CN113351360A - 一种低品位铜的高硫磁铁矿石的选矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种低品位铜的高硫磁铁矿石的选矿方法，属于选矿领域。其步骤为原矿分级、铜硫混合浮选、铜硫分离一粗一精一扫、铜硫分离多次精选，通过对选矿工艺的混合浮选和铜硫分离进行了合理的工艺设计，筛选出了最佳的加药比，保证选矿效果的同时有效降低了各个药剂成本，尤其适用于铜品位在0.02％～0.05％之间的含铜高硫磁铁矿石，能够得到铜品位较高、富集比较高的铜精矿。

Description

一种低品位铜的高硫磁铁矿石的选矿方法

技术领域

本发明属于选矿技术领域，更具体地说，涉及一种铜品位在0.02％～0.05％之间的含铜高硫磁铁矿石的选矿方法。

背景技术

目前，高硫磁铁矿石的常用选矿工艺流程一般有阶段磨矿-先磁后浮和阶段磨矿-先浮后磁两种，两种工艺均会获得铁精矿和硫精矿两种产品。其中，高硫磁铁矿石中伴生的铜一般富集于硫精矿产品中，目前，硫精矿中的铜得到综合回收的生产实践中，高硫磁铁原矿中含铜基本都在0.05％以上，得到的硫精矿中的铜品位一般都在0.6％以上。

如庐江龙桥矿业的一种选矿工艺，高硫磁铁原矿中含铜0.07％，硫精矿中含铜1.0％～2.0％，对硫精矿釆用旋流器分级-球磨-浮选一粗、二精、二扫闭路(中矿顺序返回)选矿工艺流程，采用石灰做硫铁矿抑制剂，BK606做铜矿物捕收剂，可获得铜品位18％的铜精矿。

武钢程潮铁矿的一种选矿工艺，高硫磁铁原矿中含铜0.063％，硫精矿中含铜0.6％～1.0％，铜硫分离浮选采用一粗两精闭路(中矿顺序返回)选矿工艺流程，铜硫分离采用石灰做硫铁矿抑制剂，Z200做铜矿物捕收剂，可获得铜品位16.0％的铜精矿。

但是，对于极低品位铜(铜品位0.02％-0.05％)的高硫磁铁矿石，因铜品位过低，且在硫精矿中也仅能富集到0.3％左右，采用现有的选矿工艺如上述两种选矿工艺，很难得到铜品位较高的铜精矿，即使最终得到铜品位较高的铜精矿，也存在药剂使用量过大，工序繁琐复杂的问题。

2017年1月，《现代矿业》发表论文《罗河矿业公司硫精矿铜硫分离选矿试验》，研究并公开了对硫精矿含铜0.24％的硫精矿进行铜硫分离试验的研究，可获得铜品位17.51％、回收率59.54％的选别指标。但是，该实验中直接对硫精矿进行选矿，其工艺步骤中没有脱药步骤，这是因为其试验取的是硫精矿的滤饼，硫精矿滤饼经过浓缩和长时间的放置，药剂已经失去效用，不需要考虑脱药，但是在实际生产中针对的对象往往是新鲜矿浆；而且，小型试验的每一次作业(包括磨矿、浮选)都是间断的，不是连续的，更容易实现。现场根据该研究建立了铜硫分离生产线，试生产发现，采用生产过程中的新鲜矿浆根本不能获得合格的铜精矿产品，取现场新鲜矿浆对该研究进行验证，仅能获得铜品位4.13％、回收率34.24％的选别指标。

