CN114985100A - 一种低品位含金硫化铜矿高效节能选矿方法 - Google Patents
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Abstract
一种低品位含金硫化铜矿高效节能选矿方法，它包括铜金快浮+分步强化浮选+粗精矿选择性再磨后深度精选+精选尾矿强化扫选的技术线路，选择组合了以苯并噻唑‑2‑巯基+异丙基黄药+氢氧化钠为主要成分的高效选择性捕收剂MSB和以甲氧基聚丙烯乙二醇为主要成分的醇醚类起泡剂，具体包括八个工艺步骤与条件，能进一大步提高铜及伴生金矿回收效率，减少选矿耗水量及降低选矿成本，它具有既能提高铜金回收效率、减少选矿耗水量及降低选矿成本，又能缩短流程和稳定控制工艺等优点。
Description
技术领域
本发明涉及采矿方法，尤其涉及一种低品位含金硫化铜矿高效节能选矿方法。
背景技术
铜是新能源、新材料最重要的矿物原料，特别是“双碳”背景下，对铜的需求量将继续加大。随易采易选铜矿石的减少，有限的矿产资源变得越来越贫乏，赋存的矿产资源呈“贫、细、杂、难”的特点，选矿回收的难度越来越大，且选矿成本及能耗亦在不断攀升。
目前硫化铜矿的选矿方法主要是采用浮选法，近年来在硫化铜矿浮选工艺上也不断呈现一些新工艺流程，主要以“快收、早收、早丢”为原则，表现在多碎少磨、异步浮选、分支串流浮选、电化学控制浮选和原生电位调控浮选。自然界中，伴生金资源主要分布在硫化铜、硫化铜铁及硫化铅锌矿石中，由于共伴生金嵌布粒度粗细不均，金捕收剂对矿石的适应能力不强，加上金或黄铁矿金对矿浆pH值极为敏感，导致传统浮选工艺及药剂制度也难以满足伴生金高效回收的要求，严重影响了伴生金矿物的综合回收效果。现有硫化铜选矿工艺普遍存在选矿工艺流程长，选矿能耗偏高，低品位细粒嵌布铜矿物及伴生金矿物资源回收效率低，工艺控制不稳定等缺陷或问题。
为此研发一种低品位含金硫化铜矿高效节能选矿方法就显得尤为迫切。
发明内容
本发明的任务是为了克服现有技术的不足，提供一种低品位含金硫化铜矿高效节能型选矿方法，它既能提高铜金回收效率、减少选矿耗水量及降低选矿成本，又能缩短流程和稳定控制工艺。
本发明的任务是通过以下技术方案来完成的：
一种低品位含金硫化铜矿高效节能选矿方法，针对原矿石铜品位小于0.5％，伴生金品位小于0.3g/t，它主要包括但并不限于铜金快浮+分步强化浮选+粗精矿选择性再磨后深度精选+精选尾矿强化扫选的技术线路或构思，选择组合了以苯并噻唑-2-巯基+异丙基黄药+氢氧化钠为主要成分的高效选择性捕收剂MSB和以甲氧基聚丙烯乙二醇为主要成分的醇醚类起泡剂，能进一大步提高铜及伴生金矿回收效率，减少选矿耗水量及降低选矿成本。
申请文件中涉及的百分比％为质量百分比。
本发明与现有技术相比，具有以下优点或效果：
(1)由于打破了常规“粗选+扫选”的流程，设置了“铜金快浮-分步强化浮选+粗精矿选择性再磨后深度精选+精选尾矿强化扫选”工艺流程，采用了三次粗选分步实现不同可浮性的铜金矿物梯度回收，“铜粗精矿+精扫精矿”的选择性再磨促进了含铜连生体矿物的深度解离，精扫尾矿依据品位性质的针对性返回二段粗选，使难浮目的矿物得到多收，多项新工艺的优化组合实现了易浮铜金单体矿物快速回收，连生体矿物的强化回收，所以整体提升了低品位铜金资源的选矿回收率。
(2)由于优化了药剂的作用场合，提出了“球磨机内石灰混合研磨调浆、浮选前矿浆除渣筛筛下缓冲箱加药调浆”的技术思路，改变了传统的浮选搅拌槽全部药剂混合添加调浆的工艺方案，所以预先创造了良好的浮选pH环境，延长了药剂与目的矿物的作用时间，增强了矿物表面疏水物质的形成，为铜金矿物快浮提供了良好条件，使得铜金矿物早收快收。
