CN109365137A

CN109365137A - 一种从选铜尾渣中综合回收铜金的浮选方法

Info

Publication number: CN109365137A
Application number: CN201811004206.6A
Authority: CN
Inventors: 黄建芬; 余江鸿; 吴斌; 周涛; 黄国贤; 徐飞飞; 孙科峰
Original assignee: Northwest Research Institute of Mining and Metallurgy
Current assignee: Northwest Research Institute of Mining and Metallurgy
Priority date: 2018-08-30
Filing date: 2018-08-30
Publication date: 2019-02-22
Anticipated expiration: 2038-08-30
Also published as: CN109365137B

Abstract

本发明公开了一种从选铜尾渣中综合回收铜金的浮选方法，属于浮选技术领域。该方法首先将选铜尾渣磨细，然后加入浮选药剂包括石灰、硫化钠、TK309调整剂、丁基黄药、O‑异戊基‑N‑烯丙基硫代氨基甲酸酯、甲基异丁基甲醇等浮选药剂进行调浆，然后依次进行一次粗选、三次扫选、三次精选和精扫选作业，最终获得铜精矿。其中铜品位较常规浮选方法提高3～5%，铜回收率提高4～6%。伴生金含量达到计价品位（1g/t）以上，金回收率提高4～10%。本发明解决了堆存时间长、成分复杂、有用矿物嵌布粒度较细、硫化矿物风化氧化和脉石矿物泥化严重、含易浮铁质矿物和钙镁类脉石的选铜尾渣的浮选难题，使铜精矿铜、金品位和回收率显著提高，减少了铜、金资源的浪费。

Description

一种从选铜尾渣中综合回收铜金的浮选方法

技术领域

本发明涉及浮选技术领域，具体涉及一种从选铜尾渣中综合回收铜金的浮选方法。

背景技术

铜矿石中大多含有伴生金，我国伴生金储量占金总储量的38.49%，其中90%来自铜矿，10%来自铅锌矿。因此，通过选铜，除了可以回收金属铜，通常还可以回收伴生金。随着铜资源的不断开发，铜资源量日益减少，铜矿石品位逐渐降低。与此同时，由于我国社会经济的迅速发展，金属铜的消耗量越来越大。目前，我国自产铜产量远远不能满足需求，部分铜产量来源于进口铜精矿在国内的冶炼加工，对进口铜精矿依存度可达到50%以上。而我国在早年开发的铜矿山中，由于受到技术水平、装备水平和经济条件等因素的制约，造成一部分铜矿山中铜及伴生金损失于尾矿中，造成资源的严重浪费。因此，面对铜资源短缺的现状，对具有经济价值的选铜尾渣进行再选再利用具有重要意义。

选铜尾渣是铜矿石浮选后的弃渣，其成分复杂，长期堆存后会造成其中硫化矿物的风化氧化，有用矿物嵌布粒度较细，含易浮的铁质矿物和脉石矿物，且脉石泥化后，会造成选铜尾渣比较难选，常规浮选工艺获得的精矿铜品位和回收率较低。目前，利用常规浮选工艺从选铜尾渣中获得的铜精矿铜品位为10-15%，对于部分极难选的尾渣，铜精矿品位甚至低于10%，铜回收率在50-75%，金则富集到铜精矿中，选铜尾渣资源浪费严重。

发明内容

本发明的目的是为了克服上述已有技术的缺陷，提供一种铜、金品位高，回收率高的从选铜尾渣中综合回收铜金的浮选方法。

本发明从选铜尾渣中综合回收铜金的浮选方法，选铜尾渣中的铜矿物主要为硫化铜矿物和氧化铜矿物，浮选时以石灰为矿浆pH调整剂，硫化钠为氧化铜矿物的活化剂，TK309组合调整剂为易浮铁质矿物和钙镁类脉石抑制剂，丁基黄药为捕收剂，选择性捕收能力较强的O-异戊基-N-烯丙基硫代氨基甲酸酯为捕收起泡剂，甲基异丁基甲醇为起泡剂；粗选时矿浆pH保持在7.8-9.0，精选时矿浆pH保持在pH9.7-10.5。具体包括以下步骤：