中国专利申请号为：CN201510894023.6，公开日为：2016年3月2日的专利文献，公开了一种低品位赤铜矿的选矿方法，该方法是将低品位赤铜矿磨矿后，加水调浆，得到矿浆；在矿浆中依次加入矿浆分散剂、硫化剂、铜矿捕收剂及起泡剂调浆后，进入浮选，得到铜粗精矿I；再在矿浆中依次加入硫化剂、铜矿捕收剂及起泡剂调浆后，进入浮选，得到铜中矿；最后在浆料中依次加入氧化剂、硫化剂、铜矿捕收剂及起泡剂调浆后，进入浮选，得到铜粗精矿II。该方法适用于赤铜矿型铜矿的浮选，可以充分回收铜矿中的各种含铜矿物，特别适用于难选的赤铜矿浮选，可获得铜品位为18％～21％铜精矿，铜回收率达到78％～85％。但是，该方案针对的主要是赤铜矿，不一定适用于含铜高硫磁铁矿石，且其赤铜矿的铜品位在0.6％以上，如果将其应用于铜品位在0.02％～0.05％之间的含铜高硫磁铁矿石，则很难得到合格的铜精矿，另外其整体工艺步骤需要加入大量的药剂，实际生产成本较大。

因此，对铜品位在0.02％～0.05％之间的含铜高硫磁铁矿石，现有技术尚没有完善的将其中的铜进行回收的方法，会造成含铜高硫磁铁矿石选矿时的资源的浪费。

发明内容

1、要解决的问题

针对铜品位在0.02％～0.05％之间的含铜高硫磁铁矿石，现有技术尚没有完善的将其中的铜进行回收的方法的问题，本发明提供一种低品位铜的高硫磁铁矿石的选矿方法，尤其适用于铜品位在0.02％～0.05％之间的含铜高硫磁铁矿石，能够得到铜品位较高、富集比较高的铜精矿。

2、技术方案

为解决上述问题，本发明采用如下的技术方案。

一种低品位铜的高硫磁铁矿石的选矿方法，其步骤如下：

一、原矿分级

对高硫磁铁原矿进行破碎和研磨后送入旋流器，旋流器工作得到的溢流进入后续选别作业；

二、铜硫混合浮选

向步骤一中的溢流加入硫化矿捕收剂进行分离混合浮选，混合浮选尾矿进后续选铁作业，混合浮选精矿进后续铜硫分离浮选；

三、铜硫分离一粗一精一扫

对步骤二的混合浮选精矿进行脱药后，进入一粗一精一扫，其中，粗选和扫选加入黄铁矿抑制剂和铜矿物捕收剂，精选加入黄铁矿抑制剂，该次精选后的精矿进后续的多次精选作业，该次精选尾矿和该次扫选精矿返回至该次粗选作业；

四、铜硫分离多次精选

对步骤三的精选精矿进行球磨开路擦洗脱药，之后进行三次精选，其中，三次精选中的第一次精选加入黄铁矿抑制剂和铜矿物捕收剂，三次精选中的第二次和第三次精选加入黄铁矿抑制剂，最终得到铜精矿。

作为技术方案的进一步改进，所述步骤二中，混合浮选的具体过程如下：向步骤一中的溢流加入硫化矿捕收剂进行粗选，对粗选得到的粗精矿进行两次精选，得到的混合浮选精矿进后续铜硫分离浮选；对粗选得到的尾矿加入硫化矿捕收剂进行扫选，得到的混合浮选尾矿进后续选铁作业。

作为技术方案的进一步改进，所述步骤二的粗选阶段，将硫化矿捕收剂分为两部分，分别在浮选设备的前作业段和后作业段加入。

作为技术方案的进一步改进，所述步骤二中，先对步骤一的溢流进行隔渣再进行混合浮选。

作为技术方案的进一步改进，所述步骤二中，按照混合浮选给矿的干矿量计算，粗选时浮选设备的前作业段每吨干矿添加40～45g硫化矿捕收剂；粗选时浮选设备的后作业段每吨干矿添加25～30g硫化矿捕收剂；扫选阶段每吨干矿添加10～15g硫化矿捕收剂。

作为技术方案的进一步改进，所述步骤三中，按照分离浮选给矿的干矿量计算，其粗选阶段每吨干矿添加2500～3500g黄铁矿抑制剂和25～35g铜矿物捕收剂，精选阶段每吨干矿添加1500～2500g黄铁矿抑制剂，扫选阶段每吨干矿添加1500～2500g黄铁矿抑制剂和10～20g铜矿物捕收剂。

