt%;向磨机排出的物料添加矿山酸性废水和工业水(质量比为2:1)，进行调浆至矿浆浓度为30wt%;
[0042]S2、向步骤S1中的矿浆加入碳酸钠调节矿浆pH=8.0，搅拌3min;加入次氯酸钙700g/t，搅拌5min;加入乙基硫氨酯20g/t，搅拌3min;加入亚硫酸钠400g/t，搅拌3min;加入2#油12g/t，搅拌3min，进行铜硫分离粗选，得到泡沫和底流;
[0043]S3、向步骤S2得到的底流加入次氯酸钙350g/t，搅拌5min;加入乙基硫氨酯10g/t，搅拌3min;加入亚硫酸钠200g/t，搅拌3min;加入2#油6g/t，搅拌3min，进行铜硫分离扫选I，得到泡沫和底流;
[0044]S4、向步骤S3得到的底流加入次氯酸钙175g/t，搅拌5min;加入乙基硫氨酯5g/t，搅拌3min;加入亚硫酸钠100g/t，搅拌3min;加入2#油3g/t，搅拌3min，进行铜硫分离扫选II，得到泡沫和底流，其中铜硫分离扫选II泡沫返回到铜硫分离扫选I作业;
[0045]S5、向步骤S2得到的泡沫依次加入碳酸钠调节矿浆pH=8.0，搅拌3min，次氯酸钙300g/t，搅拌5min，亚硫酸钠150g/t，搅拌3min，进行铜硫分离精选I，得到泡沫和底流;其中铜硫分离精选I底流和铜硫分离扫选I泡沫一并返回到铜硫分离粗选作业;
[0046]S6、向步骤S5得到的泡沫依次加入碳酸钠调节矿浆pH=8.0，搅拌3min，次氯酸钙150g/t，搅拌4min，亚硫酸钠50g/t，搅拌2min，进行铜硫分离精选I I，得到泡沫和底流;其中铜硫分离精选I I底流返回到铜硫分离精选I作业;
[0047]S7、向步骤S6得到的泡沫依次加入碳酸钠调节矿浆pH=8.0，搅拌3min，乙基硫氨酯6g/t，搅拌3min，进行铜硫分离精选III，得到泡沫(即铜精矿)和底流;其中铜硫分离精选III底流返回到铜硫分离精选II作业;
[0048]实验结果：矿山酸性废水(AMD)的添加量分别为磨矿作业和铜离浮选分离作业用水总量的67%，铜精矿品位21.75%，铜的回收率93.55%。
[0049]实施例3
[0050]广西某铜硫矿石含铜0.92%、含硫24.26%、含铁26.32%。矿石中主要金属矿物以黄铜矿、黄铁矿为主，少量及微量矿物有斑铜矿、辉铜矿;脉石矿物主要为石英和方解石。原矿铜物相分析结果表明，原生铜矿物含量占总铜物相的91%，并以黄铜矿为主。AMD的特征和主要组成分如下：pH=2.2，硫酸根离子12300mg·L-1、铁离子721mg·L-1、铜离子235mg·L-1，钙离子528mg·L-1。
[0051]具体选矿步骤如下：
[0052]S1、原矿磨矿作业加入一定质量比的矿山酸性废水(AMD：工业水的质量比为3:1)，并磨矿至-74μm的矿粉含量占85wt%;向磨机排出的物料添加矿山酸性废水和工业水(质量比为3:1)，进行调浆至矿浆浓度为35wt%;
[0053]S2、向步骤S1中的矿浆加入碳酸钠调节矿浆pH=8.5，搅拌4min;加入次氯酸钙900g/t，搅拌6min;加入乙基硫氨酯30g/t，搅拌4min;加入亚硫酸钠500g/t，搅拌4min;加入2#油14g/t，搅拌4min，进行铜硫分离粗选，得到泡沫和底流;
[0054]S3、向步骤S2得到的底流加入次氯酸钙450g/t，搅拌6min;加入乙基硫氨酯15g/t，搅拌4min;加入亚硫酸钠250g/t，搅拌4min;加入2#油7g/t，搅拌4min，进行铜硫分离扫选I，得到泡沫和底流;
[0055]S4、向步骤S3得到的底流加入次氯酸钙225g/t，搅拌6min;加入乙基硫氨酯7.5g/t，搅拌4min;加入亚硫酸钠125g/t，搅拌4min;加入2#油3.5g/t，搅拌4min，进行铜硫分离扫选II，得到泡沫和底流，其中铜硫分离扫选II泡沫返回到铜硫分离扫选I作业;
[0056]S5、向步骤S2得到的泡沫依次加入碳酸钠调节矿浆pH=8.5，搅拌4min，次氯酸钙400g/t，搅拌6min，亚硫酸钠200g/t，搅拌4min，进行铜硫分离精选I，得到泡沫和底流;其中铜硫分离精选I底流和铜硫分离扫选I泡沫一并返回到铜硫分离粗选作业;
