CN113751180A - 一种复杂嵌布低品位铜硫矿石的选矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明属于矿物加工工程技术领域，具体涉及一种复杂嵌布低品位铜硫矿石的选矿方法。该方法包括以下步骤：一段磨矿分级→快速浮选→分支串流浮选→二段再磨分级→铜精选工序→选硫工序，最终得到铜精矿、硫精矿和尾矿。本发明采用“沉砂快速浮选‑溢流分支串流浮选‑粗精矿再磨精选‑铜尾矿活化选硫”联合工艺处理该低品位铜硫矿石，获得的铜精矿中铜回收率88％以上、银回收率65％以上、金回收率36％以上，硫精矿中硫回收率89％以上，浮选指标优异，有效解决了低品位铜硫矿石有价元素综合回收率不高的问题。本发明的选矿方法为高效回收复杂嵌布低品位铜硫矿石提供了新途径，具有很好的经济和社会效益。

Description

一种复杂嵌布低品位铜硫矿石的选矿方法

技术领域

本发明属于矿物加工工程技术领域，具体涉及一种复杂嵌布低品位铜硫矿石的选矿方法。

背景技术

随着工业迅猛发展，铜金属需求量逐渐增加，铜矿石被大规模开采利用，易选别、高品位铜矿资源正逐渐枯竭，因此，为了满足工业需求，加强回收利用难选铜矿资源如嵌布特征复杂、低品位铜矿石等正引起人们重视。对于低品位硫化铜矿石的浮选分离，主要有优先浮选、混合浮选和等可浮浮选三种工艺。对于硫铁矿含量较高的铜硫矿石，工业上普遍采用高碱抑硫浮铜的优先浮选工艺，但采用该工艺处理低品位铜硫矿石，有时难以获得理想的铜精矿品位及回收率，而且伴生贵金属的回收率也不高，容易导致有价资源的损失。

嵌布特征复杂的硫化铜矿石一般采用磨矿(粗磨)-浮选-粗精矿再磨精选的工艺流程。生产实践表明，该工艺流程具有良好的适应性，但也存在以下不足：在磨矿过程中，由于矿石中有用矿物的嵌布粒度不同，导致磨矿产品中既有部分已单体解离粗粒有用矿物，又有含较多有用矿物的连生体；当它们同时进入分级设备后，由于大多金属矿物比重大，部分已单体解离的或已达到分级粒度要求的有用矿物不能被及时有效的溢流出来而进入返砂中，易被过磨至浮选粒度下限而难以回收，影响选别指标。

因此，针对铜品位较低、嵌布粒度不均匀的铜硫矿石，开发出选别指标优、生产成本低、适应能力强的选矿工艺，在高效回收铜、硫元素的同时实现伴生元素金、银的有效回收，提高资源综合利用率，具有良好的经济效益和社会效益。

发明内容

本发明的目的是为了克服现有技术的不足，提供一种复杂嵌布低品位铜硫矿石的选矿方法，该方法具有工艺流程简单、适应能力强、选矿指标良好且稳定、生产成本低等特点。

本发明的目的通过以下技术方案实现：一种复杂嵌布低品位铜硫矿石的选矿方法，其包括以下步骤：

S1)一段磨矿分级：将破碎后的原矿石与水按1-3:1的重量比例加入球磨机，同时加入石灰进行磨矿，磨矿产品经过一段旋流器分级处理后得到溢流和沉砂；

S2)快速浮选：将S1)的一段旋流器的沉砂引入单槽快速浮选机，依次加入捕收剂、起泡剂进行快速浮选，得到快浮精矿和快浮尾矿，快浮尾矿返回S1)中，快浮精矿进入S5)处理；

S3)分支串流浮选：将S1)的一段旋流器的溢流平均分成①、②两个系列分别进行铜开路浮选操作，两个系列的浮选操作均包括两次粗选工序，其中第二粗选工序粗选一工序得到的精矿进入第一粗选工序粗选一工序，第一粗选工序两次粗选工序得到的精矿与第二粗选工序粗选二工序得到的精矿合并为铜粗精矿，两个系列粗选二工序得到的尾矿合并为选铜尾矿；

