權(quán)利要求

1.高黃鐵礦化矽卡巖性銅礦石中回收嵌布粒度不均勻的黃銅礦及輝銅礦的工藝，其特征在于包括一段磨礦、銅硫混合浮選、二段磨礦、銅硫快速浮選、三段磨礦和銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅步驟，具體包括：

A、一段磨礦：將原礦磨細至-74μm占50~55%得到物料a；

B、銅硫混合浮選：物料a中加入活化劑活化得到物料b，物料b中再依次加入捕收劑和起泡劑經(jīng)混合浮選后得到混合精礦c和尾礦d；

C、二段磨礦：混合精礦c進行磨礦，磨礦細度為-74μm占70~75%得到物料e；

D、銅硫快速浮選：將物料e中加入硫抑制劑、捕收劑和起泡劑經(jīng)銅硫快速浮選得到銅精礦f、中礦g和中礦h；

E、三段磨礦：將中礦g和中礦h合并后進行磨礦，磨礦細度為-15μm大于95%得到物料i；

F、銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅：將物料i采用浮選柱進行一段粗選兩段掃選兩段精選得到銅精礦j和硫精礦k，其中一段粗選兩段精選添加分散劑和硫抑制劑；一段粗選兩段掃選添加捕收劑。

2.根據(jù)權(quán)利要求1所述的高黃鐵礦化矽卡巖性銅礦石中回收嵌布粒度不均勻的黃銅礦及輝銅礦的工藝，其特征在于B步驟所述的混合復(fù)選是在物料a中加入活化劑活化得到物料b，物料b中再依次加入捕收劑和起泡劑，經(jīng)兩段粗選，兩段粗選精礦合并為混合精礦c，粗選的尾礦依次加入捕收劑和起泡劑進行兩次掃選，一段掃選的泡沫返回一段粗選，一段掃選尾礦進行二段掃選，二段掃選泡沫返回一段掃選，二段掃選尾礦即為最終尾礦d。

3.根據(jù)權(quán)利要求1或2所述的高黃鐵礦化矽卡巖性銅礦石中回收嵌布粒度不均勻的黃銅礦及輝銅礦的工藝，其特征在于B步驟中所述的活化劑為氧化鈣，用量為200~500g/t。

4.根據(jù)權(quán)利要求1或2所述的高黃鐵礦化矽卡巖性銅礦石中回收嵌布粒度不均勻的黃銅礦及輝銅礦的工藝，其特征在于B步驟中所述的捕收劑為丁黃藥、異戊基黃藥、丁胺黑藥中的一種或幾種，用量為80~100 g/t；所述的起泡劑為松醇油或24K，用量為40~60 g/t。

5.根據(jù)權(quán)利要求1所述的高黃鐵礦化矽卡巖性銅礦石中回收嵌布粒度不均勻的黃銅礦及輝銅礦的工藝，其特征在于D步驟所述的銅硫快速浮選是將物料e進行篩分分級：

1）分級粗粒級采用浮選機進行一段粗選兩段精選的浮選工藝，其中粗選添加硫抑制劑、捕收劑和起泡劑，兩段精選添加硫抑制劑；粗選泡沫進入一段精選，一段精選泡沫浸入二段精選，二段精選泡沫為粗粒銅精礦；二段精選尾礦返回一段精選，一段精選尾礦返回粗選，粗選尾礦為中礦g；

2）分級細粒級采用浮選柱進行一段粗選一段精選的復(fù)選工藝，其中粗選添加硫抑制劑、捕收劑和起泡劑，精選添加硫抑制劑；粗選泡沫進入精選，精選泡沫為細粒銅精礦，精選尾礦返回粗選，粗選尾礦為中礦h；

3）將1）步驟的粗粒銅精礦和2）步驟的細粒銅精礦合并得到銅精礦f。

6.根據(jù)權(quán)利要求5所述的高黃鐵礦化矽卡巖性銅礦石中回收嵌布粒度不均勻的黃銅礦及輝銅礦的工藝，其特征在于所述的篩分分級的粒度為38μm，大于38μm粒級為分級粗粒級，即采用浮選機進行一段粗選兩段精選作業(yè)；小于3838μm粒級為分級細粒級，即采用浮選柱進行一段粗選一段精選作業(yè)。

