目前，对含有孔雀石、硅孔雀石、蓝铜矿、水胆矾、赤铜矿等多种矿物 的氧化铜矿，用常规的浮选方法是难于取得较好的技术指标和经济指标的， 特别是含有氢氧化物铁矿泥的氧化铜矿的选别，其指标更差。现有技术对氧 化铜矿进行浮选的办法有：(1)常规硫化黄药浮选法，它只适合于选别单一且 易选的孔雀石，对复杂难选的氧化铜矿，则浮选的各项指标极低；(2)水热硫 化黄药浮选法，该方法能耗极大；(3)脂肪酸浮选法，对碳酸盐类氧化铜矿、 含氢氧化铁的氧化铜矿及含泥氧化铜矿，则不适用；(4)胺类浮选法，需要预 先脱泥，而脱泥会使铜损失；(5)螯合剂中型浮选法，由于螯合剂成本较高， 造成选矿成本高，在生产中受限；(6)乳浊液浮选法，由于捕收剂仅用单一药 剂，对复杂多样的氧化铜矿，且技术指标不好，加之用丙烯酸聚合物做抑制 剂，则价格较贵；(7)离析浮选法，该方法存在能耗大，工艺成本高，流程长 等诸多缺陷。此外，对难选氧化铜矿，现有方法中还可用化学方法处理，但 均存在对矿石中的贵金属需要另外处理回收的问题。

为克服现有技术对复杂氧化铜矿回收率低，经济指标低，效益差等缺陷， 本发明针对一种复杂氧化铜矿含有多种氧化铜矿物的特性，提供一种回收率 高，经济效益显著的复杂氧化铜矿的选矿方法。
本发明通过下列技术方案实现：一种复杂氧化铜矿的选矿方法，包括磨 矿和浮选，其中矿石磨细粒度：-0.043mm～-0.074mm的占80％以上，其特征 在于经过下列工艺步骤：
A、将磨细的矿浆浓度控制在24-36％，PH值控制在8.5-12，在矿浆中加 入浮选剂，搅拌7-16分钟后，将矿浆送入浮选槽，进行7-10分钟的一级组粗 选，再进行7-10分钟的扫选，得一级组粗精矿和尾矿；
B、对A步骤的一级组粗精矿进行2-3次精选，每次1-2分钟，得一级组精 矿产品；
C、将A步骤的尾矿送入旋流器组，脱出-0.053mm以上的泥浆，得矿浆；
D、将C步骤的矿浆送入搅拌桶，控制矿浆PH值11-13，矿浆浓度24-30 ％，加入浮选剂，搅拌7-10分钟后，进行7-10分钟的二级组粗选，再进行7-10 分钟的扫选，得二级组粗精矿和尾矿；
E、对D步骤的二级组粗精矿进行2-3次精选，每次1-2分钟，得二级组 精矿产品；
F、将D步骤的尾矿视具体情况送入尾矿回收站，或者进行下列处理：
将尾矿送入搅拌磨，磨至粒度-0.043mm的占80％，控制矿浆浓度20-25％， 矿浆PH值11-14，加入浮选剂，搅拌7-10分钟后，进行7-10分钟的三级组 粗选，再进行7-10分钟的扫选，粗选后的精矿经过2-3次，每次1-2分钟的 精选，得精矿产品，尾矿送回收站；
其中，所加入的浮选剂为：
(1)按其所含脉石种类的不同加入下列抑制剂：
对脉石为铁质钙酸盐的矿浆，在一级组和二级组或者一级组、二级组和 三级组浮选中共加入下列抑制剂：
碳酸钠        200-800g/t
水玻璃        600-1500g/t
木素磺酸钙    200-500g/t
腐殖酸钠      100-300g/t
或者，对脉石为铁质硅酸盐的矿浆，在一级组和二级组或者一级组、二 级组和三级组浮选中共加入下列抑制剂：
石灰          1-3kg/t
水玻璃        500-1000g/t
羧甲纤维素    200-800g/t
