[0001] 本发明涉及一种氧化铜矿偶联活化剂及其应用，属于选矿浮选药剂技术领域。

[0002] 铜金属是国民经济和技术发展的一种重要金属资源，常常应用于建筑、化工、医疗等诸多行业。铜金属在自然界中通常以铜硫化合物或铜氧化合物的形式存在于矿石中。硫化铜矿石是冶炼获得铜金属的主要来源，然而，随着矿产资源的开发和利用，高品位、易处理的硫化铜矿资源逐年减少。因此，为了保证在生产和经济发展中有充足的铜金属，通常采取从国外进口高质量硫化铜矿，但这个方法运输成本较高，同时在购买过程中可能会受到其他国家对资源购买的限制。为了充分利用现有资源，减少铜金属的对外依存度，许多研究者研究了氧化铜的高效回收，以此来补充短缺的铜资源。

[0003] 现阶段对于氧化铜的综合回收主要采用浮选和浸出的方法。浸出一般分为酸浸和碱浸，酸浸一般采取硫酸作为浸出剂，硫酸在使用过程存在一定的安全风险，同时从浸出液中回收铜也会存在一定的困难，比如硅孔雀石采用硫酸为浸出剂时，浸出液中含有硅酸，硅酸的存在导致过滤困难。同时，对于废酸的处理也存在一定的危险性和难度。碱浸一般采用氨水为浸出剂，但是氨水容易挥发出氨气，对于氨水的运输和使用存在一定的危险和不便，同时在使用过程中对操作者不友好。浸出工艺不仅流程复杂，对于操作者存在一定的危险性，同时浸出工艺需要大量的场地，对后续废水的处理也比较严格。除了浸出以外，工业生产中通常采用浮选法对氧化铜矿石进行回收，浮选中最常用的工艺为硫化浮选法。硫化浮选法是通过在矿物表面生成稳定的硫化铜薄膜来促进后续黄药的吸附从而实现对氧化铜矿的浮选回收。单独采用硫化钠为活化剂时，硫化钠与矿物表面生成的硫化铜不稳定，容易脱落，而且硫化钠用量过高时，多余的硫化钠与矿物表面溶解出来的铜离子反应生成硫化铜胶体，从而使氧化铜矿物的浮选受到抑制。因此，硫化浮选过程中要控制硫化钠用量，从而来实现对氧化铜矿的有效浮选。为了削弱硫化铜胶体对氧化铜浮选的影响，研究者们利用金属离子或者铵盐来实现对氧化铜矿的强化硫化浮选。但该方法也存在一定的局限性，因强化硫化而添加的金属离子或是铵盐的用量也需要控制，用量较少达不到加强活化的目的，用量过多则会对氧化铜矿物进行抑制，同时在矿浆中添加金属离子，矿浆溶液中残余有部分的金属离子，这部分金属离子对后续的水体存在这巨大的威胁。面对现在品位更低，氧化铜矿成分更加复杂的矿石来说，采用直接硫化或是强化硫化的方法无法有效的回收氧化铜矿，同时硫化钠的大量使用对水体也存在危害。

[0004] 为了解决上述技术问题，本发明的目的在于提供了一种药剂用量小、适应性强的氧化铜矿偶联活化剂，并将该偶联活化剂用于无硫浮选氧化铜矿，浮选通过两次粗选回收矿物中的硫化铜矿物，之后以无机铵为表面清洗改性活化剂，有机胺为二次偶联活化剂，黄#药为捕收剂，2 油为起泡剂来有效回收矿石中的氧化铜矿。本发明的偶联活化剂可以提高氧化铜矿的浮选回收率，实现氧化铜矿的有效回收。

[0005] 本发明的氧化铜矿偶联活化剂在浮选氧化铜矿中的应用，首先对原矿进行破碎和#磨矿，之后将破碎、磨矿后的矿石运输至浮选机中，后加入脉石抑制剂，以黄药为捕收剂，2油为起泡剂对矿石中的硫化铜矿进行回收，硫化铜的浮选尾矿通过加入无机铵对氧化铜矿进行表面清洗改性活化，之后采用有机胺对其进行二次偶联活化，然后添加黄药进行表面#
疏水化改性，再使用2油为起泡剂对其进行浮选回收。

