CN105327771B - 一种含铜硫精矿的细磨及综合回收利用选矿工艺方法 - Google Patents
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Abstract
一种含铜硫精矿的细磨及综合回收利用选矿工艺，该工艺将铜硫精矿进行浓缩和分级细磨脱药，再经“一粗二扫三精”全浮选，产出含铜10％以上的铜粗精矿产品；将浮选尾矿采用湿式永磁磁选，得到含硫大于33％、含铁大于50％的磁黄铁矿的高铁硫精矿产品；将磁选尾矿进入二段式摇床重选，将重金属矿物分离，产出锡、钨、铋、砷有价金属重矿物混合产品，重选尾矿脱水后作为硫精矿产品。本发明经济、适用、处理成本较低、处理效果好、对环境影响较小，可以实现硫化矿选矿生产的硫精矿的有效回收利用。
Description
技术领域
本发明属于选矿技术领域，尤其是含铜硫精矿的回收利用选矿工艺。
背景技术
在有色金属选矿过程中，所生产的硫精矿通常是一种附产品，它含有多种有价金属矿物，并且有价金属的含量和种类因处理原矿矿种的变化而不同。目前，硫精矿主要用于化肥和硫酸的生产，也有一些企业采用酸浸方法回收铜而生产硫酸铜，或作为铁原料等销售。在化工和湿法冶金领域，早已开展硫精矿中的有价金属矿物的综合回收利用，如中国专利CN104831062A公开了利用硫精矿提取有价元素的方法，CN104445083A公开了硫精矿的综合回收方法，CN103143434A公开了含磁黄铁矿的铜硫矿选铜后尾矿生产高品质硫精矿的方法。这些方法各有优势，但普遍回收元素相对单一，处理成本相对较高，并且对环境污染较大。
位于云南个旧的部分企业的硫化矿选矿生产的硫精矿主要为共生矿流程的复洗脱硫精矿、铜-硫分离硫精矿、单铜流程的硫精矿。其中，复洗脱硫硫精矿粒度粗、残余药剂含量少，其性质与原矿相近；而铜-硫分离硫精矿粒度细，γ-200目含量一般大于90％，残余药剂含量大，杂质砷矿物含量也大；单铜流程的硫精矿粒度较铜-硫分离硫精矿粗，铜矿物含量较低，杂质矿物含量也小，但较易选。总体来说，这些硫精矿中的主要金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿，其次是黄铜矿、锡石、白钨矿、自然铋和辉铋矿等；脉石矿物主要有辉石、石英、碳酸盐风化物，其次是绿泥石、石榴石、萤石等。它们含有铜、金、银、硫、铋等有价矿物和含少量微细粒级夹带的钨、锡伴生矿物。该类有价矿物比重大、含量低，并且杂质矿物含量较高，矿浆中石灰、黄药、松油等残余药剂含量高，大部份铜矿物为未解离的铜-硫连生体和结合体矿物，少量为微细粒的夹带单体矿物，故在不改变生产条件参数的情况下，要产出合格铜精矿是不可能的。因此，它一直是用选矿方法选别分离和综合回收利用的难题。现有的技术方法都难以实现云南个旧部分企业的硫化矿选矿生产的硫精矿的有效回收利用。
发明内容
本发明的目的是解决现有技术存在的问题，提出一种经济、适用、处理成本较低、处理效果好、对环境影响较小的含铜硫精矿的细磨及综合回收利用选矿工艺，以实现硫化矿选矿生产的硫精矿的有效回收利用。
本发明的目的通过如下技术方案实现：
一种含铜硫精矿的细磨及综合回收利用选矿工艺，该工艺将铜硫精矿进行浓缩、分级细磨脱药、活性碳脱药、全浮选、湿式永磁磁选、重选，具体工艺如下：
