高黄铁矿化矽卡岩性铜矿石中回收嵌布粒度不均匀的黄铜矿及辉铜矿的工艺

权利要求

1.高黄铁矿化矽卡岩性铜矿石中回收嵌布粒度不均匀的黄铜矿及辉铜矿的工艺，其特征在于包括一段磨矿、铜硫混合浮选、二段磨矿、铜硫快速浮选、三段磨矿和铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜步骤，具体包括：

A、一段磨矿：将原矿磨细至-74μm占50~55%得到物料a；

B、铜硫混合浮选：物料a中加入活化剂活化得到物料b，物料b中再依次加入捕收剂和起泡剂经混合浮选后得到混合精矿c和尾矿d；

C、二段磨矿：混合精矿c进行磨矿，磨矿细度为-74μm占70~75%得到物料e；

D、铜硫快速浮选：将物料e中加入硫抑制剂、捕收剂和起泡剂经铜硫快速浮选得到铜精矿f、中矿g和中矿h；

E、三段磨矿：将中矿g和中矿h合并后进行磨矿，磨矿细度为-15μm大于95%得到物料i；

F、铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜：将物料i采用浮选柱进行一段粗选两段扫选两段精选得到铜精矿j和硫精矿k，其中一段粗选两段精选添加分散剂和硫抑制剂；一段粗选两段扫选添加捕收剂。

2.根据权利要求1所述的高黄铁矿化矽卡岩性铜矿石中回收嵌布粒度不均匀的黄铜矿及辉铜矿的工艺，其特征在于B步骤所述的混合复选是在物料a中加入活化剂活化得到物料b，物料b中再依次加入捕收剂和起泡剂，经两段粗选，两段粗选精矿合并为混合精矿c，粗选的尾矿依次加入捕收剂和起泡剂进行两次扫选，一段扫选的泡沫返回一段粗选，一段扫选尾矿进行二段扫选，二段扫选泡沫返回一段扫选，二段扫选尾矿即为最终尾矿d。

3.根据权利要求1或2所述的高黄铁矿化矽卡岩性铜矿石中回收嵌布粒度不均匀的黄铜矿及辉铜矿的工艺，其特征在于B步骤中所述的活化剂为氧化钙，用量为200~500g/t。

4.根据权利要求1或2所述的高黄铁矿化矽卡岩性铜矿石中回收嵌布粒度不均匀的黄铜矿及辉铜矿的工艺，其特征在于B步骤中所述的捕收剂为丁黄药、异戊基黄药、丁胺黑药中的一种或几种，用量为80~100 g/t；所述的起泡剂为松醇油或24K，用量为40~60 g/t。

5.根据权利要求1所述的高黄铁矿化矽卡岩性铜矿石中回收嵌布粒度不均匀的黄铜矿及辉铜矿的工艺，其特征在于D步骤所述的铜硫快速浮选是将物料e进行筛分分级：

1）分级粗粒级采用浮选机进行一段粗选两段精选的浮选工艺，其中粗选添加硫抑制剂、捕收剂和起泡剂，两段精选添加硫抑制剂；粗选泡沫进入一段精选，一段精选泡沫浸入二段精选，二段精选泡沫为粗粒铜精矿；二段精选尾矿返回一段精选，一段精选尾矿返回粗选，粗选尾矿为中矿g；

2）分级细粒级采用浮选柱进行一段粗选一段精选的复选工艺，其中粗选添加硫抑制剂、捕收剂和起泡剂，精选添加硫抑制剂；粗选泡沫进入精选，精选泡沫为细粒铜精矿，精选尾矿返回粗选，粗选尾矿为中矿h；

3）将1）步骤的粗粒铜精矿和2）步骤的细粒铜精矿合并得到铜精矿f。

6.根据权利要求5所述的高黄铁矿化矽卡岩性铜矿石中回收嵌布粒度不均匀的黄铜矿及辉铜矿的工艺，其特征在于所述的筛分分级的粒度为38μm，大于38μm粒级为分级粗粒级，即采用浮选机进行一段粗选两段精选作业；小于3838μm粒级为分级细粒级，即采用浮选柱进行一段粗选一段精选作业。

