CN113713958B

CN113713958B - 一种提升铜硫矿物分选效果的磨矿以及浮选方法

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Publication number: CN113713958B
Application number: CN202110351272.6A
Authority: CN
Inventors: 高志勇; 张晚佳; 邓建; 任帅; 李成伟; 孙伟; 胡岳华
Original assignee: Central South University
Current assignee: Central South University
Priority date: 2021-03-31
Filing date: 2021-03-31
Publication date: 2022-08-12
Anticipated expiration: 2041-03-31
Also published as: CN113713958A

Abstract

本发明属于矿物分选技术领域，具体涉及一种提升铜硫矿物分选效果的磨矿方法，采用锻型磨矿介质对铜硫矿物进行磨矿处理；所述的锻型磨矿介质包括锻A、锻B和锻C；其中，锻A、锻B和锻C的长径比为(1‑2)：1；锻A：锻B：锻C的长度比为3～10:1.1～2.5:1；且锻A的长度为10～30mm；锻A、锻B和锻C的质量比为(3‑6):(1‑3):(1‑3)；磨矿阶段的锻型磨矿介质的充填率为30％‑60％。本发明采用锻型磨矿介质作为磨矿介质，进一步基于锻型介质的长径比、磨料长度比例、质量比例和填充率的协同控制，能够意外地改善铜矿的优势晶面暴露取向，改善磨矿后的目标矿物的反应活性，改善矿物磨矿阶段的分选选择性。

Description

一种提升铜硫矿物分选效果的磨矿以及浮选方法

技术领域

本发明属于矿物分选技术领域，具体涉及一种提升铜硫矿物分选效果的磨矿方法。

背景技术

浮选是选矿的主要方法之一，是根据矿物颗粒的表面物理、化学性质的差异从矿浆中选择性浮出目标矿物颗粒的选矿过程。随着优质矿产的耗尽，现存我国矿物资源中多为贫、细、杂的难选矿物。伴生的各类矿物常常具有相近的浮选活性，给矿物浮选分离带来了很大的困难。选择性地改变某种或某类矿物的浮选活性是实现矿物分选、减少资源浪费及提高资源利用率的根本途径，现阶段通常使用加入表面活性剂来调控目标矿物颗粒表面的反应活性，表面活性剂包含但不限于捕收剂、抑制剂、分散剂等。表面活性剂的使用大幅度地提升了矿物浮选的指标，但表面活性剂的使用仍存在一些弊端，例如后续废水处理困难，浮选成本增加及选择性不足等。

针对硫化矿的选择性分选，现有技术的主要思路是对浮选阶段的药剂进行控制，旨在通过浮选药剂和矿物之间差异的结合特性实现矿物的分选；现有技术中还没有通过磨矿方式的调控从而调控晶面取向，从而实现分选的思路。虽然，现有技术中，浮选阶段前均需要对矿物进行磨矿处理，但现有的磨矿手段主要是对矿物的粒径进行控制，还没有通过磨矿方式的控制调控硫化矿的晶面暴露，进而基于磨矿手段实现硫化矿分选的思路。