作为技术方案的进一步改进，所述步骤四中，三次精选的尾矿集中返回至步骤三的精选作业再处理。

作为技术方案的进一步改进，所述步骤四种，按照步骤三的精选精矿的干矿量计算，三次精选中的第一次精选每吨干矿添加750～1250g黄铁矿抑制剂和8～12g铜矿物捕收剂，三次精选中的第二次精选和第三次精选每吨干矿添加400～600g黄铁矿抑制剂。

作为技术方案的进一步改进，其选矿设备均采用充气式机械搅拌浮选机。

作为技术方案的进一步改进，所述高硫磁铁原矿的铁品位为30％～40％、硫品味为3.0％～6.0％、铜品位为0.02％～0.05％。

作为技术方案的进一步改进，所述步骤三和步骤四中，通过加入椰壳活性炭进行脱药。

3、有益效果

相比于现有技术，本发明的有益效果为：

(1)本发明一种低品位铜的高硫磁铁矿石的选矿方法，尤其适用于铜品位为0.02％～0.05％的高硫磁铁原矿，对选矿工艺的混合浮选和铜硫分离进行了合理的工艺设计，筛选出了最佳的加药比，保证选矿效果的同时有效降低了各个药剂成本，其铜硫分离采用阶段脱药-阶段浮选的独特工艺，粗选加入少量脱药剂进行脱药，降低泡沫粘度，提高后续选别效果，再通过粗选和一次精选提高品位，降低矿量，之后再对一次精选后的精矿进行球磨开路脱药，一方面脱药更加彻底，能够解决铜硫混浮时残余药剂的干扰，另一方面采用这种方式能够降低脱药成本；

其次，对于铜含量极低的原矿，铜的综合利用难度极大，如果成本过高则很难产生经济价值，本发明创造性地采用了椰壳活性炭进行脱药，配合阶段脱药的工艺，在保证脱药效果的同时，相比较常规活性炭和常规工艺，活性炭用量大幅度降低，大幅降低了生产成本，使得极低品味铜的原矿的综合利用得到了实现；

另外，本发明的阶段浮选先进行一粗一精将给矿品位初步提升，再通过球磨开路脱药恢复矿浆新鲜表面，最后通过三次精选将最终制得的铜精矿铜品位成功提高至17％以上，提高了金属资源的利用率且成本处于合理范围，成功解决了极低品味铜的原矿难以利用的问题，在选矿领域具备较高的推广价值。

(2)本发明一种低品位铜的高硫磁铁矿石的选矿方法，混合浮选阶段进行粗选时，如果捕收剂一次性加入，虽然会加快浮选起始速度，但会降低粗选的选择性，影响精矿质量，且大部分捕收剂会随泡沫产品从前作业段刮出，导致后作业段捕收剂不足，降低精矿回收率，而本发明的捕收剂分别在浮选设备的前作业段和后作业段分为两部分加入，能够控制和调整浮选速度、保证精矿质量和提高精矿回收率，有效地发挥捕收剂的作用和降低捕收剂消耗量，降低生产成本。

(3)本发明一种低品位铜的高硫磁铁矿石的选矿方法，铜硫分离阶段的一粗、四精、一扫采用“半集中-半顺序”的中矿返回方式，其中，第二、三、四次精选的中矿产品集中返回一次精选作业，更有利于保证铜精矿品位，一次精选和一次扫选的中矿则仍釆用顺序返回方式，尽可能提高铜金属回收率，对于最终得到的铜精矿的铜品位、富集比和回收率均有着较大提高。

附图说明

图1为本发明选矿方法的工艺流程图；

图2为本发明选矿方法的实施例的数值流程图。

具体实施方式

下面结合具体实施例和附图对本发明进一步进行描述。

实施例

目前，对于铜含量极低的原矿，铜的综合利用难度极大，如果成本过高则很难产生经济价值。因此，现有选矿方法很难将极低品味铜的高硫磁铁矿石的铜很好地进行回收利用，不是最终制得的铜精矿的铜品位、富集比和回收率达不到要求，就是实际生产时的成本较高，产生不了足够的经济价值。针对这个问题，本发明提供了一种能够得到合格铜精矿且经济价值极高的选矿方法，该方法主要针对于铜品位为0.02％～0.05％的高硫磁铁矿石，尤其适用于铁品位为30％～40％、硫品味为3.0％～6.0％、铜品位为0.02％～0.05％的高硫磁铁矿石。下面对该选矿方法进行详细描述。

