CN109127123B - 一种冶炼渣的磨矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明属于磨矿技术领域，具体涉及一种冶炼渣的磨矿方法。本发明将分级、粗选、精选和扫选联用，使粒径达标的冶炼渣及时被集中，粒径不合格的冶炼渣则被再次精磨细化，进而实现了降低冶炼渣粒径，提高资源回收率的目的。本发明将上述磨矿方法用于铜冶炼渣的处理，可得到D80为600目的超细冶炼渣粉，将剩余尾矿中金属的品位降低至0.12％，金属的回收率提升至86％及以上。

Description

一种冶炼渣的磨矿方法

技术领域

本发明属于磨矿技术领域，具体涉及一种冶炼渣的磨矿方法。

背景技术

冶炼渣是冶炼金属过程中产生的废弃物，由于金属在冶炼过程中会有残留，因此冶炼渣中含有较高含量的金属元素，甚至冶炼渣中的金属品位还会高于开采的金属矿石的品位，如铜矿石中铜的品位约为0.5％，而铜冶炼渣中铜品位达到1.5％，因此，对冶炼渣中金属资源进行回收就显得十分必要。

常规回收金属资源前，先利用半自磨+球磨工艺(SAB工艺)对冶炼渣进行处理，然后再从研磨后的冶炼渣中回收金属元素。上述工艺虽然能够将冶炼渣中的金属资源进行回收，但回收效果并不理想，以铜冶炼渣为例，利用上述工艺处理铜冶炼渣，铜冶炼渣粉再经过选别后，渣选尾矿中的铜品位仍在0.25％范围内，铜资源并未得到高效的回收。

发明内容

本发明的目的在于提供一种冶炼渣的磨矿方法，本发明提供的磨矿方法能够得到D80为600目的超细冶炼渣粉，进而将冶炼渣尾矿中金属元素的含量降低至0.12％，实现了金属资源的高效回收。

为了实现上述目的，本发明提供如下技术方案：

一种冶炼渣的磨矿方法，包括如下步骤：

将冶炼渣原料进行粗磨，得到的粗磨物料进行第1次水力分级，得到第一溢流渣浆料和第一沉砂；所述粗磨物料的粒径D80为300～325目；将所述第一沉砂返回至粗磨步骤，进行循环处理；

将所述第一溢流渣浆料进行浮选，得到浮选精矿和浮选尾矿；所述浮选精矿的粒径D80为600目；

将所述浮选尾矿依次进行第1级粗选和两次精选，得到精矿；所述第1级粗选用试剂包括调整剂、硫化剂、捕收剂和起泡剂；两次精选为空白精选，两次精选的时间独立地为5～8min；两次精选过程中，每次精选还得到精选尾矿，每次精选所得精选尾矿分别返回至上一步骤，进行循环处理；

第1级粗选后，还得到第一粗选尾矿；将所述第一粗选尾矿依次进行第I次扫选和第II次扫选，得到扫选冶炼渣和扫选尾矿；第I次扫选和第II次扫选所得扫选冶炼渣分别返回至上一步骤，进行循环处理；第I次扫选和第II次扫选所得扫选尾矿分别进入下一步骤的处理；

将第II次扫选尾矿进行第2次水力分级，所得第二溢流渣浆料进行第2级粗选，得到粗选冶炼渣和第二粗选尾矿，所述粗选冶炼渣返回至第1级粗选步骤，进行循环处理；所述第二粗选尾矿依次进行第III次扫选和第IV次扫选，得到扫选冶炼渣和扫选尾矿；将第III次扫选和第IV次扫选得到的扫选冶炼渣分别返回至上一步骤，进行循环处理，将第III次扫选得到的扫选尾矿进行下一步处理，第IV次扫选尾矿为最终尾矿；