发明内容

本发明的目的在于，提供一种提升铜硫矿物分选效果的磨矿方法，旨在通过所述的磨矿方式的联合调控，调控界面的暴露特性，从而基于磨矿方式调控矿物的分选选择性。

本发明第二目的在于，基于所述的磨矿方式实现矿物良好分选的浮选方法。

对于硫化矿而言，现有技术主要是通过对浮选过程中的药剂进行控制从而实现矿物的分选。本发明提供了以下全新的改善矿物分选效果的思路和方法，主要为：

一种提升铜硫矿物分选效果的磨矿方法，采用锻型磨矿介质对铜硫矿物进行磨矿处理；

所述的锻型磨矿介质包括锻A、锻B和锻C；

其中，锻A、锻B和锻C的长径比(指长方向的尺寸和短方向的尺寸比例)为(1-2)：1；

锻A：锻B：锻C的长度比为3～10:1.1～2.5:1；且锻A的长度为10～30mm；

锻A、锻B和锻C的质量比为(3-6):(1-3):(1-3)；

磨矿阶段的锻型磨矿介质的充填率为30％-60％。

本发明创新地提供了一种通过磨矿方式调控目标矿物的优势暴露取向面、改善目标矿物的反应活性，从而在磨矿阶段即实现矿物选择性分选的全新思路。本发明研究发现，为了成功实现该全新的思路，改善磨矿阶段的矿物分选选择性，本发明经过深入研究后发现，采用锻型磨矿介质作为磨矿介质，进一步基于锻型介质的长径比、磨料长度比例、质量比例和填充率的协同控制，能够意外地改善铜矿的优势晶面暴露取向，改善磨矿后的目标矿物的反应活性，改善矿物磨矿阶段的分选选择性；基于本发明所述的磨矿手段，有助于改善后续的浮选阶段的目标矿的捕收率以及分选选择性。

本发明中，对型磨矿介质的外观形状没有特别的要求，优选地，所述的锻A、锻B和锻C的横截面呈圆形。本发明中，所述的锻型磨矿介质优选为圆柱体的锻。本发明中，具有近似圆柱体结构的锻磨结构理论上也可使用。

本发明中，所述的锻型介质具有光滑的表面，也允许具有粗糙的表面(例如，表面含有凹陷或者凸起结构)。

本发明中，作为优选，所述的锻A、锻B和锻C的材质为玛瑙、陶瓷、钢和其他金属；优选为钢锻或陶瓷。

本发明研究发现，采用锻型介质并配合长径比、级配方式、级配比例以及填充量的协同控制是改善铜硫矿物的磨矿优势晶面暴露、改善反应活性和分选选择性的关键。

作为优选，锻A、锻B和锻C的长径比为1.2～2：1。

进一步优选，锻A的长径比为1.2～1.5；锻B的长径比为1.2～1.5；锻C的长径比为1.5～2.0。

作为优选，锻A：锻B：锻C的长度比为3～5:1.5～2.5:1；且锻A的长度为优选为10-25mm，进一步优选为10～20mm。

作为优选，锻A、锻B和锻C的质量比为(4-5):(2-3):2。

作为优选，磨矿阶段的锻型磨矿介质的充填率为40-50％；进一步优选为45％～55％。

本发明中，磨矿阶段的转速率为76％～88％。

作为优选，磨矿处理的时间为2-60min，优选为8-30min，进一步优选为10-20min。

作为优选，所述的铜硫矿物为包含铜硫化矿和铁硫化矿的混合矿。本发明中，采用所述的锻介质，配合所述的各条件的协同控制，能够意外地改善目标矿的优势晶面取向的含量，有助于改善反应活性，从而实现铜硫化矿和铁硫化矿在磨矿阶段的分选选择性，进一步改善浮选的分选选择性。

本发明还提供了一种提升铜硫矿物分选效果的浮选方法，采用本发明磨矿方法进行磨矿，随后进行调浆、浮选处理，获得铜硫化矿精矿和铁硫化矿尾矿。

本发明中，可采用公知的浮选设备和手段实现所述的浮选步骤。

有益效果

1、为实现机械力调控矿物反应活性及提升矿物分选效果，本发明创新地采用锻介质磨矿替代传统球磨和棒磨，提供了一种精准机械力破碎-铜硫浮选分离的联合处理方法；

2、在所述方法的前提下，进一步通过对机械力破碎过程的各个参数的协同控制，可以选择性改变目标矿物颗粒表面的反应活性，进而有效协同提升后续的浮选效果，实现矿物的高效分选，极大地提高了资源利用率。

