CN114653471A - 一种提高硫化铜矿选矿效率的方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种提高硫化铜矿选矿效率的方法，包括原矿破碎、磨矿分级、药剂制备及添加、浮选、中矿返回再磨、精矿脱水、尾矿脱水。本发明方法充分发挥了磨机的潜能，在不增加磨机的前提下，实现了中矿再磨，中矿返回磨机再磨，相当于提高磨矿循环负荷，改善了磨矿粒度均匀性；中矿返回磨机再磨工艺实现了有用矿物的选择性磨矿，提高了目的矿物的单体解离度，为浮选创造了更好的粒度条件；中矿返回磨机再磨工艺实现了中矿的脱药，脱附的药剂与磨机内新鲜矿物再次作用，降低了浮选药剂消耗，同时延长了药剂与目的矿物的作用时间，有利于选别；上述的共同作用，提高了选矿效率即选矿指标。

Description

一种提高硫化铜矿选矿效率的方法

技术领域

本发明涉及矿业工程技术领域，具体涉及一种提高硫化铜矿选矿效率的方法。

背景技术

在自然界中，铜是典型的亲硫元素，主要以硫化铜矿的形式存在，但在强氧化的条件下也会形成氧化铜矿物。常见硫化铜矿包括黄铜矿CuFeS₂、辉铜矿Cu₂S、铜蓝CuS、斑铜矿Cu₅FeS₄、黝铜矿Cu₁₂Sb₄S₁₃等，硫化铜矿石除了各种形式的铜矿共生外，常见还与铅、锌、金、银、钼、铋、镍、钴形成多金属矿，即使以单一硫化铜矿为回收目的的矿石，也常常伴生黄铁矿等硫化矿。常见氧化铜矿包括孔雀石Cu₂(OH)₂CO₃、硅孔雀石(Cu ，Al)₂H₂Si₂O₅(OH)₄·nH₂O、蓝铜矿Cu₂[CO₃](OH)₂、赤铜矿Cu₂O等。

硫化矿浮选的发展经历了一百多年的历史，早期的表层浮选和全油浮选主要是利用矿物的天然可浮性与亲油性的差异进行的，通过对所使用的油料的品种及用量进行调节，达到矿物浮选分离的目的。

1925年黄药和1926年黑药的使用将浮选带入飞速发展的阶段，这标志着有机合成捕收剂开始应用于硫化矿的工业浮选，使浮选进入了捕收剂泡沫浮选阶段。捕收剂、起泡剂、调整剂和现代浮选机配合使用，有力的推动了硫化矿浮选的发展。到20世纪50年代，Twente开发出聚丙烯乙二醇醚起泡剂，Harris发明了Z-200(硫代氨基甲酸酯)，这是浮选里程碑式的发现。

硫氮及硫氨酯也是硫化矿的捕收剂。近年来国内外有人用丁黄腈酯(OSN-43)、丁黄烯酯(OS-43)及异硫脲盐代替黄药浮选黄铜矿。特别是丁黄腈酯选择性比黄药好，用于含毒砂的黄铜矿浮选，铜精矿中砷含量可降到0.5以下。

对硫化铜矿物的可浮性，可以归纳出如下几条规律：1.凡是不含铁的矿物，如辉铜矿、铜蓝，可浮性相似，氰化物、石灰对它们的抑制作用较弱。2.凡是含铁的铜矿物，如黄铜矿、斑铜矿，在碱性介质中易受氰化物和石灰的抑制。3.黄药类捕收剂阴离子，主要与阳离子Cu²⁺起化学吸附，所以表面含Cu多的矿物与黄药作用强。作用强弱的次序为：辉铜矿>铜蓝>斑铜矿>黄铜矿。4.硫化铜矿物的可浮性，还受到结晶粒度、嵌布粒度和原生、次生等因素的影响。结晶及嵌布过细的，比较难浮。次生硫化铜矿容易氧化，比原生铜矿难浮。