7.根據(jù)權(quán)利要求5所述的高黃鐵礦化矽卡巖性銅礦石中回收嵌布粒度不均勻的黃銅礦及輝銅礦的工藝，其特征在于：

1）所述的硫抑制劑為氧化鈣，粗選中浮選機和浮選柱用量均為2000~3000g/t；一段精選中浮選機和浮選柱用量為1000~1500g/t；二段精選中浮選機用量為500~800 g/t，浮選柱不添加；

2）所述的捕收劑為乙硫氮、乙黃藥、KMY-1中的一種或幾種，粗選中浮選機用量為40~60g/t；浮選柱用量為60~80g/t；一段精選中浮選機用量為10~20g/t，浮選柱不添加；二段精選不添加；

3）所述的起泡劑為24k，粗選中浮選機和浮選柱用量均為20~30g/t；一段精選和二段精選均不添加。

8.根據(jù)權(quán)利要求1所述的高黃鐵礦化矽卡巖性銅礦石中回收嵌布粒度不均勻的黃銅礦及輝銅礦的工藝，其特征在于F步驟所述的銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅是將物料i在低濃度條件下采用浮選柱進行一段粗選兩段掃選兩段精選作業(yè)，其中粗選和兩段精選添加分散劑和硫抑制劑；粗選和兩段掃選添加捕收劑；粗選泡沫浸入一段精選，一段精選泡沫浸入二段精選，二段精選泡沫為銅精礦j；精選尾礦逐級返回，粗選尾礦進入一段掃選，一段掃選尾礦進入二段掃選，掃選泡沫逐級返回，二段掃選尾礦為硫精礦k。

9.根據(jù)權(quán)利要求1或8所述的高黃鐵礦化矽卡巖性銅礦石中回收嵌布粒度不均勻的黃銅礦及輝銅礦的工藝，其特征在于所述的銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅是采用浮選柱進行一段粗選兩段掃選兩段精選作業(yè)回收-15μm大于95%粒級的微細粒銅，粗選浮選濃度為5~10%，分散劑為六偏磷酸鈉，用量為100~150g/t，硫抑制劑為KMD-1，用量為3000~4000g/t；捕收劑為丁黃藥、乙黃藥、異戊基黃藥中的一種或幾種，用量為30~50g/t；起泡劑為24k，用量為20~30g/t；兩段掃選捕收劑、起泡劑參照粗選，用量依次減半；一段精選的分散劑為六偏磷酸鈉，用量為50~80g/t；硫抑制劑為KMD-1，用量為1500~2000g/t；捕收劑為丁黃藥、乙黃藥、異戊基黃藥中的一種或幾種，用量為10~15g/t；二段精選的分散劑為六偏磷酸鈉，用量為30~50g/t，硫抑制劑為KMD-1，用量為600~1000g/t。

說明書

技術(shù)領(lǐng)域

本發(fā)明屬于礦業(yè)工程技術(shù)領(lǐng)域，具體涉及高黃鐵礦化矽卡巖性銅礦石中回收嵌布粒度不均勻的黃銅礦及輝銅礦的工藝。

背景技術(shù)

銅被廣泛應(yīng)用于人類生活的各種領(lǐng)域，是國民經(jīng)濟建設(shè)中特別重要的戰(zhàn)略性金屬原料。隨著易選銅礦資源不斷開發(fā)，易選銅資源日趨枯竭，選礦工作者越來越重視難選銅資源的回收利用。