(3)由于设计了与矿物性质相适配的32～35％浮选作业浓度，打破了传统28～30％的选铜作业浓度，提高了浮选生产能力，延长了浮选时间，减少了浮选用水；创造了精扫选尾矿低浓度矿浆浓缩，浓缩出碱性含钙及捕收剂离子的溢流回水内部短距离循环回用于磨矿分级补加水，浓缩底流高浓度矿浆返回至二段粗选强化回收，节省了浮选药剂，实现了浮选系统回水的短距离利用，所以有效降低了选矿成本，实现了选矿过程的节能节水。
(4)由于选择组合了以“苯并噻唑-2-巯基、异丙基黄药、氢氧化钠”为主要成分的高效选择性捕收剂，能与低碱度浮选矿浆环境及分步强化浮选流程相匹配；还筛选了以“甲氧基聚丙烯乙二醇”为主要成分的醇醚类起泡剂，具有低粘度、起泡能力强、高度选择性、泡沫均匀、溶解性好，且可适应于不同pH的矿浆环境的特性，所以这两类药剂还表现出药剂用量小、高效环保的显著优势，有效提高了铜金及含铜金连生体矿物的浮选性能，实现了铜金矿物的高效选择性回收。
(5)由于本发明是一种高效、节能、节水、节药、对矿石适应性强、综合回收效率高的低品位含金硫化铜矿的选矿方法，所以有效提高了低品位有价铜及伴生金资源的综合回收能力，对提高该类资源的综合利用率、保障优质铜精矿原料供给、促进新能源新材料生态型经济社会发展具有重大意义。
附图说明
图1是依据本发明提出的一种低品位含金硫化铜矿高效节能选矿方法工艺流程示意图。
以下结合附图对说明作进一步详细地描述。
具体实施方式
如图1所示，本发明的一种低品位含金硫化铜矿高效节能选矿方法，针对原矿石铜品位小于0.5％，伴生金品位小于0.3g/t，它主要包括但并不限于铜金快浮+分步强化浮选+粗精矿选择性再磨后深度精选+精选尾矿强化扫选的技术线路或构思，选择组合了以苯并噻唑-2-巯基+异丙基黄药+氢氧化钠为主要成分的高效选择性捕收剂MSB和以甲氧基聚丙烯乙二醇为主要成分的醇醚类起泡剂，能进一大步提高铜及伴生金矿回收效率，减少选矿耗水量及降低选矿成本。
本发明的工艺可以进一步是：
它具体包括以下工艺步骤与条件：
A.将原矿矿石碎磨，得到半自磨磨矿产品，将半自磨磨矿产品进行筛分，筛上顽石进入顽石破碎机进行开路细碎后，得到顽石破碎产品，顽石破碎产品进入半自磨中再磨，筛下矿浆进入渣浆泵池；
B.将渣浆泵池中的矿浆分级，得到分级溢流和分级沉砂，分级沉砂进入球磨机进行磨矿得到球磨机磨矿产品，球磨机磨矿产品返回渣浆泵池重复分级，向球磨机中添加一定量石灰进行调浆，分级溢流进入矿浆除渣筛除杂，得到筛下矿浆和筛上渣屑杂物，筛下矿浆进入矿浆缓冲箱；
C.向步骤B中所述矿浆缓冲箱内加入一定量的捕收剂MSB和起泡剂，加药后的矿浆通过管道自流至矿浆搅拌槽进行强化搅拌调浆；
D.对步骤C完成强化搅拌调浆的混合矿浆进行第一次铜粗选，得到铜粗选1粗精矿和铜粗选1尾矿，对铜粗选1尾矿进行第二次铜粗选，添加一定量的捕收剂MSB和起泡剂，得到铜粗选2粗精矿和铜粗选2尾矿，对铜粗选2尾矿进行第三次铜粗选，添加一定量的捕收剂MSB和起泡剂，得到铜粗选3粗精矿和最终尾矿；
E.将步骤D得到的铜粗选2粗精矿和铜粗选3粗精矿合并后进行再磨分级，得到再磨分级沉砂和再磨分级溢流，再磨分级沉砂进入再磨球磨机进行磨矿得到再磨球磨机磨矿产品，向再磨球磨机中添加一定量的石灰进行调浆，再磨球磨机磨矿产品返回重复分级，再磨分级溢流进入精选搅拌槽搅拌调浆；
F.将步骤E完成精选搅拌调浆的矿浆进行三次精选，分别得到含有伴生金的铜精矿产品和铜精选1中矿、铜精选2中矿、铜精选3中矿，铜精选2中矿和铜精选3中矿分别顺序返回到上一层重复作业，铜精选2精矿与步骤D所得铜粗选1粗精矿合并直接进行第三次精选；