（1）将选铜尾渣磨细后加水调浆至质量百分浓度为25-30%，磨矿时添加石灰2-4.5Kg/t；

（2）在步骤（1）磨好的矿浆中添加硫化钠100-300 g/t、TK309组合调整剂1000-2000g/t，搅拌均匀后依次添加丁基黄药80-160g/t，O-异戊基-N-烯丙基硫代氨基甲酸酯5-20g/t，甲基异丁基甲醇5-20g/t，搅拌均匀后进行粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；

（3）在步骤（2）的粗选尾矿中添加丁基黄药20-50g/t，搅拌均匀，进行一次扫选，得到一次扫选中矿和一次扫选尾矿；

（4）在步骤（3）的一次扫选尾矿中添加丁基黄药10-30g/t，搅拌均匀，进行二次扫选，得到二次扫选中矿和二次扫选尾矿；

（5）在步骤（4）中的二次扫选尾矿中添加丁基黄药5-20g/t，搅拌均匀，进行三次扫选，得到三次扫选中矿和尾矿A；

（6）将步骤（2）中获得的粗选精矿加水调浆至质量百分浓度为20-25%，然后在矿浆中依次添加石灰300-800g/t，TK309组合调整剂100-600g/t，搅拌均匀，再添加丁基黄药10-50g/t，搅拌均匀后进行一次精选，得到一次精选精矿和一次精选中矿；

（7）在步骤（6）一次精选精矿中依次添加石灰150-300g/t、TK309组合调整剂50-250g/t，搅拌均匀，然后添加丁基黄药10-30g/t，搅拌均匀进行二次精选，得到二次精选精矿和二次精选中矿；二次精选中矿返回一次精选工序；二次精选精矿直接进行三次精选，获得三次精选精矿和三次精选中矿，三次精选精矿为最终精矿，三次精选中矿返回二次精选工序；

（8）将步骤（3）中得到的一次扫选中矿、步骤（4）中得到的二次扫选中矿、步骤（5）中得到的三次扫选中矿、步骤（6）中得到的一次精选中矿合并，添加TK309 50～150g/t，搅拌均匀，进行精扫选，获得精扫选中矿和尾矿B；精扫选中矿返回粗选工序，尾矿B和步骤（5）中得到的尾矿A合并为最终尾矿；

所述TK309组合调整剂以重量份计，由10-12份六偏磷酸钠、26-30份固体水玻璃、18-22份焦亚硫酸钠、7-9份亚硫酸钠、13-15份碳酸钠、4-6份腐殖酸钠、3-5份木质素磺酸钠、6-8份预糊化淀粉和5-7份硫酸钠均匀混合制成。

所述选铜尾渣中铜品位为0.25～0.53%，铜氧化率15～40%；金品位0.18～0.47g/t，且该选铜尾渣中含有对铜、金矿物的浮选回收效果影响较大的非目的矿物钙、镁脉石矿物及易浮的褐铁矿、赤铁矿。

为了使铜、金矿物单体解离，有利于浮选药剂在其表面发生吸附作用，从而强化对铜、金矿物的回收，提高铜、金回收率，步骤（1）中优选铜尾渣磨细至粒径小于0.074mm的矿粒占选铜尾渣总重的80～95%。

每一种矿物，浮选时都有最佳的pH范围，本发明将粗选时矿浆pH值优选为7.8-9.0，有利于铜、金矿物浮选，在粗选获得较高回收率；精选矿浆pH控制在 9.7-10.5，有利于铜、金矿物与矿石中的硫铁矿分离，进一步提高铜精矿铜、金品位，以获得高品质铜精矿。