黃鐵礦化矽卡巖型銅礦石中銅礦物主要為黃銅礦、輝銅礦及少量銅藍、砷黝銅礦等，脈石礦物以含鈣鎂硅酸鹽礦物為主，主要有透閃石、綠泥石、蛇紋石、云母及高嶺石等。部分黃銅礦及輝銅礦常以微細粒形式嵌布于黃鐵礦中，造成銅礦物嵌布粒度極不均勻，而黃鐵礦含量高，若銅礦物不能充分解離，勢必造成銅礦物損失。而銅礦物單體解離，增加磨礦細度會造成高嶺石等脈石礦物過渡泥化，細泥罩蓋在粗顆粒表面惡化浮選過程的選擇性，影響銅礦物品位。目前礦山對該類礦石的處理主要有優(yōu)先選銅及銅硫混選再分離兩種工藝，優(yōu)先選銅工藝抑制黃鐵礦時，銅礦物與黃鐵礦的連生體同時被抑制，造成銅礦物損失，該工藝僅適合嵌布粒度較粗的塊狀含銅黃鐵礦。銅硫混選再分離雖然一定程度上回收了黃鐵礦中部分細粒級銅礦物，但對嵌布在黃鐵礦中的微細粒銅礦物仍然難以回收，另外，隨著磨礦細度增加，傳統(tǒng)常規(guī)浮選機在細粒級礦物中浮選氣泡分散度低、尺寸大、湍流程度高等缺點被放大，加之常規(guī)硫抑制劑常使泡沫發(fā)粘，常常導(dǎo)致銅礦物精礦品位低，對黃鐵礦與銅礦物致密共生的礦石并不適應(yīng)。

發(fā)明內(nèi)容

本發(fā)明的目的在于提供一種高黃鐵礦化矽卡巖性銅礦石中回收嵌布粒度不均勻的黃銅礦及輝銅礦的工藝。

本發(fā)明的目的是這樣實現(xiàn)的，包括一段磨礦、銅硫混合浮選、二段磨礦、銅硫快速浮選、三段磨礦和銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅步驟，具體包括：

A、一段磨礦：將原礦磨細至-74μm占50~55%得到物料a；

B、銅硫混合浮選：物料a中加入活化劑活化得到物料b，物料b中再依次加入捕收劑和起泡劑經(jīng)混合浮選后得到混合精礦c和尾礦d；

C、二段磨礦：混合精礦c進行磨礦，磨礦細度為-74μm占70~75%得到物料e；

D、銅硫快速浮選：將物料e中加入硫抑制劑、捕收劑和起泡劑經(jīng)銅硫快速浮選得到銅精礦f、中礦g和中礦h；

E、三段磨礦：將中礦g和中礦h合并后進行磨礦，磨礦細度為-15μm大于95%得到物料i；

F、銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅：將物料i采用浮選柱進行一段粗選兩段掃選兩段精選得到銅精礦j和硫精礦k，其中一段粗選兩段精選添加分散劑和硫抑制劑；一段粗選兩段掃選添加捕收劑。

本發(fā)明所述的高黃鐵礦化矽卡巖性銅礦石中回收嵌布粒度不均勻的黃銅礦及輝銅礦的工藝具體操作如下：

A、一段磨礦：將破碎好的銅礦石進行一段磨礦，磨礦細度為-74μm占50~55%。

B、銅硫混合浮選：磨礦產(chǎn)品經(jīng)少量活化劑活化，依次加入捕收劑，起泡劑，經(jīng)兩段粗選，兩段粗選精礦合并為混合精礦，粗選的尾礦依次加入捕收劑、起泡劑進行兩次掃選，一段掃選的泡沫返回一段粗選，一段掃選尾礦進行二段掃選，二段掃選泡沫返回一段掃選，二段掃選尾礦為最終尾礦。

C、二段磨礦：將B步驟得到的混合精礦進行二段磨礦，磨礦細度為-74μm占70~75%。

D、銅硫分離分級快速浮選：將步驟C磨好的礦漿進行篩分分級，分級粗粒級采用浮選機進行一段粗選兩段精選的浮選工藝，其中，粗選添加抑制劑、捕收劑及起泡劑，兩段精選添加抑制劑。粗選泡沫進入一段精選，一段精選泡沫進入二段精選，二段精選泡沫為粗粒銅精礦，二段精選尾礦返回一段精選，一段精選尾礦返回粗選，粗選尾礦為中礦1；分級細粒級采用浮選柱進行一段粗選一段精選的浮選工藝，其中，粗選添加抑制劑、捕收劑及起泡劑，精選添加抑制劑。粗選泡沫進入精選，精選泡沫為細粒銅精礦。精選尾礦返回粗選，粗選尾礦為中礦2。本步驟D所述粗粒銅精礦與細粒銅精礦合并為銅精礦1。

