CN217796651U - 一种含铜、硫复杂氧化金银矿中高效回收有价成分系统 - Google Patents

Abstract

本实用新型涉及一种含铜、硫复杂氧化金银矿中高效回收有价成分系统，包括磨矿分级系统、铜、硫闭路混选循环系统、铜、硫闭路浮选系统和浸出系统；铜、硫闭路混选循环系统包括铜硫粗选系统、铜硫扫选一系统、铜硫扫选二系统、铜硫精选一系统、铜硫精选二系统、铜硫精选三系统；铜、硫闭路浮选系统包括铜粗选系统、铜扫选一系统、铜扫选二系统、铜精选一系统、铜精选二系统和铜精选三系统；浸出系统包括浸出一系统和浸出二系统；本实用新型针对含铜、硫复杂氧化金银矿，能够高效综合回收金、银、铜、硫，生产成本低且金银回收率高。

Description

一种含铜、硫复杂氧化金银矿中高效回收有价成分系统

技术领域

本实用新型涉及一种含铜、硫复杂氧化金银矿中高效回收有价成分系统，所属选矿领域。

背景技术

含铜、硫复杂氧化金银矿是由于矿体上部硫化铜、金银矿石在有氧和水存在下，经过长期氧化反应，大部分被氧化为氧化矿而存在下来，而少部分硫化矿未得到充分氧化，分散于氧化矿石中，一般情况下，越接近地平面，氧化程度越高，往深部向硫化矿过渡，因此中部矿石性质较为复杂，该部分矿石，各有价成分难以有效回收，如何使有价成分得到高效综合利用，也是选矿研究领域最具有挑战性的课题之一。

由于该部分矿石含铜、硫较高，但由于氧化程度较高，采用传统的浮选与氰化炭浆工艺回收，金银回收指标均不理想。传统的是通过炭浸法提取金银，即，两段碱浸预处理作业为在碱浸槽中加入6~8kg/t的石灰，碱浸槽底部充气，配合机械搅拌，使硫化矿物表面钝化，最后氰化炭浆工艺回收金银，由于钝化程度不彻底，部分硫化矿仍然存在与矿浆中溶解氧和氰化钠反应的几率，造成金银回收指标均不理想，氰化钠消耗量也较大，生产成本较高，其金银回收率分别仅为65%、10%左右，且有价成分铜、硫未得到综合回收利用。

在此种情况下，为了进一步除硫以提升金银回收率，往往需要加入大量的石灰（传统的一般加入6~8kg/t的石灰就可以，现在需要加入25~30kg/t的石灰），将硫铁矿表面钝化，但是大量的硫酸钙生成会导致矿浆的粘度增大。矿浆在单纯的机械搅拌桨、外部充气等方式下难以与各反应因素良好的结合，一是矿浆中用于反应发生的溶解氧含量急剧降低（由6~8mg/L降低至3~5mg/L），二是添加的NaCN难以快速均匀的扩散于金银等反应矿物表面，而被矿浆中溶解的大量铜、硫离子消耗，三是活性炭会因大量吸附钙盐导致出现钙化现象进而比重增大沉积在浸出槽底部，活性炭大量表面难与矿浆中金银络合离子接触，导致吸附率降低。特别在炭浆工艺后续工艺中载金银活性炭表面被大量钙盐粘附，金银的解吸电解作业无法正常开展，造成无法进行生产。

针对从含硫较高的金银矿中回收金银，采用最广泛的工艺是对矿石进行预处理去除硫，通常可采用酸化氧化-碱浸调浆-炭浆回收金银工艺，或氧化焙烧-碱浸调浆-炭浆回收金银工艺。该类预处理-炭浆工艺虽然可提升金银作业回收率，但此类方法针对目前选厂改造工作量较大，还要引进强酸或火法焙烧工艺，对环境影响较大，改造工作的开展也不易进行。且焙烧工艺投入成本较大，后续还需处理焙烧产生的废气问题，整个处理工序较繁琐、复杂是摆在矿山企业面前的迫切难题。因此如何从含硫较高的金银矿中综合浸出回收金银，在既保证技术指标同时又保证经济指标的前提下，是该类矿山企业面临的一个难题，寻求科学合理及效果显著的处理方法是回收此类矿产中有价成分的关键。

在含铜量高的氧化金银矿中，铜以硫化铜和氧化铜的形式存在，在选矿领域硫化铜一般采用浮选回收，而氧化铜采用浮选法相对较难回收，因此与氧化铜和其它氧化物连生的金银也难以用浮选法回收，然而，在采用氰化浸出法提取金银过程中，氧化铜和大部分硫化铜在氰化物溶液中容易氧化和溶解，消耗大量的氰化钠和溶解氧，严重影响金银的氰化浸出，且铜氰络合物会沉淀在金银颗粒表面，阻碍氰根离子与金银表明接触，影响金银浸出率。总之，对这类复杂矿石，采用单一的手段难以获得较好效果。