7.根据权利要求5所述的高黄铁矿化矽卡岩性铜矿石中回收嵌布粒度不均匀的黄铜矿及辉铜矿的工艺，其特征在于：

1）所述的硫抑制剂为氧化钙，粗选中浮选机和浮选柱用量均为2000~3000g/t；一段精选中浮选机和浮选柱用量为1000~1500g/t；二段精选中浮选机用量为500~800 g/t，浮选柱不添加；

2）所述的捕收剂为乙硫氮、乙黄药、KMY-1中的一种或几种，粗选中浮选机用量为40~60g/t；浮选柱用量为60~80g/t；一段精选中浮选机用量为10~20g/t，浮选柱不添加；二段精选不添加；

3）所述的起泡剂为24k，粗选中浮选机和浮选柱用量均为20~30g/t；一段精选和二段精选均不添加。

8.根据权利要求1所述的高黄铁矿化矽卡岩性铜矿石中回收嵌布粒度不均匀的黄铜矿及辉铜矿的工艺，其特征在于F步骤所述的铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜是将物料i在低浓度条件下采用浮选柱进行一段粗选两段扫选两段精选作业，其中粗选和两段精选添加分散剂和硫抑制剂；粗选和两段扫选添加捕收剂；粗选泡沫浸入一段精选，一段精选泡沫浸入二段精选，二段精选泡沫为铜精矿j；精选尾矿逐级返回，粗选尾矿进入一段扫选，一段扫选尾矿进入二段扫选，扫选泡沫逐级返回，二段扫选尾矿为硫精矿k。

9.根据权利要求1或8所述的高黄铁矿化矽卡岩性铜矿石中回收嵌布粒度不均匀的黄铜矿及辉铜矿的工艺，其特征在于所述的铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜是采用浮选柱进行一段粗选两段扫选两段精选作业回收-15μm大于95%粒级的微细粒铜，粗选浮选浓度为5~10%，分散剂为六偏磷酸钠，用量为100~150g/t，硫抑制剂为KMD-1，用量为3000~4000g/t；捕收剂为丁黄药、乙黄药、异戊基黄药中的一种或几种，用量为30~50g/t；起泡剂为24k，用量为20~30g/t；两段扫选捕收剂、起泡剂参照粗选，用量依次减半；一段精选的分散剂为六偏磷酸钠，用量为50~80g/t；硫抑制剂为KMD-1，用量为1500~2000g/t；捕收剂为丁黄药、乙黄药、异戊基黄药中的一种或几种，用量为10~15g/t；二段精选的分散剂为六偏磷酸钠，用量为30~50g/t，硫抑制剂为KMD-1，用量为600~1000g/t。

说明书

技术领域

本发明属于矿业工程技术领域，具体涉及高黄铁矿化矽卡岩性铜矿石中回收嵌布粒度不均匀的黄铜矿及辉铜矿的工艺。

背景技术

铜被广泛应用于人类生活的各种领域，是国民经济建设中特别重要的战略性金属原料。随着易选铜矿资源不断开发，易选铜资源日趋枯竭，选矿工作者越来越重视难选铜资源的回收利用。