1)浓缩和分级细磨脱药：将含铜硫精矿沉淀、浓缩脱水后再调浆，然后采用小钢锻配比与高效长锥旋流器组合工艺进行分级细磨及脱药，将有价金属矿物单体解离，并使含铜硫精矿中的残余浮选药剂脱药；分级细磨的磨矿浓度40-60％，磨矿分级细度γ-200目含量大于90％以上，入选浓度20-30％；之后添加抑制剂进行再次抑制，所述抑制剂为石灰2000-12000g/t、腐植酸钠200-600g/t，pH10-12；
所述小钢锻配比与高效长锥旋流器组合工艺的分级细磨是将含铜硫精矿用砂泵输送至分级设备进行分级，分级出的在指定粒级及以下的产品直接进入后续分选工序，高出指定粒级的沉砂产品进入铜、硫分离磨矿机进行磨矿；沉砂产品经磨矿后得到的磨矿产品进入铜、硫混合精矿泵池，再用砂泵输送至分级设备进行二次分级，分级出的在指定粒级及以下的产品直接入后续分选工序；所述磨矿机为溢流型球磨矿机，磨矿介质为小钢锻，小钢锻尺寸及重量配比为25×30mm的小钢锻10-20％、30×35mm的小钢锻35-45％、35×40mm的小钢锻20-30％、40×45mm的小钢锻15-25％；所述分级设备为长锥旋流器；
将步骤1)得到的矿浆采用活性碳脱药，有机活性碳用量1000-3000g/t，脱药时间10-30分钟；再经“一粗二扫三精”全浮选，产出含铜10％以上的铜粗精矿产品；所述“一粗二扫三精”全浮选是指浮选过程包括进行一次铜粗选作业、两次扫选、三次铜精选，铜粗选作业是在矿浆中添加混基黄药、乙硫氮中的一种或两种共计50～80g/t、松醇油10～30g/t，得到粗选泡沫和粗选尾矿；第一次扫选是在粗选尾矿中添加混基黄药、乙硫氮中的一种或两种共计10～30g/t、松醇油5～15g/t，得到扫选1泡沫和扫选尾矿，第二次扫选是在第一次扫选尾矿中添加混基黄药适量，得到扫选2泡沫；第一次铜精选是在铜粗选得到的粗选泡沫中添加腐殖酸钠100～300g/t得到精选1泡沫，第二次铜精选是对精选1泡沫进行空白浮选得到精选2泡沫和浮选尾矿：第三次铜精选是对精选2泡沫进行空白浮选得到铜粗精矿和浮选尾矿，必要时在第2、第3次精选添加漂白粉和高锰酸钾各10-30g/t；所述混基黄药为乙基黄药和丁基黄药按重量比1:1配制的混合液；
3)将步骤2)得到的浮选尾矿采用湿式永磁磁选，磁选的磁场强度为1800-4000奥斯特，得到含硫大于33％、含铁大于50％的磁黄铁矿的高铁硫精矿产品；
4)将步骤3)得到的磁选尾矿进入二段式摇床重选，产出锡、钨、铋、砷有价金属重矿物混合产品，重选尾矿脱水后作为硫精矿产品。
本发明步骤1)所述溢流型球磨矿机为MQY1800×3000mm溢流型球(锻)磨机，所述长锥旋流器采用FX150—PU—K长锥旋流器。步骤4)所述二段式摇床是指以细砂床、刻槽床为主的一、二段摇床。
本发明工艺具有以下有益效果：
1)本发明的“浮-磁-重”组合选矿工艺，是一种在不改变矿物物质组成情况下，能分别有效回收、利用低品位、难选共伴生有价金属铜、金、银、铋、锡、钨、硫元素资源，使之分离、富集的物理选矿方法，对环境污染小。
2)采用小钢锻配比与高效长锥旋流器组合的分级细磨工艺，有利于伴生铜等有价金属矿物充分、有效单体解离；有利于含铜硫精矿中的残余浮选药剂尽可能地脱药、解析。
3)采用活性碳脱药的全浮选工艺和铜产品结构的调整，能有效抑制黄铁矿、毒砂，生产含铜品位略低的铜粗精矿产品。