实用新型内容

为了解决上述技术问题，本实用新型提供一种含铜、硫复杂氧化金银矿中高效回收有价成分系统，针对含铜、硫复杂氧化金银矿，在铜、硫品位较低情况下，获得合格含金银铜精矿和硫精矿，同时，降低炭浆法提金银过程中溶解度较高铜、硫化合物的影响，降低氰化钠和石灰消耗量，降低生产成本及提高金银回收率，达到高效综合回收金、银、铜、硫及降低环境污染的目的。

具体技术方案为：一种含铜、硫复杂氧化金银矿中高效回收有价成分系统，包括磨矿分级系统、铜、硫闭路混选循环系统、铜、硫闭路浮选系统和浸出系统；

铜、硫闭路混选循环系统包括铜硫粗选系统、铜硫扫选一系统、铜硫扫选二系统、铜硫精选一系统、铜硫精选二系统、铜硫精选三系统，铜硫粗选系统、铜硫扫选一系统、铜硫扫选二系统、铜硫精选一系统、铜硫精选二系统、铜硫精选三系统中的浮选槽从右往左依次为第一级浮选槽、第二级浮选槽……最后一级浮选槽。

磨矿分级系统通过搅拌桶与铜硫粗选系统的第一级浮选槽进料口连接，铜硫粗选系统的最后一级浮选槽尾矿出口与铜硫扫选一系统的第一级浮选槽进料口连接，铜硫扫选一系统的最后一级浮选槽尾矿出口与铜硫扫选二系统的第一级浮选槽进料口连接，铜硫扫选二系统最后一级浮选槽尾矿出口与浸出一系统连接；

铜硫扫选二系统的精矿出口汇总后与铜硫扫选一系统的第一级浮选槽进料口连接，铜硫扫选一系统的精矿出口汇总后与铜硫粗选系统的第一级浮选槽进料口连接；

铜硫粗选系统的精矿出口汇总后通过第二泵池、矿浆泵和搅拌桶与铜硫精选一系统的第一级浮选槽进料口连接，铜硫精选一系统的精矿出口汇总后与铜硫精选二系统的第一级浮选槽进料口连接，铜硫精选二系统的精矿出口汇总后与铜硫精选三系统的第一级浮选槽进料口连接，铜硫精选三系统的精矿出口汇总后通过搅拌桶与铜、硫闭路浮选系统；

铜硫精选三系统尾矿出口与铜硫精选二系统的第一级浮选槽进料口连接，铜硫精选二系统尾矿出口与铜硫精选一系统的第一级浮选槽进料口连接，铜硫精选一系统尾矿出口与铜硫粗选系统的第一级浮选槽进料口连接；

铜、硫闭路浮选系统包括铜粗选系统、铜扫选一系统、铜扫选二系统、铜精选一系统、铜精选二系统和铜精选三系统，铜粗选系统、铜扫选一系统、铜扫选二系统、铜精选一系统、铜精选二系统和铜精选三系统中的浮选槽从右往左依次为第一级浮选槽、第二级浮选槽……最后一级浮选槽。

铜硫精选三系统的精矿出口汇总后通过搅拌桶与铜粗选系统第一级浮选槽的进料口连接，铜粗选系统的精矿出口汇总后与铜精选一系统第一级浮选槽的进料口连接，铜精选一系统的精矿出口汇总后与铜精选二系统第一级浮选槽的进料口连接，铜精选二系统的精矿出口汇总后与铜精选三系统第一级浮选槽的进料口连接，铜精选三系统精矿出口为铜精矿；

铜精选三系统尾矿出口与铜精选二系统的第一级浮选槽进料口连接，铜精选二系统尾矿出口与铜精选一系统的第一级浮选槽进料口连接，铜精选一系统尾矿出口与铜粗选系统的第一级浮选槽进料口连接，铜粗选系统尾矿出口与铜扫选一系统的第一级浮选槽进料口连接，铜扫选一系统尾矿出口与铜扫选二系统的第一级浮选槽进料口连接，铜扫选二系统尾矿出口与浓密机进料口连接；铜扫选二系统精矿出口汇总后与铜扫选一系统第一级浮选槽的进料口连接，铜扫选一系统精矿出口汇总后与铜粗选系统第一级浮选槽的进料口连接；

浓密机底部出料口与第三球磨机进料口连接，第三球磨机出料口通过第三泵池和矿浆泵与第二水力旋流器进料口连接，第二水力旋流器底部出口与第三球磨机进料口连接，第二水力旋流器溢流出口浸出二系统连接；

浸出一系统和浸出二系统结构一样，包括振动筛和浸出槽组，浸出槽组由2个以上的浸出槽串联组成，即上级浸出槽出料口与下级的浸出槽进料口连接；浸出槽中设置有搅拌装置和提炭器，提炭器采用逆流的方式设置，即下级浸出槽的提炭器通过泵与上级浸出槽上端入口连接；首个浸出槽的提炭器出口与振动筛入料口连接，振动筛筛上物为栽金活性炭，振动筛的下端液体出口与首个浸出槽的进料口连接；浸出一系统和浸出二系统中的浸出槽从左到右依次为首个浸出槽、第二浸出槽……最后一个浸出槽。