黄铁矿化矽卡岩型铜矿石中铜矿物主要为黄铜矿、辉铜矿及少量铜蓝、砷黝铜矿等，脉石矿物以含钙镁硅酸盐矿物为主，主要有透闪石、绿泥石、蛇纹石、云母及高岭石等。部分黄铜矿及辉铜矿常以微细粒形式嵌布于黄铁矿中，造成铜矿物嵌布粒度极不均匀，而黄铁矿含量高，若铜矿物不能充分解离，势必造成铜矿物损失。而铜矿物单体解离，增加磨矿细度会造成高岭石等脉石矿物过渡泥化，细泥罩盖在粗颗粒表面恶化浮选过程的选择性，影响铜矿物品位。目前矿山对该类矿石的处理主要有优先选铜及铜硫混选再分离两种工艺，优先选铜工艺抑制黄铁矿时，铜矿物与黄铁矿的连生体同时被抑制，造成铜矿物损失，该工艺仅适合嵌布粒度较粗的块状含铜黄铁矿。铜硫混选再分离虽然一定程度上回收了黄铁矿中部分细粒级铜矿物，但对嵌布在黄铁矿中的微细粒铜矿物仍然难以回收，另外，随着磨矿细度增加，传统常规浮选机在细粒级矿物中浮选气泡分散度低、尺寸大、湍流程度高等缺点被放大，加之常规硫抑制剂常使泡沫发粘，常常导致铜矿物精矿品位低，对黄铁矿与铜矿物致密共生的矿石并不适应。

发明内容

本发明的目的在于提供一种高黄铁矿化矽卡岩性铜矿石中回收嵌布粒度不均匀的黄铜矿及辉铜矿的工艺。

本发明的目的是这样实现的，包括一段磨矿、铜硫混合浮选、二段磨矿、铜硫快速浮选、三段磨矿和铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜步骤，具体包括：

A、一段磨矿：将原矿磨细至-74μm占50~55%得到物料a；

B、铜硫混合浮选：物料a中加入活化剂活化得到物料b，物料b中再依次加入捕收剂和起泡剂经混合浮选后得到混合精矿c和尾矿d；

C、二段磨矿：混合精矿c进行磨矿，磨矿细度为-74μm占70~75%得到物料e；

D、铜硫快速浮选：将物料e中加入硫抑制剂、捕收剂和起泡剂经铜硫快速浮选得到铜精矿f、中矿g和中矿h；

E、三段磨矿：将中矿g和中矿h合并后进行磨矿，磨矿细度为-15μm大于95%得到物料i；

F、铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜：将物料i采用浮选柱进行一段粗选两段扫选两段精选得到铜精矿j和硫精矿k，其中一段粗选两段精选添加分散剂和硫抑制剂；一段粗选两段扫选添加捕收剂。

本发明所述的高黄铁矿化矽卡岩性铜矿石中回收嵌布粒度不均匀的黄铜矿及辉铜矿的工艺具体操作如下：

A、一段磨矿：将破碎好的铜矿石进行一段磨矿，磨矿细度为-74μm占50~55%。

B、铜硫混合浮选：磨矿产品经少量活化剂活化，依次加入捕收剂，起泡剂，经两段粗选，两段粗选精矿合并为混合精矿，粗选的尾矿依次加入捕收剂、起泡剂进行两次扫选，一段扫选的泡沫返回一段粗选，一段扫选尾矿进行二段扫选，二段扫选泡沫返回一段扫选，二段扫选尾矿为最终尾矿。

C、二段磨矿：将B步骤得到的混合精矿进行二段磨矿，磨矿细度为-74μm占70~75%。

D、铜硫分离分级快速浮选：将步骤C磨好的矿浆进行筛分分级，分级粗粒级采用浮选机进行一段粗选两段精选的浮选工艺，其中，粗选添加抑制剂、捕收剂及起泡剂，两段精选添加抑制剂。粗选泡沫进入一段精选，一段精选泡沫进入二段精选，二段精选泡沫为粗粒铜精矿，二段精选尾矿返回一段精选，一段精选尾矿返回粗选，粗选尾矿为中矿1；分级细粒级采用浮选柱进行一段粗选一段精选的浮选工艺，其中，粗选添加抑制剂、捕收剂及起泡剂，精选添加抑制剂。粗选泡沫进入精选，精选泡沫为细粒铜精矿。精选尾矿返回粗选，粗选尾矿为中矿2。本步骤D所述粗粒铜精矿与细粒铜精矿合并为铜精矿1。