(2)在一级组和二级组或者一级组、二级组和三级组浮选中共加入下列 活化剂：
硫化钠        1-5kg/t
硫酸铵            0.4-1kg/t
或者
硫化钠            1-5kg/t
硫酸铵            0.4-1kg/t
二硫酚二硫代唑    0.5-1kg/t
或者
硫化钠            1-5kg/t
硫酸铵            0.4-1kg/t
二硫酚二硫代唑    0.5-1kg/t
硫酸铜            0.2-0.6kg/t
(3)在一级组和二级组或者一级组、二级组和三级组浮选中共加入下列 复合捕收剂：
巯基苯并噻唑        12-50g/t
氢氧化钠            6-60g/t
丁基黄药            100-300g/t
丁铵黑药            50-150g/t
乙二胺四乙酸二钠    10-50g/t
烃油                50-300g/t
烃油乳化剂          30-100g/t
或者
巯基苯并噻唑        12-50g/t
氢氧化钠            6-60g/t
丁铵黑药            50-150g/t
乙硫氮              30-100g/t
乙二胺四乙酸二钠    10-50g/t
烃油                50-300g/t
烃油乳化剂          30-100g/t
或者
巯基苯并噻唑        12-50g/t
氢氧化钠            6-60g/t
丁基黄药            100-300g/t
丁铵黑药            50-150g/t
乙硫氮              30-100g/t
乙二胺四乙酸二钠    10-50g/t
烃油                50-300g/t
烃油乳化剂          30-100g/t
烃油为煤油或柴油或汽油，烃油乳化剂为烷基醇酰胺或烷基酚醇聚氧乙 烯。
所述浮选剂中的抑制剂，即碳酸钠、水玻璃、木素磺酸钙、腐殖酸钠， 或者石灰、水玻璃、羧甲纤维素的其中一种或几种，视具体情况在一级组和 二级组或者一级组、二级组和三级组浮选中加入，以便根据具体矿浆成分加 入，以期获得较高的有用矿物的回收率。
所述浮选剂中的活化剂，即硫化钠、硫酸铵，或者硫化钠、硫酸铵、二 硫酚二硫代唑，或者硫化钠、硫酸铵、二硫酚二硫代唑、硫酸铜的其中一种 或几种，视具体情况在一级组和二级组或者一级组、二级组和三级组浮选中 加入，以便根据具体矿浆成分加入，以期获得较高的有用矿物的回收率。
所述复合捕收剂，即巯基苯并噻唑、氢氧化钠、丁基黄药、丁铵黑药、 乙二胺四乙酸二钠、烃油、烃油乳化剂，或者巯基苯并噻唑、氢氧化钠、乙 硫氮、丁铵黑药、乙二胺四乙酸二钠、烃油、烃油乳化剂，或者巯基苯并噻 唑、氢氧化钠、丁基黄药、丁铵黑药、乙二胺四乙酸二钠、烃油、烃油乳化 剂的其中几种，在一级组和二级组或者一级组、二级组和三级组浮选中直接 加入，或者通过下列方法预先制成复合捕收剂乳液后再加入：
1、先将氢氧化钠配制成浓度为10％的溶液，之后将巯基苯并噻唑加入 该溶液中，
2、选择下列任一种药剂加入到1步骤的混合溶液中：(1)丁基黄药+丁 铵黑药；(2)丁铵黑药+乙硫氮；(3)丁基黄药+丁铵黑药+乙硫氮；