铜硫扫选二系统中最后一级浮选槽尾矿出口与浸出一系统的首个浸出槽的进料口连接，浸出一系统的最后一个浸出槽出料口为浸出尾渣；

第二水力旋流器溢流出口与浸出二系统的首个浸出槽的进料口连接，浸出二系统的最后一个浸出槽出料口为硫精矿。

进一步，第二水力旋流器溢流出口通过搅拌存储槽与浸出二系统的首个浸出槽的进料口连接。

进一步，所述磨矿分级系统包括第一球磨机和第一水力旋利器，粉料仓通过输送机与第一球磨机进料口连接，第一球磨机出料口与第一泵池进料口连接；

第一泵池通过矿浆泵与第一水力旋流器进料口连接，第一水力旋流器溢流口与第一搅拌桶进料口连接；第一水力旋流器底部出口通过第二球磨机与第一泵池进料口连接。

进一步，铜硫粗选系统由5个浮选槽串联而成，铜硫扫选一系统由4个浮选槽串联而成，铜硫扫选二系统由4个浮选槽串联而成，铜硫精选一系统由4个浮选槽串联而成，铜硫精选二系统由3个浮选槽串联而成，铜硫精选三系统由3个浮选槽串联而成，浮选槽串联即上级浮选槽尾矿出口与下级浮选槽进料口连接。

进一步，铜粗选系统由3个浮选槽串联而成，铜扫选一系统由2个浮选槽串联而成，铜扫选二系统由2个浮选槽串联而成，铜精选一系统由3个浮选槽串联而成，铜精选二系统由2个浮选槽串联而成，铜精选三系统为1个浮选槽。

进一步，浸出一系统和浸出二系统的浸出槽组由4个浸出槽串联而成。

一种含铜、硫复杂氧化金银矿中高效回收有价成分方法，包括以下步骤：

（1）弱碱性环境下磨矿。将含铜、硫复杂氧化金银矿与按1000g/t~2000g/t计的石灰混合，在球磨机中磨至-0.074mm占85%~90%，其磨矿浓度60%~70%,磨矿pH=8~9。

在硫化铜矿优先浮选中，一般情况，磨矿过程要在高碱高钙（添加石灰磨矿，pH值控制大于11.5）条件下进行磨矿，其目的是为了较好的抑制硫铁矿，获得较高品位的铜精矿。而在硫铁矿需要浮选时，再添加硫酸、硫酸铜等活化剂，调浆至pH=7~8，进行硫铁矿浮选，获得硫精矿。显然，这种磨矿方式会对后续浮选尾矿进行金银氰化浸出较为有害（金银氰化浸出需在pH=10.5~11.5条件下进行），原因是添加的硫酸和硫酸铜会造成大量氰化钠和石灰消耗，降低金银浸出率，其严重性可以预想到。在硫化铜硫混合浮选时，一般情况，在自然条件下进行磨矿，但该矿为复杂金银氧化矿，其中处于半氧化状态铜、硫溶解度较高，会使矿浆显弱酸性，且有大量的铜离子被溶解出来，严重影响后续浮选尾矿氰化浸出及铜硫混合精矿分离的进行。

（2）铜硫混选。将完成上述步骤（1）获得矿浆调至浓度为45%~50%（粗选浓度）后，添加水玻璃500g/t~1000g/t调浆，然后输送至铜、硫闭路混选循环进行高浓度浮选，通过一次粗选、三次精选、两次扫选，获得铜硫混合精矿和尾矿（含金银）。在此过程中，粗选浮选药剂按丁基黄药100g/t、2#油30g/t添加，并搅拌3min，采用专制泡沫筛（即泡沫分选机）进行；扫选一浮选药剂按丁基黄药50g/t、2#油15g/t添加；扫选二浮选药剂按丁基黄药30g/t、2#油5g/t添加。

浓度为45%~50%（粗选浓度）：由于混合浮选后尾矿需进行炭浸法提取金银，浮选矿浆浓度太低，会造成炭浸法提取金银过程中活性炭炭沉在浸出槽底部，无法进行有效吸附金银，降低金银提取效果，或浮选尾矿需进行浓缩，增加流程复杂性和控制难度。

泡沫筛（泡沫分选机）：是一种专制分选设备，其工作原理是将调制好的矿浆直接给至泡沫分选机产生的泡沫层表面，疏水性颗粒被泡沫层捕获后随着泡沫层运动从溢流堰流出，亲水性矿物和脉石会透过泡沫层进入下面的矿浆中，最后通过尾矿管排出，这样，疏水性矿粒可以与大量密集的气泡充分地长时间接触，且颗粒在泡沫层中，可附着在几个气泡上，而在一般浮选机中，矿浆中颗粒只能附着在一个气泡上。该设备能最大限度的回收有用矿物，回收率比一般浮选机有较大幅度提高。