[0006] 具体步骤如下：（1）碎磨：首先将原矿进行破碎、磨矿至以质量计粒度为‑0.074mm占80%以上，磨矿后的矿浆采用32目的振动筛进行隔粗处理；
（2）浮选回收硫化铜矿物：在步骤（1）中合格浓度的矿浆中添加碳酸钠和水玻璃进行脉石矿物的抑制，碳酸钠和水玻璃不仅可以对矿物中的石英和方解石等脉石矿物起到抑制作用，同时还存在矿泥分散的作用，从而减小矿泥对后续浮选的影响，其次还可以调节矿#
浆pH，待抑制剂与矿浆充分反应后加入黄药和2 油，使矿物与药剂充分反应后对矿物中的硫化铜矿进行回收；
（3）浮选回收氧化铜矿物：在步骤（2）中的硫化铜浮选尾矿中加入适量的无机铵对矿浆中的氧化铜矿进行表面清洗改性活化，之后添加有机胺对矿浆中氧化铜矿进行二次偶联活化，待活化剂与矿物充分反应后加入捕收剂和起泡剂，待药剂充分与矿浆中氧化铜矿反应后，进行充气浮选。

[0007] 步骤（1）中的氧化铜矿中分为硅酸盐型氧化铜矿和碳酸盐型氧化铜矿。

[0008] 步骤（1）中的硅酸盐型氧化铜矿中的主要矿物为硅孔雀石、孔雀石、蓝铜矿、黄铜矿、黝铜矿、方解石、石英等，Cu品位2.78%，SiO2品位67.35%，Fe品位2.21%，CaO品位 5.56%，铜的质量百分数为游离氧化铜18.81%，结合氧化铜47.57%，次生硫化铜9.60%，原生硫化铜24.02%。

[0009] 步骤（1）中的碳酸盐型氧化铜矿中的主要矿物为孔雀石、蓝铜矿、硅孔雀石、黝铜矿、黄铜矿、方解石、石英等， Cu品位2.58%，SiO2品位65.35%，Fe品位2.18%，CaO品位 5.53%，铜的质量百分数为游离氧化铜49.81%，结合氧化铜13.87%，次生硫化铜7.30%，原生硫化铜29.02%
步骤（2）中的硫化铜浮选流程为两次粗选。

[0010] 步骤（2）中硫化铜浮选加药顺序为抑制剂、捕收剂和起泡剂，抑制剂为：碳酸钠和#水玻璃；捕收剂为：黄药；起泡剂为：2 油，其中碳酸钠和水玻璃不仅起到脉石抑制的作用，还能分散矿浆中的矿泥，减小残余矿泥对后续试验的影响。

[0011] 步骤（2）中的捕收剂主要为：异丁基钠黄药或异戊基钠黄药。

[0012] 步骤（2）中添加的碳酸钠用量为500 800g/t，水玻璃用量为500 1000g/t，黄药总# ~ ~用量为100 300g/t，2 油用量为30 50g/t。药剂添加到矿浆中之后搅拌3 5min，浮选时间为~ ~ ~
5 8min。
~

[0013] 步骤（3）中的氧化铜浮选流程为两粗两扫三精。

[0014] 步骤（3）中表面清洗改性活化剂为无机铵，偶联有机活化剂为有机胺，无机活化剂为硫酸铵或氯化铵中的一种，有机活化剂为邻苯二胺或环己二胺中的一种，捕收剂为异丁#基钠黄药或异戊基钠黄药中的一种，起泡剂为2油。

[0015] 步骤（3）无机铵的总用量为200 750g/t，有机胺的总用量为200 1050g/t，黄药的~ ~#
药剂总用量为400 1000g/t，起泡剂2油的药剂用量为30 70g/t，其药剂作用时间为3min。
~ ~

[0016] 步骤（3）中的粗选浮选时间为5 10min，扫选时间为5 8min，精选1的浮选时间为5~ ~ ~15min，精选2的浮选时间为5 10min，精选3的浮选时间为5 8min。
~ ~