4)采用湿式永磁磁选工艺，可生产产率10-20％左右高价值的高铁硫精矿产品即磁黄铁矿产品，提质增效。
5)采用摇床重选工艺，可实现重金属矿物的有效分离，产出锡、铋、砷低品位混合粗精矿产品。
将本发明工艺应用于硫精矿含铜CuFeS2 0.4％～0.8％(有时与原矿含铜相近)、含锡SnO2 0.053％～0.174％、含硫FeS2 1％～29％、含铋Bi 0.076％～0.250％，可获得产率大于3％，铜品位大于10％,回收率60～68％的铜粗精矿；获得产率10-20％左右高价值的高铁硫精矿产品，即含硫大于33％，含铁大于50％的磁黄铁矿产品；获得含锡大于1.5％、含铋大于2％的混合粗精矿，或含钨1～3％、产率2～5％，锡、铋回收率约30％；其余尾矿作为硫精矿产出，并与降砷的高硫硫精矿合并，作为普通硫精矿销售。
本发明通过采用小钢锻磨矿介质配比提高磨矿效率、高效长锥旋流器提高分级效率、有机活性碳脱药、工艺降杂和产品结构调整等措施，大大改善了含铜硫精矿的入选条件，确保综合回收利用的选矿指标。本发明方法根据入物料性质变化，因地制宜，具有灵活实用、综合回收利用成本低、回收伴生有价元素产品种类多、效益高、同时对环境无污染影响等特点。
具体实施方式
本发明的含铜硫精矿的细磨及综合回收利用选矿工艺，是将铜硫精矿进行浓缩、分级细磨脱药、活性碳脱药、全浮选、湿式永磁磁选、重选。
实施例1
含铜硫精矿的细磨及综合回收利用选矿工艺如下：
1)浓缩和分级细磨脱药：将含铜硫精矿沉淀、浓缩脱水后再调浆，然后采用小钢锻配比与高效长锥旋流器组合工艺进行分级细磨及脱药，将有价金属矿物单体解离，并使含铜硫精矿中的残余浮选药剂脱药；分级细磨的磨矿浓度50％，磨矿分级细度γ-200目含量大于90％以上，入选浓度30％；之后添加抑制剂,包括石灰10000g/t、腐植酸钠400g/t，pH10；
所述小钢锻配比与高效长锥旋流器组合工艺的分级细磨是将含铜硫精矿用砂泵输送至分级设备进行分级，分级出的在指定粒级及以下的产品直接进入后续分选工序，高出指定粒级的沉砂产品进入铜、硫分离磨矿机进行磨矿；沉砂产品经磨矿后得到的磨矿产品进入铜、硫混合精矿泵池，再用砂泵输送至分级设备进行二次分级，分级出的在指定粒级及以下的产品直接入后续分选工序；所述磨矿机为溢流型球磨矿机，磨矿介质为小钢锻，小钢锻尺寸及重量配比为25×30mm的小钢锻15％、30×35mm的小钢锻40％、35×40mm的小钢锻20％、40×45mm的小钢锻25％；所述分级设备采用FX150—PU—K长锥旋流器，溢流型球磨矿机为MQY1800×3000mm溢流型球磨机；
2)将步骤1)得到的矿浆采用活性碳脱药，有机活性碳用量3000g/t，脱药时间10分钟；再经“一粗二扫三精”全浮选，产出含铜10％以上的铜粗精矿产品；所述“一粗二扫三精”全浮选是指浮选过程包括进行一次铜粗选作业、两次扫选、三次铜精选，铜粗选作业是在矿浆中添加混基黄药和乙硫氮共计70g/t、松醇油20g/t，得到粗选泡沫和粗选尾矿；第一次扫选是在粗选尾矿中添加混基黄药10g/t、松醇油10g/t，得到扫选1泡沫和扫选尾矿，第二次扫选是在第一次扫选尾矿中添加混基黄药适量，得到扫选2泡沫；第一次铜精选是在铜粗选得到的粗选泡沫中添加腐殖酸钠150g/t得到精选1泡沫，第二次铜精选是对精选1泡沫进行空白浮选得到精选2泡沫和浮选尾矿：第三次铜精选是对精选2泡沫进行空白浮选得到铜粗精矿和浮选尾矿，在第2、第3次精选添加漂白粉和高锰酸钾各20g/t；所述混基黄药为乙基黄药和丁基黄药按重量比1:1配制的混合液；