相比于现有选铜尾渣的综合回收方法，本发明的有益效果是：

1、通过在粗选和精选作业添加TK309组合调整剂，有效抑制易浮的铁质矿物和钙镁类脉石矿物，改善了硫铜矿物和金矿物的表面特性，强化了捕收剂丁基黄药、O-异戊基-N-烯丙基硫代氨基甲酸酯在硫化铜矿物及经活化的氧化铜矿物表面的选择性吸附性能，增强了硫化铜矿物和金矿物的可浮性，提高了铜、金回收率。

2、将一次精选中矿和一至三次扫选中矿合并进行精扫选，得到精扫选中矿和尾矿B，精扫选中矿返回粗选工序形成闭路流程，尾矿B和尾矿A（二次扫选尾矿）合并为最终抛废尾矿，由于尾矿B中含有大量易浮的钙镁类脉石和铁质矿物，从而减少了这些矿物在浮选回路的循环量，有效消除对硫化铜矿物可浮性的负面影响，有利于提高铜精矿品位。

3、采用本发明浮选方法处理选铜尾渣，获得的铜精矿铜品位较常规处理方法提高3～6%，铜回收率提高4～6%；金品位提高1～7%，金回收率提高4～10%。

4、本发明方法药剂制度和工艺流程简单，易于工业化实施。

附图说明

图1为本发明选铜尾渣浮选方法的工艺流程图；

图2为现有选铜尾渣浮选方法的工艺流程图。

具体实施方式

下面结合具体实施例对本发明选铜尾渣的浮选方法做进一步详细说明，但本发明的内容不局限于以下实施例。

实施例1

本实施例从选铜尾渣中综合回收铜金的浮选方法，采用图1中的工艺流程选别某选铜尾渣，该选铜尾渣品位以重量百分比计为铜0.39%，铜氧化率28%；金0.27 g/t，硫3.05%，铁12.35%，其中赤铁矿、褐铁矿中铁的含量5.07%，镁脉石矿物中氧化镁含量15.32%，钙脉石矿物中氧化钙含量11.86%。具体实施步骤如下：

（1）将选铜尾渣磨细至粒径小于0.074mm的矿粒占选铜尾渣总重的85%，磨细后加水调浆至质量百分浓度为28%，磨矿时添加石灰3Kg/t；

（2）在步骤（1）磨好的矿浆中添加硫化钠200 g/t、TK309组合调整剂1600g/t，搅拌均匀后依次添加丁基黄药120g/t，O-异戊基-N-烯丙基硫代氨基甲酸酯10g/t，甲基异丁基甲醇10g/t，搅拌均匀后进行粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；

（3）在步骤（2）的粗选尾矿中添加丁基黄药40g/t，搅拌均匀，进行一次扫选，得到一次扫选中矿和一次扫选尾矿；

（4）在步骤（3）的一次扫选尾矿中添加丁基黄药20g/t，搅拌均匀，进行二次扫选，得到二次扫选中矿和二次扫选尾矿；

（5）在步骤（4）中的二次扫选尾矿中添加丁基黄药12g/t，搅拌均匀，进行三次扫选，得到三次扫选中矿和尾矿A；

（6）将步骤（2）中获得的粗选精矿加水调浆至质量百分浓度为22%，然后在矿浆中依次添加石灰500g/t，TK309组合调整剂350g/t，搅拌均匀，再添加丁基黄药30g/t，搅拌均匀后进行一次精选，得到一次精选精矿和一次精选中矿；

（7）在步骤（6）一次精选精矿中依次添加石灰220g/t、TK309组合调整剂150g/t，搅拌均匀，然后添加丁基黄药20g/t，搅拌均匀进行二次精选，得到二次精选精矿和二次精选中矿；二次精选中矿返回一次精选工序；二次精选精矿直接进行三次精选，获得三次精选精矿和三次精选中矿，三次精选精矿为最终精矿，三次精选中矿返回二次精选工序；