（3）含金银浮选尾矿提取金银。将完成上述步骤（2）获得的尾矿输送至全泥氰化浸出系统进行金银提取，获得再金银活性炭和总尾矿，在此过程中，矿浆中游离氰根浓度控制为150mg/L~300mg/L，pH=10.5~11.5，矿浆浓度35%~40%，浸出时间30~40小时。

（4）铜硫混合精矿（含金银）分离。将完成上述步骤（2）获得的铜硫混合精矿，输送至球磨机进行再磨至-0.043mm含85%~90%后，调浆至25%~30%，在磨矿过程中，同步添加适量石灰，使调浆后矿浆中游离CaO含量控制为500mg/L~600mg/L左右。然后输送至铜、硫分离闭路浮选循环进行分离（包括一次粗选、两次精选、两次扫选），获得含金银铜精矿产品和含金银硫精矿，在此过程中，精选作业添加适量石灰，控制精选作业矿浆中游离CaO含量为500mg/L~600mg/L，精选矿浆浓度为15~25%。

添加石灰，在高pH值条件下，将硫铁矿表面吸附的黄药解吸下来，同时，在高钙条件下，硫铁矿表面吸附有大量亲水性Ca²⁺、CaOH⁺而被抑制。硫化铜表面的吸附的黄药不能被解吸，保持疏水性，在原有捕收剂黄药和气泡剂2#油存在下，通过浮选机疏水性铜矿和亲水性硫铁矿被有效分离。该步骤也将硫精矿矿浆中的捕收剂和起泡剂大绝部分浮选到铜精矿中，降低了药剂对后续含金银硫精矿全泥氰化浸出的影响，提高了金银浸出速度和浸出率。

（5）含金银硫精矿的快速浸出提取金银。将完成上述步骤（4）获得的含金银硫精矿矿浆浓缩、过滤、重新调浆后，输送至全泥氰化浸出系统进行快速浸出，即当裸露于外表面的金银溶解并提取完全后，及时过滤硫精矿矿浆，获得载金银活性炭和硫精矿，在此过程中，矿浆中游离氰根浓度控制为350mg/L~400mg/L，pH=11.5~12.5，矿浆浓度35%~40%，浸出时间20~22小时。

该类含金银硫精矿中的金银粒度较小，溶解较快，在裸露金银颗粒浸出相对完全后及时将硫精矿矿浆过滤脱水，尽可能降低含氰回水与硫精矿的接触时间，避免更多的游离氰根与硫精矿进行氧化还原反应，消耗更多的氰化钠和石灰，且让更多反应产物进入回水，影响进一步利用回水浸出金银，达到高效利用回水的目的。且溶解出来的硫离子会进一步沉淀金银络离子，降低金银回收率，特别是对银的浸出影响较大。

进一步，在步骤（5）之前，将含金银硫精矿降活预处理。即，将完成上述步骤（4）获得的含金银硫精矿输送至低速搅拌槽放置两天，进行降活处理。该步骤作用为消除硫铁矿在细磨过程中表面产生活性，及在硫铁矿表面生氢氧化铁而使其钝化，降低表面硫离子、亚铁离子与氰离子反应而大量消耗氰化钠，影响金银浸出。

有益效果：该工艺采用弱碱性磨矿，在全泥氰化前，采用高浓度混合浮选后再分离的手段，巧妙地把处于半氧化状态的硫化铜和硫铁矿单独分离出来，使绝大部分难以浸出的金银富集到铜精矿中，来提高选矿金属回收率的有效原则，且避免了半氧化状态硫化铜和硫铁矿，在后续浮选尾矿进行氰化浸出金银时，消耗大量氰化钠和石灰，增加生产成本。

同时，有效降低了铜、铁、硫等元素与氰化钠反应产生大量络合物进入尾矿库，难以降解，造成环境污染，产生较大的安全风险，也避免了回水中大量铜氰络离子和硫氰化物对金银全泥氰化浸出效果的影响。然后，对载金银硫精矿巧妙地实施了，磨矿后，在慢速搅拌槽中放置两天处理，并采用快速浸出提取金银的手段，消除了磨矿过程产生的高表面活性和浸出时间过长，引起的氰化钠和石灰消耗量增加和浸出效果下降的结果，其本质是大幅度降低了氰化钠与硫精矿颗粒表面硫、亚铁离子的反应速度，提高氰化钠对金银的选择性，降低了氰化钠和石灰消耗量和提高了金银浸出率。

该工艺，巧妙地将大部分难以氰化浸出的铜金银化合物、硫化银等富集到铜精矿中，在后续冶炼过程中回收，大幅度提高了金银回收率，提高选矿经济效益。

该工艺对含铜、硫复杂氧化金银矿实现了铜、硫、金、银综合回收，资源价值得到最大化利用，且金银指标稳定性较好，工艺适应性较强，其有较好的潜在商业推广价值。

该工艺采用回水分阶段、针对性地分别循环利用，即浮选回水用于浮选系统和氰化浸出系统回水用于浸出系统，有效地避免了不同阶段回水交叉而产生的不良后果，使回水得到最大限度地高效回收利用，增强了水资源综合利用效率，降低了环境污染风险。