S4)二段再磨分级：将S3)得到的铜粗精矿进入二段旋流器进行分级处理，分级得到的沉砂给入磨机、同时添加石灰进行再磨，再磨产品返回二段旋流器进行分级处理，二段旋流器的溢流进入铜精选工序；

S5)铜精选工序：将S4)的二段旋流器的溢流与S2)的快速浮选得到的快浮精矿合并进入三次精选、一次精扫选工序后得到铜精矿；

S6)选硫工序：将S3)得到的选铜尾矿经矿坑酸性水或硫酸活化后，经过一次粗选、一次精选和一次扫选工序得到硫精矿和最终尾矿。

上述工序顺序须严格按照顺序执行，不能先后替换。

进一步，所述S1)中磨机中石灰的添加量为1200～1700g/t(以原矿石干矿重量计，下同)，磨矿产品的矿浆pH值为8～9。

进一步，所述S1)中一段旋流器溢流的细度为小于0.074mm筛网粒级产率占65～72％，一段旋流器沉砂的细度为小于0.074mm筛网粒级产率占8～18％。

进一步，所述S2)中捕收剂的添加量为5～10g/t，起泡剂的添加量为2～6g/t。

进一步，所述S3)中在进行浮选操作时的各工序中，依次加入5～30g/t的捕收剂和0～10g/t的起泡剂。

进一步，所述捕收剂优选采用N-烯丙基-O-异丁基硫代氨基甲酸酯、N,N-二乙基二硫代氨基甲酸丙腈酯中的一种或两种，所述起泡剂优选采用松醇油、甲基异丁基甲醇中的一种或两种。

进一步，所述S3)的具体浮选操作为：

第一粗选工序的浮选操作为：第一粗选工序粗选一工序得到的精矿进入二段旋流器分级工序，得到的尾矿进入第一粗选工序粗选二工序；第一粗选工序粗选二工序得到的精矿进入二段旋流器分级工序，得到的尾矿为选铜尾矿；

第二粗选工序的浮选操作为：第二粗选工序粗选一工序得到的精矿进入第一粗选工序粗选一工序，得到的尾矿进入第二粗选工序粗选二工序；第二粗选工序粗选二工序得到的精矿进入二段旋流器分级工序，得到的尾矿为选铜尾矿。

上述技术方案中，分支串流浮选将第二粗选工序的粗精矿与第一粗选工序的原矿作串流合并粗选，可有效提高浮选的入选品位，并充分发挥串流分支的药剂及“负载”作用，降低药剂消耗；分支串流浮选采用铜开路粗选流程，无中矿返回，浮选环境良好，克服了传统工艺的中矿返回闭路流程容易引起矿泥累积、浮选环境恶化的问题，另外铜开路粗选延长粗选时间，有利于浮选速率较慢的贫连生体的上浮，从而获得较高的铜回收率。

进一步，所述S4)中二段旋流器的溢流的细度为小于0.043mm筛网粒级产率占85～95％。

进一步，所述S4)中磨机中石灰的添加量为200～500g/t，磨矿产品的矿浆pH值为9.5～10.5。

进一步，所述S5)的具体步骤为：将二段旋流器的溢流与快速浮选得到的快浮精矿合并进入精选一工序，得到的精矿进入精选二工序，得到的尾矿返回分支串流浮选的第二粗选工序粗选一工序；精选二工序得到的精矿进入精选三工序，得到的尾矿进入精扫选工序；精选三工序得到的精矿作为铜精矿，得到的尾矿进入精扫选工序；精扫选工序得到的精矿作为铜精矿，得到的尾矿返回分支串流浮选的第二粗选工序粗选一工序。

进一步，所述S6)的具体步骤为：将S3)得到的选铜尾矿经矿坑酸性水或硫酸活化后，在矿浆pH值为6.5～7的条件下，添加丁基黄药80～100g/t、起泡剂10～30g/t进行硫粗选工序，硫粗选工序得到的精矿进入硫精选工序，得到的尾矿再加入丁基黄药20～40g/t、起泡剂5～15g/t进行硫扫选工序；硫扫选工序得到的精矿返回硫粗选工序，得到的尾矿为最终尾矿；硫精选工序得到的精矿为硫精矿，得到的尾矿返回硫粗选工序。