就单一硫化铜矿浮选工艺而言，由于硫化铜矿与黄铁矿（亦称硫铁矿）存在天然共生，因此单一硫化铜矿的浮选普遍存在铜、硫分离。由于硫化铜矿可浮性优于黄铁矿，传统工艺是“浮铜抑硫”，常用的抑制剂是石灰CaO。在水系环境中由于CaO强碱作用和空气的氧化作用，黄铁矿表面生成Fe(OH)₃，CaSO₄和Ca(OH)₂亲水性膜，黄铁矿被抑制。

就多金属硫化铜矿的浮选流程而言，结合铜铅锌多金属矿的浮选原理及生产实践，形成了如下四种主流工艺。1.优先浮选流程：即按矿石中铜、铅、锌矿物的可浮性，有针对性制定浮选药剂制度，把矿物从矿浆中依次浮选出来，分别得到单独的精矿及废弃尾矿。优先浮选的优点是可以很好的分离有用矿物和脉石矿物以及有用矿物之间，缺点是流程较长，药剂种类多和用量大。2.铜、铅、锌矿物混合浮选，混合精矿再分离流程：把全部硫化矿物选到一种混合精矿中，然后再对混合精矿进行全部分选或部分分选。此种流程的优点是节省磨矿费用，节省浮选机，节省浮选药剂。缺点是在混合精矿中，有多余的药剂，在矿粒表面覆盖有捕收剂膜，这往往使得下一步要选择性地抑制一种矿物浮出另一种矿物的浮选分离作业发生困难，往往难以得到较好的分选指标。全混合浮选适用于处理那些有用矿物是不均匀嵌布，或彼此之间致密共生，或一种有用矿物在另一种矿物中呈细粒嵌布而他们的连生体在矿石中较粗地嵌布的多金属矿石，或较贫的多金属硫化矿石。3.部分混合浮选流程：此工艺是把可浮性相近的有用矿物选到混合精矿中再分离浮选。最常用的方法是把很易浮的铜、铅矿物先浮选出来，然后进行分离，尾矿再选锌。这种流程兼有优先浮选与混合浮选两种流程的优点，浮选分离的工艺条件易于控制。被广泛使用。铜铅混浮、铜铅分离、尾矿浮锌的流程在多数情况下均能取得良好的选别指标。4.等可浮流程：将可浮性接近的各种矿物选到一种混合精矿中，然后进行分选。这种流程不用活化易浮的锌矿物，而且根据有用矿物的浮游难易程度选择在不同的工艺条件下进行浮选，所以比较节省药剂用量。缺点是浮选作业线较长，操作过程也比较复杂，一般和其他流程组合使用。

上述硫化矿浮选工艺流程多为一段粗选，多段精选得精矿，多段扫选得尾矿，具体选别段数因各个矿山矿石性质及有用矿物与脉石矿物的嵌布特性不同，需要依据选矿试验而确定，浮选作业各段产生的中矿一般顺序循环返回前一段作业。这种传统选矿流程，磨矿分级与浮选作业都是独立的结构形式。中矿通过浮选机的自吸或坡地建厂的自流来实现，优点是简化了中矿运输方式，对于磨矿单体解离充分的矿石尚可适应。这种流程存在的缺陷：1.当有用矿物粗细不均嵌布，中矿连生体不能解离，若进入产品，则影响产品质量，若进入尾矿，则造成有用资源流失；2.各中矿在浮选作业之间循环，浓度低，降低了有用矿物的浮选时间；3.中矿携带各种浮选药剂，恶化了浮选环境，使操作难度加大；4.工艺耗水水多、污水排放量大：

5.粗粒连生体若再磨再选回收，只有增加设备，延长流程，从而加大了建设投资。

传统硫化矿浮选过程采用石灰“抑硫浮铜”，需要pH高达10-12，石灰用量一般大于1000g/t。石英、硅酸盐、氧化铁矿物、碳酸盐矿物的零表面电位即pH_ＰＺＣ或零电点即pH_ＩＥＰ值分别为 2、5、7、9.5左右，如当pH=11左右时，石英的表面电位高达-120ｍＶ，氧化铁矿物的表面电位接近-60ｍＶ，这些矿物表明均显著带有负电位，同电相斥，细粒部分表现为高度分散，不易沉降，给尾矿浓缩沉降带来困难。