如图1所示，一种低品位铜的高硫磁铁矿石的选矿方法，其步骤如下：

一、原矿分级

对高硫磁铁原矿进行破碎后送入球磨机进行研磨，球磨机采用溢流型球磨机，研磨后的矿石送入旋流器。旋流器为水力旋流器，旋流器并设置一定的溢流粒度，其工作得到的溢流进入后续选别作业，其分级沉砂则返回球磨机继续进行研磨。

二、铜硫混合浮选

对步骤一中的溢流采用振动筛进行隔渣后，加入硫化矿捕收剂进行粗选，对粗选得到的粗精矿进行两次精选，得到的混合浮选精矿进后续铜硫分离浮选。对粗选得到的尾矿加入硫化矿捕收剂进行扫选，得到的混合浮选尾矿进后续选铁作业。

该阶段粗选、精选和扫选均采用充气式机械搅拌浮选机，粗选阶段添加硫化矿捕收剂时，将硫化矿捕收剂分为两部分，分别在浮选机的前作业段和后作业段加入。具体的，浮选机的槽数具有多个，本实施例为7个，在第1槽添加部分，第5槽再添加部分捕收剂。这是因为，如果捕收剂一次性加入，虽然会加快浮选起始速度，但会降低粗选的选择性，影响精矿质量，且大部分捕收剂会随泡沫产品从前作业段刮出，导致后作业段捕收剂不足，降低精矿回收率。而捕收剂分别在浮选机的前作业段和后作业段分两次加入，能够控制和调整浮选速度、保证精矿质量和提高精矿回收率，有效地发挥捕收剂的作用和降低捕收剂消耗量，降低生产成本。

该步骤中，按照混合浮选给矿的干矿量即隔渣后的溢流干矿量计算，粗选时浮选机的前作业段每吨干矿添加40～45g硫化矿捕收剂，粗选时浮选机的后作业段每吨干矿添加25～30g硫化矿捕收剂，扫选阶段每吨干矿添加10～15g硫化矿捕收剂。

三、铜硫分离一粗一精一扫

向步骤二的混合浮选得到的精矿中加入椰壳活性炭进行脱药，脱药后进入一粗一精一扫工艺。其中，粗选和扫选加入黄铁矿抑制剂和铜矿物捕收剂，精选加入黄铁矿抑制剂，该次精选后的精矿进后续的多次精选作业，该次精选尾矿和该次扫选精矿返回至该次粗选作业。

该步骤中，按照分离浮选给矿的干矿量计算，其粗选阶段每吨干矿添加180～220g椰壳活性炭、2500～3500g黄铁矿抑制剂和25～35g铜矿物捕收剂，精选阶段每吨干矿添加1500～2500g黄铁矿抑制剂，扫选阶段每吨干矿添加1500～2500g黄铁矿抑制剂和10～20g铜矿物捕收剂。

四、铜硫分离多次精选

将步骤三的精选精矿送入溢流型球磨机中进行球磨开路擦洗脱药，即在球磨机中加入椰壳活性炭进行边研磨边脱药，之后进行三次精选。其中，三次精选中的第一次精选加入黄铁矿抑制剂和铜矿物捕收剂，三次精选中的第二次和第三次精选加入黄铁矿抑制剂，最终得到铜精矿。

常规工艺中，一般会将步骤三的精选的粗精矿先进行分级再送入球磨机进行闭路研磨，脱药作业完全在之前的工艺中实施。这种工艺导致部分粒度较大的矿物会过度研磨，提高研磨成本，而细粒级的矿物则不经过磨矿直接送入下道工序，脱药效果差。而本实施例向球磨机中加入脱药剂进行矿物的边研磨边脱药，能够对所有的矿物都进行研磨，且由于研磨工作形成擦洗脱药的状态，对残余药液的清除效果大大提升，其脱药效果得到了极大的提升。