本发明具有以下有益效果：

1、针对含铜0.44％左右、含硫10％左右、含银6g/t左右、含金0.08g/t左右的复杂嵌布低品位铜硫矿石，本发明采用“沉砂快速浮选-溢流分支串流浮选-粗精矿再磨精选-铜尾矿活化选硫”联合工艺处理该低品位铜硫矿石，获得的铜精矿中铜回收率88％以上、银回收率65％以上、金回收率36％以上，硫精矿中硫回收率89％以上，浮选指标优异，有效解决了低品位铜硫矿石有价元素综合回收率不高的问题。本发明的选矿方法为高效回收复杂嵌布低品位铜硫矿石提供了新途径，具有很好的经济和社会效益。

2、采用快速浮选工艺优先回收磨矿分级回路中粒度已达到要求或已单体解离的有用矿物，使浮游速率高的有用矿物早收，能有效避免有用矿物在磨矿过程中的过磨泥化现象，同时快速浮选已单体解离的有用矿物可直接获得品位较高的粗精矿，且不经过再磨处理直接精选便可获得合格的精矿，显著提高了浮选效率。

3、采用分支串流浮选工艺可有效提高浮选的入选品位，改善矿浆的矿物组成、离子组成和泡沫结构，提高选矿回收率。将一支的粗精矿与另一支的原矿作串流合并，充分发挥串流分支的药剂及“负载”作用，降低了药剂消耗。另外，分支串流浮选工艺采用铜开路粗选流程，无中矿返回，浮选环境良好，克服了传统工艺的中矿顺序返回闭路流程容易引起矿泥累积、浮选环境恶化的问题。

4、沉砂快速浮选和溢流分支串流浮选均在矿浆pH值8～9的低碱度条件下实现了铜矿物的优先浮选，属于低碱度选铜工艺。与传统的高碱度选铜工艺(矿浆pH值一般大于11)相比，低碱度选铜工艺对硫铁矿及伴生贵金属的抑制作用较少，有利于伴生贵金属的综合回收，同时为后续浮选高品质硫精矿创造有利条件。

5、本发明中，选铜捕收剂采用N-烯丙基-O-异丁基硫代氨基甲酸酯、N,N-二乙基二硫代氨基甲酸丙腈酯中的一种或两种，该捕收剂对铜矿物具有捕收力强，选择性好，用量少，适用范围广等特点，比传统的Z-200捕收剂更适于提高铜、金、银的选矿指标。

附图说明

图1为本发明的一种复杂嵌布低品位铜硫矿石的选矿方法的流程框图。

图2为本发明实施例1和实施例2的一种复杂嵌布低品位铜硫矿石的选矿方法的流程示意图。

具体实施方式

下面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，都属于本发明的保护范围。

如图1所示为本发明一种复杂嵌布低品位铜硫矿石的选矿方法；该方法具体包括以下步骤：

S1)一段磨矿分级：将破碎后的原矿石与水按1-3:1的重量比例加入球磨机，同时加入石灰1200～1700g/t进行磨矿，磨矿产品的矿浆pH值为8～9，磨矿产品经过一段旋流器分级处理后得到溢流和沉砂，其中一段旋流器溢流的细度为小于0.074mm筛网粒级产率占65～72％，一段旋流器沉砂的细度为小于0.074mm筛网粒级产率占8～18％；

S2)快速浮选：将一段旋流器的沉砂引入单槽快速浮选机，依次加入捕收剂5～10g/t、起泡剂2～6g/t进行快速浮选，浮选时间2～3min，浮选得到快浮精矿和快浮尾矿，快浮尾矿返回一段磨矿处理，快浮精矿进入铜精选工序；