[0017] 本发明的原理如下：在氧化铜矿偶联活化‑黄药浮选过程中，无机铵首先对矿物表面起到一个清洁作用，打破矿物表面的水化膜，同时对矿物表面的铜离子存在一定的溶蚀作用，之后暴露出新鲜的矿物表面，降低矿物表面活性中心与后续药剂作用的作用能，使矿物表面活性位点与接下来的药剂更容易反应。加入有机胺后，有机胺与矿物表面的铜活性位点通过静电或是氢键作用构成以金属酶为第一配位环境的活性中心，该活性中心的活性比矿物表面原先存在的铜位点的活性更强，为后续黄药的吸附提供更加稳定和活性更高的铜源。有机胺与铜离子配合形成的配合物带正电，矿物表面电性增强，导致其与后续的阴离子捕收剂之间作用所需的作用能更低，阴离子捕收剂更容易吸附在矿物表面。当矿浆中加入黄药时，带正电的活性中心与黄原酸根在作用的过程中，矿物表面与黄药作用所需作用能降低，从而使矿物表面吸附更多的黄药，导致矿物表面疏水化从而实现对氧化铜矿的浮选回收。

[0018] 邻苯二胺与矿物表面铜离子可能发生如下反应：铜离子与邻苯二胺的反应方程式
环己二胺与矿物表面铜离子可能发生如下反应：
铜离子与环己二胺的反应方程式
本发明的氧化铜矿偶联活化剂适用于硅酸盐型氧化铜矿和碳酸盐型氧化铜矿，实用性强，药剂稳定性好，易于配制和添加，使用方便，能有效实现硅酸盐型和碳酸盐型氧化铜矿的有效回收，具有良好的应用前景。

[0019] 本发明的有益效果为：（1）本发明所述的氧化铜矿偶联活化剂浮选氧化铜矿与直接黄药或硫化黄药浮选法相比，无机铵通过对矿物表面的清洗及溶蚀作用，使得矿物表面的新鲜表面和活性位点更多，其次有机胺与矿物表面铜离子生成的金属活性中心可以稳定存在于矿物表面，该活性中心活性更高，与阴离子捕收剂所需的作用能更低，促进黄药吸附，使得矿物表面的疏水基团增多，疏水性增强。

[0020] （2）本发明所述方法工艺流程简单，操作简便，药剂实用性强，对环境危害小。

[0021] （3）本发明所述氧化铜矿偶联活化剂，药剂易于配制和添加，使用方便，能有效实现对硅酸盐型和碳酸盐型氧化铜矿的回收，应用前景良好。

[0022] （4）本发明提供的氧化铜矿偶联活化剂可以有效回收硅酸盐型和碳酸盐型氧化铜矿，是一套具有工业价值的回收方法，解决了硅酸盐型氧化铜矿难以回收利用的难题，为硅酸盐型氧化铜矿的回收提供一种新的思路，具有较大的经济价值和理论价值。附图说明

[0023] 图1为本发明氧化铜矿浮选流程图。

[0024] 下面结合具体实施例对本发明作进一步详细说明，本实施例仅用于对本发明作出具体说明，但本发明的保护范围并不限于所述内容。

[0025] 实施例1：本实施例处理的硅酸盐型氧化铜矿中：Cu品位2.78%，SiO2品位67.35%，Fe品位2.21%，CaO品位 5.56%，主要矿物为硅孔雀石、孔雀石、蓝铜矿、黄铜矿、黝铜矿、方解石、石英等，铜的质量百分数为游离氧化铜18.81%，结合氧化铜47.57%，次生硫化铜9.60%，原生硫化铜24.02%。