E、三段磨矿：将D步骤得到的中矿1及中矿2合并进行三段磨矿，磨矿细度为-15μm大于95%。

F、铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜：将步骤E中磨矿所得矿浆在低浓度条件下采用浮选柱进行一段粗选两段扫选两段精选的浮选工艺，其中，粗选及两段精选添加分散剂及新型抑制剂，粗选及两段扫选添加捕收剂。粗选泡沫进入一段精选，一段精选泡沫进入二段精选，二段精选泡沫为铜精矿2，精选尾矿逐级返回，粗选尾矿进入一段扫选，一段扫选尾矿进入二段扫选，扫选泡沫逐级返回，二段扫选尾矿为硫精矿。

进一步的，步骤B中所述的铜硫混合浮选粗选1的工艺条件为加入活化剂200~500克/吨，搅拌3~5分钟，加入捕收剂80~100克/吨，起泡剂40~60克/吨，搅拌2~4分钟；铜硫混合浮选粗选2的工艺条件为加入捕收剂40~50克/吨，加入起泡剂20~30克/吨，搅拌2~4分钟；铜硫混合浮选扫选1的工艺条件为加入捕收剂20~25克/吨，加入起泡剂10~20克/吨，搅拌2~4分钟；铜硫混合浮选扫选2的工艺条件为加入捕收剂10~12.5克/吨，加入起泡剂5~10克/吨，搅拌2~4分钟。

进一步的，步骤D中所述的筛分分级粒度为38μm。铜硫分离粗粒级浮选机快速浮选粗选的工艺条件为加入硫抑制剂2000~3000克/吨，搅拌3~5分钟，加入捕收剂40~60克/吨，加入起泡剂20~30克/吨，搅拌2~4分钟；铜硫分离粗粒级浮选机快速浮选精选1的工艺条件为加入硫抑制剂1000~1500克/吨，搅拌3~5分钟，加入捕收剂10~20克/吨，加入起泡剂5~10克/吨，搅拌2~4分钟；铜硫分离粗粒级浮选机快速浮选精选2的工艺条件为加入硫抑制剂500~800克/吨，搅拌3~5分钟；铜硫分离细粒级浮选柱快速浮选粗选的工艺条件为加入硫抑制剂2000~3000克/吨，搅拌3~5分钟，加入捕收剂60~80克/吨，加入起泡剂20~30克/吨，搅拌2~4分钟；铜硫分离细粒级浮选柱快速浮选精选的工艺条件为加入硫抑制剂1000~1500克/吨，搅拌3~5分钟。

进一步的，步骤F中所述的铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜粗选工艺条件为加入分散剂100~150克/吨，搅拌3~5分钟，加入硫抑制剂3000~4000克/吨，搅拌3~5分钟，加入捕收剂30~50克/吨，加入起泡剂20~30克/吨，搅拌2~4分钟；铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜扫选1工艺条件为加入捕收剂15~25克/吨，加入起泡剂10~20克/吨，搅拌2~4分钟；铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜扫选2工艺条件为加入捕收剂7.5~12.5克/吨，加入起泡剂5~10克/吨，搅拌2~4分钟；铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜精选1工艺条件为加入分散剂50~80克/吨，搅拌3~5分钟，加入硫抑制剂1500~2000克/吨，搅拌3~5分钟，加入捕收剂10~15克/吨，加入起泡剂5~10克/吨，搅拌2~4分钟；铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜精选2工艺条件为加入分散剂30~50克/吨，搅拌3~5分钟，加入硫抑制剂600~1000克/吨，搅拌3~5分钟。