S3)分支串流浮选：将一段旋流器的溢流平均分成①、②两个系列分别进行铜开路浮选操作，两个系列的浮选操作均包括两次粗选工序，其中第二粗选工序粗选一工序得到的精矿进入第一粗选工序粗选一工序，第一粗选工序两次粗选工序得到的精矿与第二粗选工序粗选二工序得到的精矿合并为铜粗精矿，两个系列粗选二工序得到的尾矿合并为选铜尾矿；

分支串流浮选中在进行浮选操作时的各工序中，依次加入5～30g/t的捕收剂和0～10g/t的起泡剂。

分支串流浮选将第二粗选工序的粗精矿与第一粗选工序的原矿作串流合并进行粗选，可有效提高第一粗选工序的入浮品位，铜品位由0.4％提升至0.6％，并充分发挥串流分支的药剂及“负载”作用，捕收剂消耗可减少20％。另外，分支串流浮选采用铜开路粗选流程，无中矿返回，浮选环境良好，克服了传统工艺的中矿顺序返回闭路流程容易引起矿泥累积、浮选环境恶化的问题。

优选地，分支串流浮选中第一粗选工序粗选一工序中加入10～20g/t的捕收剂和5～10g/t的起泡剂，粗选二工序中加入5～15g/t的捕收剂；第二粗选工序粗选一工序中加入10～30g/t的捕收剂和5～10g/t的起泡剂，粗选二工序中加入5～15g/t的捕收剂。

S4)二段再磨分级：将S3)得到的铜粗精矿进入二段旋流器进行分级处理，分级得到的沉砂给入磨机、同时添加石灰200～500g/t进行再磨，再磨产品的矿浆pH值为9.5～10.5，再磨产品返回二段旋流器进行分级处理，二段旋流器的溢流进入铜精选工序，二段旋流器的溢流的细度为小于0.043mm筛网粒级产率占85～95％；

S5)铜精选工序：将二段旋流器的溢流与快速浮选得到的快浮精矿合并进入精选一工序，得到的精矿进入精选二工序，得到的尾矿返回分支串流浮选的第二粗选工序粗选一工序；精选二工序得到的精矿进入精选三工序，得到的尾矿进入精扫选工序；精选三工序得到的精矿作为铜精矿，得到的尾矿进入精扫选工序；精扫选工序得到的精矿作为铜精矿，得到的尾矿返回分支串流浮选的第二粗选工序粗选一工序。

铜精选工序采用开路精选流程，减少中矿返回，浮选环境良好，克服了传统工艺的中矿顺序返回闭路流程容易引起矿泥积累、浮选环境恶化的问题，铜开路精选流程有利于获得高品质的铜精矿。

S6)选硫工序：将S3)得到的选铜尾矿经矿坑酸性水或硫酸活化后，在矿浆pH值为6.5～7的条件下，添加丁基黄药80～100g/t、起泡剂10～30g/t进行硫粗选工序，硫粗选工序得到的精矿进入硫精选工序，得到的尾矿再加入丁基黄药20～40g/t、起泡剂5～15g/t进行硫扫选工序；硫扫选工序得到的精矿返回硫粗选工序，得到的尾矿为最终尾矿；硫精选工序得到的精矿为硫精矿，得到的尾矿返回硫粗选工序。

所述捕收剂优选采用N-烯丙基-O-异丁基硫代氨基甲酸酯、N,N-二乙基二硫代氨基甲酸丙腈酯中的一种或两种，所述起泡剂优选采用松醇油、甲基异丁基甲醇中的一种或两种。

实施例1：

本实施例的铜硫矿石含Cu 0.48％、S 9.78％、Au 0.08g/t、Ag 6.38g/t，属于低铜高硫矿石，矿石中铜的氧化率为4.8％，该矿石采自长江中下游某大型铜矿山。矿石中铜矿物主要为黄铜矿，少量斑铜矿；黄铜矿粒度大小相差悬殊，一般在0.04～0.8mm之间，部分粗粒者可达1.0mm以上，少量细粒者在0.02mm以下；黄铜矿主要以浸染状的形式嵌布在脉石中，且与黄铁矿及磁黄铁矿等矿物嵌布关系紧密。如图2所示，本实施例的具体步骤为：