[0026] 本实施例首先对云南某地的硅酸盐型氧化铜矿进行碎磨，碎磨后浮选回收硫化铜，之后浮选尾矿进行偶联活化‑黄药浮选，浮选中用氧化铜矿偶联活化剂，该偶联活化剂包括无机铵和有机胺，无机铵对矿物表面进行清洗改性活化，有机胺对其进行二次偶联活化，之后以黄药对其进行疏水性改性，从而浮选回收氧化铜，其中，无机铵为硫酸铵，有机胺为邻苯二胺，其工艺流程图如图1所示，具体步骤如下：（1）碎磨：首先将矿石进行破碎、磨矿至以质量计粒度为‑0.074mm占89.33％；
（2）浮选回收硫化铜矿物：将步骤（1）的合格粒级的矿浆运输至浮选机中，调整矿浆的质量浓度为20%，之后进行浮选回收黄铜矿和黝铜矿，硫化铜浮选粗1‑1阶段，碳酸钠#
500g/t，水玻璃800g/t，异丁基钠黄药100g/t，2油20g/t，药剂搅拌时间为3min，浮选时间#
6min，硫化铜粗1‑2阶段，异丁基钠黄药60g/t，2油10g/t，浮选时间为5min，得到硫化铜粗精矿，品位及回收率见表1；
（3）浮选回收氧化铜矿物：向步骤（2）的浮选尾中添加硫酸铵100g/t，搅拌3min，之后向矿浆中加入邻苯二胺100g/t，搅拌5min，之后加入300g/t异戊基钠黄药，搅拌时间为#
3min，浮选所用起泡剂为2油，用量为30g/t，搅拌时间3min，浮选时间为8min；
（4）向步骤（3）中的浮选尾矿中添加100g/t硫酸铵，搅拌3min，100g/t邻苯二胺，搅#
拌3min，100g/t异戊基钠黄药，10g/t 2 油，搅拌3min，进行氧化铜矿粗2‑2浮选，浮选时间为7min；
（5）步骤（4）中的尾矿继续进行氧化铜矿的扫选回收，扫选1中添加50g/t戊基钠黄#
药，搅拌3min，5g/t 2油，搅拌3min，浮选时间为5min；向扫选1的尾矿中添加50g/t戊基钠#
黄药，搅拌3min，5g/t2油，浮选时间5min；
（6）步骤（3）和步骤（4）中的氧化铜浮选粗精矿共同进行后续的三次精选，精选1中添加300g/t水玻璃，搅拌3min，之后进行浮选，浮选时间为12min，精选2和精选3的浮选时间分别为8min和6min。各中矿按顺序返回构成氧化铜矿浮选闭路，获得的氧化铜精矿，品位和回收率见表1。

[0027] 实施例2：本实施例处理的碳酸盐型氧化铜矿中：Cu品位2.58%，SiO2品位65.35%，Fe品位2.18%，CaO品位 5.56%，主要矿物为孔雀石、蓝铜矿、硅孔雀石、黝铜矿、黄铜矿、方解石、石英等，铜的质量百分数为游离氧化铜49.81%，结合氧化铜13.87%，次生硫化铜7.30%，原生硫化铜29.02%。

[0028] 本实施例首先对云南某地的碳酸盐型氧化铜矿进行碎磨，碎磨后浮选回收硫化铜，之后浮选尾矿进行偶联活化‑黄药浮选，浮选中用氧化铜矿偶联活化剂，该偶联活化剂包括无机铵和有机胺，其中无机胺为氯化铵，有机胺为环己二胺，其工艺流程图如图1所示，具体步骤如下：（1）碎磨：首先将矿石进行破碎、磨矿至以质量计粒度为‑0.074mm占87.43％；
（2）浮选回收硫化铜矿物：将步骤（1）中合格粒级的磨矿产品运输至浮选机中，调整矿浆的质量浓度为30%，之后进行浮选回收黝铜矿和黄铜矿。硫化铜浮选粗1‑1阶段，碳酸#
钠500g/t，水玻璃800g/t，异丁基钠黄药90g/t，2 油15g/t，药剂搅拌时间为3min，浮选时间#
6min。硫化铜粗1‑2阶段，异丁基钠黄药50g/t，2油10g/t，浮选时间为5min。得到硫化铜粗精矿，品位及回收率见表1；
（3）浮选回收氧化铜矿物：向步骤（2）的浮选尾中添加氯化铵300g/t，搅拌3min，之后向矿浆中加入环己二胺100g/t，搅拌5min，之后加入500g/t异丁基钠黄药，搅拌时间为#
3min。浮选所用起泡剂为2油，用量为30g/t，搅拌时间3min，浮选时间为8min。

[0029] （4）向步骤（3）中的浮选尾矿中添加200g/t氯化铵，搅拌3min，100g/t环己二胺，搅#拌3min，300g/t异丁基钠黄药，10g/t 2 油，搅拌3min，进行氧化铜矿粗2‑2浮选，浮选时间为7min；
（5）步骤（4）中的尾矿继续进行氧化铜矿的扫选回收，扫选1添加70g/t丁基钠黄#
药，搅拌3min，5g/t 2油，搅拌3min，浮选时间为8min；向扫选1的尾矿中添加50g/t戊基钠#
黄药，搅拌3min，5g/t2油，浮选时间5min；
（6）步骤（3）和步骤（4）中的氧化铜浮选粗精矿共同进行后续的三次精选，精选1中添加250g/t水玻璃，搅拌3min，充气浮选时间为5min，精选2和精选3的浮选时间分别为5min和5min。各中矿按顺序返回构成氧化铜矿浮选闭路，获得的氧化铜精矿，品位和回收率见表
1。