E、三段磨礦：將D步驟得到的中礦1及中礦2合并進行三段磨礦，磨礦細度為-15μm大于95%。

F、銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅：將步驟E中磨礦所得礦漿在低濃度條件下采用浮選柱進行一段粗選兩段掃選兩段精選的浮選工藝，其中，粗選及兩段精選添加分散劑及新型抑制劑，粗選及兩段掃選添加捕收劑。粗選泡沫進入一段精選，一段精選泡沫進入二段精選，二段精選泡沫為銅精礦2，精選尾礦逐級返回，粗選尾礦進入一段掃選，一段掃選尾礦進入二段掃選，掃選泡沫逐級返回，二段掃選尾礦為硫精礦。

進一步的，步驟B中所述的銅硫混合浮選粗選1的工藝條件為加入活化劑200~500克/噸，攪拌3~5分鐘，加入捕收劑80~100克/噸，起泡劑40~60克/噸，攪拌2~4分鐘；銅硫混合浮選粗選2的工藝條件為加入捕收劑40~50克/噸，加入起泡劑20~30克/噸，攪拌2~4分鐘；銅硫混合浮選掃選1的工藝條件為加入捕收劑20~25克/噸，加入起泡劑10~20克/噸，攪拌2~4分鐘；銅硫混合浮選掃選2的工藝條件為加入捕收劑10~12.5克/噸，加入起泡劑5~10克/噸，攪拌2~4分鐘。

進一步的，步驟D中所述的篩分分級粒度為38μm。銅硫分離粗粒級浮選機快速浮選粗選的工藝條件為加入硫抑制劑2000~3000克/噸，攪拌3~5分鐘，加入捕收劑40~60克/噸，加入起泡劑20~30克/噸，攪拌2~4分鐘；銅硫分離粗粒級浮選機快速浮選精選1的工藝條件為加入硫抑制劑1000~1500克/噸，攪拌3~5分鐘，加入捕收劑10~20克/噸，加入起泡劑5~10克/噸，攪拌2~4分鐘；銅硫分離粗粒級浮選機快速浮選精選2的工藝條件為加入硫抑制劑500~800克/噸，攪拌3~5分鐘；銅硫分離細粒級浮選柱快速浮選粗選的工藝條件為加入硫抑制劑2000~3000克/噸，攪拌3~5分鐘，加入捕收劑60~80克/噸，加入起泡劑20~30克/噸，攪拌2~4分鐘；銅硫分離細粒級浮選柱快速浮選精選的工藝條件為加入硫抑制劑1000~1500克/噸，攪拌3~5分鐘。

進一步的，步驟F中所述的銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅粗選工藝條件為加入分散劑100~150克/噸，攪拌3~5分鐘，加入硫抑制劑3000~4000克/噸，攪拌3~5分鐘，加入捕收劑30~50克/噸，加入起泡劑20~30克/噸，攪拌2~4分鐘；銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅掃選1工藝條件為加入捕收劑15~25克/噸，加入起泡劑10~20克/噸，攪拌2~4分鐘；銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅掃選2工藝條件為加入捕收劑7.5~12.5克/噸，加入起泡劑5~10克/噸，攪拌2~4分鐘；銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅精選1工藝條件為加入分散劑50~80克/噸，攪拌3~5分鐘，加入硫抑制劑1500~2000克/噸，攪拌3~5分鐘，加入捕收劑10~15克/噸，加入起泡劑5~10克/噸，攪拌2~4分鐘；銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅精選2工藝條件為加入分散劑30~50克/噸，攪拌3~5分鐘，加入硫抑制劑600~1000克/噸，攪拌3~5分鐘。