（8）将步骤（3）中得到的一次扫选中矿、步骤（4）中得到的二次扫选中矿、步骤（5）中得到的三次扫选中矿、步骤（6）中得到的一次精选中矿合并，添加TK309组合调整剂 100g/t，搅拌均匀，进行精扫选，获得精扫选中矿和尾矿B；精扫选中矿返回粗选工序，尾矿B和步骤（5）中得到的尾矿A合并为最终尾矿。其中，粗选过程控制矿浆pH为7.8，精选过程控制矿浆pH为9.7。

所述TK309组合调整剂以重量份计，由10份六偏磷酸钠、26份固体水玻璃、18份焦亚硫酸钠、7份亚硫酸钠、13份碳酸钠、4份腐殖酸钠、3份木质素磺酸钠、6份预糊化淀粉和5份硫酸钠均匀混合制成。

本实施例获得的浮选指标见表1。

对比例1

以图2中工艺流程选别与实施例1完全一致的原料，所获得的浮选指标见表1，本对比例实施步骤如下：

（2）在步骤（1）磨好的矿浆中添加硫化钠200 g/t、六偏磷酸钠 800g/t，搅拌均匀后依次添加丁基黄药120g/t，丁铵黑药 10g/t，松醇油 10g/t，搅拌均匀后进行粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；

（4）在步骤（3）的一次扫选尾矿中添加丁基黄药20g/t，搅拌均匀，进行二次扫选，得到二次扫选中矿和二次扫选尾矿；二次扫选中矿返回一次扫选工序；

（5）在步骤（4）中的二次扫选尾矿中添加丁基黄药12g/t，搅拌均匀，进行三次扫选，得到三次扫选中矿和最终尾矿；三次扫选中矿返回二次扫选工序；

（6）将步骤（2）中获得的粗选精矿加水调浆至质量百分浓度为22%，然后在矿浆中依次添加石灰500g/t，六偏磷酸钠400g/t，搅拌均匀，再添加丁基黄药30g/t，搅拌均匀后进行一次精选，得到一次精选精矿和一次精选中矿；

（7）在步骤（6）一次精选精矿中依次添加石灰220g/t、六偏磷酸钠150g/t搅拌均匀，然后添加丁基黄药20g/t，搅拌均匀进行二次精选，得到二次精选精矿和二次精选中矿；二次精选中矿返回一次精选工序；二次精选精矿直接进行三次精选，获得三次精选精矿和三次精选中矿，三次精选精矿为最终精矿，三次精选中矿返回二次精选工序；

（8）将步骤（3）得到的一次扫选中矿和步骤（6）获得的一次精选中矿合并后返回粗选工序。其中，粗选过程控制矿浆pH为7.8，精选过程控制矿浆pH为9.7。

实施例2

本实施例从选铜尾渣中综合回收铜金的浮选方法，采用图1中的工艺流程选别某选铜尾渣，该选铜尾渣品位以重量百分比计为铜0.53%，铜氧化率37%；金0.18 g/t，硫3.26%，铁10.79%，其中赤铁矿、褐铁矿中铁的含量4.87%，镁脉石矿物中氧化镁含量11.48%，钙脉石矿物中氧化钙含量9.50%。具体实施步骤如下：

（1）将选铜尾渣磨细至粒径小于0.074mm的矿粒占选铜尾渣总重的80%，磨细后加水调浆至质量百分浓度为30%，磨矿时添加石灰2Kg/t；

（2）在步骤（1）磨好的矿浆中添加硫化钠100 g/t、TK309组合调整剂1000g/t，搅拌均匀后依次添加丁基黄药100g/t，O-异戊基-N-烯丙基硫代氨基甲酸酯15g/t，甲基异丁基甲醇18g/t，搅拌均匀后进行粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；