3)将步骤2)得到的浮选尾矿采用湿式永磁磁选，磁选的磁场强度为3000奥斯特，得到含硫大于33％、含铁大于50％的磁黄铁矿的高铁硫精矿产品；
4)将步骤3)得到的磁选尾矿进入以细砂床为一段床、刻槽床为二段的二段摇床重选，将重金属矿物分离，产出锡、钨、铋、砷有价金属重矿物混合产品，重选尾矿脱水后作为硫精矿产品。
实施例2
含铜硫精矿的细磨及综合回收利用选矿工艺如下：
1)浓缩和分级细磨脱药：将含铜硫精矿沉淀、浓缩脱水后再调浆，然后采用小钢锻配比与高效长锥旋流器组合工艺进行分级细磨及脱药，将有价金属矿物单体解离，并使含铜硫精矿中的残余浮选药剂脱药；分级细磨的磨矿浓度60％，磨矿分级细度γ-200目含量大于90％以上，入选浓度25％；之后添加抑制剂，包括石灰2000g/t、腐植酸钠200g/t，pH12；
所述小钢锻配比与高效长锥旋流器组合工艺的分级细磨是将含铜硫精矿用砂泵输送至分级设备进行分级，分级出的在指定粒级及以下的产品直接进入后续分选工序，高出指定粒级的沉砂产品进入铜、硫分离磨矿机进行磨矿；沉砂产品经磨矿后得到的磨矿产品进入铜、硫混合精矿泵池，再用砂泵输送至分级设备进行二次分级，分级出的在指定粒级及以下的产品直接入后续分选工序；所述磨矿机为溢流型球磨矿机，磨矿介质为小钢锻，小钢锻尺寸及重量配比为25×30mm的小钢锻20％、30×35mm的小钢锻35％、35×40mm的小钢锻28％、40×45mm的小钢锻17％。分级设备采用FX150—PU—K长锥旋流器。溢流型球磨矿机采用MQY1800×3000mm溢流型球磨机；
2)将步骤1)得到的矿浆采用活性碳脱药，活性碳用量1000g/t，脱药时间30分钟；再经“一粗二扫三精”全浮选，产出含铜10％以上的铜粗精矿产品；所述“一粗二扫三精”全浮选是指浮选过程包括进行一次铜粗选作业、两次扫选、三次铜精选，铜粗选作业是在矿浆中添加混基黄药80g/t、松醇油30g/t，得到粗选泡沫和粗选尾矿；第一次扫选是在粗选尾矿中添加乙硫氮30g/t、松醇油15g/t，得到扫选1泡沫和扫选尾矿，第二次扫选是在第一次扫选尾矿中添加混基黄药适量，得到扫选2泡沫；第一次铜精选是在铜粗选得到的粗选泡沫中添加腐殖酸钠100g/t得到精选1泡沫，第二次铜精选是对精选1泡沫进行空白浮选得到精选2泡沫和浮选尾矿：第三次铜精选是对精选2泡沫进行空白浮选得到铜粗精矿和浮选尾矿，必要时在第2次精选添加漂白粉30g/t、高锰酸钾10g/t；混基黄药为乙基黄药和丁基黄药按重量比1:1配制的混合液；
3)将步骤2)得到的浮选尾矿采用湿式永磁磁选，磁选的磁场强度为4000奥斯特，得到含硫大于33％、含铁大于50％的磁黄铁矿的高铁硫精矿产品；
4)将步骤3)得到的磁选尾矿进入以细砂床为一段床、刻槽床为二段的二段摇床重选，将重金属矿物分离，产出锡、钨、铋、砷有价金属重矿物混合产品，重选尾矿脱水后作为硫精矿产品。
实施例3
含铜硫精矿的细磨及综合回收利用选矿工艺如下：