本实用新型针对铜含量0.2%以上，铜氧化率大于30%；硫含量3％以上含铜、硫复杂氧化金银矿，获得合格载金银铜精矿和载金银硫精矿，同时，降低浮选尾矿炭浆法提金银过程中溶解度较高的铜、硫化合物的影响，然后，再分步高效提取载金银硫精矿和浮选尾矿中的金银，降低氰化钠和石灰消耗量，降低生产成本及提高金银回收率，达到高效综合回收金、银、铜、硫及降低环境污染的目的。本实用新型解决了以下问题：

（1）传统方式处理含铜、硫量低难以获得合格产品问题；

（2）从含铜、硫、金、银难选复杂氧化矿中综合高效回收铜、硫、金、银等有价成分；

（3）解决含铜、硫、金、银难选复杂氧化矿中金、银难以回收的问题；

（4）解决从含铜、硫、金、银难选复杂氧化矿中浸出金、银氰化钠和石灰消耗高的问题。

附图说明

图1一种含铜、硫复杂氧化金银矿中高效回收有价成分方法流程图；

图2一种含铜、硫复杂氧化金银矿中高效回收有价成分方法设备联系图；

其中，1粉料仓；2输送机；3第一球磨机；4第一泵池；5第一水力旋流器；6第一搅拌桶；7第二球磨机；

8铜硫粗选系统；9铜硫扫选一系统；10铜硫扫选二系统；11铜硫精选一系统；12铜硫精选二系统；13铜硫精选三系统；14第二泵池；15铜粗选系统；16铜扫选一系统；17铜扫选二系统；18铜精选一系统；19铜精选二系统；20铜精选三系统；

21浓密机；22第三球磨机；23第三泵池；24第二水力旋流器；25搅拌存储槽；26振动筛；27浸出槽组。

具体实施方式

以下结合具体实施例来进一步说明本实用新型，但实施例并不对本实用新型做任何形式的限定。在不背离本实用新型精神和实质的情况下，对本实用新型方法、步骤或条件所作的简单修改或替换，均属于本实用新型的范围。

如图2所示的一种含铜、硫复杂氧化金银矿中高效回收有价成分系统，包括磨矿分级系统、铜、硫闭路混选循环系统、铜、硫闭路浮选系统和浸出系统；

铜、硫闭路混选循环系统包括铜硫粗选系统8、铜硫扫选一系统9、铜硫扫选二系统10、铜硫精选一系统11、铜硫精选二系统12、铜硫精选三系统13，铜硫粗选系统8、铜硫扫选一系统9、铜硫扫选二系统10、铜硫精选一系统11、铜硫精选二系统12、铜硫精选三系统13中的浮选槽从右往左依次为第一级浮选槽、第二级浮选槽……最后一级浮选槽。

磨矿分级系统通过第一搅拌桶6与铜硫粗选系统8的第一级浮选槽进料口连接，铜硫粗选系统8的最后一级浮选槽尾矿出口与铜硫扫选一系统9的第一级浮选槽进料口连接，铜硫扫选一系统9的最后一级浮选槽尾矿出口与铜硫扫选二系统10的第一级浮选槽进料口连接，铜硫扫选二系统10最后一级浮选槽尾矿出口与浸出一系统连接；

铜硫扫选二系统10的精矿出口汇总后与铜硫扫选一系统9的第一级浮选槽进料口连接，铜硫扫选一系统9的精矿出口汇总后与铜硫粗选系统8的第一级浮选槽进料口连接；

铜硫粗选系统8的精矿出口汇总后通过第二泵池14、矿浆泵和搅拌桶与铜硫精选一系统11的第一级浮选槽进料口连接，铜硫精选一系统11的精矿出口汇总后与铜硫精选二系统12的第一级浮选槽进料口连接，铜硫精选二系统12的精矿出口汇总后与铜硫精选三系统13的第一级浮选槽进料口连接，铜硫精选三系统13的精矿出口汇总后通过搅拌桶与铜、硫闭路浮选系统；

铜硫精选三系统13尾矿出口与铜硫精选二系统12的第一级浮选槽进料口连接，铜硫精选二系统12尾矿出口与铜硫精选一系统11的第一级浮选槽进料口连接，铜硫精选一系统11尾矿出口与铜硫粗选系统8的第一级浮选槽进料口连接；

铜、硫闭路浮选系统包括铜粗选系统15、铜扫选一系统16、铜扫选二系统17、铜精选一系统18、铜精选二系统19和铜精选三系统20，铜粗选系统15、铜扫选一系统16、铜扫选二系统17、铜精选一系统18、铜精选二系统19和铜精选三系统20中的浮选槽从右往左依次为第一级浮选槽、第二级浮选槽……最后一级浮选槽。