3、再在2步骤的混合溶液中加入乙二胺四乙酸二钠；
4、按烃油∶烃油乳化剂＝5-8∶1-2的质量比，进行搅拌混合，之后 再加入5份质量份的水搅拌混均后，得乳化液；
5、将3步骤的混合溶液与4步骤的乳化液混合后，即得可复合主捕收 剂乳液。使用时稀释至10％，并搅拌避免分层。
所述复合捕收剂乳液中的烃油乳化剂除烷基醇酰胺或烷基酚醇聚氧乙烯 外，还可用公知的其它烃油乳化剂代替。
所述旋流器为Φ100mm以下的旋流器组。
本发明与现有技术相比具有下列优点：本发明针对复杂氧化铜矿，有易 选难选氧化铜矿物的特点，采用多种复配药的方式，先浮选易选与细粒的氧 化铜，脱掉泥后再强化浮选粗粒难选氧化铜矿，对特别复杂的浸染型氧化铜 矿，在采用搅拌磨细磨后再强化浮选，不仅对复杂氧化铜矿、泥质氧化铜矿、 硫氧混合矿均能提高回收率及精矿品位。减少尾矿含铜量，将贵金属与铜精 矿一起回收，有效得利用了泥质、复杂的氧化铜矿。
附图说明
图1为本发明实施例1、例2的工艺流程图。
图2为本发明实施例3工艺流程图。

下面结合实施例对本发明进一步描述，但本发明之内容并不局限于此。
实施例1
取云南东川汤丹氧化铜矿，原矿品位1.56％。具体工艺步骤如下：
1、将上述氧化铜矿磨细分级，使其粒度为-0.074mm的占80％，控制PH 值8.5，浓度35％，加入下列浮选剂：
脉石抑制剂：碳酸钠200g/t，水玻璃500g/t，木素磺酸钙200g/t；
活化剂：硫化钠500g/t；
复合捕收剂乳液：巯基苯并噻唑12g/t，氢氧化钠6g/t，丁基黄药100g/t， 丁铵黑药50g/t，乙二胺四乙酸二钠20g/t，柴油50g/t，烷基醇酰胺10g/t； 并经过下列方法制得：先将氢氧化钠配制成浓度为10％的溶液，之后将巯基 苯并噻唑加入该溶液中，再加入丁基黄药和丁铵黑药，之后加入乙二胺四乙 酸二钠，最后加入乳化液混合并稀释至10％再使用，乳化液按柴油∶烷基醇 酰胺＝5∶1的质量比进行混合，之后再加入5份质量份的水搅拌混均；
2、将1步骤矿浆搅拌7分钟后，进行7分钟的一级组粗选，粗选后的 精矿进行一次2分钟的精选，二次1分钟的精选，得品位为21.13％的一级组 精矿产品；粗选的中矿进行7分钟扫选，得一级组扫选尾矿；
3、一级组扫选尾矿通过砂泵经Φ100的旋流器组脱掉-0.053mm的细泥， 送入搅拌桶，加入脉石抑制剂：腐殖酸钠100g/t，硫化钠0.5kg/t，硫酸铵 800g/t；复合捕收剂乳液：巯基苯并噻唑20g/t，氢氧化钠30g/t，丁铵黑药 80g/t，乙硫氮30g/t，乙二胺四乙酸二钠10g/t，汽油100g/t，烷基醇酰胺 30g/t(复合捕收剂乳液的制备方法同步骤1)，搅拌8分钟，控制PH值9.5， 浓度30％，进行8分钟的粗选，粗选后的精矿进行一次2分钟的精选，再进 行二次1分钟的精选，得品位为20.46％的二级组精矿产品，综合一、二级精 矿，其平均品位为20.99％，粗选后的中矿进行10分钟的扫选，尾矿品位为 0.29％。
实施例2
取云南兰坪县氧化铜矿，原矿品位0.96％，脉石成分为铁质硅酸盐。具 体工艺步骤如下：