所述第2次水力分级后，还得到第二沉砂；将所述第二沉砂进行精磨，得到的精磨物料返回至上一步骤，进行循环处理；所述精磨物料的粒径D80为580～600目。

优选的，所述第1次水力分级的粒度D80为300～325目；所述第2次水力分级的粒度D80为580～600目。

优选的，所述浮选包括向所述第一溢流渣浆料中依次添加捕收剂和起泡剂；

所述捕收剂包括乙基硫氨酯，所述捕收剂的用量为28～35g/t；

所述起泡剂包括松醇油，所述起泡剂的用量为17～25g/t。

优选的，所述浮选的时间为1.5～3min。

优选的，对所述第二沉砂进行精磨时，精磨的转速为1000～1500r/min，精磨的时间为3～6min。

优选的，所述精磨用磨球的直径独立地为2～12mm。

优选的，所述磨球包括大磨球、中磨球和小磨球；

所述大磨球的直径为15～8mm；所述中磨球的直径为5～10mm；所述小磨球的直径为2～5mm；

所述大磨球、中磨球和小磨球的质量比为(10～30)：(30～50)：(30～50)。

优选的，第1级粗选用试剂中，所述调整剂包括生石灰和/或熟石灰，所述调整剂的用量为450～550g/t；

所述硫化剂包括硫化钠，所述硫化剂的用量为220～275g/t。

优选的，第2级粗选用试剂和第1级粗选用试剂完全一致。

优选的，所述第I次扫选、第II次扫选、第III次扫选和第IV次扫选用试剂包括捕收剂和起泡剂；

所述捕收剂包括乙基硫氨酯，所述捕收剂的用量独立地为18～23g/t；

所述起泡剂包括松醇油，所述起泡剂的用量独立地为8～12g/t；

每次扫选的时间独立地为8～12min。

本发明将多次的分级、粗选、精选和扫选联用，使粒径达标的冶炼渣及时被集中，粒径不合格的冶炼渣则被再次精磨细化，进而实现了在不需要增加大量能耗的基础上，降低冶炼渣粒径，提高资源回收率的目的。本发明将上述磨矿方法用于铜冶炼渣的处理，可得到D80为600目的超细冶炼渣粉，将剩余尾矿中金属的品位降低至0.12％，金属的回收率提升至86％及以上。

附图说明

图1为本发明提供的冶炼渣的磨矿方法的流程示意图。

具体实施方式

本发明提供了一种冶炼渣的磨矿方法，包括如下步骤：

一种冶炼渣的磨矿方法，包括如下步骤：

将冶炼渣原料进行粗磨，得到的粗磨物料进行第1次水力分级，得到第一溢流渣浆料和第一沉砂；所述粗磨物料的粒径D80为300～325目；将所述第一沉砂返回至粗磨步骤，进行循环处理；

将所述第一溢流渣浆料进行浮选，得到浮选精矿和浮选尾矿；所述浮选精矿的粒径D80为600目；

将所述浮选尾矿依次进行第1级粗选和两次精选，得到精矿；所述第1级粗选用试剂包括调整剂、硫化剂、捕收剂和起泡剂；两次精选为空白精选，两次精选的时间独立地为5～8min；两次精选过程中，每次精选还得到精选尾矿，每次精选所得精选尾矿分别返回至上一步骤，进行循环处理；

第1级粗选后，还得到第一粗选尾矿；将所述第一粗选尾矿依次进行第I次扫选和第II次扫选，得到扫选冶炼渣和扫选尾矿；第I次扫选和第II次扫选所得扫选冶炼渣分别返回至上一步骤，进行循环处理；第I次扫选和第II次扫选所得扫选尾矿分别进入下一步骤的处理；

将第II次扫选尾矿进行第2次水力分级，所得第二溢流渣浆料进行第2级粗选，得到粗选冶炼渣和第二粗选尾矿，所述粗选冶炼渣返回至第1级粗选步骤，进行循环处理；所述第二粗选尾矿依次进行第III次扫选和第IV次扫选，得到扫选冶炼渣和扫选尾矿；将第III次扫选和第IV次扫选得到的扫选冶炼渣分别返回至上一步骤，进行循环处理，将第III次扫选得到的扫选尾矿进行下一步处理，第IV次扫选尾矿为最终尾矿；