1)浓缩和分级细磨脱药：将含铜硫精矿沉淀、浓缩脱水后再调浆，然后采用小钢锻配比与高效长锥旋流器组合工艺进行分级细磨及脱药，将有价金属矿物单体解离，并使含铜硫精矿中的残余浮选药剂脱药；分级细磨的磨矿浓度40％，磨矿分级细度γ-200目含量大于90％以上，入选浓度20％；之后添加抑制剂进行再次抑制，所述抑制剂为石灰12000g/t、腐植酸钠600g/t，pH 11；
所述小钢锻配比与高效长锥旋流器组合工艺的分级细磨是将含铜硫精矿用砂泵输送至分级设备进行分级，分级出的在指定粒级及以下的产品直接进入后续分选工序，高出指定粒级的沉砂产品进入铜、硫分离磨矿机进行磨矿；沉砂产品经磨矿后得到的磨矿产品进入铜、硫混合精矿泵池，再用砂泵输送至分级设备进行二次分级，分级出的在指定粒级及以下的产品直接入后续分选工序；所述磨矿机为溢流型球磨矿机，磨矿介质为小钢锻，小钢锻尺寸及重量配比为25×30mm的小钢锻10％、30×35mm的小钢锻38％、35×40mm的小钢锻30％、40×45mm的小钢锻22％；分级设备和溢流型球磨矿机铜实施例1。
2)将步骤1)得到的矿浆采用活性碳脱药，有机活性碳用量2000g/t，脱药时间25分钟；再经“一粗二扫三精”全浮选，产出含铜10％以上的铜粗精矿产品；所述“一粗二扫三精”全浮选是指浮选过程包括进行一次铜粗选作业、两次扫选、三次铜精选，铜粗选作业是在矿浆中添加乙硫氮50g/t、松醇油10g/t，得到粗选泡沫和粗选尾矿；第一次扫选是在粗选尾矿中添加混基黄药和乙硫氮共计20g/t、松醇油5g/t，得到扫选1泡沫和扫选尾矿，第二次扫选是在第一次扫选尾矿中添加混基黄药适量，得到扫选2泡沫；第一次铜精选是在铜粗选得到的粗选泡沫中添加腐殖酸钠100～300g/t得到精选1泡沫，第二次铜精选是对精选1泡沫进行空白浮选得到精选2泡沫和浮选尾矿：第三次铜精选是对精选2泡沫进行空白浮选得到铜粗精矿和浮选尾矿，在第3次精选时添加漂白粉10g/t、高锰酸钾30g/t；混基黄药为乙基黄药和丁基黄药按重量比1:1配制的混合液；
3)将步骤2)得到的浮选尾矿采用湿式永磁磁选，磁选的磁场强度为1800奥斯特，得到含硫大于33％、含铁大于50％的磁黄铁矿的高铁硫精矿产品；
4)将步骤3)得到的磁选尾矿进入以细砂床为一段床、刻槽床为二段的二段摇床重选，将重金属矿物分离，产出锡、钨、铋、砷有价金属重矿物混合产品，重选尾矿脱水后作为硫精矿产品。
实施例4
含铜硫精矿的细磨及综合回收利用选矿工艺如下：
1)浓缩和分级细磨脱药：将含铜硫精矿沉淀、浓缩脱水后再调浆，然后采用小钢锻配比与高效长锥旋流器组合工艺进行分级细磨及脱药，将有价金属矿物单体解离，并使含铜硫精矿中的残余浮选药剂脱药；分级细磨的磨矿浓度45％，磨矿分级细度γ-200目含量大于90％以上，入选浓度28％；之后添加抑制剂进行再次抑制，所述抑制剂为石灰8000g/t、腐植酸钠500g/t，pH 10；
所述小钢锻配比与高效长锥旋流器组合工艺的分级细磨是将含铜硫精矿用砂泵输送至分级设备进行分级，分级出的在指定粒级及以下的产品直接进入后续分选工序，高出指定粒级的沉砂产品进入铜、硫分离磨矿机进行磨矿；沉砂产品经磨矿后得到的磨矿产品进入铜、硫混合精矿泵池，再用砂泵输送至分级设备进行二次分级，分级出的在指定粒级及以下的产品直接入后续分选工序；所述磨矿机为溢流型球磨矿机，磨矿介质为小钢锻，小钢锻尺寸及重量配比为25×30mm的小钢锻20％、30×35mm的小钢锻45％、35×40mm的小钢锻20％、40×45mm的小钢锻15％；分级设备和溢流型球磨矿机铜实施例1。