進一步的，步驟B中所述的活化劑為氧化鈣。捕收劑為丁黃藥、異戊基黃藥、丁胺黑藥中的一種或幾種。起泡劑為松醇油或24K。

進一步的，步驟D中所述的硫抑制劑為氧化鈣。捕收劑為乙硫氮、乙黃藥、KMY-1中的一種或幾種。起泡劑為24K。

進一步的，步驟F中所述的分散劑為六偏磷酸鈉。硫抑制劑為KMD-1。捕收劑為丁黃藥、乙黃藥、異戊基黃藥中的一種或幾種。起泡劑為24K。浮選濃度為5~10%。

進一步的，步驟F中所述的硫抑制劑KMD-1主要成分為氧化鈣、硫化鈉及連二硫酸鈉。

進一步的，步驟F中所述的硫抑制劑KMD-1主要成分為氧化鈣占50~80%，硫化鈉占10~20%，連二硫酸鈉占20~30%。

與現(xiàn)有技術(shù)相比，本發(fā)明的優(yōu)勢在于：

1、本發(fā)明通過一段粗磨后，進行銅硫混合浮選，不僅可以最大程度提高銅回收率，同時避免礦石中含鎂脈石礦物過渡泥化惡化浮選過程。

2、本發(fā)明通過二段磨后，大部分黃銅礦、輝銅礦與黃鐵礦解離，快速浮出單體解離度高的銅礦物，采用分級浮選，利用浮選柱在細粒級礦物浮選中的優(yōu)勢，可得到解離度較高的細粒級高品位銅精礦，同時浮選機浮選效率得到提高，可得到解離度較高的粗粒級高品位銅精礦。

3、本發(fā)明為適應(yīng)快速浮選，分級浮選均不設(shè)掃選作業(yè)，對單體解離度高可浮性好的銅礦物選擇性更高，簡化流程的同時，也保障了銅精礦的高品質(zhì)。

4、本發(fā)明三段超細磨后采用浮選柱選別，礦化區(qū)更大，氣泡分散度高、微細泡多、湍流程度低、高富集比等特點更加適應(yīng)微細粒礦物浮選，能獲得品位相對更高的銅精礦。

5、本發(fā)明三段超細磨采用新型硫抑制劑KMD-1，避免了氧化鈣用量大后引起泡沫發(fā)粘造成機械夾帶，更有利于提高銅精礦品位。

6、本發(fā)明通過階段磨礦階段浮選及分級快速浮選，更加適應(yīng)嵌布粒度不均勻、可浮性差異大的銅礦，且對原礦嵌布粒度及可浮性變化適應(yīng)性更強。

7、本發(fā)明使用的藥劑均為常規(guī)浮選藥劑，對環(huán)境友好。

附圖說明

圖1為本發(fā)明的工藝流程示意圖。

具體實施方式

下面結(jié)合實施例和附圖對本發(fā)明作進一步的說明，但不以任何方式對本發(fā)明加以限制，基于本發(fā)明教導(dǎo)所作的任何變換或替換，均屬于本發(fā)明的保護范圍。

本發(fā)明所述的高黃鐵礦化矽卡巖性銅礦石中回收嵌布粒度不均勻的黃銅礦及輝銅礦的工藝，包括一段磨礦、銅硫混合浮選、二段磨礦、銅硫快速浮選、三段磨礦和銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅步驟，具體包括：

A、一段磨礦：將原礦磨細至-74μm占50~55%得到物料a；

B、銅硫混合浮選：物料a中加入活化劑活化得到物料b，物料b中再依次加入捕收劑和起泡劑經(jīng)混合浮選后得到混合精礦c和尾礦d；

C、二段磨礦：混合精礦c進行磨礦，磨礦細度為-74μm占70~75%得到物料e；

D、銅硫快速浮選：將物料e中加入硫抑制劑、捕收劑和起泡劑經(jīng)銅硫快速浮選得到銅精礦f、中礦g和中礦h；

E、三段磨礦：將中礦g和中礦h合并后進行磨礦，磨礦細度為-15μm大于95%得到物料i；

F、銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅：將物料i采用浮選柱進行一段粗選兩段掃選兩段精選得到銅精礦j和硫精礦k，其中一段粗選兩段精選添加分散劑和硫抑制劑；一段粗選兩段掃選添加捕收劑。

B步驟所述的混合復(fù)選是在物料a中加入活化劑活化得到物料b，物料b中再依次加入捕收劑和起泡劑，經(jīng)兩段粗選，兩段粗選精礦合并為混合精礦c，粗選的尾礦依次加入捕收劑和起泡劑進行兩次掃選，一段掃選的泡沫返回一段粗選，一段掃選尾礦進行二段掃選，二段掃選泡沫返回一段掃選，二段掃選尾礦即為最終尾礦d。