所述第2次水力分级后，还得到第二沉砂；将所述第二沉砂进行精磨，得到的精磨物料返回至上一步骤，进行循环处理；所述精磨物料的粒径D80为580～600目。

本发明将冶炼渣原料进行粗磨，得到的粗磨物料进行第1次水力分级，得到第一溢流渣浆料和第一沉砂。在本发明中，所述冶炼渣原料优选为不同炉型产生的不同类型铜冶炼渣，如电炉渣、闪速炉渣、混合炉渣或水淬渣；所述铜冶炼渣的铜品位优选为0.7～2％，更优选为1.0～1.8％。本发明对所述冶炼渣原料的来源没有特殊要求，采用本领域技术人员熟知的冶炼金属过程中排放的废弃物即可。

粗磨前，本发明优选对冶炼渣原料进行破碎，所述破碎优选通过颚式破碎机进行。在本发明中，所述粗磨优选包括半自磨和球磨(以下简称SAB工艺)；所述SAB工艺中，粗磨物料的粒度为D80为300～325目，更优选为325目。

粗磨后，本发明将得到的粗磨物料进行第1次水力分级，得到第一溢流渣浆料和第一沉砂。在本发明中，所述第1次水力分级的粒度优选D80为300～325目，更优选为325目。所述第1次水力分级优选通过水力旋流器进行。

得到第一溢流渣浆料后，本发明将所述第一溢流渣浆料进行浮选，得到浮选精矿和浮选尾矿。在本发明中，所述浮选优选包括向所述第一溢流渣浆料中依次添加捕收剂和起泡剂；所述捕收剂优选包括乙基硫氨酯。以第一溢流渣浆料的质量为基准，本发明所述捕收剂的用量优选为28～35g/t，更优选为30～32g/t；添加捕收剂后，本发明优选对添加捕收剂后的物料进行搅拌，以使铜冶炼渣吸附在捕收剂表面；所述搅拌的时间优选为2.5～3.5min，更优选为2.8～3.2min，最优选为3.0min。本发明对所述搅拌的速度没有特殊要求，采用本领域技术人员熟知的搅拌速度即可。

在本发明中，所述起泡剂优选包括松醇油。以第一溢流渣浆料的质量为基准，本发明所述起泡剂的用量优选为17～25g/t，更优选为18～23g/t，最优选为20～21g/t。添加起泡剂后，本发明优选对添加起泡剂后的物料进行搅拌，使起泡剂能够上升形成有利于浮选的气泡层。所述搅拌的时间优选为50～70s，更优选为55～65s，最优选为58～62s。本发明对所述搅拌的速度没有特殊要求，采用本领域技术人员熟知的搅拌速度即可。

在本发明中，浮选时间指第一溢流渣浆料在浮选槽内停留的时间；所述浮选的时间优选为1.5～3min，更优选为1.8～2.5min，最优选为2～2.5min。

本发明对所述第一溢流渣浆料进行浮选，可得到D80为600目的浮选精矿；所述浮选精矿中金属品位优选≥22％。

第1次水力分级后，本发明还得到第一沉砂；将所述第一沉砂返回至粗磨步骤，进行循环处理。

浮选后，本发明还得到浮选尾矿。本发明将所述浮选尾矿依次进行第1级粗选和两次精选，得到精矿。在本发明中，所述第1级粗选用试剂包括调整剂、硫化剂、捕收剂和起泡剂。

在本发明中，所述调整剂优选包括生石灰和/或熟石灰；以浮选尾矿的质量为基准，所述调整剂的用量优选为450～550g/t，更优选为470～535g/t，最优选为475～525g/t。添加调整剂后，本发明优选对添加调整剂后的物料进行搅拌，使调整剂能够调节矿浆pH为9～10之间。所述搅拌的时间优选为2.5～3.5mins，更优选为2.8～3.3min，最优选为3min。本发明对所述搅拌的速度没有特殊要求，采用本领域技术人员熟知的搅拌速度即可。