铜硫精选三系统13的精矿出口汇总后通过搅拌桶与铜粗选系统15第一级浮选槽的进料口连接，铜粗选系统15的精矿出口汇总后与铜精选一系统18第一级浮选槽的进料口连接，铜精选一系统18的精矿出口汇总后与铜精选二系统19第一级浮选槽的进料口连接，铜精选二系统19的精矿出口汇总后与铜精选三系统20第一级浮选槽的进料口连接，铜精选三系统20精矿出口为铜精矿；

铜精选三系统20尾矿出口与铜精选二系统19的第一级浮选槽进料口连接，铜精选二系统19尾矿出口与铜精选一系统18的第一级浮选槽进料口连接，铜精选一系统18尾矿出口与铜粗选系统15的第一级浮选槽进料口连接，铜粗选系统15尾矿出口与铜扫选一系统16的第一级浮选槽进料口连接，铜扫选一系统16尾矿出口与铜扫选二系统17的第一级浮选槽进料口连接，铜扫选二系统17尾矿出口与浓密机进料口连接；铜扫选二系统17精矿出口汇总后与铜扫选一系统16第一级浮选槽的进料口连接，铜扫选一系统16精矿出口汇总后与铜粗选系统15第一级浮选槽的进料口连接；

浓密机21底部出料口与第三球磨机22进料口连接，第三球磨机22出料口通过第三泵池23和矿浆泵与第二水力旋流器24进料口连接，第二水力旋流器24底部出口与第三球磨机22进料口连接，第二水力旋流器24溢流出口浸出二系统连接；

浸出系统包括浸出一系统和浸出二系统，浸出一系统和浸出二系统结构一样，包括振动筛26和浸出槽组27，浸出槽组27由2个以上的浸出槽串联组成，即上级浸出槽出料口与下级的浸出槽进料口连接；浸出槽中设置有搅拌装置和提炭器，提炭器采用逆流的方式设置，即下级浸出槽的提炭器通过泵与上级浸出槽上端入口连接；首个浸出槽的提炭器出口与振动筛入料口连接，振动筛筛上物为栽金活性炭，振动筛的下端液体出口与首个浸出槽的进料口连接；浸出一系统和浸出二系统中的浸出槽从左到右依次为首个浸出槽、第二浸出槽……最后一个浸出槽。

铜硫扫选二系统10中最后一级浮选槽尾矿出口与浸出一系统的首个浸出槽的进料口连接，浸出一系统的最后一个浸出槽出料口为浸出尾渣；

第二水力旋流器24溢流出口与浸出二系统的首个浸出槽的进料口连接，浸出二系统的最后一个浸出槽出料口为硫精矿。

进一步，第二水力旋流器24溢流出口通过搅拌存储槽25与浸出二系统的首个浸出槽的进料口连接。

进一步，所述磨矿分级系统包括第一球磨机3和第一水力旋利器5，粉料仓1通过输送机2与第一球磨机3进料口连接，第一球磨机3出料口与第一泵池4进料口连接；

第一泵池4通过矿浆泵与第一水力旋流器5进料口连接，第一水力旋流器5溢流口与第一搅拌桶6进料口连接；第一水力旋流器5底部出口通过第二球磨机7与第一泵池4进料口连接。

进一步，铜硫粗选系统8由5个浮选槽串联而成，铜硫扫选一系统9由4个浮选槽串联而成，铜硫扫选二系统10由4个浮选槽串联而成，铜硫精选一系统11由4个浮选槽串联而成，铜硫精选二系统12由3个浮选槽串联而成，铜硫精选三系统13由3个浮选槽串联而成，浮选槽串联即上级浮选槽尾矿出口与下级浮选槽进料口连接。

进一步，铜粗选系统15由3个浮选槽串联而成，铜扫选一系统16由2个浮选槽串联而成，铜扫选二系统17由2个浮选槽串联而成，铜精选一系统18由3个浮选槽串联而成，铜精选二系统19由2个浮选槽串联而成，铜精选三系统20为1个浮选槽。

进一步，浸出一系统和浸出二系统的浸出槽组27由4个浸出槽串联而成。

实施例1：

一种含铜、硫氧化金银矿，主体矿物为蚀变系列矿物磁铁矿、磁赤铁矿、褐铁矿，由于矿石氧化程度较深，以褐铁矿占绝大多数；少量硫化矿物，以黄铁矿为主，其次是黄铜矿、辉铜矿，还有极微量毒砂、方铅矿、闪锌矿；金矿物主要有自然金和银金矿，而银矿物较复杂，除自然银外，同时有硫化矿物—螺状硫化银、深红银矿。脉石矿物主要以石英、白云石、方解石为主，其次为绿泥石、高岭土、绢云母等土状矿物。主要元素含量分别为：Cu0.20%、S4.85%、Au2.15g/t、Ag32.65g/t，铜氧化率为54.65%。