B步驟中所述的活化劑為氧化鈣，用量為200~500g/t。

B步驟中所述的捕收劑為丁黃藥、異戊基黃藥、丁胺黑藥中的一種或幾種，用量為80~100 g/t；所述的起泡劑為松醇油或24K，用量為40~60 g/t。

D步驟所述的銅硫快速浮選是將物料e進行篩分分級：

1）分級粗粒級采用浮選機進行一段粗選兩段精選的浮選工藝，其中粗選添加硫抑制劑、捕收劑和起泡劑，兩段精選添加硫抑制劑；粗選泡沫進入一段精選，一段精選泡沫浸入二段精選，二段精選泡沫為粗粒銅精礦；二段精選尾礦返回一段精選，一段精選尾礦返回粗選，粗選尾礦為中礦g；

2）分級細粒級采用浮選柱進行一段粗選一段精選的復(fù)選工藝，其中粗選添加硫抑制劑、捕收劑和起泡劑，精選添加硫抑制劑；粗選泡沫進入精選，精選泡沫為細粒銅精礦，精選尾礦返回粗選，粗選尾礦為中礦h；

3）將1）步驟的粗粒銅精礦和2）步驟的細粒銅精礦合并得到銅精礦f。

所述的篩分分級的粒度為38μm，大于38μm粒級為分級粗粒級，即采用浮選機進行一段粗選兩段精選作業(yè)；小于3838μm粒級為分級細粒級，即采用浮選柱進行一段粗選一段精選作業(yè)。

所述的高黃鐵礦化矽卡巖性銅礦石中回收嵌布粒度不均勻的黃銅礦及輝銅礦的工藝：

1）所述的硫抑制劑為氧化鈣，粗選中浮選機和浮選柱用量均為2000~3000g/t；一段精選中浮選機和浮選柱用量為1000~1500g/t；二段精選中浮選機用量為500~800 g/t，浮選柱不添加；

2）所述的捕收劑為乙硫氮、乙黃藥、KMY-1中的一種或幾種，粗選中浮選機用量為40~60g/t；浮選柱用量為60~80g/t；一段精選中浮選機用量為10~20g/t，浮選柱不添加；二段精選不添加；

3）所述的起泡劑為24k，粗選中浮選機和浮選柱用量均為20~30g/t；一段精選和二段精選均不添加。

F步驟所述的銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅是將物料i在低濃度條件下采用浮選柱進行一段粗選兩段掃選兩段精選作業(yè)，其中粗選和兩段精選添加分散劑和硫抑制劑；粗選和兩段掃選添加捕收劑；粗選泡沫浸入一段精選，一段精選泡沫浸入二段精選，二段精選泡沫為銅精礦j；精選尾礦逐級返回，粗選尾礦進入一段掃選，一段掃選尾礦進入二段掃選，掃選泡沫逐級返回，二段掃選尾礦為硫精礦k。

所述的銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅是采用浮選柱進行一段粗選兩段掃選兩段精選作業(yè)回收-15μm大于95%粒級的微細粒銅，粗選浮選濃度為5~10%，分散劑為六偏磷酸鈉，用量為100~150g/t，硫抑制劑為KMD-1，用量為3000~4000g/t；捕收劑為丁黃藥、乙黃藥、異戊基黃藥中的一種或幾種，用量為30~50g/t；起泡劑為24k，用量為20~30g/t；兩段掃選捕收劑、起泡劑參照粗選，用量依次減半；一段精選的分散劑為六偏磷酸鈉，用量為50~80g/t；硫抑制劑為KMD-1，用量為1500~2000g/t；捕收劑為丁黃藥、乙黃藥、異戊基黃藥中的一種或幾種，用量為10~15g/t；二段精選的分散劑為六偏磷酸鈉，用量為30~50g/t，硫抑制劑為KMD-1，用量為600~1000g/t。

下面以具體實施案例對本發(fā)明做進一步說明：

實施例1

云南玉溪某選廠，含銅0.54%，含鐵16.72%，主要金屬礦物為硫化礦物（黃銅礦、輝銅礦和黃鐵礦），鋅礦物嵌布粒度粗細不均勻，可浮性差異較大，將上述礦樣進過下列工藝步驟處理：