[0030] 实施例3：本实施例处理的硅酸盐型氧化铜矿中：Cu品位2.73%，SiO2品位67.38%，Fe品位2.11%，CaO品位 5.57%，主要矿物为硅孔雀石、孔雀石、蓝铜矿、黄铜矿、黝铜矿、方解石、石英等，铜的质量百分数为游离氧化铜18.81%，结合氧化铜47.57%，次生硫化铜9.60%，原生硫化铜24.02%。

[0031] 本实施例首先对云南某地的硅酸盐型氧化铜矿进行碎磨，碎磨后浮选回收硫化铜，之后浮选尾矿进行偶联活化‑黄药浮选，浮选中采用氧化铜矿偶联活化剂，该偶联活化剂包括无机铵和有机胺，其中无机胺为硫酸铵，有机胺为环已二胺，其工艺流程图如图1所示，具体步骤如下：（1）碎磨：首先将矿石进行破碎、磨矿至以质量计粒度为‑0.074mm占85.92%；
（2）浮选回收硫化铜矿物：将步骤（1）中的合格粒级的磨矿产品运输至浮选机中，调整矿浆的质量浓度为25%，之后进行浮选回收黄铜矿和黝铜矿。硫化铜浮选粗1‑1阶段，碳#
酸钠500g/t，水玻璃800g/t，异丁基钠黄药100g/t，2 油20g/t，药剂搅拌时间微3min，浮选#
时间6min。硫化铜粗1‑2阶段，异丁基钠黄药60g/t，2油10g/t，浮选时间为5min；
（3）浮选回收氧化铜矿物：向步骤（2）的浮选尾中添加硫酸铵500g/t，搅拌3min，之后向矿浆中加入环己二胺700g/t，搅拌5min，之后加入300g/t异戊基钠黄药，搅拌3min；浮#
选所用起泡剂为2油，用量为20g/t，搅拌时间3min，浮选8min，得到氧化铜粗2‑1粗精矿；
（4）向步骤（3）中的浮选尾矿中添加250g/t硫酸铵，350g/t环己二胺，150g/t异戊#
基钠黄药，10g/t 2油，进行氧化铜矿粗2‑2浮选，浮选时间为7min；
（5）步骤（4）中的尾矿继续进行氧化铜矿的扫选回收，扫选1添加50g/t异戊基钠黄#
药，搅拌3min，5g/t 2油，搅拌3min，浮选时间为6min；向扫选1的尾矿中添加50g/t异戊基#
钠黄药，搅拌3min，5g/t2油，浮选时间6min；
（6）步骤（3）和步骤（4）中的氧化铜浮选粗精矿共同进行后续的三次精选，精选1添加200g/t水玻璃，搅拌3min，充气搅拌15min。精选2和精选3的浮选时间分别为10min和
8min。各中矿按顺序返回构成氧化铜矿浮选闭路，获得的氧化铜精矿，品位和回收率见表1。

[0032] 实施例4：本实施例处理的碳酸盐型氧化铜矿中：Cu品位2.47%，SiO2品位65.25%，Fe品位2.13%，CaO品位 5.56%，主要矿物为孔雀石、蓝铜矿、硅孔雀石、黝铜矿、黄铜矿、方解石、石英等，铜的质量百分数为游离氧化铜49.81%，结合氧化铜13.87%，次生硫化铜7.30%，原生硫化铜29.02%。