G.对步骤F中得到的铜精选1中矿进行精扫选，得到铜精扫中矿和铜精扫尾矿，铜精扫中矿和步骤D、步骤E铜粗选2粗精矿、铜粗选3粗精矿合并进行再磨分级；
H.对步骤G中得到的铜精扫尾矿进行浓缩，得到浓缩底流矿浆和浓缩溢流水，将浓缩底流矿浆和步骤D铜粗选1尾矿合并进行第二次铜粗选，浓缩溢流水进入步骤A、B渣浆泵池作为磨矿分级的补充加水。
所述步骤A原矿矿石中-150mm粒度级别含量占原矿总质量的80％以上，半自磨磨矿产品的矿石浓度为75～85％。
所述步骤B矿浆分级渣浆泵池内矿浆的矿石浓度为50～55％且其所含矿石中细度为-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量的25～30％。
所述步骤B矿浆分级石灰的添加量为500～800g/t。
所述步骤B矿浆分级是将矿浆打向水力旋流器进行分级，分级溢流的矿石浓度为32～35％且其所含矿石中细度为-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量的60～65％，分级沉砂的矿石浓度为72～77％且其所含矿石中细度为-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量的8～12％。
所述步骤C捕收剂MSB的添加量为10～15g/t，起泡剂甲氧基聚丙烯乙二醇的添加量为3～6g/t。
所述步骤D第一次铜粗选作业浓度为32～35％。
所述步骤D第二次铜粗选作业浓度为32～35％，捕收剂MSB添加量为5～10g/t，起泡剂甲氧基聚丙烯乙二醇的添加量为2～4g/t。
所述步骤D第三次铜粗选作业浓度为31～34％，捕收剂MSB添加量为3～6g/t，起泡剂甲氧基聚丙烯乙二醇的添加量为2～4g/t。
所述步骤E再磨分级沉砂矿石浓度为60～65％且其所含矿石中细度为-0.044mm粒度级别占其所含矿石总质量的20～30％，再磨分级溢流的矿石浓度为20～25％且其所含矿石中细度为-0.044mm粒度级别占其所含矿石总质量的70～80％。
所述步骤E再磨分级石灰的添加量为1000～1500g/t。
所述步骤F第一至三次精选作业浓度均为20～25％。
所述步骤G精扫选作业浓度为15～20％。
所述步骤H浓缩底流矿浆浓度为35～40％，浓缩溢流水pH值为10.5～11.5。
所述捕收剂MSB由苯并噻唑-2-巯基、异丙基黄药、氢氧化钠按质量比25～30:50～60:10～20混合制得。
实施例1
针对原矿石铜品位小于0.5％，伴生金品位小于0.3g/t，将-150mm粒度级别含量占原矿总质量的80％以上的原矿矿石碎磨，得到矿石浓度为75～80％的半自磨磨矿产品，将半自磨磨矿产品进行筛分，得到筛上顽石和筛下矿浆，筛上顽石进入顽石破碎机进行开路细碎后，得到顽石破碎产品，顽石破碎产品进入半自磨中再磨，筛下矿浆进入渣浆泵池；渣浆泵池中矿石浓度为50～55％且将其所含矿石中细度为-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量的25～30％的矿浆分级，得到矿石浓度为32～35％且其所含矿石中细度为-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量的60～65％的分级溢流和矿石浓度为72～77％且其所含矿石中细度为-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量的8～12％的分级沉砂，分级沉砂进入球磨机进行磨矿得到球磨机磨矿产