（3）在步骤（2）的粗选尾矿中添加丁基黄药50g/t，搅拌均匀，进行一次扫选，得到一次扫选中矿和一次扫选尾矿；

（4）在步骤（3）的一次扫选尾矿中添加丁基黄药15g/t，搅拌均匀，进行二次扫选，得到二次扫选中矿和二次扫选尾矿；

（5）在步骤（4）中的二次扫选尾矿中添加丁基黄药10g/t，搅拌均匀，进行三次扫选，得到三次扫选中矿和尾矿A；

（6）将步骤（2）中获得的粗选精矿加水调浆至质量百分浓度为25%，然后在矿浆中依次添加石灰700g/t，TK309组合调整剂500g/t，搅拌均匀，再添加丁基黄药45g/t，搅拌均匀后进行一次精选，得到一次精选精矿和一次精选中矿；

（7）在步骤（6）一次精选精矿中依次添加石灰160g/t、TK309组合调整剂80g/t，搅拌均匀，然后添加丁基黄药15g/t，搅拌均匀进行二次精选，得到二次精选精矿和二次精选中矿；二次精选中矿返回一次精选工序；二次精选精矿直接进行三次精选，获得三次精选精矿和三次精选中矿，三次精选精矿为最终精矿，三次精选中矿返回二次精选工序；

（8）将步骤（3）中得到的一次扫选中矿、步骤（4）中得到的二次扫选中矿、步骤（5）中得到的三次扫选中矿、步骤（6）中得到的一次精选中矿合并，添加TK309组合调整剂 50g/t，搅拌均匀，进行精扫选，获得精扫选中矿和尾矿B；精扫选中矿返回粗选工序，尾矿B和步骤（5）中得到的尾矿A合并为最终尾矿。其中，粗选过程控制矿浆pH为8.5，精选过程控制矿浆pH为10。

所述TK309组合调整剂以重量份计，由11份六偏磷酸钠、28份固体水玻璃、20份焦亚硫酸钠、8份亚硫酸钠、14份碳酸钠、5份腐殖酸钠、4份木质素磺酸钠、7份预糊化淀粉和6份硫酸钠均匀混合制成。

本实施例获得的浮选指标见表1。

对比例2

以图2中工艺流程选别与实施例2完全一致的原料，所获得的浮选指标见表1，本对比例实施步骤如下：

（2）在步骤（1）磨好的矿浆中添加硫化钠100 g/t、六偏磷酸钠 600g/t，搅拌均匀后依次添加丁基黄药100g/t，丁铵黑药 12g/t，松醇油 18g/t，搅拌均匀后进行粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；

（4）在步骤（3）的一次扫选尾矿中添加丁基黄药15g/t，搅拌均匀，进行二次扫选，得到二次扫选中矿和二次扫选尾矿；二次扫选中矿返回一次扫选工序；

（5）在步骤（4）中的一次扫选尾矿中添加丁基黄药10g/t，搅拌均匀，进行三次扫选，得到三次扫选中矿和最终尾矿；三次扫选中矿返回二次扫选工序；

（6）将步骤（2）中获得的粗选精矿加水调浆至质量百分浓度为25%，然后在矿浆中依次添加石灰700g/t，六偏磷酸钠500g/t，搅拌均匀，再添加丁基黄药30g/t，搅拌均匀后进行一次精选，得到一次精选精矿和一次精选中矿；

（7）在步骤（6）一次精选精矿中依次添加石灰160g/t、六偏磷酸钠100g/t搅拌均匀，然后添加丁基黄药20g/t，搅拌均匀进行二次精选，得到二次精选精矿和二次精选中矿；二次精选中矿返回一次精选工序；二次精选精矿直接进行三次精选，获得三次精选精矿和三次精选中矿，三次精选精矿为最终精矿，三次精选中矿返回二次精选工序；

（8）将步骤（3）得到的一次扫选中矿和步骤（6）获得的一次精选中矿合并后返回粗选工序。其中，粗选过程控制矿浆pH为8.5，精选过程控制矿浆pH为10。

实施例3

本实施例从选铜尾渣中综合回收铜金的浮选方法，采用图1中的工艺流程选别某选铜尾渣，该选铜尾渣品位以重量百分比计为铜0.25%；铜氧化率18%；金0.47g/t，硫2.94%、铁13.65%，其中赤铁矿、褐铁矿中铁的含量5.98%，镁脉石矿物中氧化镁含量15.43%，镁脉石矿物中氧化钙含量12.30%。具体实施步骤如下：