[0033] 本实施例首先对云南某地的碳酸盐型氧化铜矿进行碎磨，碎磨后浮选回收硫化铜，之后浮选尾矿进行偶联活化‑黄药浮选，浮选中用氧化铜矿偶联活化剂，该偶联活化剂包括无机铵和有机胺，其中无机胺为氯化铵，有机胺为邻苯二胺，其工艺流程图如图1所示，具体步骤如下：（1）碎磨：首先将矿石进行破碎、磨矿至以质量计粒度为‑0.074mm占80.56％；
（2）浮选回收硫化铜矿物：将步骤（1）中的合格粒级的磨矿产品运输至浮选机中，调整矿浆的质量浓度为30%，之后进行浮选回收黝铜矿和黄铜矿。硫化铜浮选粗1‑1阶段，碳#
酸钠500g/t，水玻璃800g/t，异丁基钠黄药90g/t，2油15g/t，药剂搅拌时间为3min，浮选时#
间6min；硫化铜粗1‑2阶段，异丁基钠黄药50g/t，2油10g/t，浮选时间为5min；得到硫化铜粗精矿，品位及回收率见表1；
（3）浮选回收氧化铜矿物：向步骤（2）的浮选尾中添加500g/t氯化铵，搅拌3min，之后向矿浆中加入邻苯二胺200g/t，搅拌5min，之后加入200g/t异丁基钠黄药，搅拌时间为#
3min。浮选所用起泡剂为2油，用量为30g/t，搅拌时间3min，浮选时间为8min；
（4）向步骤（3）中的浮选尾矿中添加250g/t氯化铵，搅拌3min，100g/t邻苯二胺，搅#
拌3min，100g/t异丁基钠黄药，10g/t 2油，进行氧化铜矿粗2‑2浮选，浮选时间为7min；
（5）步骤（4）中的尾矿继续进行氧化铜矿的扫选回收，扫选1添加100g/t丁基钠黄#
药，搅拌3min，10g/t 2 油，搅拌3min，浮选时间为8min；向扫选1的尾矿中添加100g/t戊基#
钠黄药，搅拌3min，10g/t2油，浮选时间8min；
（6）步骤（3）和步骤（4）中的氧化铜浮选粗精矿共同进行后续的三次精选，精选1中添加200g/t水玻璃，搅拌3min，浮选时间为12min，精选2和精选3的浮选时间分别为8min和
6min。各中矿按顺序返回构成氧化铜矿浮选闭路，获得的氧化铜精矿，品位和回收率见表1。

[0034] 对比实施例1：本实施例处理的硅酸盐型氧化铜矿中：Cu品位2.75%，SiO2品位67.35%，Fe品位2.21%，CaO品位 5.56%，主要矿物为硅孔雀石、孔雀石、蓝铜矿、黄铜矿、黝铜矿、方解石、石英等，铜的质量百分数为游离氧化铜19.81%，结合氧化铜45.87%，次生硫化铜
9.30%，原生硫化铜25.02%。

[0035] 本对比实施例首先对云南某地的硅酸盐型氧化铜矿进行碎磨，然后将碎磨后的矿石调浆后，采用黄药作为捕收剂回收硫化铜矿物，之后以硫酸铵为活化剂，对硫化铜浮选尾矿中的氧化铜矿进行硫化浮选。具体步骤如下：（1）碎磨：首先将原矿进行破碎、磨矿至以质量计粒度为‑0.074mm占80.56%；
（2）浮选回收硫化铜矿物：将步骤（1）中的合格粒级的磨矿产品运输至浮选机中，调整矿浆的质量浓度为25%，之后进行浮选回收黄铜矿和黝铜矿。硫化铜浮选粗1‑1阶段，碳#
酸钠500g/t，水玻璃800g/t，异丁基钠黄药100g/t，2 油20g/t，药剂搅拌时间为3min，浮选#
时间6min。硫化铜粗1‑2阶段，异丁基钠黄药60g/t，2油10g/t，浮选时间为5min。

[0036] （3）向步骤（2）的浮选尾矿中添加500g/t硫酸铵，1200g/t硫化钠，500g/t异丁基钠#黄药， 20g/t 2油，药剂搅拌时间为3min，浮选时间8min，得到氧化铜粗2‑1粗精矿，之后向#
矿浆中添加250g/t硫酸铵，800g/t硫化钠，200g/t异丁基钠黄药和10g/t 2油，每种药剂加入后，分别搅拌3min，之后浮选7min得到氧化铜粗2‑2粗精矿，粗精矿进行统一精选；
（4）步骤（3）中粗精矿浮选结束后的矿物继续进行两次扫选，扫选1添加100g/t异#
丁基钠黄药，10g/t 2油，搅拌3min后进行浮选，浮选时间为5min，扫选1的尾矿中继续添加#
100g/t异丁基钠黄药，5g/t 2油，搅拌3min，浮选时间为5min。

[0037] （5）步骤（3）中的粗精矿进行三次精选，精选1中水玻璃药剂用量为200g/t，搅拌3min，浮选时间为12min，精选2和精选3浮选时间分别8min，6min。各中矿按顺序返回构成氧化铜矿浮选闭路，获得的氧化铜精矿，品位和回收率见表2。