品，球磨机磨矿产品返回渣浆泵池重复分级，向球磨机中添加500～800g/t石灰进行调浆，分级溢流进入矿浆除渣筛除杂，得到筛下矿浆和筛上渣屑杂物，筛下矿浆进入矿浆缓冲箱；向步骤B矿浆缓冲箱内加入10～15g/t的捕收剂MSB和3～6g/t的起泡剂甲氧基聚丙烯乙二醇，所述加药后的矿浆通过管道自流至矿浆搅拌槽进行强化搅拌调浆：对步骤C强化搅拌调浆的混合矿浆进行第一次铜粗选，得到铜粗选1粗精矿和铜粗选1尾矿；铜粗选1尾矿进行第二次铜粗选，作业过程中添加一定量的捕收剂MSB和起泡剂；得到铜粗选2粗精矿和铜粗选2尾矿；铜粗选2尾矿进行第三次铜粗选，作业过程中添加一定量的捕收剂MSB和起泡剂；得到铜粗选3粗精矿和最终尾矿；将步骤D铜粗选2粗精矿和铜粗选3粗精矿合并后进行再磨分级，得到再磨分级沉砂和再磨分级溢流，再磨分级沉砂进入再磨球磨机进行磨矿得到再磨球磨机磨矿产品，向再磨球磨机中添加一定量的石灰进行调浆，再磨球磨机磨矿产品返回重复分级，再磨分级溢流进入精选搅拌槽搅拌调浆；对步骤E精选搅拌调浆的矿浆进行三次精选，分别得到铜精矿和铜精选1中矿、铜精选2中矿、铜精选3中矿，铜精选2和铜精选3中矿分别顺序返回到上一层重复作业，铜精选2精矿与步骤D铜粗选1粗精矿合并直接进行第三次精选；对步骤F铜精选1中矿进行精扫选，得到铜精扫中矿和铜精扫尾矿，铜精扫中矿和步骤D、F铜粗选2粗精矿、铜粗选3粗精矿合并进行再磨分级；对步骤G铜精扫尾矿进行浓缩，得到浓缩底流矿浆和浓缩溢流水，浓缩底流矿浆和步骤D铜粗选1尾矿合并进行第二次铜粗选，浓缩溢流水进入步骤A、D渣浆泵池作为磨矿分级补加水。
实施例2
针对原矿石铜品位小于0.5％，伴生金品位小于0.3g/t，将-150mm粒度级别含量占原矿总质量的80％以上的原矿矿石碎磨，得到矿石浓度为75～80％的半自磨磨矿产品，将半自磨磨矿产品进行筛分，得到筛上顽石和筛下矿浆，筛上顽石进入顽石破碎机进行开路细碎后，得到顽石破碎产品，顽石破碎产品进入半自磨中再磨，筛下矿浆进入渣浆泵池；将渣浆泵池中矿石浓度为50～55％且其所含矿石中细度为-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量的25～30％的矿浆分级，得到矿石浓度为32～35％且其所含矿石中细度为-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量的60～65％的分级溢流和矿石浓度为72～77％且其所含矿石中细度为-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量的8～12％的分级沉砂，分级沉砂进入球磨机进行磨矿得到球磨机磨矿产品，球磨机磨矿产品返回渣浆泵池重复分级，向球磨机中添加500～800g/t石灰进行调浆，分级溢流进入矿浆除渣筛除杂，得到筛下矿浆和筛上渣屑杂物，筛下矿浆进入矿浆缓冲箱；向步骤B矿浆缓冲箱内加入10～15g/t的捕收剂MSB和3～6g/t的起泡剂甲氧基聚丙烯乙二醇，加药后的矿浆通过管道自流至矿浆搅拌槽进行强化搅拌调浆，捕收剂MSB由“苯并噻唑-2-巯基、异丙基黄药、氢氧化钠”按质量比25～30:50～60:10～20混合制得；对步骤C强化搅拌调浆后浓度为32～35％的混合矿浆进行第一次铜粗选，得到铜粗选1粗精矿和铜粗选1尾矿；将铜粗选1尾矿进行作业浓度为32～35％的第二次铜粗选，作业过程中添加5～10g/t的捕收剂MSB和2～4g/t的起泡剂甲氧基聚丙烯乙二醇；得到铜粗选2粗精矿和铜粗选2尾矿，铜粗选2尾矿进行作业浓度为31～34％的第三次铜粗选，作业过程中添加3～