采用本实用新型对该矿石进行实施，技术方案包括了铜硫混选、铜硫分离与载金银硫精矿及尾矿全泥氰化浸出金银等循环。其具体实施步骤如下：

（1）弱碱性环境下磨矿。将含铜、硫复杂氧化金银矿与按1000g/t~2000g/t计的石灰混合，在球磨机中磨至-0.074mm占85%~90%，其磨矿浓度60%~70%。

（2）铜硫混选。将完成上述步骤（1）获得矿浆调至浓度为45%~50%（粗选浓度）后，添加水玻璃500g/t~1000g/t调浆，然后输送至铜、硫闭路混选循环进行高浓度浮选，通过一次粗选、三次精选、两次扫选，获得铜硫混合精矿和尾矿（含金银）。在此过程中，粗选浮选药剂按丁基黄药100g/t、2#油30g/t添加，并搅拌3min，采用专制泡沫筛（即泡沫分选机）进行；扫选一浮选药剂按50丁基黄药g/t、2#油15g/t添加；扫选二浮选药剂按丁基黄药30g/t、2#油5g/t添加。

（3）含金银浮选尾矿提取金银。将完成上述步骤（2）获得的尾矿输送至全泥氰化浸出系统进行金银提取，获得再金银活性炭和总尾矿，在此过程中，矿浆中游离氰根浓度控制为150mg/L~300mg/L，pH=10.5~11.5，矿浆浓度35%~40%，浸出时间30小时。

（4）铜硫混合精矿（含金银）分离。将完成上述步骤（2）获得的铜硫混合精矿，输送至球磨机进行再磨至-0.043mm含85%~90%后，调浆至25%~30%，在磨矿过程中，同步添加适量石灰，使调浆后矿浆中游离CaO含量控制为500mg/L~600mg/L左右。然后输送至铜、硫分离闭路浮选循环进行分离（包括一次粗选、两次精选、两次扫选），获得含金银铜精矿产品和含金银硫精矿，在此过程中，精选作业添加适量石灰，控制精选作业矿浆中游离CaO含量为500mg/L~600mg/L左右，精选矿浆浓度为15~25%。

（5）含金银硫精矿降活预处理。将完成上述步骤（4）获得的含金银硫精矿输送至低速搅拌槽放置两天，进行降活处理。该步骤作用为消除硫铁矿在细磨过程中表面产生活性，及在硫铁矿表面生氢氧化铁而使其钝化，降低表面硫离子、亚铁离子与氰离子反应而大量消耗氰化钠，影响金银浸出。

（6）含金银硫精矿快速浸出提取金银。将完成上述步骤（5）获得的含金银硫精矿矿浆浓缩、过滤、重新调浆后，输送至全泥氰化浸出系统进行快速浸出，即当裸露于外表面的金银溶解并提取完全后，及时过滤硫精矿矿浆，获得载金银活性炭和硫精矿，在此过程中，矿浆中游离氰根浓度控制为350mg/L~400mg/L，pH=11.5~12.5，矿浆浓度35%~40%，浸出时间20~22小时。

采用该实用新型，取得的试验结果为：铜精矿铜品位15.85%、金品位125.53g/t、银品位765.38g/t，铜回收率52.61%、金回收率59.47%、银回收率63.58%；载金银活性炭金品位694.32g/t、银品位2675.33g/t，金回收率30.78%、银回收率20.88%；硫精矿硫品位45.43%、硫回收率84.66%。综合回收指标为：铜回收率52.61%，硫回收率84.66%，金回收率90.25%，银回收率84.46%。

实施例2：

一种含铜、硫氧化金银矿，主体矿物为蚀变系列矿物磁铁矿、磁赤铁矿、褐铁矿，由于矿石氧化程度较深，以褐铁矿占绝大多数；少量硫化矿物，以黄铁矿为主，其次是黄铜矿、辉铜矿，还有极微量毒砂、方铅矿、闪锌矿；金矿物主要有自然金和银金矿，而银矿物较复杂，除自然银外，同时有硫化矿物—螺状硫化银、深红银矿。脉石矿物主要以石英、白云石、方解石为主，其次为绿泥石、高岭土、绢云母等土状矿物。主要元素含量分别为：Cu0.38%、S3.00%、Au1.95g/t、Ag29.42g/t，铜氧化率为40.28%。

采用本实用新型对该矿石进行实施，技术方案包括了铜硫混选、铜硫分离与载金银硫精矿及尾矿全泥氰化浸出金银等循环。其具体实施步骤如下：

（1）弱碱性环境下磨矿。将含铜、硫复杂氧化金银矿与按1000g/t~2000g/t计的石灰混合，在球磨机中磨至-0.074mm占85%~90%，其磨矿浓度60%~70%。

（2）铜硫混选。将完成上述步骤（1）获得矿浆调至浓度为45%~50%（粗选浓度）后，添加水玻璃500g/t~1000g/t调浆，然后输送至铜、硫闭路混选循环进行高浓度浮选，通过一次粗选、三次精选、两次扫选，获得铜硫混合精矿和尾矿（含金银）。在此过程中，粗选浮选药剂按丁基黄药100g/t、2#油30g/t添加，并搅拌3min，采用专制泡沫筛（即泡沫分选机）进行；扫选一浮选药剂按50丁基黄药g/t、2#油15g/t添加；扫选二浮选药剂按丁基黄药30g/t、2#油5g/t添加。