1、将上述氧化铜矿磨细、分级，使粒度-0.074mm的占80％，控制矿浆 浓度30％，矿浆PH值11，加入下列脉石抑制剂：石灰1kg/t，水玻璃500g/t， 羧甲纤维素200g/t；活化剂：硫化纳1kg/t；复合捕收剂：巯基苯并噻唑20g/t， 氢氧化钠20g/t，丁基黄药150g/t，丁铵黑药70g/t，乙硫氮50g/t，乙二 胺四乙酸二钠20g/t，汽油150g/t，烷基酚醇聚氧乙烯50g/t；搅拌15分钟， 进行8分钟一级组粗选，一级组粗选后的精矿进行一次2分钟的精选，再进 行二次1分钟的精选，得品位为18.9％的一级组精矿产品，其余的粗矿、中 矿进行10分钟扫选，得精矿和扫选尾矿；
2、扫选尾矿用砂泵输入Φ75旋流器组，脱出-0.053mm以上的细泥后， 送入搅拌桶，控制矿浆PH值11，矿浆浓度28％，加入脉石抑制剂：石灰1kg/t， 水玻璃500g/t，羧甲纤维素200g/t；加入与步骤1相同的复合捕收剂，搅拌 12分钟，进行7分钟二级组粗选，扫选9分钟，二级组粗选后的精矿再进行 一次2分钟的精选，以及二次1分钟的精选，得品位为18.36％的二级组精矿 产品，品位为0.19％的尾矿。
实例3
取云南兰坪县某氧化铜矿，其品位为3.25％，经下列工艺步骤：
1、将上述氧化铜矿磨细、分级，使粒度-0.074mm的占80％，控制矿浆 PH值12，矿浆浓度24％，加入下列脉石抑制剂：碳酸钠500g/t，水玻璃1000g/t， 木素磺酸钙300g/t；活化剂：硫化钠3kg/t，硫酸铵1kg/t，二硫酚二硫代 唑1kg/t；加复合捕收剂乳液：巯基苯并噻唑30g/t，氢氧化钠40g/t，丁基 黄药250g/t，丁铵黑药80g/t，乙硫氮60g/t，乙二胺四乙酸二钠20g/t，汽 油100g/t，烷基醇酰胺20g/t(复合捕收剂乳液的制备方法同实施例1的1 步骤)，搅拌12分钟，进行10分钟的一级组粗选，粗选后的精矿进行一次2 分钟的精选，再进行二次1分钟的精选，得品位为39.24％的一级组精矿产品， 粗选后的中矿进行10分钟扫选；
2、将步骤1的扫选尾矿，经砂泵输入Φ75旋流器组，脱掉-0.053mm以 上的泥浆后，送入搅拌桶，控制矿浆PH值12，矿浆浓度24％，加入脉石抑制 剂：腐殖酸钠200g/t；活化剂：硫化钠1kg/t，硫酸铵500g/t，二硫酚二硫 代唑1kg/t，硫酸铜200g/t；加入复合捕收剂：巯基苯并噻唑10g/t，氢氧 化钠20g/t，丁铵黑药50g/t，乙硫氮30g/t，乙二胺四乙酸二钠10g/t，煤 油90g/t，烷基醇酰胺30g/t，搅拌7分钟，进行7分钟二级组粗选，粗选后 的精矿进行一次2分钟的精选，再进行二次1分钟的精选，得品位为30.76％ 的二级组精矿产品，粗选后的中矿进行10分钟扫选；
3、将2步骤扫选尾矿送入搅拌磨，磨至粒度-0.043mm的占80％，送入搅 拌桶内，加入脉石抑制剂：碳酸钠300g/t，水玻璃500g/t，木素磺酸钙200g/t； 活化剂：硫化纳1kg/t，硫酸铵500g/t；复合捕收剂：巯基苯并噻唑20g/t， 氢氧化钠20g/t，丁基黄药100g/t，丁铵黑药60g/t，乙硫氮50g/t，烷基醇 酰胺30g/t，乙二胺四乙酸二钠20g/t，汽油100g/t；之后控制矿浆PH值13， 矿浆浓度26％，进行9分钟粗选，粗选后的精矿进行一次2分钟的精选，再 进行二次1分钟的精选，得品位为21.31％的精矿产品，粗选后的中矿进行9 分钟的扫选，得含铜0.41％的尾矿，3个步骤的精矿综合品位为30.22％。