6g/t的捕收剂MSB和2～4g/t起泡剂甲氧基聚丙烯乙二醇，得到铜粗选3粗精矿和最终尾矿；步骤D铜粗选2粗精矿和铜粗选3粗精矿合并后进行再磨分级，得到再磨分级沉砂和再磨分级溢流，再磨分级沉砂进入再磨球磨机进行磨矿得到再磨球磨机磨矿产品，再磨球磨机中添加一定量的石灰进行调浆，再磨球磨机磨矿产品返回重复分级，再磨分级溢流进入精选搅拌槽搅拌调浆；将步骤E精选搅拌调浆的矿浆进行三次精选，分别得到铜精矿和铜精选1中矿、铜精选2中矿、铜精选3中矿，铜精选2和铜精选3中矿分别顺序返回到上一层重复作业，铜精选2精矿与步骤D铜粗选1粗精矿合并直接进行第三次精选；对步骤F铜精选1中矿进行精扫选，得到铜精扫中矿和铜精扫尾矿，铜精扫中矿和步骤D、F铜粗选2粗精矿、铜粗选3粗精矿合并进行再磨分级；对步骤G铜精扫尾矿进行浓缩，得到浓缩底流矿浆和浓缩溢流水，浓缩底流矿浆和步骤D铜粗选1尾矿合并进行第二次铜粗选，浓缩溢流水进入步骤A、B渣浆泵池作为磨矿分级补加水。
实施例3
选别的矿石为某低品位含金硫化铜矿石，原矿含铜0.38％，含金0.23g/t；金属硫化物为黄铜矿和黄铁矿；脉石矿物以硅酸盐矿物为主，以石英和钾长石为主，其次为白云母、钠长石、黑云母和绿泥石等；主要有自然金和银金矿，其它以黄铁矿包裹金形势存在，部分黄铜矿与硅酸盐矿物连生紧密，呈细粒嵌布。
用本发明的方法，将-150mm粒度级别含量占原矿总质量的80％以上的原矿矿石碎磨，得到矿石浓度为78％的半自磨磨矿产品，将半自磨磨矿产品进行筛分，得到筛上顽石和筛下矿浆，筛上顽石进入顽石破碎机进行开路细碎后，得到顽石破碎产品，顽石破碎产品进入半自磨中再磨，筛下矿浆进入渣浆泵池；将渣浆泵池中矿石浓度为52％且其所含矿石中细度为-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量的26％的矿浆分级，得到矿石浓度为33％且其所含矿石中细度为-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量的63％的分级溢流和矿石浓度为75％且其所含矿石中细度为-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量的10％的分级沉砂，分级沉砂进入球磨机进行磨矿得到球磨机磨矿产品，球磨机磨矿产品返回渣浆泵池重复分级，向球磨机中添加750g/t石灰进行调浆，分级溢流进入矿浆除渣筛除杂，得到筛下矿浆和筛上渣屑杂物，筛下矿浆进入矿浆缓冲箱；向步骤B矿浆缓冲箱内加入12g/t的捕收剂MSB和5g/t的起泡剂甲氧基聚丙烯乙二醇，加药后的矿浆通过管道自流至矿浆搅拌槽进行强化搅拌调浆；对步骤C强化搅拌调浆后浓度为33％的混合矿浆进行第一次铜粗选，得到铜粗选1粗精矿和铜粗选1尾矿，铜粗选1尾矿进行作业浓度为33％的第二次铜粗选，作业过程中添加6g/t的捕收剂MSB和3g/t的起泡剂甲氧基聚丙烯乙二醇，得到铜粗选2粗精矿和铜粗选2尾矿，铜粗选2尾矿进行作业浓度为32％的第三次铜粗选，作业过程中添加4g/t的捕收剂MSB和3g/t起泡剂甲氧基聚丙烯乙二醇；得到铜粗选3粗精矿和最终尾矿；将步骤D得到的铜粗选2粗精矿和铜粗选3粗精矿合并后进行再磨分级，得到矿石浓度为62％且其所含矿石中细度为-0.044mm粒度级别占其所含矿石总质量的25％的再磨分级沉砂和矿石浓度为22％且其所含矿石中细度为-0.044mm粒度级别占其所含矿石总质量的75％的再磨分级溢流，再磨分级沉砂进入再磨球磨机进行磨矿得到再磨球磨机磨矿产品，向再磨球磨机中添加1300g/t的石灰进行调浆，再磨球磨机磨矿产品