3、本发明技术方案操作简单，可以实现连续化生产，从根源上实现了矿物颗粒表面活性地选择性精准调控，是当前复杂矿物浮选分离的潜在替代方案，不仅绿色环保，而且经济节约。可以在减少浮选药剂使用的前提下，提升复杂矿物的高效分选效果，极大的节约了人力物力，简化了选矿工艺，适用于工业放大生产。

附图说明

图1是实施例1的工艺技术路线图；

图2是棒、球、锻磨矿介质及其机械力破碎作用图；

图3是实施例1的经过不同介质机械力破碎后黄铜矿颗粒形貌示意图；

图4是实施例1的经过不同介质机械力破碎后黄铜矿暴露晶面示意图；

图5是实施例1的钢锻介质在不同介质比例下对-74μm粒级机械力破碎时间与累计产量关系图(磨矿介质充填率为45％)；

图6是实施例1的钢锻介质在不同介质比例下对-74+10μm粒级机械力破碎时间与累计产量关系图(磨矿介质充填率为45％)；

图7是实施例1的是实施例1的钢锻介质在不同磨矿介质充填率下对-74μm粒级机械力破碎时间与累计产量关系图(磨矿介质比例为5：3：2)；

图8是实施例1的是实施例1的钢锻介质在不同磨矿介质充填率下对-74+10μm粒级机械力破碎时间与累计产量关系图(磨矿介质比例为5：3：2)；

图9是实施例1的棒锻球介质在40-50％充填率下的机械力破碎形式(泻落式/抛落式)；

图10是实施例1的浮选流程图；

图11是实施例1的钢锻介质在不同磨矿时间及不同粒级下的浮选回收率结果图(磨矿介质比例为5：3：2；磨矿介质填充率为45％)；

图12是实施例1的棒/锻/球介质在不同矿浆pH下的浮选回收率图；

图13时实施例1的浮选实验泡沫实际效果图(充气后5秒)；

图14时实施例2的钢锻磨矿介质对黄铁矿/黄铜矿/人工混合矿机械力破碎后的矿物颗粒粒级分布结果图；

图15时实施例2的人工混合矿在不用粒级下浮选试验后的金属品位结果图；

图16时实施例2的人工混合矿在不同磨矿介质下浮选试验后的Cu品位结果图。

具体实施方式

下面结合附图和实施例，对本发明的具体实施方式作进一步详细描述。以下实施例用于说明本发明，但不用于限制本发明的范围。实施例1-4中，除特别声明外，介质材质为钢，钢锻介质为短圆柱形，长径比为1.2～2：1，转速率为80％。

表1纯矿物的原始品位和原产地

实施例1

以黄铁矿和黄铜矿的单矿物为例说明本发明的效果。以下案例，除特别声明外，所采用的矿物的成分均如表1所示：

为了验证本案例机械力破碎精准调控在硫化矿物中的分选效果，我们采用湖南和湖北的黄铁矿和黄铜矿精矿(品位如表1)，按以下步骤进行精准机械力调控:

使用钢棒(圆柱形)、钢锻(圆柱形)、钢球三种磨矿介质：各磨矿介质均采用大、中、小三种尺寸的介质复配使用。

其中，钢棒中，大钢棒的横截面(径向尺寸)的直径为10mm，中钢棒的横截面(径向尺寸)的直径为5mm；小钢棒的横截面(径向尺寸)的直径为2mm，且长度均为95mm；

钢锻中，大钢锻的尺寸(径向尺寸×长度)为10mm×12mm；中钢锻的尺寸为5mm×6mm；小钢锻的尺寸为2mm×4mm；

钢球中，大钢球的直径为10mm，中钢球的直径为5mm，小钢球的直径为2mm。

(一)：晶面暴露取向研究

磨矿阶段中，各形状的磨矿介质中，大：中：小的质量比为5:3:2的介质配比，在充填率45％下进行机械力破碎精准调控试验，将所得经过机械力破碎后的目标矿物颗粒进行SEM和XRD检测，确定机械力破碎后的颗粒形状，及暴露晶面种类和比例。结果如图3-4及表2所示。