[0038] 对比实施例2：本实施例处理的碳酸盐型氧化铜矿中：Cu品位2.45%，SiO2品位65.05%，Fe品位2.14%，CaO品位 5.53%，主要矿物为孔雀石、蓝铜矿、硅孔雀石、黝铜矿、黄铜矿、方解石、石英等，铜的质量百分数为游离氧化铜49.81%，结合氧化铜13.87%，次生硫化铜
7.30%，原生硫化铜29.02%。

[0039] 本对比实施例首先对云南某地的碳酸盐型氧化铜矿进行碎磨，然后将碎磨后的矿石调浆后，采用黄药作为捕收剂回收硫化铜矿物，之后以氯化铵为活化剂，对硫化铜浮选尾矿中的氧化铜矿进行硫化浮选。具体步骤如下：（1）碎磨：首先将原矿进行破碎、磨矿至以质量计粒度为‑0.074mm占83.66%；
（2）浮选回收硫化铜矿物：将步骤（1）中的合格粒级的磨矿产品运输至浮选机中，调整矿浆的质量浓度为30%，之后进行浮选回收黝铜矿和黄铜矿。硫化铜浮选粗1‑1阶段，碳#
酸钠500g/t，水玻璃800g/t，异丁基钠黄药90g/t，2油15g/t，药剂搅拌时间为3min，浮选时#
间6min。硫化铜粗1‑2阶段，异丁基钠黄药50g/t，2油10g/t，浮选时间为5min。得到硫化铜粗精矿，品位及回收率见表2。

[0040] （3）向步骤（2）的浮选尾矿中添加300g/t氯化铵，1000g/t硫化钠，500g/t异丁基钠#黄药， 20g/t 2 油，浮选时间8min，得到氧化铜粗2‑1粗精矿，之后向矿浆中添加200g/t氯#
化铵，800g/t硫化钠，200g/t异丁基钠黄药和10g/t 2 油，浮选7min得到氧化铜粗2‑2粗精矿，粗精矿进行统一精选；
（4）步骤（3）中粗精矿浮选结束后的矿物继续进行两次扫选，扫选1添加100g/t异#
丁基钠黄药，10g/t 2油，搅拌3min后进行浮选，浮选时间为8min，扫选1的尾矿中继续添加#
100g/t异丁基钠黄药，5g/t 2油，搅拌3min，浮选时间为6min。

[0041] （5）步骤（3）中的粗精矿进行三次精选，精选1中添加200g/t水玻璃，搅拌3min，浮选时间为12min，精选2和精选3浮选时间为8min，6min。各中矿按顺序返回构成氧化铜矿浮选闭路，获得的氧化铜精矿，品位和回收率见表2。

[0042] 实施例的对比实施例3：本实施例处理的硅酸盐型氧化铜矿中：Cu品位2.73%，SiO2品位67.35%，Fe品位2.11%，CaO品位 5.56%，主要矿物为硅孔雀石、孔雀石、蓝铜矿、黄铜矿、黝铜矿、方解石、石英等，铜的质量百分数为游离氧化铜19.81%，结合氧化铜45.87%，次生硫化铜9.30%，原生硫化铜25.02%。

[0043] 本对比实施例首先对云南某地的硅酸盐型氧化铜矿进行碎磨，然后将碎磨后的矿石调浆后，采用黄药作为捕收剂对其进行浮选。具体步骤如下：（1）碎磨：首先将原矿进行破碎、磨矿至以质量计粒度为‑0.074mm占80.56%；
（2）浮选回收硫化铜矿物：将步骤（1）中的合格粒级的磨矿产品运输至浮选机中，调整矿浆的质量浓度为30%，之后进行浮选回收黄铜矿和黝铜矿。硫化铜浮选粗1‑1阶段，碳#
酸钠500g/t，水玻璃800g/t，异丁基钠黄药100g/t，2 油20g/t，药剂搅拌时间为3min，浮选#
时间6min。硫化铜粗1‑2阶段，异丁基钠黄药60g/t，2油10g/t，浮选时间为5min；
#
（3）向步骤（2）的浮选尾矿中添加800g/t异戊基钠黄药，20g/t 2 油，浮选时间#
8min，得到氧化铜粗2‑1粗精矿，之后向矿浆中500g/t异戊基钠黄药和10g/t 2 油，浮选
7min得到氧化铜粗2‑2粗精矿，粗精矿进行统一精选；
（4）步骤（3）中粗精矿浮选结束后的矿物继续进行两次扫选，扫选1中加入200g/t#
异戊基钠黄药和15g/t 2油，药剂搅拌时间为3min，浮选时间为8min，扫选1的尾矿中继续#
添加100g/t异戊基钠黄药和10g/t 2油，药剂搅拌3min，充气浮选6min；
（5）步骤（3）中的粗精矿进行三次精选，精选1水玻璃用量为200g/t，搅拌时间为
3min，浮选时间为12min，精选2和精选3浮选时间分别为8min，6min。各中矿按顺序返回构成氧化铜矿浮选闭路，获得的氧化铜精矿，品位和回收率见表2。