返回重复分级，再磨分级溢流进入精选搅拌槽搅拌调浆；对步骤E精选搅拌调浆的矿浆进行精选作业浓度为22％的第一次精选、21％的第二次精选、20％的第三次精选，分别得到铜精矿和铜精选1中矿、铜精选2中矿、铜精选3中矿，铜精选2和铜精选3中矿分别顺序返回到上一层重复作业，铜精选2精矿与步骤D所述铜粗选1粗精矿合并直接进行第三次精选；对步骤F铜精选1中矿进行作业浓度为18％精扫选，得到铜精扫中矿和铜精扫尾矿，铜精扫中矿和步骤D、E铜粗选2粗精矿、铜粗选3粗精矿合并进行再磨分级；对步骤G铜精扫尾矿进行浓缩，得到浓度为37％的浓缩底流矿浆和pH值为11.0浓缩溢流水，浓缩底流矿浆和步骤D铜粗选1尾矿合并进行第二次铜粗选，浓缩溢流水进入步骤A、B渣浆泵池作为磨矿分级补加水,捕收剂MSB由“苯并噻唑-2-巯基、异丙基黄药、氢氧化钠”按质量比30:60:10混合制得。
本实施例获得的铜精矿含铜品位20.64％、伴生金品位10.8g/t，铜回收率90.15％、金回收率72.35％。
对比例：对上述同样矿，采用传统的硫化铜矿石浮选工艺进行选矿，即采用浮选搅拌槽调浆加药，中矿正常顺序返回，丁基黄药做选铜捕收剂处理该矿石，获得的铜精矿铜品位18.24％、伴生金品位8.52g/t，铜回收率85.47％、金回收率60.53％。
显然，采用本发明的方法较传统方法提高了铜及伴生金矿回收效率且减少了选矿耗水量及降低选矿成本
如上所述，便可较好地实现本发明。上述实施例仅为本发明最佳的实施方式，但本发明的实施方式并不受上述实施例的限制，其他未背离本发明的精神实质与原理下所做的改变、修饰、替换、组合、简化，均应为等效的置换方式，都包含在本发明的保护范围内。
Claims (16)
1.一种低品位含金硫化铜矿高效节能选矿方法，针对原矿石铜品位小于0.5％，伴生金品位小于0.3g/t，其特征在于它主要包括但并不限于铜金快浮+分步强化浮选+粗精矿选择性再磨后深度精选+精选尾矿强化扫选的技术线路或构思，选择组合了以苯并噻唑-2-巯基+异丙基黄药+氢氧化钠为主要成分的高效选择性捕收剂MSB和以甲氧基聚丙烯乙二醇为主要成分的醇醚类起泡剂，能进一大步提高铜及伴生金矿回收效率，减少选矿耗水量及降低选矿成本。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征是它具体包括以下工艺步骤与条件：
A.将原矿矿石碎磨，得到半自磨磨矿产品，将半自磨磨矿产品进行筛分，筛上顽石进入顽石破碎机进行开路细碎后，得到顽石破碎产品，顽石破碎产品进入半自磨中再磨，筛下矿浆进入渣浆泵池；
B.将渣浆泵池中的矿浆分级，得到分级溢流和分级沉砂，分级沉砂进入球磨机进行磨矿得到球磨机磨矿产品，球磨机磨矿产品返回渣浆泵池重复分级，向球磨机中添加一定量石灰进行调浆，分级溢流进入矿浆除渣筛除杂，得到筛下矿浆和筛上渣屑杂物，筛下矿浆进入矿浆缓冲箱；
C.向步骤B中所述矿浆缓冲箱内加入一定量的捕收剂MSB和起泡剂，加药后的矿浆通过管道自流至矿浆搅拌槽进行强化搅拌调浆；
D.对步骤C完成强化搅拌调浆的混合矿浆进行第一次铜粗选，得到铜粗选1粗精矿和铜粗选1尾矿，对铜粗选1尾矿进行第二次铜粗选，添加一定量的捕收剂MSB和起泡剂，得到铜粗选2粗精矿和铜粗选2尾矿，对铜粗选2尾矿进行第三次铜粗选，添加一定量的捕收剂MSB和起泡剂，得到铜粗选3粗精矿和最终尾矿；
E.将步骤D得到的铜粗选2粗精矿和铜粗选3粗精矿合并后进行再磨分级，得到再磨分级沉砂和再磨分级溢流，再磨分级沉砂进入再磨球磨机进行磨矿得到再磨球磨机磨矿产品，向再磨球磨机中添加一定量的石灰进行调浆，再磨球磨机磨矿产品返回重复分级，再磨分级溢流进入精选搅拌槽搅拌调浆；