就选矿行业而言，磨矿作业是能耗、材料消耗高，且对后续选别工序影响极大的作业，其投资占全厂总投资的45%左右，电耗占选矿成本的50%-60%，生产经营费用占选厂成本的40%以上。因此提高磨矿效率、降低能耗并改善磨矿产品质量， 对选厂提质、增产、降耗具有重大意义。

多碎少磨，降低入磨粒度；磨机精确化补球；提高闭路磨矿的分级效率；适当提高闭路磨矿的返砂比。这些磨矿技术原理已得到广泛认同并付诸于生产实践。

选矿效率(E)：又叫选别效率，是表示选别效果好坏的综合指标。理想的选矿是将原矿中的有用成分全部回收到精矿中去，而不回收脉石。极端情况为无选别时，E值为零，当达到理想分选效果时，E值为100%。

较常用的选矿效率的计算公式有以下两种：

前者适用于原矿品位和精矿品位以及富矿比都不高的低品位矿石的粗选和预选作业。后者适用于原矿品位低而精矿品位高的有色金属和稀有金属矿石的选别，也适用于金矿石的选别。在上两式中，ε为选矿回收率;γ为精矿产率;α为原矿品位;β为精矿品位;θ为尾矿品位;β_纯为目的矿物的纯矿物中有用成分的百分比含量，如对黄铜矿CuFeS_2，而言，因CuFeS₂中Cu的理论质量分数为34.6%，因此黄铜矿的β_纯=34.6%。

就硫化铜矿的浮选而言，多为与浮选药剂有关的专利及技术论文，磨矿分级与浮选作业都是独立的结构形式，尚没有以改进浮选工艺来提高硫化铜矿选矿效率的相关报道。

发明内容

基于以上所述，本发明的目的是提供一种通过改进浮选工艺来提高硫化铜矿选矿效率的方法。本发明实现了硫化铜矿磨矿分级与选别两个作业之间的大闭路循环，通过添加无机氧化剂，有机多糖聚合物及它们的组合以抑制黄铁矿而实现硫化铜矿的低pH浮选，提高了闭路磨矿的返砂比，缩短了磨矿时间，减轻了磨矿泥化，改善了磨矿产品粒度的均匀性，提高了目的矿物的单体解离度，降低了药剂消耗，提高了选矿经济技术指标。

为实现其目的，本发明采用如下技术方案：

一种提高硫化铜矿选矿效率的方法，其原理图见图1，包括以下步骤：

步骤一、原矿破碎：采用两段或三段破碎工艺将原矿破碎至球磨机磨矿作业所需的粒度；需要的破碎段数取决于原矿的最大粒度，要求的最终破碎粒度以及各段所能达到的破碎比，即取决于要求的总破碎比及各段破碎比；

露天开采时，采矿粒度一般500-1300mm;井下开采时，原矿粒度一般300-600mm。自磨机的给矿粒度上限为150-350mm,棒磨机的给矿粒度上限为20-40mm,球磨机的给矿粒度上限为10-20mm。球磨机和棒磨机作业前的破碎常用两段或三段来实现；

步骤二、磨矿分级：破碎产品给入球磨机与分级设备构成的闭合回路，通过磨矿介质的破碎与研磨作用实现目的矿物与脉石矿物的大部分解离，为选别工艺创造条件；其中，当磨矿细度要求-200目占比70%以内时，采用一段磨矿；磨矿的细度要求-200目占比70%以上时，采用两段磨矿；

步骤三、药剂制备及添加：硫化铜矿捕收剂为黄药类、黑药类、硫胺酯类或硫氮酯类的其中一种，制备为质量分数2-10%的水溶液；起泡剂为松醇油即2^#油，呈原液形式添加；“浮铜抑硫”调整剂为石灰，抑制剂为无机氧化剂或有机多糖聚合物，其中，调整剂添加在球磨机或棒磨机内，捕收剂、起泡剂添加在矿浆搅拌槽内，在精选段添加无机氧化剂或有机多糖聚合物，扫选段添加捕收剂和起泡剂；药剂添加量因矿石性质而异，需选矿试验而确定；药剂添加顺序为：调整剂→抑制剂→捕收剂→起泡剂；