(1)一段磨矿分级：将破碎后的原矿石与水按2:1的重量比例加入球磨机，同时加入石灰1500g/t进行磨矿，磨矿产品的矿浆pH值为8.5，磨矿产品经过一段旋流器分级处理后得到溢流和沉砂，其中一段旋流器溢流的细度为小于0.074mm筛网粒级产率占65％，一段旋流器沉砂的细度为小于0.074mm筛网粒级产率占12％。

(2)快速浮选：将一段旋流器的沉砂引入单槽快速浮选机，依次加入N-烯丙基-O-异丁基硫代氨基甲酸酯5g/t、松醇油3g/t进行快速浮选，浮选时间2min，浮选得到快浮精矿和快浮尾矿，快浮尾矿返回一段磨矿处理，快浮精矿进入铜精选工序。

(3)分支串流浮选：将一段旋流器的溢流平均分成①、②两个系列分别进行铜开路浮选操作，两个系列的浮选操作均包括两次粗选工序，其中第一粗选工序粗选一工序中加入20g/t的N-烯丙基-O-异丁基硫代氨基甲酸酯和5g/t的松醇油，粗选二工序中加入10g/t的N-烯丙基-O-异丁基硫代氨基甲酸酯；第二粗选工序粗选一工序中加入25g/t的N-烯丙基-O-异丁基硫代氨基甲酸酯和5g/t的松醇油，粗选二工序中加入10g/t的N-烯丙基-O-异丁基硫代氨基甲酸酯。第二粗选工序粗选一工序得到的精矿进入第一粗选工序粗选一工序中；第一粗选工序两次粗选工序得到的精矿与第二粗选工序粗选二工序得到的精矿合并为铜粗精矿，两个系列粗选二工序得到的尾矿合并为选铜尾矿。

(4)二段再磨分级：将S3)得到的铜粗精矿进入二段旋流器进行分级处理，分级得到的沉砂给入磨机、同时添加石灰400g/t进行再磨，再磨产品的矿浆pH值为10，再磨产品返回二段旋流器进行分级处理，二段旋流器的溢流进入铜精选工序，二段旋流器的溢流的细度为小于0.043mm筛网粒级产率占85％。

(5)铜精选工序：将二段旋流器的溢流与快速浮选得到的快浮精矿合并进入精选一工序，得到的精矿进入精选二工序，得到的尾矿返回分支串流浮选的第二粗选工序粗选一工序；精选二工序得到的精矿进入精选三工序，得到的尾矿进入精扫选工序；精选三工序得到的精矿作为铜精矿，得到的尾矿进入精扫选工序；精扫选工序得到的精矿作为铜精矿，得到的尾矿返回分支串流浮选的第二粗选工序粗选一工序。其中精选一工序和精扫选工序均不添加任何药剂，精选二工序添加石灰200g/t，精选三工序添加石灰100g/t。

(6)选硫工序：将S3)得到的选铜尾矿经矿坑酸性水或硫酸活化后，在矿浆pH值为6.5～7的条件下，添加丁基黄药90g/t、松醇油20g/t进行硫粗选工序，硫粗选工序得到的精矿进入硫精选工序，得到的尾矿再加入丁基黄药30g/t、松醇油5g/t进行硫扫选工序；硫扫选工序得到的精矿返回硫粗选工序，得到的尾矿为最终尾矿；硫精选工序得到的精矿为硫精矿，得到的尾矿返回硫粗选工序。

实施例1试验结果见表1。

表1实施例1试验结果

实施例2：

本实施例的铜硫矿石含Cu 0.44％、S 10.10％、Au 0.08g/t、Ag 6.08g/t，矿石中铜的氧化率为5.5％，该矿石采自长江中下游某大型铜矿山。矿石中铜矿物主要为黄铜矿；黄铜矿粒度大小相差悬殊，一般在0.03～0.8mm之间，部分粗粒者可达1.0mm以上，少量细粒者在0.02mm以下；黄铜矿呈浸染状嵌布在脉石中，且与黄铁矿及磁黄铁矿等矿物嵌布关系紧密。如图2所示，本实施例的具体步骤为：