表2晶面在磨矿产品中的暴露百分比(％)

结果表明，经过钢棒介质机械力破碎后的黄铜矿矿物颗粒呈现长条形，有棱角；经过钢锻介质机械力破碎后的黄铜矿矿物颗粒呈现椭球形，有棱角；经过钢球介质机械力破碎后的黄铜矿矿物颗粒呈现圆形，无明显棱角。经过钢棒介质机械力破碎后的黄铜矿矿物颗粒具有更多的(204)面和(220)面，因此具有更大的延伸率；经过钢锻介质机械力破碎后的黄铜矿矿物颗粒具有更多的(112)面，导致其圆形度较大；经过钢球介质机械力破碎后的黄铜矿矿物颗粒具有更多的(312)面，导致圆形度更大。

根据检测到的暴露晶面及各晶面比例进行断裂键计算，结果表明，各晶面断裂键密度由大到小为(312)＞(110)＞(102)＞(112)。黄铜矿磨矿产品颗粒的平均表面断裂键密度为：棒磨9.2375nm^-2、锻磨9.1651nm^-2、球磨9.2381nm^-2。(112)晶面有较大的活性原子断裂键密度。各晶面表面大小顺序为(312)＞(110)＞(102)＞(112)，这与断裂键密度的大小顺序相同。黄铜矿颗粒的平均表面能为：棒磨产品1.0180J/m²、锻磨产品1.0014J/m²、球磨产品1.0135J/m²。

(二)：粒度以及累积产率研究

不同磨矿参数下(具体参数见图5-图8)，钢锻介质磨矿试验的结果见图5-图8。结果表明，相同机械力破碎时间下：

(1)采用钢锻机械力破碎产生-74μm粒级矿物颗粒时，大、中、小介质按5:3:2重量配比产率优于4:3:3介质配比(填充率为45％)；

(2)采用钢锻机械力破碎产生-74+10μm粒级矿物颗粒时，大、中、小介质5:3:2重量配比产率优于4:3:3介质配比(填充率为45％)；

(3)采用钢锻机械力破碎产生-74μm粒级矿物颗粒时，45％和50％的填充率时的产率显著优于40％的填充率时的产率(大中小介质重量比为5:3:2)；

(4)采用钢锻机械力破碎产生-74+10μm粒级矿物颗粒时，45％和50％的填充率时的产率显著优于40％的填充率时的产率(大中小介质重量比为5:3:2)；

如图9所示，当磨矿介质填充率为40％时机械力破碎为泻落式，以研磨为主，冲击为辅；当磨矿介质填充率为45％-50％时机械力破碎为抛落式，以冲击为主，研磨为辅。因本实施例中机械力破碎的物料大颗粒含量较多，抛落式更符合机械力破碎的需求。45％达到最佳的介质充填率，如果继续增加充填率到50％，磨矿细度与可选粒级产率也基本不提高。因此本实施例将采用45％充填率作为后续磨矿介质的充填率。

综合上述结果，黄铜矿的优选机械力精准调控的磨矿参数条件如下：

1、优选磨矿介质配比为5:3:2，优选磨矿介质充填率为45％。

2、锻介质磨矿产品粒度分布较广，具有较少的粗粒级含量和过磨粒级含量。

3、棒介质与矿物为线接触方式，球介质与矿物的接触方式为点接触，而锻介质与矿物的接触方式具有线接触和点接触两种形式，磨矿调控效果显著提升。

浮选数据：

采用图10所示流程进行后续浮选试验，以本案例机械力精准调控破碎(锻磨，且大中小磨矿介质重量配比为5:3:2，磨矿介质充填率为45％)后的黄铜矿颗粒作为浮选样品，使用常规捕收剂和起泡剂，检测机械力破碎调控后矿物颗粒反应活性的差异，捕收剂黄原酸钾浓度为1×10^-4mol/L，起泡剂松油醇浓度为1μL/L。