步骤四、浮选：矿浆经加药搅拌后进行粗选、多次精选、扫选，得到精矿、中矿、尾矿和回收的金属；矿浆经加药搅拌后进行浮选的第一个作业称为粗选，其目的是尽可能把待浮的疏水产物分选出来。对粗选的泡沫进行再浮的作业称为精选，其目的是提高精矿品位。对粗选槽中残留物进行再浮的作业称为扫选，目的是提高回收率；

步骤五、中矿返回再磨：精选尾矿和扫选精矿的品位介于精矿与尾矿间，需进一步处理称为中矿。本方法把前道中矿如一扫精矿和一精尾矿或一扫精矿加一精和二精尾矿合并后返回磨矿作业。将浮选中矿采用振动细筛筛分分级，筛上物进一段球磨再磨，筛下物作为二段球磨排矿水，当磨矿作业仅为一段时，筛下物作为一段球磨排矿水；

步骤六、精矿脱水：将精矿浓缩、过滤，脱去的水生产循环使用，滤饼为铜精粉；

步骤七、尾矿脱水：将尾矿浓缩、过滤，脱去的水生产循环使用，高浓度尾矿直接输送到尾矿坝再次自由浓缩沉降堆存，或过滤后在尾矿坝干堆。

作为本发明技术方案的优选，所述步骤一中，破碎工艺一段破碎选择颚式破碎机或旋回破碎机，二段、三段破碎选择圆锥破碎机，当原矿粒度小于300mm时采用二段破碎工艺。

进一步地，所述步骤二中，分级设备为螺旋分级机、旋流器或细筛。

进一步地，所述步骤三中，无机氧化剂为Ca(ClO)₂、NaClO、MnO₂或KMnO₄中的一种；有机多糖聚合物为淀粉、糊精、CMC、腐植酸钠中的一种或多种。

进一步地，所述步骤四中，浮选设备维充气搅拌式浮选机、机械搅拌式浮选机或浮选柱。

进一步地，所述步骤六、七中，脱水用浓缩设备为浓密机，过滤设备为圆盘真空过滤机、压滤机或陶瓷过滤机。

基于以上阐述，本发明与现有提高硫化铜选矿效率的方法相比，具有以下有益效果：

1、本发明方法充分发挥了磨机的潜能，在不增加磨机的前提下，实现了中矿再磨，中矿返回磨机再磨，相当于提高磨矿循环负荷，改善了磨矿粒度均匀性；中矿返回磨机再磨工艺实现了有用矿物的选择性磨矿，提高了目的矿物的单体解离度，为浮选创造了更好的粒度条件；中矿返回磨机再磨工艺实现了中矿的脱药，脱附的药剂与磨机内新鲜矿物再次作用，降低了浮选药剂消耗，同时延长了药剂与目的矿物的作用时间，有利于选别；上述的共同作用，提高了选矿效率即选矿指标。

2、本发明方法在精选段添加非石灰抑制剂，实现了低pH值的“抑硫浮铜”，降低了矿物表面电位，减轻了同电位相斥现象，有利于尾矿中微细颗粒的沉降；中矿再磨后，磨矿工艺的循环负荷提高，缩短了磨矿时间，减轻了尾矿的泥化，粒度均匀性改善，两者均有利于后续尾矿的沉降浓缩，改善尾矿浓密机溢流水质，提高选矿过程循环水利用率，降低新水消耗。

3、本发明方法在精选段添加了无机氧化剂Ca(ClO)₂、NaClO、MnO₂ 、KMnO₄或者是有机多糖聚合物如淀粉、糊精、CMC、腐植酸钠及它们的组合抑制黄铁矿，在较低pH=8-9的条件下实现了“抑硫浮铜”，降低了各矿物表面电位，减轻同电位相斥现象，有利于尾矿沉降、浓缩。