该步骤中，按照步骤三的精选精矿的干矿量计算，三次精选中的第一次精选每吨干矿添加150～200g椰壳活性炭、750～1250g黄铁矿抑制剂和8～12g铜矿物捕收剂，三次精选中的第二次精选和第三次精选每吨干矿添加400～600g黄铁矿抑制剂。

上述磨矿粒度、浮选次数、药剂用量等参数的具体值，可以根据矿石性质，通过实验室试验结果进行调整确定。

该工艺针对铜品位为0.02％～0.05％的高硫磁铁原矿，对选矿工艺的混合浮选和铜硫分离进行了合理的工艺设计，筛选出了最佳的加药比，保证选矿效果的同时有效降低了各个药剂成本。

其铜硫分离采用阶段脱药-阶段浮选的独特工艺，粗选加入少量脱药剂进行脱药，降低泡沫粘度，提高后续选别效果，再通过粗选和一次精选提高品位，降低矿量，之后再对一次精选后的精矿进行球磨开路脱药，一方面脱药更加彻底，能够解决铜硫混浮时残余药剂的干扰，另一方面采用这种方式使得第二次脱药的矿量显著降低，能够降低脱药成本。且本发明铜硫分离阶段的一粗、四精、一扫采用“半集中-半顺序”的中矿返回方式，其中，第二、三、四次精选的中矿产品集中返回一次精选作业，更有利于保证铜精矿品位，一次精选和一次扫选的中矿则仍釆用顺序返回方式，尽可能提高铜金属回收率，对于最终得到的铜精矿的铜品位、富集比和回收率均有着较大提高。

其次，对于铜含量极低的原矿，铜的综合利用难度极大，如果成本过高则很难产生经济价值。本发明创造性地采用了椰壳活性炭进行脱药，配合阶段脱药的工艺，活性炭添加量350～400g/t即可超过常规工艺中全部在粗选阶段添加1000～1200g/t活性炭效果，相比较常规活性炭和常规工艺，在彻底脱药的同时，活性炭用量大幅度降低，大幅降低了生产成本，使得极低品味铜的原矿的综合利用得到了实现。

另外，本发明的阶段浮选先进行一粗一精将给矿品位初步提升，再通过球磨开路脱药恢复矿浆新鲜表面，最后通过三次精选将最终制得的铜精矿铜品位成功提高至17％以上，提高了金属资源的利用率且成本处于合理范围，成功解决了极低品味铜的原矿难以利用的问题，在选矿领域具备较高的推广价值。

下面给出具体生产中的实施过程和效果。

本实施例中所用的含铜高硫磁铁矿石取自安徽某铁矿，原矿化学多元素分析结果见表1，硫精矿化学多元素分析结果见表2。

表1高硫磁铁矿石化学多元素分析结果

化验项目	TFe	SiO<sub>2</sub>	Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>	CaO	MgO
						含量(％)	34.52	16.54	4.24	10.14	1.98
Cu	S	P	K<sub>2</sub>O	Na<sub>2</sub>O	/
						0.035	8.05	0.602	0.714	0.454	/

表2硫精矿化学多元素分析结果(％)

化验项目	TFe	SiO<sub>2</sub>	Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>	CaO	MgO
						含量(％)	40.96	5.24	1.20	1.99	0.67
Cu	TS	ES	P	K<sub>2</sub>O	Na<sub>2</sub>O
						0.335	44.02	43.26	0.133	0.175	0.098