2)将步骤1)得到的矿浆采用活性碳脱药，有机活性碳用量1500g/t，脱药时间25分钟；再经“一粗二扫三精”全浮选，产出含铜10％以上的铜粗精矿产品；所述“一粗二扫三精”全浮选是指浮选过程包括进行一次铜粗选作业、两次扫选、三次铜精选，铜粗选作业是在矿浆中添加混基黄药10g/t、乙硫氮50g/t、松醇油15g/t，得到粗选泡沫和粗选尾矿；第一次扫选是在粗选尾矿中添加混基黄药和25g/t、松醇油8g/t，得到扫选1泡沫和扫选尾矿，第二次扫选是在第一次扫选尾矿中添加混基黄药，得到扫选2泡沫；第一次铜精选是在铜粗选得到的粗选泡沫中添加腐殖酸钠280g/t得到精选1泡沫，第二次铜精选是对精选1泡沫进行空白浮选得到精选2泡沫和浮选尾矿：第三次铜精选是对精选2泡沫进行空白浮选得到铜粗精矿和浮选尾矿，在第2次精选时添加漂白粉15g/t、高锰酸钾15g/t；混基黄药为乙基黄药和丁基黄药按重量比1:1配制的混合液；
3)将步骤2)得到的浮选尾矿采用湿式永磁磁选，磁选的磁场强度为2000奥斯特，得到含硫大于33％、含铁大于50％的磁黄铁矿的高铁硫精矿产品；
4)将步骤3)得到的磁选尾矿进入以细砂床为一段床、刻槽床为二段的二段摇床重选，将重金属矿物分离，产出锡、钨、铋、砷有价金属重矿物混合产品，重选尾矿脱水后作为硫精矿产品。
将本发明工艺应用于600吨/日共生硫化矿流程复洗脱硫硫精矿选铜，硫精矿含铜2.006％,含硫28.98％；在磨矿粒度为γ-200目76％，加入石灰10000g/t、腐植酸钠300g/t，捕收剂混基黄药50～80g/t，可产出9.56％的铜粗精矿，产率为4.14％，回收率达59.61％。
将本发明工艺应用于2000吨/日单铜流程硫精矿选铜，硫精矿含铜0.662％，含硫22.06％；在磨矿粒度为γ-200目82％，石灰10000g/t，混基黄药80g/t时，可获得铜精矿产率8.29％，品位20.73％，回收率85.67％，该硫精矿含硫较低。
将本发明工艺应用于2000吨/日流程铜硫分离浮选所产硫精矿的铜、铋分离浮选，硫精矿含铜0.621％、含铋0.273％、含硫23.70％、含砷0.148％，进行铜、铋综合回收，在硫精矿中加入石灰经过磨矿(磨矿介质为小钢段)，最终得到铜品位13.67％铜回收率57.74％、铋品位4.54％铋回收率42.37％的铜、铋混合精矿。
将本发明工艺应用于单铜矿流程硫精矿，含铜0.938％、含锡0.097％、含铋0.246％、含硫12.42％的硫精矿加入石灰经过二段分级、一段闭路细磨，长锥旋流器分级进入抑硫浮铜浮选流程，进行“一粗二扫三精”选浮选流程。浮选尾矿给入湿式永磁筒弱磁选机磁选除铁。浮-磁尾矿进入由14张摇床组成的一段选别一次复洗重选流程。最终获得10.56％的铜粗精矿,产率15％的部分高铁硫精矿，即：磁黄铁矿，含硫23.87％的硫精矿，含锡1.57％、含铋2.301％的混合粗精矿。
本发明工艺过程中所涉及设备均可采用现有技术设备。所涉及药剂均可从市场购买，也可自行配制。
本发明中出现的g/t是指每吨矿浆中加入的某物质的克数。除非另有说明，本发明中的百分浓度均为质量浓度。