附图说明

图1为本发明提高硫化铜选矿效率方法的原理图；

图2为现有提高硫化铜选矿效率方法的流程图；

图3为本发明实施例中提高硫化铜选矿效率方法的流程图。

具体实施方式

下面通过具体实施例对本发明提高硫化铜选矿效率的方法进行详细说明。

本实施例以某公司铜选厂为例， 该铜矿属于与火山作用有关的沉积变质热液叠加矿床， 根据矿石中矿物自然组合特征及含矿岩性，把铜矿石划分为两个自然类型，含铁碧玉岩型铜矿石和蚀变千枚岩型铜矿石。含铁碧玉岩型铜矿石中主要的铜矿物有黄铜矿、斑铜矿和少量的铜蓝，铁矿物以菱铁矿（未单独列出，包含在碳酸盐矿物中）为主，有少量的黄铁矿、镜铁矿和褐铁矿；脉石矿物由石英、碧玉、重晶石以及铁白云石、方解石等碳酸盐矿物组成。蚀变千枚岩型铜矿石中主要铜矿物是黄铜矿和少量的辉铜矿、铜蓝，铁矿物为黄铁矿、褐铁矿和镜铁矿，脉石矿物是千枚岩和石英、少量的碳酸盐、重晶石和极少量的泥质物质。矿区两种自然类型铜矿石中的硫化铜占有率在90%以上，粒度一般分布在0.025～0.085mm之间，最大可见0.300mm。矿石属单一硫化物铜矿石，黄铁矿可浮性好，易进入铜精矿影响精矿品位。

现工艺流程见图2：破碎工艺为典型的两段一闭路工艺，破碎产品粒度小于15mm。磨矿工艺为典型的两段闭路磨矿工艺，磨矿细度-200目±72%。浮选工艺为一粗三精两扫，中矿顺序返回的传统硫化矿浮选流程。浮选工艺采用石灰作为调整剂而抑制黄铁矿，在球磨机内及一次精选和三次精选处合计加石灰1180g/（t.原矿），粗选pH=±10，精选pH=±11。粗选作业在矿浆搅拌桶加丁基黄药±15g/t，2^#油±10g/t；一次扫选加丁基黄药±10g/t，2^#油±8g/t;二次扫选加酯205±8g/t。原矿Cu品位1.30%,精矿Cu品位22.03%，Cu金属回收率94.20%，选矿效率58.63%。由于矿石中千枚岩在磨矿作业容易泥化，尾矿中-15μm高达15.6%。浮选作业添加石灰量大，矿浆pH值高，生产过程尾矿浓密机溢流水时有跑浑而导致停产。

鉴于此，采用本发明方法对该铜选厂的硫化铜选矿方法进行工艺优化，见图3。

具体实施方法如下：

1）原矿破碎：采用原矿两段闭路破碎工艺。入厂原矿粒度最大300mm，经C80型颚式破碎机一段破碎后粒度变为50mm给入2YAH1836双层圆振筛筛分，小于15mm矿石为合格破碎产品，大于15mm矿石给入GP11FM圆锥破碎机经二段破碎后返回筛分，确保破碎产品粒度小于15mm。

2）磨矿分级：采用原两段闭路磨矿工艺。一段磨矿采用湿式格子型MQG2700×3600球磨机，分级采用高堰式 2FG-20型双螺旋分级机，经一段闭路磨矿，磨矿细度-200目45%左右。二段磨矿采用湿式溢流型MQY2700×3600球磨机，分级采用FX-350×6型水力旋流器分级 ，以-200目含量表征的磨矿细度70%-72%。