具体浮选试验操作为：将机械力精准调控破碎后的黄铜矿颗粒2g倒入40mL浮选槽，加入30mL去离子水后加入捕收剂黄原酸钾(1×10^-4mol/L)，调浆3min后加入起泡剂松油醇(1μL/L)，搅拌3min，开始刮泡，刮泡3min，精矿随泡沫被刮至精矿盆，尾矿残留在浮选槽中，精矿和尾矿经过滤、烘干后各自称重，对精矿的品位进行检测并计算回收率。测试结果见图11、图12和图13；

图11为钢锻介质磨矿不同时间后的粒级分布结果图(锻磨，大中小介质重量比为5:3:2，填充率为45％)。随着磨矿时间的增长，细粒度矿物颗粒产率增加，适宜后续浮选的磨矿时间优选为10-20min。

图12结果表明三种磨矿介质进行机械力破碎(棒、锻或球磨中，各介质的大、中、小介质重量比为5:3:2，填充率为45％)时，随着矿浆pH的增加，浮选回收率均呈现先上升后下降的趋势，在pH为9最大。各pH条件下浮选回收率锻磨产品＞棒磨产品＞球磨产品。棒介质产品在浮选刚开始时快速上浮，但泡沫较少；锻介质磨矿产品浮选泡沫大而丰富，并携带大量黄铜矿上浮；球介质磨矿产品泡沫较丰富，但泡沫细小且黄铜矿携带量少，浮选实验泡沫实际效果(充气后5秒)如图13所示。

实施例2

以黄铁矿纯矿物/黄铜矿纯矿物/黄铁矿-黄铜矿质量比1：1的人工混合矿为例说明本发明的效果。以下案例，除特别声明外，所采用的矿物的成分均如表1所示。本实施例采用钢锻或钢球介质磨矿，钢球介质作为对比案例来证实本发明钢锻介质磨矿效果优异(磨矿介质充填率为45％，磨矿介质尺寸的尺寸同实施例1，且大中小质量比均为＝5:3:2)。浮选流程与实施例1相同。

试验结果如图14-16和表3所示，结果表明：在相同磨矿条件下，黄铜矿的磨矿细粒级含量较多，而黄铁矿相反，混合矿介于两者之间。黄铜矿硬度3.5、黄铁矿硬度6.5。球磨中间粒级较少。随着粒度的降低，铜硫混合矿中铜含量逐渐上升，铁含量逐渐下降。在两种矿物中Cu元素均来自于黄铜矿，可知在混合矿中黄铜矿容易被磨碎富集于细粒级中，这与实际情况一致。在铜矿选矿中减少过磨是非常必要的。锻磨可以明显减少黄铜矿磨矿产品的过粉碎，减Cu在细粒级颗粒中的含量。

图14结果表明，混合矿锻磨产品浮选铜的品位19.110％，铜回收率为67.68％而球磨产品浮选铜品位为18.101％，铜的回收率为60.92％。锻磨产品品位比球磨产品浮选品位高出1个百分点，回收率也高出7个百分点。可知锻磨产品对铜的浮选回收效果会优于球磨产品，这与单矿物浮选效果一致。锻磨可以促进铜硫分离。

表3铜硫人工混合矿机械力破碎精准调控浮选分离试验结果

实施例3

以云南铜业狮子山铜矿为例说明本发明的效果。本实施例采用实施例1得到的最佳机械力破碎精准调控的参数条件(锻磨，磨矿介质充填率为45％，磨矿介质尺寸中，大中小质量比＝5:3:2)。浮选流程与实施例1相同。

试验结果如表4所示，结果表明：锻介质替代球介质后磨机产能提高了7个百分点，磨矿细度提高了8个百分点，同时在原矿铜品位下降的情况下，精矿品位仍有所提高，铜的回收率也提高了3个百分点。可以看出锻介质磨矿在提高铜矿生产中有着优异的表现，这也与之前的理论研究相互印证。