进一步的，步骤B中所述的活化剂为氧化钙。捕收剂为丁黄药、异戊基黄药、丁胺黑药中的一种或几种。起泡剂为松醇油或24K。

进一步的，步骤D中所述的硫抑制剂为氧化钙。捕收剂为乙硫氮、乙黄药、KMY-1中的一种或几种。起泡剂为24K。

进一步的，步骤F中所述的分散剂为六偏磷酸钠。硫抑制剂为KMD-1。捕收剂为丁黄药、乙黄药、异戊基黄药中的一种或几种。起泡剂为24K。浮选浓度为5~10%。

进一步的，步骤F中所述的硫抑制剂KMD-1主要成分为氧化钙、硫化钠及连二硫酸钠。

进一步的，步骤F中所述的硫抑制剂KMD-1主要成分为氧化钙占50~80%，硫化钠占10~20%，连二硫酸钠占20~30%。

与现有技术相比，本发明的优势在于：

1、本发明通过一段粗磨后，进行铜硫混合浮选，不仅可以最大程度提高铜回收率，同时避免矿石中含镁脉石矿物过渡泥化恶化浮选过程。

2、本发明通过二段磨后，大部分黄铜矿、辉铜矿与黄铁矿解离，快速浮出单体解离度高的铜矿物，采用分级浮选，利用浮选柱在细粒级矿物浮选中的优势，可得到解离度较高的细粒级高品位铜精矿，同时浮选机浮选效率得到提高，可得到解离度较高的粗粒级高品位铜精矿。

3、本发明为适应快速浮选，分级浮选均不设扫选作业，对单体解离度高可浮性好的铜矿物选择性更高，简化流程的同时，也保障了铜精矿的高品质。

4、本发明三段超细磨后采用浮选柱选别，矿化区更大，气泡分散度高、微细泡多、湍流程度低、高富集比等特点更加适应微细粒矿物浮选，能获得品位相对更高的铜精矿。

5、本发明三段超细磨采用新型硫抑制剂KMD-1，避免了氧化钙用量大后引起泡沫发粘造成机械夹带，更有利于提高铜精矿品位。

6、本发明通过阶段磨矿阶段浮选及分级快速浮选，更加适应嵌布粒度不均匀、可浮性差异大的铜矿，且对原矿嵌布粒度及可浮性变化适应性更强。

7、本发明使用的药剂均为常规浮选药剂，对环境友好。

附图说明

图1为本发明的工艺流程示意图。

具体实施方式

下面结合实施例和附图对本发明作进一步的说明，但不以任何方式对本发明加以限制，基于本发明教导所作的任何变换或替换，均属于本发明的保护范围。

本发明所述的高黄铁矿化矽卡岩性铜矿石中回收嵌布粒度不均匀的黄铜矿及辉铜矿的工艺，包括一段磨矿、铜硫混合浮选、二段磨矿、铜硫快速浮选、三段磨矿和铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜步骤，具体包括：

A、一段磨矿：将原矿磨细至-74μm占50~55%得到物料a；

B、铜硫混合浮选：物料a中加入活化剂活化得到物料b，物料b中再依次加入捕收剂和起泡剂经混合浮选后得到混合精矿c和尾矿d；

C、二段磨矿：混合精矿c进行磨矿，磨矿细度为-74μm占70~75%得到物料e；

D、铜硫快速浮选：将物料e中加入硫抑制剂、捕收剂和起泡剂经铜硫快速浮选得到铜精矿f、中矿g和中矿h；

E、三段磨矿：将中矿g和中矿h合并后进行磨矿，磨矿细度为-15μm大于95%得到物料i；

F、铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜：将物料i采用浮选柱进行一段粗选两段扫选两段精选得到铜精矿j和硫精矿k，其中一段粗选两段精选添加分散剂和硫抑制剂；一段粗选两段扫选添加捕收剂。

B步骤所述的混合复选是在物料a中加入活化剂活化得到物料b，物料b中再依次加入捕收剂和起泡剂，经两段粗选，两段粗选精矿合并为混合精矿c，粗选的尾矿依次加入捕收剂和起泡剂进行两次扫选，一段扫选的泡沫返回一段粗选，一段扫选尾矿进行二段扫选，二段扫选泡沫返回一段扫选，二段扫选尾矿即为最终尾矿d。

B步骤中所述的活化剂为氧化钙，用量为200~500g/t。

B步骤中所述的捕收剂为丁黄药、异戊基黄药、丁胺黑药中的一种或几种，用量为80~100 g/t；所述的起泡剂为松醇油或24K，用量为40~60 g/t。

D步骤所述的铜硫快速浮选是将物料e进行筛分分级：

1）分级粗粒级采用浮选机进行一段粗选两段精选的浮选工艺，其中粗选添加硫抑制剂、捕收剂和起泡剂，两段精选添加硫抑制剂；粗选泡沫进入一段精选，一段精选泡沫浸入二段精选，二段精选泡沫为粗粒铜精矿；二段精选尾矿返回一段精选，一段精选尾矿返回粗选，粗选尾矿为中矿g；