在本发明中，所述硫化剂优选包括硫化钠；以浮选尾矿的质量为基准，所述硫化剂的用量优选为220～275g/t，更优选为230～270g/t，最优选为240～260g/t；添加硫化剂后，本发明优选对添加硫化剂后的物料进行搅拌，使硫化剂能够在氧化物表面形成硫化膜。所述搅拌的时间优选为4.5～6min，更优选为5～5.5min，最优选为5.2～5.5min。本发明对所述搅拌的速度没有特殊要求，采用本领域技术人员熟知的搅拌速度即可。

在本发明中，所述第1级粗选用捕收剂和起泡剂的组分及用量优选与上述技术方案所述浮选用捕收剂和起泡剂的组分及用量的选择范围一致，此处不再重复。

在本发明中，所述第1级粗选的时间优选为8～12min，更优选为9～11min，最优选为10min。

第1级粗选后，本发明优选得到第一粗选冶炼渣，将所述第一粗选冶炼渣依次进行两次精选，得到精选冶炼渣，第1次精选所得精选冶炼渣进入下一步处理，第2次精选所得精选冶炼渣为精选矿。

在本发明中，两次精选均为空白精选，每次精选的时间独立地为5～8min，优选为5～7min，更优选为5.5～7min。本发明优选在上述条件下进行精选，可得到金属品位在15～18％的精选矿。

两次精选过程中，每次精选还得到精选尾矿，每次精选所得精选尾矿分别返回至上一步骤，进行循环处理。本发明所述两次精选的具体操作优选包括：

对第一粗选冶炼渣进行第1次精选，得到精选冶炼渣和精选尾矿；将所述第1次精选得到的精选冶炼渣进行第2次精选，得到精选矿和精选尾矿；所述第1次精选得到的精选尾矿返回至第1级粗选步骤，进行循环处理；所述第2次精选得到的精选尾矿返回至第1次精选步骤，进行循环处理，形成闭路浮选。

第1级粗选后，本发明还得到第一粗选尾矿；将所述第一粗选尾矿依次进行第I次扫选和第II次扫选，得到扫选冶炼渣和扫选尾矿；第I次扫选和第II次扫选所得扫选冶炼渣分别返回至上一步骤，进行循环处理；第I次扫选和第II次扫选所得扫选尾矿分别进入下一步骤的处理。

在本发明中，所述第I次扫选用试剂优选包括捕收剂和起泡剂；所述捕收剂优选包括乙基硫氨酯；以第1级粗选尾矿的质量为基准，所述捕收剂的用量优选为18～23g/t，更优选为19～22g/t，最优选为20～21g/t；添加捕收剂后，本发明对添加捕收剂后的物料进行搅拌，所述搅拌的时间优选为1.5～2.5min，更优选为1.7～2.3min，最优选为2min。

在本发明中，所述起泡剂优选包括松醇油；以第1级粗选尾矿的质量为基准，所述起泡剂的用量优选为8～12g/t，更优选为9～11g/t，最优选为9.5～10g/t。添加起泡剂后，本发明优选对添加起泡剂的物料进行搅拌，使浆料形成稳定泡沫层；所述搅拌的时间优选为50～70s，更优选为55～65s，最优选为58～62s。本发明对所述搅拌的速度没有特殊要求，以能使各组分充分混合即可。

在本发明中，所述第I次扫选的时间优选为8～12min，更优选为8.5～11.5min，最优选为9～11min。本发明通过第I次扫选，能够不断降低第一粗选尾矿中的金属品位，提高金属回收率。

第I次扫选后，本发明得到第I次扫选冶炼渣和第I次扫选尾矿，所述第I次扫选冶炼渣返回至上一步骤的第1级粗选步骤，进行循环处理；所述第I次扫选尾矿进入下一步骤，进行第II次扫选处理。