该实施例的具体工艺流程如图2所示，包括以下步骤：

一、原矿分级

破碎后的高硫磁铁矿石(粒度为-12mm)进入球磨机进行磨矿，之后进入旋流器分级，旋流器分级沉砂返回球磨机形成闭路，旋流器溢流进入后续选别作业。

其中，球磨机采用溢流型球磨机(MQY4060型)，旋流器采用水力旋流器(FX500×6)，控制旋流器溢流粒度为-0.076mm。

二、铜硫混合浮选

将步骤一中的旋流器溢流隔渣后进行铜硫分离混合浮选，混合浮选尾矿进后续选铁作业，混合浮选精矿进后续铜硫分离浮选。

其中，隔渣采用直线振动筛，筛孔尺寸为4mm。混合浮选采用一次粗选、两次精选、一次扫选。一次粗选、一次扫选均采用充气式机械搅拌浮选机(CLF-30)，两次精选采用充气式机械搅拌浮选机(CLF-16)。

混合浮选采用MK-306为硫化矿的高效捕收剂，自带起泡性能，不需要添加起泡剂。按照混合浮选给矿的干矿量计，粗选捕收剂分段加药，浮选机前作业段的MK-306用量为45g/t、浮选机后作业段的MK-306用量为30g/t，扫选阶段的MK-306用量为15g/t。g/t表示每吨混合浮选给矿的干矿添加多少克药剂。

三、铜硫分离一粗一精一扫

将步骤二中的混合浮选精矿加入椰壳活性炭脱药后，进行铜硫分离一粗一精一扫，一次扫选尾矿为硫精矿，一次精选精矿进行后续的多次精选作业。一次精选尾矿、一次扫选精矿采用顺序返回至铜硫分离粗选作业。

其中，一次粗选、一次精选、一次扫选均采用充气式机械搅拌浮选机(CLF-16)。

分离浮选采用椰壳活性炭作为脱药剂，石灰为黄铁矿的抑制剂，C330为铜矿物捕收剂。按照分离浮选给矿的干矿量即步骤二的精选的精矿的干矿量计算，椰壳活性炭用量为200g/t给矿，仅用于分离粗选；石灰用量：粗选为3000g/t、一次精选2000g/t、一次扫选2000g/t；捕收剂C330用量：粗选为30g/t、一次扫选15g/t。g/t表示每吨分离浮选给矿的干矿添加多少克药剂。

四、铜硫分离多次精选

铜硫分离一次精选精矿进行球磨开路擦洗脱药采用溢流型球磨机(MQY2130型)。

之后进行的三次精选均采用充气式机械搅拌浮选机(CLF-4)，该三次铜硫分离精选的尾矿集中返回至铜硫分离一次精选作业。

分离浮选采用石灰为黄铁矿的抑制剂，按照步骤三的精选精矿的干矿量计算，该步骤的三次精选中，活性炭用量：第一次精选180g/t；石灰用量：第一次精选1000g/t、第二次精选500g/t、第三次精选500g/t；捕收剂用量：第一次精选10g/t。g/t表示每吨步骤三的精选精矿的干矿添加多少克药剂。

由于本发明采用了上述具有创造性的选矿工艺、浮选药剂，实现了极低品味的高硫磁铁矿石的综合利用。由实施例可见，在原矿含铜仅0.035％、硫精矿含铜仅0.335％的条件下，本发明结合阶段脱药，进行阶段浮选，首先通过1粗1精，初次富集，将硫精矿品位由0.335％提高至1.95％，第1段富集比5.96；通过脱药，恢复矿浆新鲜表面，之后再通过2、3、4三次精选，再次富集，将精矿品位提高至17.04％，第2段富集比为8.74，总富集比为52.09。通过本发明的方法，成功获得了铜品位17.04％的铜精矿，对硫精矿的富集比达52倍(对高硫磁铁原矿铜的富集比高达将近500倍)。而常规选铜均采用连续浮选，研究发现，采用常规连续浮选，采用1粗4精流程，对同样的高硫磁铁矿石进行选矿，精矿品位仅能达到4.05％。由于本发明在实际生产中的各个阶段都是紧密联系且连续的，使得创造出本发明的技术难度极高，是具备创造性的劳动成果，且取得了意想不到的技术效果。

本发明所述实例仅仅是对本发明的优选实施方式进行描述，并非对本发明构思和范围进行限定，在不脱离本发明设计思想的前提下，本领域工程技术人员对本发明的技术方案作出的各种变形和改进，均应落入本发明的保护范围。

Claims (10)