2）分级细粒级采用浮选柱进行一段粗选一段精选的复选工艺，其中粗选添加硫抑制剂、捕收剂和起泡剂，精选添加硫抑制剂；粗选泡沫进入精选，精选泡沫为细粒铜精矿，精选尾矿返回粗选，粗选尾矿为中矿h；

3）将1）步骤的粗粒铜精矿和2）步骤的细粒铜精矿合并得到铜精矿f。

所述的筛分分级的粒度为38μm，大于38μm粒级为分级粗粒级，即采用浮选机进行一段粗选两段精选作业；小于3838μm粒级为分级细粒级，即采用浮选柱进行一段粗选一段精选作业。

所述的高黄铁矿化矽卡岩性铜矿石中回收嵌布粒度不均匀的黄铜矿及辉铜矿的工艺：

1）所述的硫抑制剂为氧化钙，粗选中浮选机和浮选柱用量均为2000~3000g/t；一段精选中浮选机和浮选柱用量为1000~1500g/t；二段精选中浮选机用量为500~800 g/t，浮选柱不添加；

2）所述的捕收剂为乙硫氮、乙黄药、KMY-1中的一种或几种，粗选中浮选机用量为40~60g/t；浮选柱用量为60~80g/t；一段精选中浮选机用量为10~20g/t，浮选柱不添加；二段精选不添加；

3）所述的起泡剂为24k，粗选中浮选机和浮选柱用量均为20~30g/t；一段精选和二段精选均不添加。

F步骤所述的铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜是将物料i在低浓度条件下采用浮选柱进行一段粗选两段扫选两段精选作业，其中粗选和两段精选添加分散剂和硫抑制剂；粗选和两段扫选添加捕收剂；粗选泡沫浸入一段精选，一段精选泡沫浸入二段精选，二段精选泡沫为铜精矿j；精选尾矿逐级返回，粗选尾矿进入一段扫选，一段扫选尾矿进入二段扫选，扫选泡沫逐级返回，二段扫选尾矿为硫精矿k。

所述的铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜是采用浮选柱进行一段粗选两段扫选两段精选作业回收-15μm大于95%粒级的微细粒铜，粗选浮选浓度为5~10%，分散剂为六偏磷酸钠，用量为100~150g/t，硫抑制剂为KMD-1，用量为3000~4000g/t；捕收剂为丁黄药、乙黄药、异戊基黄药中的一种或几种，用量为30~50g/t；起泡剂为24k，用量为20~30g/t；两段扫选捕收剂、起泡剂参照粗选，用量依次减半；一段精选的分散剂为六偏磷酸钠，用量为50~80g/t；硫抑制剂为KMD-1，用量为1500~2000g/t；捕收剂为丁黄药、乙黄药、异戊基黄药中的一种或几种，用量为10~15g/t；二段精选的分散剂为六偏磷酸钠，用量为30~50g/t，硫抑制剂为KMD-1，用量为600~1000g/t。

下面以具体实施案例对本发明做进一步说明：

实施例1

云南玉溪某选厂，含铜0.54%，含铁16.72%，主要金属矿物为硫化矿物（黄铜矿、辉铜矿和黄铁矿），锌矿物嵌布粒度粗细不均匀，可浮性差异较大，将上述矿样进过下列工艺步骤处理：