[0057]S6、向步骤S5得到的泡沫依次加入碳酸钠调节矿浆pH=8.5，搅拌4min，次氯酸钙200g/t，搅拌6min，亚硫酸钠100g/t，搅拌4min，进行铜硫分离精选II，得到泡沫和底流;其中铜硫分离精选II底流返回到铜硫分离精选I作业;
[0058]S7、向步骤S6得到的泡沫依次加入碳酸钠调节矿浆pH=8.5，搅拌4min，乙基硫氨酯8g/t，搅拌4min，进行铜硫分离精选III，得到泡沫(即铜精矿)和底流;其中铜硫分离精选III底流返回到铜硫分离精选II作业;
[0059]实验结果：矿山酸性废水(AMD)的添加量分别为磨矿作业和铜离浮选分离作业用水总量的75%，铜精矿品位24.86%，铜的回收率94.18%。
[0060]对比例1
[0061]本对比例的选矿方法同实施例1，不同之处仅在于以同等质量的工业水代替矿山酸性废水，即不添加矿山酸性废水。
[0062]试验结果：铜精矿品位19.06%，铜的回收率90.13%，与AMD：工业水的质量比为1:1的浮选体系中矿石分选指标相比，铜精矿品位降低1.28%，铜回收率降低1.52%。
[0063]对比例2
[0064]本对比例的选矿方法同实施例2，不同之处在于以同等质量的工业水代替矿山酸性废水，采用石灰代替碳酸钠、次氯酸钙和亚硫酸钠，用量为8000g/t，以同等质量的丁基黄药代替乙基硫氨酯，即采用传统的高碱工艺分选。
[0065]试验结果：铜精矿品位21.86%，铜的回收率91.15%，与实施例2的试验结果相比，铜回收率降低2.4%，铜精矿品位变化不大。
[0066]对比例3
[0067]本对比例的选矿方法同实施例3，不同之处仅在于亚硫酸钠添加在乙基硫氨酯之前，即改变亚硫酸钠的添加顺序。
[0068]试验结果：铜精矿品位23.45%，铜的回收率93.05%。与实施例3的试验结果相比，铜精矿品位降低1.41%，铜回收率降低1.13%。
[0069]实施例4
[0070]人工混合矿(黄铜矿与黄铁矿质量比=1:1)加入挂槽式
浮选机中进行分选，依次添加碳酸钠(pH=8.5)、次氯酸钙100mg/L、乙基硫氨酯30mg/L、2#油6mg/L，考察了不同溶液体系中人工混合矿浮选分离的效果，其中AMD的特征和主要组成分同实施例1，结果如表1所示。
[0071]表1人工混合矿在不同溶液体系中浮选分离试验研究结果
[0072]
[0073]矿山酸性废水应用于铜硫矿石分选的结果表明，通过矿石磨矿和调浆作业中添加一定质量比的矿山酸性废水(AMD：工业水的质量比为1～3:1)，联合次氯酸钙的氧化改性作用、乙基硫氨酯对黄铜矿的强力捕收以及亚硫酸钠对黄铁矿表面捕收剂的解吸作用，采用一次粗选、两次扫选和三次精选铜硫分离流程，均可获得较好的铜硫分离效果。与传统的石灰高碱度下黄药捕收剂分选工艺相比，能有效提高铜精矿品位和铜回收率，最终实现酸性废水的源头资源化和铜硫矿石低碱度高效、绿色分选，强化黄铜矿和黄铁矿的浮选分离。实施例4结果表明，适量质量比的矿山酸性废水的加入能改善人工混合矿中黄铜矿与黄铁矿的分离，尤其在提升铜精矿品位上具有明显的积极效果。与去离子水浮选体系的分选指标相比，在AMD与去离子水质量比=1:1下，铜精矿品位提高6.27%，铜回收率提高9.2%，这为矿山酸性废水在铜硫矿石浮选中的应用提供了重要的支撑。
[0074]本发明使用到的标准零件均可以从市场上购买，异形件根据说明书的和附图的记载均可以进行订制，各个零件的具体连接方式均采用现有技术中成熟的螺栓、铆钉、焊接等常规手段，机械、零件和设备均采用现有技术中，常规的型号，加上电路连接采用现有技术中常规的连接方式，在此不再详述。
[0075]显然，本领域的技术人员可以对本发明进行各种改动和变型而不脱离本发明的精神和范围。这样，倘若本发明的这些修改和变型属于本发明权利要求及其等同技术的范围之内，则本发明也意图包含这些改动和变型在内。
说明书附图(2)
声明：
“矿山酸性废水应用于铜硫矿石分选的方法” 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：昆明理工大学, 西藏金龙矿业有限公司, 昆明冶金研究院有限公司
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