本发明涉及有色金属提取技术以及选矿领域，具体涉及一种处理含高钙镁氧化铜钴矿的浮选工艺。
背景技术：
1、铜钴资源的开发利用极为重要，但是自然界中大部分的铜钴矿都以氧化铜钴矿的形式存在，氧化率高，矿石性质复杂，且富含大量的钙镁铝杂质，此类高钙镁脉石铜钴矿若采用传统直接酸浸工艺处理，一方面消耗大量硫酸，导致生产成本大幅上升，经济性降低；另一方面，其自身性质易泥化，脉石含量较高时浸出矿浆整体沉降性能下降，影响浸出之后的固液分离效率，降低铜钴金属回收率。高钙镁含量的氧化铜钴矿，铜钴的品位都较低，无论单独浸出工艺很难实现高效的铜钴金属开发。通过浮选工艺将含钙镁杂质矿物分离，提高铜钴的品位，是降低后续处理耗酸量和提高矿石中铜钴利用率的重要方式。
2、经过对现有技术的文献检索发现，专利cn 110681477 a公布了一种回收复杂氧化铜矿的选冶联合处理方法，该专利针对复杂氧化铜矿先进行硫化铜浮选流程回收硫化矿，针对含泥氧化矿部分先脱泥再进行氧化矿的浮选，实现了对氧化铜矿的高效回收，但是该工艺流程较为复杂，主要针对铜品位5.3％左右的混合氧化矿；对于含高钙镁氧化率高于90％低品位氧化铜钴矿，因含有较多钙镁脉石和滑石等杂质矿物，泥化严重，浮选难度大，铜精矿产率高，对后酸浸硫酸消耗量大。专利cn 114054211 a公布了一种铜钴氧化矿的选冶联合处理方法，该方法通过硫氢化钠对氧化矿物表面硫化后，在戊钠黄药和苯甲羟肟酸的协同捕收作用下，采用延长浮选时间和连续5次粗选流程，其铜钴的综合回收率尚可，但即使进行了脱泥处理，精矿的产率仍达26.27％，造成过多的酸耗。因此，开发能够有效脱泥的浮选工艺，提升铜钴回收率的同时有效降低氧化铜钴矿精矿产率，提高铜钴金属品位，对减少后续酸浸硫酸使用量具有重要工业应用价值。
技术实现思路
1、针对含高钙镁氧化铜钴矿的铜钴浮选回收率和品位不高的问题，本发明提供了一种一种高钙镁氧化铜钴矿的浮选工艺，旨在简化工艺下还改善铜钴浮选回收率和品位。
2、高钙镁氧化铜钴矿的脉石含量高，且铜、钴的含量低，且脉石对铜钴嵌布包裹，如此会很大程度增加铜钴的浮选回收率、品位以及效率。针对该问题，本发明经过深入研究，提供了如下的改进方案：
3、一种高钙镁氧化铜钴矿的浮选方法，将待选的高钙镁氧化铜钴矿进行破碎、磨矿和调浆处理，得到原矿矿浆；
4、采用浮选药剂a对原矿矿浆进行粗选，收集得到粗选精矿和粗选尾矿；其中，所述的浮选药剂a包括水溶性硫化盐a、黄药类捕收剂a；
5、采用浮选药剂b对粗选精矿进行精选，收集得到铜钴精矿(最终精矿)和精选尾矿，将精选尾矿返回粗选和/或精选阶段；所述的浮选药剂b包括组合助剂、水溶性硫化盐b和黄药类捕收剂b，其中，所述的组合助剂包括助剂a和助剂b，其中，助剂a包括六偏磷酸及其水溶性盐；所述的助剂b包括羧甲基纤维素及其水溶性盐；
6、采用浮选药剂c对粗选尾矿进行扫选，得到扫选尾矿(最终尾矿)和扫选精矿，并将扫选的精矿返回至粗选过程，其中，所述的浮选药剂c包括水溶性硫化盐c和组合捕收剂；所述的组合捕收剂包括黄药类捕收剂c和水杨羟肟酸类捕收剂。
7、针对高钙镁氧化铜钴矿高脉石嵌布、包裹所致的铜、钴浮选回收率和选择性不理想的问题，本发明创新地采用浮选药剂a进行粗选，并配合含有组合助剂的成分进精选，进一步配合含有黄药和水杨羟肟酸的组合捕收剂进行扫选，如此能够意外地实现协同，能够解决高含量脉石对钴和铜的嵌布包裹所致的难于选择性回收和分选的问题，可以改善铜和钴的浮选回收率以及选择性。
8、本发明中，所述的组合助剂参与的精选以及所述组合捕收剂参与的扫选过程是协同改善高钙镁氧化铜钴矿物化适配性，改善铜和钴浮选回收率、选择性和效率的关键。
9、本发明中，原矿破碎细度为2-4mm；磨矿细度为小于0.074mm的产品占总质量的55％-90％；原矿矿浆浓度为30％-35％；