A、一段磨礦：將破碎好的銅礦石進行一段磨礦，磨礦細度為-74μm占55%。

B、銅硫混合浮選：磨礦產(chǎn)品進行銅硫混合浮選，銅硫混合浮選粗選1的工藝條件為加入活化劑500克/噸，攪拌4分鐘，加入丁黃藥80克/噸，松醇油50克/噸，攪拌3分鐘；銅硫混合浮選粗選2的工藝條件為加入丁黃藥40克/噸，加入松醇油20克/噸，攪拌3分鐘；銅硫混合浮選掃選1的工藝條件為加入丁黃藥20克/噸，加入松醇油10克/噸，攪拌3分鐘；銅硫混合浮選掃選2的工藝條件為加入丁黃藥10克/噸，加入松醇油5克/噸，攪拌3分鐘。兩段粗選精礦合并為混合精礦，兩段掃選泡沫順序返回。

C、二段磨礦：將B步驟得到的混合精礦進行二段磨礦，磨礦細度為-74μm占75%。

D、銅硫分離分級快速浮選：將步驟C磨好的礦漿進行38μm篩分分級，分級粗粒級采用浮選機進行一段粗選兩段精選的浮選工藝，銅硫分離粗粒級浮選機快速浮選粗選的工藝條件為加入氧化鈣2500克/噸，攪拌5分鐘，加入KMY-1 50克/噸，加入24K 20克/噸，攪拌3分鐘。銅硫分離粗粒級浮選機快速浮選精選1的工藝條件為加入氧化鈣1200克/噸，攪拌5分鐘，加入KMY-1 15克/噸，加入24K 5克/噸，攪拌3分鐘。銅硫分離粗粒級浮選機快速浮選精選2的工藝條件為加入氧化鈣800克/噸，攪拌5分鐘。二段精選泡沫為粗粒銅精礦，粗選尾礦為中礦1，精選尾礦逐級返回；分級細粒級采用浮選柱進行一段粗選一段精選的浮選工藝，銅硫分離細粒級浮選柱快速浮選粗選的工藝條件為加入氧化鈣3000克/噸，攪拌5分鐘，加入KMY-1 60克/噸，加入24K 20克/噸，攪拌3分鐘。銅硫分離細粒級浮選柱快速浮選精選的工藝條件為加入氧化鈣1500克/噸，攪拌5分鐘。精選泡沫為細粒銅精礦，粗選尾礦為中礦2，精選尾礦返回粗選；合并粗粒精礦與細粒精礦為銅精礦1。

E、三段磨礦：將D步驟得到的中礦1及中礦2合并進行三段磨礦，磨礦細度為-15μm占97%。

F、銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅：將步驟E中磨礦所得礦漿在5~10%濃度條件下采用浮選柱進行一段粗選兩段掃選兩段精選的浮選工藝，銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅粗選工藝條件為加入六偏磷酸鈉120克/噸，攪拌4分鐘，加入KMD-1 4000克/噸，攪拌5分鐘，加入乙黃藥40克/噸，加入24K 20克/噸，攪拌3分鐘；銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅掃選1工藝條件為加乙黃藥20克/噸，加入24K10克/噸，攪拌3分鐘；銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅掃選2工藝條件為加入乙黃藥10克/噸，加入24K10 5克/噸，攪拌3分鐘；銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅精選1工藝條件為加入六偏磷酸鈉60克/噸，攪拌4分鐘，加入KMD-1 2000克/噸，攪拌5分鐘，加入乙黃藥10克/噸，加入24K 5克/噸，攪拌3分鐘；銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅精選2工藝條件為加入六偏磷酸鈉30克/噸，攪拌4分鐘，加入KMD-1 800克/噸，攪拌5分鐘。精選尾礦逐級返回，掃選泡沫逐級返回，二段掃選尾礦為硫精礦，二段精選泡沫為銅精礦2。

采用以上工藝流程處理該礦石，可獲得銅精礦1品位26.25%，回收率76.04%，銅精礦2品位19.22%，回收率9.28%，綜合銅精礦品位25.24%，回收率85.32%的技術(shù)指標。提高了礦產(chǎn)資源的綜合利用率。

實施例2

福建龍巖某選廠，含銅0.60%，含鐵17.57%，主要金屬礦物為硫化礦物（黃銅礦、輝銅礦和黃鐵礦），鋅礦物嵌布粒度粗細不均勻，可浮性差異較大，將上述礦樣進過下列工藝步驟處理：