（1）将选铜尾渣磨细至粒径小于0.074mm的矿粒占选铜尾渣总重的95%，磨细后加水调浆至质量百分浓度为25%，磨矿时添加石灰4.5Kg/t；

（2）在步骤（1）磨好的矿浆中添加硫化钠300 g/t、TK309组合调整剂1700g/t，搅拌均匀后依次添加丁基黄药150g/t，O-异戊基-N-烯丙基硫代氨基甲酸酯5g/t，甲基异丁基甲醇5g/t，搅拌均匀后进行粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；

（3）在步骤（2）的粗选尾矿中添加丁基黄药25g/t，搅拌均匀，进行一次扫选，得到一次扫选中矿和一次扫选尾矿；

（4）在步骤（3）的一次扫选尾矿中添加丁基黄药30g/t，搅拌均匀，进行二次扫选，得到二次扫选中矿和二次扫选尾矿；

（5）在步骤（4）中的二次扫选尾矿中添加丁基黄药20g/t，搅拌均匀，进行三次扫选，得到三次扫选中矿和尾矿A；

（6）将步骤（2）中获得的粗选精矿加水调浆至质量百分浓度为20%，然后在矿浆中依次添加石灰350g/t，TK309组合调整剂200g/t，搅拌均匀，再添加丁基黄药20g/t，搅拌均匀后进行一次精选，得到一次精选精矿和一次精选中矿；

（7）在步骤（6）一次精选精矿中依次添加石灰250g/t、TK309组合调整剂200g/t，搅拌均匀，然后添加丁基黄药25g/t，搅拌均匀进行二次精选，得到二次精选精矿和二次精选中矿；二次精选中矿返回一次精选工序；二次精选精矿直接进行三次精选，获得三次精选精矿和三次精选中矿，三次精选精矿为最终精矿，三次精选中矿返回二次精选工序；

（8）将步骤（3）中得到的一次扫选中矿、步骤（4）中得到的二次扫选中矿、步骤（5）中得到的三次扫选中矿、步骤（6）中得到的一次精选中矿合并，添加TK309组合调整剂 130g/t，搅拌均匀，进行精扫选，获得精扫选中矿和尾矿B；精扫选中矿返回粗选工序，尾矿B和步骤（5）中得到的尾矿A合并为最终尾矿。其中，粗选过程控制矿浆pH为9，精选过程控制矿浆pH为10.5。

所述TK309组合调整剂以重量份计，由12份六偏磷酸钠、30份固体水玻璃、22份焦亚硫酸钠、9份亚硫酸钠、15份碳酸钠、6份腐殖酸钠、5份木质素磺酸钠、8份预糊化淀粉和7份硫酸钠均匀混合制成。

本实施例获得的浮选指标见表1。

对比例3

以图2中工艺流程选别与实施例3完全一致的原料，所获得的浮选指标见表1，本对比例实施步骤如下：

（1）将选铜尾渣磨细至粒径小于0.074mm的矿粒占选铜尾渣总重的95%，磨细后加水调浆至质量百分浓度为30%，磨矿时添加石灰4.5Kg/t；

（2）在步骤（1）磨好的矿浆中添加硫化钠300 g/t、六偏磷酸钠 1000g/t，搅拌均匀后依次添加丁基黄药150g/t，丁铵黑药 5g/t，松醇油 5g/t，搅拌均匀后进行粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿；