A、一段磨矿：将破碎好的铜矿石进行一段磨矿，磨矿细度为-74μm占55%。

B、铜硫混合浮选：磨矿产品进行铜硫混合浮选，铜硫混合浮选粗选1的工艺条件为加入活化剂500克/吨，搅拌4分钟，加入丁黄药80克/吨，松醇油50克/吨，搅拌3分钟；铜硫混合浮选粗选2的工艺条件为加入丁黄药40克/吨，加入松醇油20克/吨，搅拌3分钟；铜硫混合浮选扫选1的工艺条件为加入丁黄药20克/吨，加入松醇油10克/吨，搅拌3分钟；铜硫混合浮选扫选2的工艺条件为加入丁黄药10克/吨，加入松醇油5克/吨，搅拌3分钟。两段粗选精矿合并为混合精矿，两段扫选泡沫顺序返回。

C、二段磨矿：将B步骤得到的混合精矿进行二段磨矿，磨矿细度为-74μm占75%。

D、铜硫分离分级快速浮选：将步骤C磨好的矿浆进行38μm筛分分级，分级粗粒级采用浮选机进行一段粗选两段精选的浮选工艺，铜硫分离粗粒级浮选机快速浮选粗选的工艺条件为加入氧化钙2500克/吨，搅拌5分钟，加入KMY-1 50克/吨，加入24K 20克/吨，搅拌3分钟。铜硫分离粗粒级浮选机快速浮选精选1的工艺条件为加入氧化钙1200克/吨，搅拌5分钟，加入KMY-1 15克/吨，加入24K 5克/吨，搅拌3分钟。铜硫分离粗粒级浮选机快速浮选精选2的工艺条件为加入氧化钙800克/吨，搅拌5分钟。二段精选泡沫为粗粒铜精矿，粗选尾矿为中矿1，精选尾矿逐级返回；分级细粒级采用浮选柱进行一段粗选一段精选的浮选工艺，铜硫分离细粒级浮选柱快速浮选粗选的工艺条件为加入氧化钙3000克/吨，搅拌5分钟，加入KMY-1 60克/吨，加入24K 20克/吨，搅拌3分钟。铜硫分离细粒级浮选柱快速浮选精选的工艺条件为加入氧化钙1500克/吨，搅拌5分钟。精选泡沫为细粒铜精矿，粗选尾矿为中矿2，精选尾矿返回粗选；合并粗粒精矿与细粒精矿为铜精矿1。

E、三段磨矿：将D步骤得到的中矿1及中矿2合并进行三段磨矿，磨矿细度为-15μm占97%。

F、铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜：将步骤E中磨矿所得矿浆在5~10%浓度条件下采用浮选柱进行一段粗选两段扫选两段精选的浮选工艺，铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜粗选工艺条件为加入六偏磷酸钠120克/吨，搅拌4分钟，加入KMD-1 4000克/吨，搅拌5分钟，加入乙黄药40克/吨，加入24K 20克/吨，搅拌3分钟；铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜扫选1工艺条件为加乙黄药20克/吨，加入24K10克/吨，搅拌3分钟；铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜扫选2工艺条件为加入乙黄药10克/吨，加入24K10 5克/吨，搅拌3分钟；铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜精选1工艺条件为加入六偏磷酸钠60克/吨，搅拌4分钟，加入KMD-1 2000克/吨，搅拌5分钟，加入乙黄药10克/吨，加入24K 5克/吨，搅拌3分钟；铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜精选2工艺条件为加入六偏磷酸钠30克/吨，搅拌4分钟，加入KMD-1 800克/吨，搅拌5分钟。精选尾矿逐级返回，扫选泡沫逐级返回，二段扫选尾矿为硫精矿，二段精选泡沫为铜精矿2。

采用以上工艺流程处理该矿石，可获得铜精矿1品位26.25%，回收率76.04%，铜精矿2品位19.22%，回收率9.28%，综合铜精矿品位25.24%，回收率85.32%的技术指标。提高了矿产资源的综合利用率。

实施例2

福建龙岩某选厂，含铜0.60%，含铁17.57%，主要金属矿物为硫化矿物（黄铜矿、辉铜矿和黄铁矿），锌矿物嵌布粒度粗细不均匀，可浮性差异较大，将上述矿样进过下列工艺步骤处理：