10、本发明中，高钙镁氧化铜钴矿，氧化铜钴矿中铜的品位1.5％～3.5％，钴的品位不低于0.12％，钴铜氧化率大于90％。进一步地，氧化铜钴矿中铜的品位1.5％～3.5％，钴的品位为0.12％～0.25％，钴铜氧化率大于90％
11、本发明中，所述的浮选药剂a中，所述的水溶性硫化盐a包括硫氢化钠、硫化钠中的至少一种；进一步包括重量比为1～10:1～10的硫氢化钠和硫化钠；
12、本发明中，所述的黄药类捕收剂a包括乙基黄药、丙基黄药、丁基黄药和戊基黄药中的至少一种；优选为重量比为1:0.5～5的丁基黄药和戊基黄药。
13、本发明中，粗选阶段包括三段粗选过程，步骤包括：将原矿矿浆进行第一段粗选，得到第一粗选精矿和第一粗选尾矿；并将第一粗选尾矿进行第二段粗选，得到第二粗选精矿和第二粗选尾矿，将第二粗选尾矿进行第三段粗选，得到第三粗选精矿和第三粗选尾矿；
14、将第一粗选精矿、第二粗选精矿、第三粗选精矿合并，制得粗选精矿；将第三粗选尾矿作为粗选尾矿进行扫选处理。
15、本发明中，第一段粗选阶段的浮选药剂a中，水溶性硫化盐a的用量为800～2000g/t，黄药类捕收剂a的用量为150～400g/t，进一步地，水溶性硫化盐a的用量为900～1600g/t，黄药类捕收剂a的用量为200～300g/t；优选地，第一段粗选阶段的浮选药剂a中，还添加有起泡剂，所述的起泡剂包括2#油或甲基异丁基甲醇中的至少一种；其中，起泡剂的用量为20～50g/t，进一步为30-40g/t；
16、本发明中，第一段粗选、第二段粗选的浮选药剂a的用量为第一段粗选阶段用量的35～100％，进一步可以为45～55％；
17、本发明中，第二段粗选、第三段粗选阶段的起泡剂的添加量小于或等于第一段粗选用量的50wt.％。进一步地，可以无需添加起泡剂。
18、本发明中，各粗选的刮泡时间为4～6min。
19、本发明中，所述的浮选药剂b中，所述的水溶性硫化盐b包括硫氢化钠、硫化钠中的至少一种；
20、本发明中，所述的黄药类捕收剂b包括乙基黄药、丙基黄药、丁基黄药和戊基黄药中的至少一种；优选为重量比为1:1～2的丁基黄药和戊基黄药；
21、本发明中，助剂a包括六偏磷酸钠；所述的助剂b包括羧甲基纤维素。所述的组合助剂中，助剂a和助剂b的重量比为1～2：1～2。
22、本发明中，精选过程包括两段精选过程，其步骤为：将粗选精矿进行第一精选，得到第一精选精矿和第一精选尾矿，将第一精选尾矿返回粗选过程，将第一精选精矿进行第二精选，得到第二精选精矿和第二精选尾矿；第二精选精矿为所述的铜钴精矿；将第二精选尾矿返回第一精选过程。
23、本发明中，第一精选过程中，助剂a的用量为100-200g/t、助剂b的用量为100-200g/t，水溶性硫化盐b的用量为100-200g/t，黄药类捕收剂b的用量为40～100g/t；
24、本发明中，第二精选过程中，助剂a和助剂b的用量为第一精选用量的35～65wt.％；水溶性硫化盐b、黄药类捕收剂b的用量小于或等于第一精选用量的20wt.％；考虑到成本，可无需添加水溶性硫化盐b、黄药类捕收剂b。
25、本发明中，各精选阶段的时间为3～4min。
26、本发明中，水溶性硫化盐c包括硫氢化钠、硫化钠中的至少一种；
27、本发明中，所述的组合捕收剂中，所述的黄药类捕收剂c包括乙基黄药、丙基黄药、丁基黄药和戊基黄药中的至少一种；优选为重量比为1:1～2的丁基黄药和戊基黄药；
28、本发明中，组合捕收剂中，所述的黄药类捕收剂c、水杨羟肟酸类捕收剂的重量比为1～10:1，进一步为2～6:1。
29、本发明中，扫选过程包括两段扫选过程，其步骤为：将粗选尾矿进行第一段扫选，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿；将第一扫选尾矿进行第二段扫选处理，得到第二扫选精矿和扫选尾矿；