表4云南铜业狮子山铜矿精准机械力破碎调控结果

注：实验前指采用钢球磨矿；试验后指采用钢锻磨矿；(介质参数同实施例1)；

实施例4

以云铜大红山铜矿一选厂为例说明本发明的效果。本实施例采用本发明磨矿参数及方法(锻磨，磨矿介质充填率为45％，磨矿介质尺寸和比例为大10mm：中5mm：小2mm＝5:3:2)。浮选流程与实施例1相同。

试验结果如表5所示，试验前该厂为球介质磨矿，采用本发明磨矿方法后，台时处理量提高41.96％，一段磨矿细度提高了6个百分点，再磨细度提高了10个百分点。同时，铜精矿品位与回收率有一定的提高，经过锻介质替换球介质改造的再磨阶段的铁回收率与精矿品位有较大的提高，铁回收率提高了6个百分点，铁精矿的品位提高了2.5个百分点，这展现出来锻介质磨矿的优势。

表5云铜大红山铜矿一选厂精准机械力破碎调控结果

实施例5-14和对比例1-8

以黄铁矿-黄铜矿质量比1：1的人工混合矿为例说明本发明的效果。以下案例，除特别声明外，所采用的矿物的成分均如表1所示。本实施例均采用钢锻介质磨矿，试验不同在于钢锻介质尺寸及配比、充填率和磨矿时间不同。浮选流程与实施例1相同。(以下案例中，锻磨的直径指锻的横截面的直径(宽度方面的长度))