A、一段磨礦：將破碎好的銅礦石進行一段磨礦，磨礦細度為-74μm占50%。

B、銅硫混合浮選：磨礦產(chǎn)品進行銅硫混合浮選，銅硫混合浮選粗選1的工藝條件為加入活化劑300克/噸，攪拌4分鐘，加入異戊基黃藥90克/噸，24K 40克/噸，攪拌4分鐘；銅硫混合浮選粗選2的工藝條件為加入異戊基黃藥45克/噸，加入24K 20克/噸，攪拌3分鐘；銅硫混合浮選掃選1的工藝條件為加入異戊基黃藥25克/噸，加入24K 10克/噸，攪拌3分鐘；銅硫混合浮選掃選2的工藝條件為加入異戊基黃藥10克/噸，加入24K 5克/噸，攪拌3分鐘。兩段粗選精礦合并為混合精礦，兩段掃選泡沫順序返回。

C、二段磨礦：將B步驟得到的混合精礦進行二段磨礦，磨礦細度為-74μm占70%。

D、銅硫分離分級快速浮選：將步驟C磨好的礦漿進行38μm篩分分級，分級粗粒級采用浮選機進行一段粗選兩段精選的浮選工藝，銅硫分離粗粒級浮選機快速浮選粗選的工藝條件為加入氧化鈣3000克/噸，攪拌5分鐘，加入乙硫氮 60克/噸，加入24K 20克/噸，攪拌3分鐘。銅硫分離粗粒級浮選機快速浮選精選1的工藝條件為加入氧化鈣1500克/噸，攪拌5分鐘，加入乙硫氮 15克/噸，加入24K 5克/噸，攪拌3分鐘。銅硫分離粗粒級浮選機快速浮選精選2的工藝條件為加入氧化鈣800克/噸，攪拌5分鐘。二段精選泡沫為粗粒銅精礦，粗選尾礦為中礦1，精選尾礦逐級返回；分級細粒級采用浮選柱進行一段粗選一段精選的浮選工藝，銅硫分離細粒級浮選柱快速浮選粗選的工藝條件為加入氧化鈣3000克/噸，攪拌5分鐘，加入乙硫氮 60克/噸，加入24K 20克/噸，攪拌3分鐘。銅硫分離細粒級浮選柱快速浮選精選的工藝條件為加入氧化鈣1000克/噸，攪拌5分鐘。精選泡沫為細粒銅精礦，粗選尾礦為中礦2，精選尾礦返回粗選；合并粗粒精礦與細粒精礦為銅精礦1。

E、三段磨礦：將D步驟得到的中礦1及中礦2合并進行三段磨礦，磨礦細度為-15μm占100%。

F、銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅：將步驟E中磨礦所得礦漿在5~10%濃度條件下采用浮選柱進行一段粗選兩段掃選兩段精選的浮選工藝，銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅粗選工藝條件為加入六偏磷酸鈉150克/噸，攪拌4分鐘，加入KMD-1 3500克/噸，攪拌5分鐘，加入乙黃藥35克/噸，加入24K 20克/噸，攪拌3分鐘；銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅掃選1工藝條件為加乙黃藥15克/噸，加入24K10克/噸，攪拌3分鐘；銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅掃選2工藝條件為加入乙黃藥10克/噸，加入24K10 5克/噸，攪拌3分鐘；銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅精選1工藝條件為加入六偏磷酸鈉80克/噸，攪拌4分鐘，加入KMD-1 1800克/噸，攪拌5分鐘，加入乙黃藥10克/噸，加入24K 5克/噸，攪拌3分鐘；銅硫分離柱式浮選回收微細粒銅精選2工藝條件為加入六偏磷酸鈉40克/噸，攪拌4分鐘，加入KMD-1 800克/噸，攪拌5分鐘。精選尾礦逐級返回，掃選泡沫逐級返回，二段掃選尾礦為硫精礦，二段精選泡沫為銅精礦2。

采用以上工藝流程處理該礦石，可獲得銅精礦1品位26.32%，回收率77.46%，銅精礦2品位18.61%，回收率6.77%，綜合銅精礦品位24.36%，回收率84.23%的技術(shù)指標。提高了礦產(chǎn)資源的綜合利用率。