3）药剂制备及添加：调整剂石灰经微型皮带电子称计量后给入一段球磨，用量±560g/t，粗选pH=±9。捕收剂丁基黄药配制成10%的水溶液，复合抑制剂次氯酸钙与腐殖酸钠按质量比2：1配制成20%的水溶液，同时加入质量比0.003%的乙二胺四乙酸、5%的硅酸钠和0.2%氯化钠以提高次氯酸钙在水溶液中的稳定性。起泡剂2^#油和捕收兼气泡剂酯205不溶解于水，以原液形式添加。丁基黄药溶液，复合抑制剂溶液，2^#油和酯205原液通过智能加药机添加到各工艺点：其中丁基黄药粗选用量±13g/t，一扫用量±8g/t；复合抑制剂一段精选用量±120g/t，三段精选用量±60g/t，精选作业段pH=±8；2^#油粗选用量±8g/t，一扫用量±8g/t；酯205二扫用量±7g/t。

4）浮选：首先磨矿过程中添加石灰与矿物充分接触，大部分黄铁矿得以抑制。然后在粗选前的搅拌桶内添加捕收剂丁基黄药和起泡剂2^#油，矿浆搅拌2.5min-3min充分矿化后，进入粗选作业，粗选的泡沫产品为粗精矿，进入一段精选，同时添加复合抑制剂抑制黄铁矿，泡沫产品依次进入二段精选、三段精选，在三段精选时再次添加复合抑制剂抑制黄铁矿，三段精选泡沫产品即为铜精矿。浮选槽的底流在浮选机的自吸浆作用下依次进入一段扫选、二段扫选作业，扫选作业再次添加捕收剂和起泡剂加强硫化铜矿的回收，以保证Cu金属回收率。浮选作业槽采用XCF-8与 KYF-8型浮洗机的配制方式，其中XCF-8为吸浆机，KYF-8型为直流浮选槽。浮选用风采用外配鼓风机鼓入空气分别接入各作业段，通过调节阀控制风量。

5）中矿返回再磨：一段精选尾矿、二段精选尾矿和一段扫选精矿合为中矿，采用渣浆泵给入六联振动细筛脱水，筛上进入一段球磨再磨，筛下进入二段球磨出口，既作为排矿水，又用于调节旋流器分级浓度。

6）精矿脱水：精矿脱水分浓缩和过滤两个环节，浓缩设备为NT-15m周边传动式浓密机，过滤设备为1台TT-24m²陶瓷过滤机。滤饼为铜精粉，含水12%以下。脱去的水回泵站循环使用。

7）尾矿脱水：尾矿脱水也分浓缩和过滤两个环节，浓缩设备为NT-18m周边传动式浓密机，过滤设备为3台TT-80m²陶瓷过滤机，滤饼为尾矿，含水15%以下，堆存在干排尾矿坝。脱去的水回泵站循环使用。

按照本发明工艺优化后的效果：

1、中矿返回一段磨机再磨，实现了中矿的脱药，脱附的药剂与磨机内新鲜矿物再次作用，降低了浮选药剂消耗。与工艺优化前相比：粗选作业丁基黄药用量由15g/t降低到13g/t，降低13.33%；2^#油由10g/t降低到8g/t，降低20.0%。一段扫选作业丁基黄药用量由10g/t降低到8.0g/t，降低20.0%。二段扫选作业酯205用量由8g/t降低到7g/t，降低12.50%。

2、中矿返回一段磨机再磨，充分发挥了磨机的潜能，不增加磨机的前提下，实现了中矿再磨，实现了有用矿物的选择性磨矿，提高了目的矿物的单体解离度，为浮选创造了更好的粒度条件。脱附的药剂与磨机内新鲜矿物再次作用，延长了药剂与目的矿物的作用时间。

两者的协同作用，改善了选矿过程的经济技术指标：本发明实施后采用附图3优化后的工艺生产，原矿Cu品位1.28%，精矿Cu品位22.15%，Cu金属回收率95.87%，选矿效率60.05%。与实施前比较，在精矿品位略有升高的前提下Cu金属回收率提高1.67个百分点，选矿效率提高1.42个百分点。