F.将步骤E完成精选搅拌调浆的矿浆进行三次精选，分别得到含有伴生金的铜精矿产品和铜精选1中矿、铜精选2中矿、铜精选3中矿，铜精选2中矿和铜精选3中矿分别顺序返回到上一层重复作业，铜精选2精矿与步骤D所得铜粗选1粗精矿合并直接进行第三次精选；
G.对步骤F中得到的铜精选1中矿进行精扫选，得到铜精扫中矿和铜精扫尾矿，铜精扫中矿和步骤D、步骤E铜粗选2粗精矿、铜粗选3粗精矿合并进行再磨分级；
H.对步骤G中得到的铜精扫尾矿进行浓缩，得到浓缩底流矿浆和浓缩溢流水，将浓缩底流矿浆和步骤D铜粗选1尾矿合并进行第二次铜粗选，浓缩溢流水进入步骤A、B渣浆泵池作为磨矿分级的补充加水。
3.根据权利要求2所述的方法，其特征是所述步骤A原矿矿石中-150mm粒度级别含量占原矿总质量的80％以上，半自磨磨矿产品的矿石浓度为75～85％。
4.根据权利要求2所述的方法，其特征是所述步骤B矿浆分级渣浆泵池内矿浆的矿石浓度为50～55％且其所含矿石中细度为-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量的25～30％。
5.根据权利要求2所述的方法，其特征是所述步骤B矿浆分级石灰的添加量为500～800g/t。
6.根据权利要求1或2所述的方法，其特征是所述步骤B矿浆分级是将矿浆打向水力旋流器进行分级，分级溢流的矿石浓度为32～35％且其所含矿石中细度为-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量的60～65％，分级沉砂的矿石浓度为72～77％且其所含矿石中细度为-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量的8～12％。
7.根据权利要求2所述的方法，其特征是所述步骤C捕收剂MSB的添加量为10～15g/t，起泡剂甲氧基聚丙烯乙二醇的添加量为3～6g/t。
8.根据权利要求2所述的方法，其特征是所述步骤D第一次铜粗选作业浓度为32～35％。
9.根据权利要求2所述的方法，其特征是所述步骤D第二次铜粗选作业浓度为32～35％，捕收剂MSB添加量为5～10g/t，起泡剂甲氧基聚丙烯乙二醇的添加量为2～4g/t。
10.根据权利要求2所述的方法，其特征是所述步骤D第三次铜粗选作业浓度为31～34％，捕收剂MSB添加量为3～6g/t，起泡剂甲氧基聚丙烯乙二醇的添加量为2～4g/t。
11.根据权利要求2所述的方法，其特征是所述步骤E再磨分级沉砂矿石浓度为60～65％且其所含矿石中细度为-0.044mm粒度级别占其所含矿石总质量的20～30％，再磨分级溢流的矿石浓度为20～25％且其所含矿石中细度为-0.044mm粒度级别占其所含矿石总质量的70～80％。
12.根据权利要求2或10所述的方法，其特征是所述步骤E再磨分级石灰的添加量为1000～1500g/t。
13.根据权利要求2所述的方法，其特征是所述步骤F第一至三次精选作业浓度均为20～25％。
14.根据权利要求2所述的方法，其特征是所述步骤G精扫选作业浓度为15～20％。
15.根据权利要求2所述的方法，其特征是所述步骤H浓缩底流矿浆浓度为35～40％，浓缩溢流水pH值为10.5～11.5。
16.根据权利要求1或2或7或9或10所述的方法，其特征是所述捕收剂MSB由苯并噻唑-2-巯基、异丙基黄药、氢氧化钠按质量比25～30:50～60:10～20混合制得。
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