(1)一段磨矿分级：将破碎后的原矿石与水按2:1的重量比例加入球磨机，同时加入石灰1700g/t进行磨矿，磨矿产品的矿浆pH值为9，磨矿产品经过一段旋流器分级处理后得到溢流和沉砂，其中一段旋流器溢流的细度为小于0.074mm筛网粒级产率占70％，一段旋流器沉砂的细度为小于0.074mm筛网粒级产率占15％。

(2)快速浮选：将一段旋流器的沉砂引入单槽快速浮选机，依次加入N,N-二乙基二硫代氨基甲酸丙腈酯5g/t、松醇油5g/t进行快速浮选，浮选时间2min，浮选得到快浮精矿和快浮尾矿，快浮尾矿返回一段磨矿处理，快浮精矿进入铜精选工序。

(3)分支串流浮选：将一段旋流器的溢流平均分成①、②两个系列分别进行铜开路浮选操作，两个系列的浮选操作均包括两次粗选工序，其中第一粗选工序粗选一工序中加入18g/t的N,N-二乙基二硫代氨基甲酸丙腈酯和10g/t的松醇油，粗选二工序中加入12g/t的N,N-二乙基二硫代氨基甲酸丙腈酯；第二粗选工序粗选一工序中加入24g/t的N,N-二乙基二硫代氨基甲酸丙腈酯和10g/t的松醇油，粗选二工序中加入12g/t的N,N-二乙基二硫代氨基甲酸丙腈酯。第二粗选工序粗选一工序得到的精矿进入第一粗选工序粗选一工序中；第一粗选工序两次粗选工序得到的精矿与第二粗选工序粗选二工序得到的精矿合并为铜粗精矿，两个系列粗选二工序得到的尾矿合并为选铜尾矿。

(4)二段再磨分级：将S3)得到的铜粗精矿进入二段旋流器进行分级处理，分级得到的沉砂给入磨机、同时添加石灰500g/t进行再磨，再磨产品的矿浆pH值为10.5，再磨产品返回二段旋流器进行分级处理，二段旋流器的溢流进入铜精选工序，二段旋流器的溢流的细度为小于0.043mm筛网粒级产率占90％。

(5)铜精选工序：将二段旋流器的溢流与快速浮选得到的快浮精矿合并进入精选一工序，得到的精矿进入精选二工序，得到的尾矿返回分支串流浮选的第二粗选工序粗选一工序；精选二工序得到的精矿进入精选三工序，得到的尾矿进入精扫选工序；精选三工序得到的精矿作为铜精矿，得到的尾矿进入精扫选工序；精扫选工序得到的精矿作为铜精矿，得到的尾矿返回分支串流浮选的第二粗选工序粗选一工序。其中精选一工序和精扫选工序均不添加任何药剂，精选二工序添加石灰200g/t，精选三工序添加石灰100g/t。

(6)选硫工序：将S3)得到的选铜尾矿经矿坑酸性水或硫酸活化后，在矿浆pH值为6.5～7的条件下，添加丁基黄药100g/t、松醇油25g/t进行硫粗选工序，硫粗选工序得到的精矿进入硫精选工序，得到的尾矿再加入丁基黄药30g/t、松醇油5g/t进行硫扫选工序；硫扫选工序得到的精矿返回硫粗选工序，得到的尾矿为最终尾矿；硫精选工序得到的精矿为硫精矿，得到的尾矿返回硫粗选工序。

实施例2试验结果见表2。

表2实施例2试验结果

上述实施例仅为本发明较佳的实施方式，本发明不能一一列举出全部的实施方式，但本发明的保护范围并不局限于上面揭示和描述的具体实施方式。任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明披露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。因此，本发明的保护范围应该以权利要求书的保护范围为准。

Claims (10)