（4）在步骤（3）的一次扫选尾矿中添加丁基黄药30g/t，搅拌均匀，进行二次扫选，得到二次扫选中矿和二次扫选尾矿；二次扫选中矿返回一次扫选工序；

（5）在步骤（4）中的一次扫选尾矿中添加丁基黄药20g/t，搅拌均匀，进行三次扫选，得到三次扫选中矿和最终尾矿；三次扫选中矿返回二次扫选工序；

（6）将步骤（2）中获得的粗选精矿加水调浆至质量百分浓度为20%，然后在矿浆中依次添加石灰350g/t，六偏磷酸钠600g/t，搅拌均匀，再添加丁基黄药30g/t，搅拌均匀后进行一次精选，得到一次精选精矿和一次精选中矿；

（7）在步骤（6）一次精选精矿中依次添加石灰250g/t、六偏磷酸钠250g/t搅拌均匀，然后添加丁基黄药25g/t，搅拌均匀进行二次精选，得到二次精选精矿和二次精选中矿；二次精选中矿返回一次精选工序；二次精选精矿直接进行三次精选，获得三次精选精矿和三次精选中矿，三次精选精矿为最终精矿，三次精选中矿返回二次精选工序；

（8）将步骤（3）得到的一次扫选中矿和步骤（6）获得的一次精选中矿合并后返回粗选工序。其中，粗选过程控制矿浆pH为9，精选过程控制矿浆pH为10.5。

表1 本发明实施例1-3与对比例1-3获得的浮选指标

参见表1，本发明实施例1较对比例1有明显的优势：本发明方案铜精矿铜品位同比提高4.75%，金品位3.68g/t，铜回收率提高5.04%，金回收率提高9.11%。本发明实施例2较对比例2有明显的优势：本发明方案铜精矿铜品位同比提高4.19%，金品位提高1.16g/t，铜回收率提高5.60%，金回收率提高6.91%。本发明实施例3比对比例3有明显的优势：本发明方案铜精矿铜品位同比提高4.17%，金品位提高6.88g/t，铜回收率提高4.43%，金回收率提高4.16%。

综上，本发明的浮选方法获得的铜精矿铜品位分别为20.32%、22.43%、17.93%，铜回收率分别为85.26%、89.12、77.12%；金品位分别为11.98g/t、6.22 g/t、33.92 g/t，金回收率分别为72.47%、71.29%、81.06%。与常规浮选方法相比，本发明的浮选方法获得的铜精矿铜品位分别提高4.75%、4.19%、4.17%，铜回收率分别提高5.04%、5.60%、4.43%；金品位分别提高3.68g/t 、1.16g/t、6.88g/t，铜回收率分别提高9.11%、6.91%、4.16%。本发明的浮选方法铜、金浮选技术指标好，且工艺流程和药剂制度简单，易于工业化实施。

本发明中通过药剂的合理添加，部分中矿合并再选后二次抛尾，消除了有害矿物成分（易浮铁质矿物、钙镁类脉石等）对铜、金矿物可浮性造成的负面影响，强化捕收剂对铜、金矿物的选择性吸附，使精矿铜品位较常规浮选方法提高3～5%，铜回收率提高4～6%，同时，金的浮选指标也大幅度提高，实现了对选铜尾矿铜金资源的高效综合回收。

Claims

1.一种从选铜尾渣中综合回收铜金的浮选方法，其特征在于，该方法包括以下步骤：

2.根据权利要求1所述的一种从选铜尾渣中综合回收铜金的浮选方法，其特征在于，所述选铜尾渣中铜品位为0.25～0.53%，铜氧化率15～40%；金品位为0.18～0.47g/t，且该选铜尾渣中含有非目的矿物钙、镁脉石矿物及易浮的褐铁矿、赤铁矿。

3.根据权利要求1或2所述的一种从选铜尾渣中综合回收铜金的浮选方法，其特征在于，步骤（1）中，所述选铜尾渣磨细至粒径小于0.074mm的矿粒占选铜尾渣总重的80～95%。

4.根据权利要求1或2所述的一种从选铜尾渣中综合回收铜金的浮选方法，其特征在于，所述粗选时矿浆pH为7.8-9.0，精选时矿浆pH为9.7-10.5。