A、一段磨矿：将破碎好的铜矿石进行一段磨矿，磨矿细度为-74μm占50%。

B、铜硫混合浮选：磨矿产品进行铜硫混合浮选，铜硫混合浮选粗选1的工艺条件为加入活化剂300克/吨，搅拌4分钟，加入异戊基黄药90克/吨，24K 40克/吨，搅拌4分钟；铜硫混合浮选粗选2的工艺条件为加入异戊基黄药45克/吨，加入24K 20克/吨，搅拌3分钟；铜硫混合浮选扫选1的工艺条件为加入异戊基黄药25克/吨，加入24K 10克/吨，搅拌3分钟；铜硫混合浮选扫选2的工艺条件为加入异戊基黄药10克/吨，加入24K 5克/吨，搅拌3分钟。两段粗选精矿合并为混合精矿，两段扫选泡沫顺序返回。

C、二段磨矿：将B步骤得到的混合精矿进行二段磨矿，磨矿细度为-74μm占70%。

D、铜硫分离分级快速浮选：将步骤C磨好的矿浆进行38μm筛分分级，分级粗粒级采用浮选机进行一段粗选两段精选的浮选工艺，铜硫分离粗粒级浮选机快速浮选粗选的工艺条件为加入氧化钙3000克/吨，搅拌5分钟，加入乙硫氮 60克/吨，加入24K 20克/吨，搅拌3分钟。铜硫分离粗粒级浮选机快速浮选精选1的工艺条件为加入氧化钙1500克/吨，搅拌5分钟，加入乙硫氮 15克/吨，加入24K 5克/吨，搅拌3分钟。铜硫分离粗粒级浮选机快速浮选精选2的工艺条件为加入氧化钙800克/吨，搅拌5分钟。二段精选泡沫为粗粒铜精矿，粗选尾矿为中矿1，精选尾矿逐级返回；分级细粒级采用浮选柱进行一段粗选一段精选的浮选工艺，铜硫分离细粒级浮选柱快速浮选粗选的工艺条件为加入氧化钙3000克/吨，搅拌5分钟，加入乙硫氮 60克/吨，加入24K 20克/吨，搅拌3分钟。铜硫分离细粒级浮选柱快速浮选精选的工艺条件为加入氧化钙1000克/吨，搅拌5分钟。精选泡沫为细粒铜精矿，粗选尾矿为中矿2，精选尾矿返回粗选；合并粗粒精矿与细粒精矿为铜精矿1。

E、三段磨矿：将D步骤得到的中矿1及中矿2合并进行三段磨矿，磨矿细度为-15μm占100%。

F、铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜：将步骤E中磨矿所得矿浆在5~10%浓度条件下采用浮选柱进行一段粗选两段扫选两段精选的浮选工艺，铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜粗选工艺条件为加入六偏磷酸钠150克/吨，搅拌4分钟，加入KMD-1 3500克/吨，搅拌5分钟，加入乙黄药35克/吨，加入24K 20克/吨，搅拌3分钟；铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜扫选1工艺条件为加乙黄药15克/吨，加入24K10克/吨，搅拌3分钟；铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜扫选2工艺条件为加入乙黄药10克/吨，加入24K10 5克/吨，搅拌3分钟；铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜精选1工艺条件为加入六偏磷酸钠80克/吨，搅拌4分钟，加入KMD-1 1800克/吨，搅拌5分钟，加入乙黄药10克/吨，加入24K 5克/吨，搅拌3分钟；铜硫分离柱式浮选回收微细粒铜精选2工艺条件为加入六偏磷酸钠40克/吨，搅拌4分钟，加入KMD-1 800克/吨，搅拌5分钟。精选尾矿逐级返回，扫选泡沫逐级返回，二段扫选尾矿为硫精矿，二段精选泡沫为铜精矿2。

采用以上工艺流程处理该矿石，可获得铜精矿1品位26.32%，回收率77.46%，铜精矿2品位18.61%，回收率6.77%，综合铜精矿品位24.36%，回收率84.23%的技术指标。提高了矿产资源的综合利用率。