实施例5：钢锻直径分别10，5，2mm，长分别为直径的1.5倍，配比为5:3:2，充填率为50％，磨矿时间为15min；

实施例6：钢锻直径分别10，5，2mm，长分别为直径的2倍，配比为5:3:2，充填率为50％，磨矿时间为15min；

实施例7：钢锻直径分别10，5，2mm，长分别为直径的1倍，配比为5:3:2，充填率为50％，磨矿时间为15min；

实施例8：钢锻直径分别10，5，2mm，长分别为直径的1.5倍，配比为4:3:2，充填率为50％，磨矿时间为15min；

实施例9：钢锻直径分别10，5，2mm，长分别为直径的1.5倍，配比为5:2:2，充填率为50％，磨矿时间为15min；

实施例10：钢锻直径分别10，5，2mm，长分别为直径的1.5倍，配比为5:3:2，充填率为30％，磨矿时间为15min；

实施例11：钢锻直径分别10，5，2mm，长分别为直径的1.5倍，配比为5:3:2，充填率为60％，磨矿时间为15min；

实施例12：钢锻直径分别20，10，1mm，长分别为直径的1.5倍，配比为5:3:2，充填率为50％，磨矿时间为15min；

实施例13：钢锻直径分别10，5，2mm，长分别为直径的1.5倍，配比为5:3:2，充填率为50％，磨矿时间为5min；

实施例14：钢锻直径分别10，5，2mm，长分别为直径的1.5倍，配比为5:3:2，充填率为50％，磨矿时间为40min；

对比例1：钢锻直径分别10，5，2mm，长分别为直径的1.5倍，配比为5:3:2，充填率为20％，磨矿时间为15min；

对比例2：钢锻直径分别10，5，2mm，长分别为直径的1.5倍，配比为5:3:2，充填率为70％，磨矿时间为15min；

对比例3：钢锻直径分别10，5mm，长分别为直径的1.5倍，配比为5:5，充填率为50％，磨矿时间为15min；

对比例4：钢锻直径分别10，2mm，长分别为直径的1.5倍，配比为5:5，充填率为50％，磨矿时间为15min；

对比例5：钢锻直径分别5，2mm，长分别为直径的1.5倍，配比为5:5，充填率为50％，磨矿时间为15min；

对比例6：钢锻直径为10mm，长为直径的1.5倍，充填率为50％，磨矿时间为15min；

对比例7：钢锻直径为5mm，长为直径的1.5倍，充填率为50％，磨矿时间为15min；

对比例8：钢锻直径为2mm，长为直径的1.5倍，充填率为50％，磨矿时间为15min；

表6实施例5～14和对比例1～8浮选分离试验结果

试验结果如表6所示，结果表明：同为钢锻介质磨矿时，钢锻介质尺寸及配比、充填率和磨矿时间的不同显著影响着铜精矿的回收率和品位。在本发明限定参数范围内，能得到较好的铜精矿的回收率和品位，在本发明优选参数范围内，能得到更好的铜精矿的回收率和品位。限定参数范围为：

锻型磨矿介质的充填率为30％-60％，优选为40-50％。

锻型磨矿介质的长宽比为(2-1)：1，其中，优选为1.8-1.3：1。

介质径向尺寸为2mm–10mm，优选为大、中、小介质径向尺寸为(8-10)，(4-6)，(2-3)mm。

磨矿介质由大到小的质量比为(3-6):(1-3):(1-3)，优选为质量比为(4-5):(2-3):2。

磨矿时间为2-60min，优选为8-30min，进一步优选为10-20min。

Claims

1.一种提升铜硫矿物分选效果的磨矿方法，其特征在于，采用锻型磨矿介质对铜硫矿物进行磨矿处理；

所述的锻型磨矿介质包括锻A、锻B和锻C；

其中，锻A、锻B和锻C的长径比为(1-2)：1；

锻A：锻B：锻C的长度比为3~10:1.1~2.5:1；且锻A的长度为10-20mm；

锻A、锻B和锻C的质量比为(3-6): (1-3): (1-3)；

磨矿阶段的锻型磨矿介质的充填率为30%-60%。

2.如权利要求1所述的提升铜硫矿物分选效果的磨矿方法，其特征在于，锻A、锻B和锻C的横截面呈圆形。

3.如权利要求2所述的提升铜硫矿物分选效果的磨矿方法，其特征在于，所述的锻A、锻B和锻C的材质为玛瑙、陶瓷或钢。

4.如权利要求1所述的提升铜硫矿物分选效果的磨矿方法，其特征在于，锻A、锻B和锻C的长径比为1.2~2：1。

5.如权利要求4所述的提升铜硫矿物分选效果的磨矿方法，其特征在于，锻A的长径比为1.2~1.5；锻B的长径比为1.2~1.5；锻C的长径比为1.5~2.0。

6.如权利要求1所述的提升铜硫矿物分选效果的磨矿方法，其特征在于，锻A：锻B：锻C的长度比为3~5:1.5~2.5:1。

7.如权利要求1所述的提升铜硫矿物分选效果的磨矿方法，其特征在于，锻A、锻B和锻C的质量比为(4-5): (2-3): 2。

8.如权利要求1所述的提升铜硫矿物分选效果的磨矿方法，其特征在于，磨矿阶段的锻型磨矿介质的充填率为40-50%。

9.如权利要求1所述的提升铜硫矿物分选效果的磨矿方法，其特征在于，磨矿处理的时间为2-60 min。

10.如权利要求9所述的提升铜硫矿物分选效果的磨矿方法，其特征在于，磨矿处理的时间为8-30 min。

11.如权利要求9所述的提升铜硫矿物分选效果的磨矿方法，其特征在于，磨矿处理的时间为10-20 min。

12.如权利要求1~11任一项所述的提升铜硫矿物分选效果的磨矿方法，其特征在于，所述的铜硫矿物为包含铜硫化矿和铁硫化矿的混合矿。

13.一种提升铜硫矿物分选效果的浮选方法，其特征在于，采用权利要求1~12任一项所述的方法进行磨矿，随后进行调浆、浮选处理，获得铜硫化矿精矿和铁硫化矿尾矿。