[0044] 对比实施例4：本实施例处理的碳酸盐型氧化铜矿中：本实施例处理的碳酸盐型氧化铜矿中：Cu品位2.45%，SiO2品位65.05%，Fe品位2.24%，CaO品位 5.53%，主要矿物为孔雀石、蓝铜矿、硅孔雀石、黝铜矿、黄铜矿、方解石、石英等，铜的质量百分数为游离氧化铜49.81%，结合氧化铜13.87%，次生硫化铜7.30%，原生硫化铜29.02%。

[0045] 本对比实施例首先对云南某地的碳酸盐型氧化铜矿进行碎磨，然后将碎磨后的矿石调浆后，采用黄药作为捕收剂对其进行浮选。具体步骤如下：（1）碎磨：首先将原矿进行破碎、磨矿至以质量计粒度为‑0.074mm占83.66%；
（2）浮选回收硫化铜矿物：将步骤（1）中的合格粒级的磨矿产品运输至浮选机中，调整矿浆的质量浓度为30%，之后进行浮选回收黝铜矿和黄铜矿。硫化铜浮选粗1‑1阶段，碳#
酸钠500g/t，水玻璃800g/t，异丁基钠黄药90g/t，2油15g/t，药剂搅拌时间为3min，浮选时#
间6min。硫化铜粗1‑2阶段，异丁基钠黄药50g/t，2油10g/t，浮选时间为5min，得到硫化铜粗精矿，品位及回收率见表2；
#
（3）向步骤（2）的浮选尾矿中添加600g/t异丁基钠黄药， 20g/t 2 油，浮选时间#
8min，得到氧化铜粗2‑1粗精矿，之后向矿浆中添加300g/t异丁基钠黄药和10g/t 2油，浮选7min得到氧化铜粗2‑2粗精矿。粗精矿进行统一精选。

[0046] （4）步骤（3）中粗精矿浮选结束后的矿物继续进行两次扫选，扫选1添加的异丁基#钠黄药用量为100g/t，2油10g/t，药剂搅拌时间为3min，浮选时间为8min，扫选1的尾矿中#
继续添加100g/t异丁基钠黄药和5g/t 2油，药剂搅拌时间为3min，浮选时间为6min；
（5）步骤（3）中的粗精矿进行三次精选，精选1水玻璃用量为200g/t，搅拌时间为
3min，浮选时间为12min，精选2和精选3浮选时间分别为8min，6min。各中矿按顺序返回构成氧化铜矿浮选闭路，获得的氧化铜精矿，品位和回收率见表2。

[0047] 表1 实施例浮选试验结果表2 对比实施例浮选试验结果
由表1可知，以无机铵为表面清洗活化剂，有机胺为二次偶联活化剂时，硅酸盐型氧化铜精矿铜品位为18%左右，回收率约为60%，碳酸盐型铜精矿铜品位约为17%，回收率约为61%，有效实现了对硅酸盐型或碳酸盐型氧化铜矿的回收。

[0048] 而由表2的对比数据可知，采用硫化黄药法或直接黄药浮选法，硅酸盐型氧化铜矿和碳酸盐型氧化铜矿的铜品位和回收率均不理想。因此，氧化铜矿偶联活化剂可以有效解决上述问题，使硅酸盐型或碳酸盐型氧化铜矿得到有效回收。

[0049] 以上所述仅是对本发明的较佳实施例而已，并非对本发明作任何形式上的限制，凡是依据本发明的技术实质对以上实施例所做的任何简单修改，等同变化与修饰，均属于本发明技术方案的范围内。