1.一种低品位铜的高硫磁铁矿石的选矿方法，其步骤如下：

一、原矿分级

对高硫磁铁原矿进行破碎和研磨后送入旋流器，旋流器工作得到的溢流进入后续选别作业；

二、铜硫混合浮选

向步骤一中的溢流加入硫化矿捕收剂进行分离混合浮选，混合浮选尾矿进后续选铁作业，混合浮选精矿进后续铜硫分离浮选；

三、铜硫分离一粗一精一扫

对步骤二的混合浮选精矿进行脱药后，进入一粗一精一扫，其中，粗选和扫选加入黄铁矿抑制剂和铜矿物捕收剂，精选加入黄铁矿抑制剂，该次精选后的精矿进后续的多次精选作业，该次精选尾矿和该次扫选精矿返回至该次粗选作业；

四、铜硫分离多次精选

对步骤三的精选精矿进行球磨开路擦洗脱药，之后进行三次精选，其中，三次精选中的第一次精选加入黄铁矿抑制剂和铜矿物捕收剂，三次精选中的第二次和第三次精选加入黄铁矿抑制剂，最终得到铜精矿。

2.根据权利要求1所述的一种低品位铜的高硫磁铁矿石的选矿方法，其特征在于：所述步骤二中，混合浮选的具体过程如下：向步骤一中的溢流加入硫化矿捕收剂进行粗选，对粗选得到的粗精矿进行两次精选，得到的混合浮选精矿进后续铜硫分离浮选；对粗选得到的尾矿加入硫化矿捕收剂进行扫选，得到的混合浮选尾矿进后续选铁作业。

3.根据权利要求2所述的一种低品位铜的高硫磁铁矿石的选矿方法，其特征在于：所述步骤二的粗选阶段，将硫化矿捕收剂分为两部分，分别在浮选设备的前作业段和后作业段加入。

4.根据权利要求3所述的一种低品位铜的高硫磁铁矿石的选矿方法，其特征在于：所述步骤二中，先对步骤一的溢流进行隔渣再进行混合浮选。

5.根据权利要求3所述的一种低品位铜的高硫磁铁矿石的选矿方法，其特征在于：所述步骤二中，按照混合浮选给矿的干矿量计算，粗选时浮选设备的前作业段每吨干矿添加40～45g硫化矿捕收剂，粗选时浮选设备的后作业段每吨干矿添加25～30g硫化矿捕收剂，扫选阶段每吨干矿添加10～15g硫化矿捕收剂。

6.根据权利要求1所述的一种低品位铜的高硫磁铁矿石的选矿方法，其特征在于：所述步骤三中，按照分离浮选给矿的干矿量计算，其粗选阶段每吨干矿添加2500～3500g黄铁矿抑制剂和25～35g铜矿物捕收剂，精选阶段每吨干矿添加1500～2500g黄铁矿抑制剂，扫选阶段每吨干矿添加1500～2500g黄铁矿抑制剂和10～20g铜矿物捕收剂。

7.根据权利要求1所述的一种低品位铜的高硫磁铁矿石的选矿方法，其特征在于：所述步骤四中，三次精选的尾矿集中返回至步骤三的精选作业再处理。

8.根据权利要求7所述的一种低品位铜的高硫磁铁矿石的选矿方法，其特征在于：所述步骤四种，按照步骤三的精选精矿的干矿量计算，三次精选中的第一次精选每吨干矿添加750～1250g黄铁矿抑制剂和8～12g铜矿物捕收剂，三次精选中的第二次精选和第三次精选每吨干矿添加400～600g黄铁矿抑制剂。

9.根据权利要求1-8中任意一项所述的一种低品位铜的高硫磁铁矿石的选矿方法，其特征在于：所述高硫磁铁原矿的铁品位为30％～40％、硫品味为3.0％～6.0％、铜品位为0.02％～0.05％。

10.根据权利要求1-8中任意一项所述的一种低品位铜的高硫磁铁矿石的选矿方法，其特征在于：所述步骤三和步骤四中，通过加入椰壳活性炭进行脱药。

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