本发明所述第II次扫选处理的步骤及所用试剂与第I次扫选步骤所用试剂的选择范围一致，在此不再重复。

第II次扫选后，本发明得到第II次扫选尾矿；将所述第II次扫选尾矿进行第2次水力分级；所述第2次水力分级的粒度优选D80为580～600目，更优选为585～595目，最优选为590～595目。

第2次水力分级后，本发明得到第二溢流渣浆料和第二沉砂；将所述第二溢流渣浆料进行第2级粗选，得到粗选冶炼渣和第二粗选尾矿。在本发明中，所述粗选冶炼渣返回至第1级粗选步骤，进行循环处理；所述第二粗选尾矿依次进行第III次扫选和第IV次扫选，得到扫选冶炼渣和扫选尾矿；将第III次扫选和第IV次扫选得到的扫选冶炼渣返回至上一步骤，进行循环处理；将第III次扫选得到的扫选尾矿进行下一步处理，第IV次扫选尾矿为最终尾矿。在本发明中，所述第2级粗选用试剂优选与第1级粗选用试剂相同，在此不再重复。

在本发明中，所述第III次扫选和第IV次扫选的具体步骤优选包括：

将第2级粗选得到的粗选尾矿进行第III次扫选，得到第III次扫选冶炼渣和第III次扫选尾矿；所述第III次扫选冶炼渣返回至第2级粗选步骤，进行循环处理；所述第III次扫选尾矿进入下一步骤，进行第IV次扫选；所述第IV次扫选得到第IV次扫选冶炼渣和第IV次扫选尾矿；所述第IV次扫选冶炼渣返回至第III次扫选步骤，进行循环处理；所述第IV次扫选尾矿为最终尾矿；所述尾矿的金属含量降低至0.12％以下，更优选为0.10％以下。

在本发明中，所述第III次扫选和第IV次扫选用试剂优选与上述技术方案所述第I次扫选用试剂的选择范围一致，在此不再重复。

在本发明中，所述第2次水力分级后，还得到第二沉砂；将所述第二沉砂进行精磨，得到的精磨物料返回至上一步骤，进行循环处理。在本发明中，所述精磨物料的粒径D80优选为580～600目，更优选为585～600目，再优选为590～600目。

在本发明中，以每批次500g的沉砂计，所述精磨的转速优选为1000～1500r/min，更优选为1200～1500r/min，最优选为1250～1440r/min；所述精磨的时间优选为3～6min，更优选为3.5～5.5min，最优选为3.5～4.5min。

在本发明中，所述精磨用磨球优选包括纳米陶瓷磨球，所述磨球的直径优选为2～12mm。在本发明中，所述磨球优选包括大磨球、中磨球和小磨球；所述大磨球的直径优选为8～15mm，更优选为10～15mm，最优选为10～12mm；所述中磨球的直径优选为5～10mm，更优选为5～8mm；所述小磨球的直径优选为2～5mm，最优选为2.5mm。

在本发明中，所述大磨球、中磨球和小磨球的质量比优选为(10～30)：(30～50)：(30～50)，更优选为(12～20)：(35～40)：(35～45)。在本发明中，磨球的质量以大磨球、中磨球和小磨球的总质量计，所述精磨的球料比优选为5～20:1，更优选为6～12:1，最优选为10:1。

本发明优选对精磨进行上述限定，可得到粒径大幅度降低且粒径均匀的精磨物料，进而有利于得到D 80为600目的超细冶炼渣粉。

为了进一步说明本发明，下面结合附图和实施例对本发明提供的一种冶炼渣的磨矿方法进行详细地描述，但不能将它们理解为对本发明保护范围的限定。

实施例1

按照图1所示流程处理铜冶炼渣，铜冶炼渣的含铜品位为1.45％。将5000t的铜冶炼渣经颚式破碎机后，直接给入SAB工艺中半自磨机，经球磨机球磨后将球磨后物料给入水力旋流器，进行第1次水力分级；设置分级粒度为325目80％；大于325目的沉砂产品返回球磨机中再磨，形成闭路磨矿；