4、在精选段添加次氯酸钙与腐殖酸钠的复合抑制剂，精选保持pH=±8即可，而原工艺精选作业须保持pH=±11，复合抑制剂实现了在较低碱度下“抑硫浮铜”，降低了矿物表面电位，减轻同电位相斥现象，有利于微细颗粒沉降。同时，一段精选尾矿、二段精选尾矿和一段扫选精矿这些中矿产率和为45%左右，一段分级机返砂55%左右，两项合计产率100%左右，中矿返回一段磨矿，相当于提高一段磨矿循环负荷，改善了磨矿粒度均匀性，尾矿中-15μm比例从15.6%降低到6.5%，减轻了尾矿泥化现象。两者协同作用，改善了尾矿浓密机溢流水质，提高选矿过程循环水利用率，降低新水消耗。

以上仅是本发明的优选实施例，应当指出的是，上述优选实施例不应视为对本发明的限制，本发明的保护范围应当以权利要求所限定的范围为准。对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明的精神和范围内，还可以做出若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。

Claims (7)

1.一种提高硫化铜矿选矿效率的方法，其特征在于，包括以下步骤：

步骤一、原矿破碎：采用两段或三段破碎工艺将原矿破碎至球磨机磨矿作业所需的粒度；

步骤二、磨矿分级：破碎产品给入球磨机与分级设备构成的闭合回路，通过磨矿介质的破碎与研磨作用实现目的矿物与脉石矿物的大部分解离；其中，当磨矿细度要求-200目占比70%以内时，采用一段磨矿；磨矿的细度要求-200目占比70%以上时，采用两段磨矿；

步骤三、药剂制备及添加：硫化铜矿捕收剂为黄药类、黑药类、硫胺酯类或硫氮酯类的其中一种，制备为质量分数2-10%的水溶液；起泡剂为松醇油即2^#油，呈原液形式添加；“浮铜抑硫”调整剂为石灰，抑制剂为无机氧化剂或有机多糖聚合物，其中，调整剂添加在球磨机或棒磨机内，捕收剂、起泡剂添加在矿浆搅拌槽内，在精选段添加无机氧化剂或有机多糖聚合物，扫选段添加捕收剂和起泡剂；药剂添加顺序为：调整剂→抑制剂→捕收剂→起泡剂；

步骤四、浮选：矿浆经加药搅拌后进行粗选、多次精选、扫选，得到精矿、中矿、尾矿和回收的金属；

步骤五、中矿返回再磨：将浮选中矿采用振动细筛筛分分级，筛上物进一段球磨再磨，筛下物作为二段球磨排矿水，当磨矿作业仅为一段时，筛下物作为一段球磨排矿水；

步骤六、精矿脱水：将精矿浓缩、过滤，脱去的水生产循环使用，滤饼为铜精粉；

步骤七、尾矿脱水：将尾矿浓缩、过滤，脱去的水生产循环使用，高浓度尾矿直接输送到尾矿坝再次自由浓缩沉降堆存，或过滤后在尾矿坝干堆。

2.根据权利要求1所述的一种提高硫化铜矿选矿效率的方法，其特征在于，步骤一中，所述破碎工艺，一段破碎选择颚式破碎机或旋回破碎机，二段、三段破碎选择圆锥破碎机。

3.根据权利要求1或2所述的一种提高硫化铜矿选矿效率的方法，其特征在于，当原矿粒度小于300mm时采用二段破碎工艺。

4.根据权利要求1所述的一种提高硫化铜矿选矿效率的方法，其特征在于，步骤二中，所述分级设备为螺旋分级机、旋流器或细筛。

5.根据权利要求1所述的一种提高硫化铜矿选矿效率的方法，其特征在于，步骤三中，所述无机氧化剂为Ca(ClO)₂、NaClO、MnO₂或KMnO₄中的一种；有机多糖聚合物为淀粉、糊精、CMC、腐植酸钠中的一种或多种。

6.根据权利要求1所述的一种提高硫化铜矿选矿效率的方法，其特征在于，步骤四中，所述浮选设备维充气搅拌式浮选机、机械搅拌式浮选机或浮选柱。

7.根据权利要求1所述的一种提高硫化铜矿选矿效率的方法，其特征在于，步骤六、七中，所述脱水用浓缩设备为浓密机，过滤设备为圆盘真空过滤机、压滤机或陶瓷过滤机。

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