1.一种复杂嵌布低品位铜硫矿石的选矿方法；其特征在于，该方法具体包括以下步骤：

S1)一段磨矿分级：将破碎后的原矿石与水按1-3:1的重量比例加入球磨机，同时加入石灰进行磨矿，磨矿产品经过一段旋流器分级处理后得到溢流和沉砂；

S2)快速浮选：将S1)的一段旋流器的沉砂引入单槽快速浮选机，依次加入捕收剂、起泡剂进行快速浮选，得到快浮精矿和快浮尾矿，快浮尾矿返回S1)中，快浮精矿进入S5)处理；

S3)分支串流浮选：将S1)的一段旋流器的溢流采用分支串流浮选进行处理，将处理后得到的精矿合并为铜粗精矿，得到的尾矿合并为选铜尾矿；

S4)二段再磨分级：将S3)得到的铜粗精矿进入二段旋流器进行分级处理，分级得到的沉砂给入球磨机、同时添加石灰进行再磨，再磨产品返回二段旋流器进行分级处理，二段旋流器的溢流进入铜精选工序；

S5)铜精选工序：将S4)的二段旋流器的溢流与S2)的快速浮选得到的快浮精矿合并进入三次精选、一次精扫选工序后得到铜精矿；

S6)选硫工序：将S3)得到的选铜尾矿经矿坑酸性水或硫酸活化后，经过一次粗选、一次精选和一次扫选工序得到硫精矿和最终尾矿。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述S1)中磨机中石灰的添加量为1200～1700g/t，磨矿产品的矿浆pH值为8～9。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述S1)中一段旋流器溢流的细度为小于0.074mm筛网粒级产率占65～72％，一段旋流器沉砂的细度为小于0.074mm筛网粒级产率占8～18％。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述S3)中的分支串流浮选为铜开路粗选流程。

5.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，所述铜开路粗选流程的具体操作为：

S3.1)将溢流矿浆平均分为两支矿浆，

S3.2)将两支矿浆分别采用第一粗选工序和第二粗选工序同时处理，且第一粗选工序和第二粗选工序均包括粗选一工序和粗选二工序，且粗选一工序和粗选二工序均需分别加入捕收剂和/或起泡剂；

所述第一粗选工序具体为：第一粗选工序的粗选一工序得到的精矿进入二段旋流器分级工序，得到的尾矿进入第一粗选工序的粗选二工序；第一粗选工序的粗选二工序得到的精矿进入S4)中二段旋流器分级工序，得到的尾矿为选铜尾矿；

第二粗选工序具体为：第二粗选工序的粗选一工序得到的精矿进入第一粗选工序的粗选一工序，得到的尾矿进入第二粗选工序的粗选二工序；第二粗选工序的粗选二工序得到的精矿进入S4)中二段旋流器分级工序，得到的尾矿为选铜尾矿。

6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述S2)中捕收剂的添加量为5～10g/t，起泡剂的添加量为2～6g/t；

所述S3)中的分支串流浮选进行在进行浮选操作时的各工序中，依次加入5～30g/t的捕收剂和0～10g/t的起泡剂。

7.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，所述捕收剂采用N-烯丙基-O-异丁基硫代氨基甲酸酯、N,N-二乙基二硫代氨基甲酸丙腈酯中的一种或两种，所述起泡剂采用松醇油、甲基异丁基甲醇中的一种或两种。

8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述S4)中二段旋流器的溢流的细度为小于0.043mm筛网粒级产率占85～95％。

9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述S4)中磨机中石灰的添加量为200～500g/t，磨矿产品的矿浆pH值为9.5～10.5。

10.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，所述S5)中铜精选工序的具体浮选操作为：

S5.1)将S4)的二段旋流器得到的溢流与S2)的快速浮选得到的快浮精矿合并进入精选一工序，得到的精矿进入精选二工序，得到的尾矿返回分支串流浮选的所述第二粗选工序的粗选一工序；

S5.2)精选二工序得到的精矿进入精选三工序，得到的尾矿进入精扫选工序；精选三工序得到的精矿作为铜精矿，得到的尾矿进入精扫选工序；

S5.3)所述尾矿经所述精扫选工序得到的精矿作为铜精矿，得到的尾矿返回分支串流浮选的第二粗选工序的粗选一工序。

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