第1次水力分级得到的溢流渣浆料流经搅拌铜，添加捕收剂乙基硫氨酯(Z-200)，用量为30g/t，添加后在矿浆搅拌桶中搅拌3min，再添加起泡剂松醇油，用量为20g/t，添加后继续在矿浆搅拌桶中搅拌1min，流经浮选槽后快速浮选2min，直接得到含铜品位为22％以上铜精矿126t；

浮选尾矿经“一粗、两精、两扫”浮选工艺流程：其中，第1级粗选步骤为：添加调整剂生石灰，用量500g/t，添加后搅拌3min；然后添加硫化剂，硫化钠用量250g/t，添加后搅拌5min；接着添加捕收剂Z-200，用量为30g/t，添加后搅拌3min；最后添加起泡剂2#油用量为20g/t，添加后搅拌1min；添加完毕后，浮选时间10min；

两次精选均为空白精选，精选时间均为6min；

两次扫选药剂条件均相同，即添加捕收剂Z-200，用量为20g/t，添加后搅拌2min；再添加起泡剂松醇油，用量为10g/t，添加后搅拌1min，扫选10min；最终能获得含铜品位为16％以上的铜精矿；

将两部分铜精矿混合，得到铜品位18％以上的铜精矿。

“一粗、两精、两扫”步骤后得到的尾矿，含铜品位在0.25％上下。将该浮选尾矿给入水力旋流器，进行第2次水力分级，设置分级粒度为600目80％，大于600目的沉砂给入装有纳米陶瓷球的艾砂磨机中，磨球为纳米陶瓷球，磨球的直径大小和配比为10mm:5mm:2.5mm＝20:30:50，球料比控制在10:1，在转速为1250r/min条件下球磨5min；球磨后将球磨后的物料返回至第2次水力分级步骤，形成闭路超细磨矿；

第2次水力分级中，分级机溢流渣浆料为D80≤600目的浮选冶炼渣，将浮选冶炼渣进行“一粗、两扫”浮选，其中，第2级粗选所得选出冶炼渣返回第1级粗选步骤，形成浮选大闭路循环；两次扫选得到的选出冶炼渣顺序返回上一步骤，形成闭路浮选。最终浮选尾矿含铜品位降至0.12％，铜的回收率可以达到86％。

实施例2

按照实施例1的方法处理铜品位为1.70％的电炉贫化铜渣，不同之处在于步骤参数及组分用量，具体列在表1中。

实施例3

按照实施例1的方法处理铜品位为0.84％的混合炉铜渣。

实施例4

按照实施例1的方法处理铜品位为1.33％的水淬铜渣。

表1实施例1～4步骤参数

利用碘量法对实施例1～4各阶段所得物料中金属含量进行检测，检测结果如表2所示。

表2实施例1～4各阶段对应产品中金属元素含量(％)

由表2数据可知，本发明提供的磨矿方法能够对不同炉渣类型的铜冶炼渣中的金属进行高效回收，回收率达到86％以上，减少了资源浪费。

由以上实施例可知，本发明通过多个闭路浮选，将粒径达标的冶炼渣进行集中，仅将粒径超标的冶炼渣进行精磨，减少了精磨过程中的能耗，并得到了D80为600目的超细冶炼渣；采用上述工艺处理金属冶炼渣后，最终尾矿中金属元素的含量低至0.10～0.12％，提高了金属资源的回收效果。

本发明所用精磨工艺使用纳米陶瓷球作为磨矿介质，瓷球介质轻，能提高冶炼渣粒度分布的均匀性；且精磨过程中不会产生铁质污染，矿浆表面性能好，浮选指标优异，用于不同类型铜冶炼渣处理时，能轻易获得含铜品位为16％以上的铜精矿。

本发明提供的磨矿方法能针对不同渣性，配合浮选扫选和磨矿细度，使每个磨矿阶段产生的对应尾矿品位不断降低，最终实现了金属资源的高效回收。

尽管上述实施例对本发明做出了详尽的描述，但它仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部实施例，人们还可以根据本实施例在不经创造性前提下获得其他实施例，这些实施例都属于本发明保护范围。