Claims (3)
1.一种含铜硫精矿的细磨及综合回收利用选矿工艺方法，其特征在于，该工艺将铜硫精矿进行浓缩、分级细磨脱药、活性碳脱药、全浮选、湿式永磁磁选、重选，具体工艺如下：
1)浓缩和分级细磨脱药：将含铜硫精矿沉淀、浓缩脱水后再调浆，然后采用小钢锻配比与高效长锥旋流器组合工艺进行分级细磨及脱药，将有价金属矿物单体解离，并使含铜硫精矿中的残余浮选药剂脱药；分级细磨的磨矿浓度40-60％，磨矿分级细度γ-200目含量大于90％以上，入选浓度20-30％；之后添加抑制剂进行再次抑制，所述抑制剂为石灰2000-12000g/t、腐植酸钠200-600g/t，pH10-12；
所述小钢锻配比与高效长锥旋流器组合工艺的分级细磨是将含铜硫精矿用砂泵输送至分级设备进行分级，分级出的在指定粒级及以下的产品直接进入后续分选工序，高出指定粒级的沉砂产品进入铜、硫分离磨矿机进行磨矿；沉砂产品经磨矿后得到的磨矿产品进入铜、硫混合精矿泵池，再用砂泵输送至分级设备进行二次分级，分级出的在指定粒级及以下的产品直接入后续分选工序；所述磨矿机为溢流型球磨矿机，磨矿介质为小钢锻，小钢锻尺寸及重量配比为25×30mm的小钢锻10-20％、30×35mm的小钢锻35-45％、35×40mm的小钢锻20-30％、40×45mm的小钢锻15-25％；所述分级设备为长锥旋流器；
2)将步骤1)得到的矿浆采用活性碳脱药，有机活性碳用量1000-3000g/t，脱药时间10-30分钟；再经“一粗二扫三精”全浮选，产出含铜10％以上的铜粗精矿产品；所述“一粗二扫三精”全浮选是指浮选过程包括进行一次铜粗选作业、两次扫选、三次铜精选，铜粗选作业是在矿浆中添加混基黄药、乙硫氮中的一种或两种共计50～80g/t、松醇油10～30g/t，得到粗选泡沫和粗选尾矿；第一次扫选是在粗选尾矿中添加混基黄药、乙硫氮中的一种或两种共计10～30g/t、松醇油5～15g/t，得到扫选1泡沫和扫选尾矿，第二次扫选是在第一次扫选尾矿中添加混基黄药适量，得到扫选2泡沫；第一次铜精选是在铜粗选得到的粗选泡沫中添加腐殖酸钠100～300g/t得到精选1泡沫，第二次铜精选是对精选1泡沫进行空白浮选得到精选2泡沫和浮选尾矿：第三次铜精选是对精选2泡沫进行空白浮选得到铜粗精矿和浮选尾矿，在第2、第3次精选添加漂白粉和高锰酸钾各10-30g/t；所述混基黄药为乙基黄药和丁基黄药按重量比1:1配制的混合液；
3)将步骤2)得到的浮选尾矿采用湿式永磁磁选，磁选的磁场强度为1800-4000奥斯特，得到含硫大于33％、含铁大于50％的磁黄铁矿的高铁硫精矿产品；
4)将步骤3)得到的磁选尾矿进入二段式摇床重选，将重金属矿物分离，产出锡、钨、铋、砷有价金属重矿物混合产品，重选尾矿脱水后作为硫精矿产品。
2.根据权利要求1所述的一种含铜硫精矿的细磨及综合回收利用选矿工艺方法，其特征在于，步骤1)所述溢流型球磨矿机为MQY1800×3000mm溢流型球磨机，所述长锥旋流器采用FX150—PU—K长锥旋流器。
3.根据权利要求1所述的一种含铜硫精矿的细磨及综合回收利用选矿工艺方法，其特征在于，步骤4)所述二段式摇床是指由一段细砂床和二段刻槽床组成的摇床。
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