30、将所述的第一扫选精矿和第二扫选精矿混合后返回粗选过程；
31、本发明中，第一扫选阶段，水溶性硫化盐c的用量为100-200g/t；黄药类捕收剂的用量为40～100g/t；水杨羟肟酸类捕收剂10-20g/t；丁基黄药和戊基黄药添加比例1:1～1:2；
32、本发明中，第一扫选阶段还添加有起泡剂，所述的起泡剂包括2#油或甲基异丁基甲醇中的至少一种；其用量为5-20g/t；
33、本发明中，第二扫选阶段的药剂用量为第一段药剂用量的35～65wt％；起泡剂用量为第一段药剂用量10wt.％以下；
34、本发明中，各扫选阶段的时间为3～4min。
35、有益效果：
36、本发明创新地采用浮选药剂a进行粗选，并配合含有组合助剂的成分进精选，进一步配合含有黄药和水杨羟肟酸的组合捕收剂进行扫选，如此能够意外地实现协同，能够解决高含量脉石对钴和铜的嵌布包裹所致的难于选择性回收和分选的问题，可以改善铜和钴的浮选回收率以及选择性。
37、本浮选工艺的目的是对铜钴氧化矿强化浮选提高铜钴回收率，同时抑制钙镁杂质矿物的浮选，通过闭路流程，大大提升了铜钴金属的回收率，并尽量减少抛尾的铜钴金属损失，降低氧化铜钴矿精矿产率，提高铜钴金属品位。
1.一种高钙镁氧化铜钴矿的浮选方法，其特征在于，将待选的高钙镁氧化铜钴矿进行破碎、磨矿和调浆处理，得到原矿矿浆；
2.如权利要求1所述的高钙镁氧化铜钴矿的浮选方法，其特征在于，原矿破碎细度为2-4mm；磨矿细度为小于0.074mm的产品占总质量的55％-90％；原矿矿浆浓度为30％-35％；
3.如权利要求1所述的高钙镁氧化铜钴矿的浮选方法，其特征在于，所述的浮选药剂a中，所述的水溶性硫化盐a包括硫氢化钠、硫化钠中的至少一种；进一步包括重量比为1～10:1～10的硫氢化钠和硫化钠；
4.如权利要求3所述的高钙镁氧化铜钴矿的浮选方法，其特征在于，粗选阶段包括三段粗选过程，步骤包括：将原矿矿浆进行第一段粗选，得到第一粗选精矿和第一粗选尾矿；并将第一粗选尾矿进行第二段粗选，得到第二粗选精矿和第二粗选尾矿，将第二粗选尾矿进行第三段粗选，得到第三粗选精矿和第三粗选尾矿；
5.如权利要求4所述的高钙镁氧化铜钴矿的浮选方法，其特征在于，第一段粗选阶段的浮选药剂a中，水溶性硫化盐a的用量为800～2000g/t，黄药类捕收剂a的用量为150～400g/t；优选地，第一段粗选阶段的浮选药剂a中，还添加有起泡剂，所述的起泡剂包括2#油或甲基异丁基甲醇中的至少一种；其中，起泡剂的用量为20～50g/t；
6.如权利要求1所述的高钙镁氧化铜钴矿的浮选方法，其特征在于，所述的浮选药剂b中，所述的水溶性硫化盐b包括硫氢化钠、硫化钠中的至少一种；
7.如权利要求6所述的高钙镁氧化铜钴矿的浮选方法，其特征在于，精选过程包括两段精选过程，其步骤为：将粗选精矿进行第一精选，得到第一精选精矿和第一精选尾矿，将第一精选尾矿返回粗选过程，将第一精选精矿进行第二精选，得到第二精选精矿和第二精选尾矿；第二精选精矿为所述的铜钴精矿；将第二精选尾矿返回第一精选过程。
8.如权利要求7所述的高钙镁氧化铜钴矿的浮选方法，其特征在于，第一精选过程中，助剂a的用量为100-200g/t、助剂b的用量为100-200g/t，水溶性硫化盐b的用量为100-200g/t，黄药类捕收剂b的用量为40～100g/t；
9.如权利要求1所述的高钙镁氧化铜钴矿的浮选方法，其特征在于，水溶性硫化盐c包括硫氢化钠、硫化钠中的至少一种；
10.如权利要求8所述的高钙镁氧化铜钴矿的浮选方法，其特征在于，扫选过程包括两段扫选过程，其步骤为：将粗选尾矿进行第一段扫选，得到第一扫选精矿和第一扫选尾矿；将第一扫选尾矿进行第二段扫选处理，得到第二扫选精矿和扫选尾矿；