Claims (9)

1.一种冶炼渣的磨矿方法，包括如下步骤：

将冶炼渣原料进行粗磨，得到的粗磨物料进行第1次水力分级，得到第一溢流渣浆料和第一沉砂；所述粗磨物料的粒径D80为300～325目；将所述第一沉砂返回至粗磨步骤，进行循环处理；

将所述第一溢流渣浆料进行浮选，得到浮选精矿和浮选尾矿；所述浮选精矿的粒径D80为600目；

将所述浮选尾矿依次进行第1级粗选和两次精选，得到精矿；所述第1级粗选用试剂包括调整剂、硫化剂、捕收剂和起泡剂；两次精选为空白精选，两次精选的时间独立地为5～8min；两次精选过程中，每次精选还得到精选尾矿，每次精选所得精选尾矿分别返回至上一步骤，进行循环处理；

第1级粗选后，还得到第一粗选尾矿；将所述第一粗选尾矿依次进行第I次扫选和第II次扫选，得到扫选冶炼渣和扫选尾矿；第I次扫选和第II次扫选所得扫选冶炼渣分别返回至上一步骤，进行循环处理；第I次扫选所得扫选尾矿进入第II次扫选；

将第II次扫选尾矿进行第2次水力分级，所得第二溢流渣浆料进行第2级粗选，得到粗选冶炼渣和第二粗选尾矿，所述粗选冶炼渣返回至第1级粗选步骤，进行循环处理；所述第二粗选尾矿依次进行第III次扫选和第IV次扫选，得到扫选冶炼渣和扫选尾矿；将第III次扫选和第IV次扫选得到的扫选冶炼渣分别返回至上一步骤，进行循环处理，将第III次扫选得到的扫选尾矿进行第IV次扫选，第IV次扫选尾矿为最终尾矿；

所述第2次水力分级后，还得到第二沉砂；将所述第二沉砂进行精磨，得到的精磨物料返回至上一步骤，进行循环处理；所述精磨物料的粒径D80为580～600目。

2.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述第1次水力分级的粒度D80为300～325目；所述第2次水力分级的粒度D80为580～600目。

3.如权利要求1或2所述的方法，其特征在于，所述浮选包括向所述第一溢流渣浆料中依次添加捕收剂和起泡剂；

所述捕收剂包括乙基硫氨酯，所述捕收剂的用量为28～35g/t；

所述起泡剂包括松醇油，所述起泡剂的用量为17～25g/t。

4.如权利要求3所述的方法，其特征在于，所述浮选的时间为1.5～3min。

5.如权利要求1所述的方法，其特征在于，对所述第二沉砂进行精磨时，精磨的转速为1000～1500r/min，精磨的时间为3～6min。

6.如权利要求1或5所述的方法，其特征在于，所述精磨用磨球包括大磨球、中磨球和小磨球；

所述大磨球的直径为10～15mm；所述中磨球的直径为5～10mm；所述小磨球的直径为2～5mm；

所述大磨球、中磨球和小磨球的质量比为(10～30)：(30～50)：(30～50)。

7.如权利要求1所述的方法，其特征在于，第1级粗选用试剂中，所述调整剂包括生石灰和/或熟石灰，所述调整剂的用量为450～550g/t；

所述硫化剂包括硫化钠，所述硫化剂的用量为220～275g/t。

8.如权利要求7所述的方法，其特征在于，第2级粗选用试剂和第1级粗选用试剂完全一致。

9.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述第I次扫选、第II次扫选、第III次扫选和第IV次扫选用试剂包括捕收剂和起泡剂；

所述捕收剂包括乙基硫氨酯，所述捕收剂的用量独立地为18～23g/t；

所述起泡剂包括松醇油，所述起泡剂的用量独立地为8～12g/t；

每次扫选的时间独立地为8～12min。

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