（3）含金银浮选尾矿提取金银。将完成上述步骤（2）获得的尾矿输送至全泥氰化浸出系统进行金银提取，获得再金银活性炭和总尾矿，在此过程中，矿浆中游离氰根浓度控制为150mg/L~300mg/L，pH=10.5~11.5，矿浆浓度35%~40%，浸出时间36小时。

（4）铜硫混合精矿（含金银）分离。将完成上述步骤（2）获得的铜硫混合精矿，输送至球磨机进行再磨至-0.043mm含85%~90%后，调浆至25%~30%，在磨矿过程中，同步添加适量石灰，使调浆后矿浆中游离CaO含量控制为500mg/L~600mg/L左右。然后输送至铜、硫分离闭路浮选循环进行分离（包括一次粗选、两次精选、两次扫选），获得含金银铜精矿产品和含金银硫精矿，在此过程中，精选作业添加适量石灰，控制精选作业矿浆中游离CaO含量为500mg/L~600mg/L，精选矿浆浓度为15~25%。

（5）含金银硫精矿降活预处理。将完成上述步骤（4）获得的含金银硫精矿输送至低速搅拌槽放置两天，进行降活处理。该步骤作用为消除硫铁矿在细磨过程中表面产生活性，及在硫铁矿表面生氢氧化铁而使其钝化，降低表面硫离子、亚铁离子与氰离子反应而大量消耗氰化钠，影响金银浸出。

（6）含金银硫精矿快速浸出提取金银。将完成上述步骤（5）获得的含金银硫精矿矿浆浓缩、过滤、重新调浆后，输送至全泥氰化浸出系统进行快速浸出，即当裸露于外表面的金银溶解并提取完全后，及时将硫精矿矿浆过滤，获得载金银活性炭和硫精矿，在此过程中，矿浆中游离氰根浓度控制为350mg/L~400mg/L，pH=11.5~12.5，矿浆浓度35%~40%，浸出时间20~22小时。

采用该实用新型，取得的试验结果为：铜精矿铜品位16.52%、金品位114.21g/t、银品位652.44g/t，铜回收率54.59%、金回收率57.49%、银回收率60.72%；载金银活性炭金品位625.77g/t、银品位2800.27g/t，金回收率33.89%、银回收率22.98%；硫精矿硫品位45.67%、硫回收率85.81%。综合回收指标为：铜回收率54.59%，硫回收率85.81%，金回收率91.38%，银回收率83.70%。

实施例3：

一种含铜、硫氧化金银矿，主体矿物为蚀变系列矿物磁铁矿、磁赤铁矿、褐铁矿，由于矿石氧化程度较深，以褐铁矿占绝大多数；少量硫化矿物，以黄铁矿为主，其次是黄铜矿、辉铜矿，还有极微量毒砂、方铅矿、闪锌矿；金矿物主要有自然金和银金矿，而银矿物较复杂，除自然银外，同时有硫化矿物—螺状硫化银、深红银矿。脉石矿物主要以石英、白云石、方解石为主，其次为绿泥石、高岭土、绢云母等土状矿物。主要元素含量分别为：Cu0.42%、S5.33%、Au2.31g/t、Ag37.12g/t，铜氧化率为29.95%。

采用本实用新型对该矿石进行实施，技术方案包括了铜硫混选、铜硫分离与载金银硫精矿及尾矿全泥氰化浸出金银等循环。其具体实施步骤如下：

（1）弱碱性环境下磨矿。将含铜、硫复杂氧化金银矿与按1000g/t~2000g/t计的石灰混合，在球磨机中磨至-0.074mm占85%~90%，其磨矿浓度60%~70%。

（2）铜硫混选。将完成上述步骤（1）获得矿浆调至浓度为45%~50%（粗选浓度）后，添加水玻璃500g/t~1000g/t调浆，然后输送至铜、硫闭路混选循环进行高浓度浮选，通过一次粗选、三次精选、两次扫选，获得铜硫混合精矿和尾矿（含金银）。在此过程中，粗选浮选药剂按丁基黄药100g/t、2#油30g/t添加，并搅拌3min，采用专制泡沫筛（即泡沫分选机）进行；扫选一浮选药剂按50丁基黄药g/t、2#油15g/t添加；扫选二浮选药剂按丁基黄药30g/t、2#油5g/t添加。

（3）含金银浮选尾矿提取金银。将完成上述步骤（2）获得的尾矿输送至全泥氰化浸出系统进行金银提取，获得再金银活性炭和总尾矿，在此过程中，矿浆中游离氰根浓度控制为150mg/L~300mg/L，pH=10.5~11.5，矿浆浓度35%~40%，浸出时间40小时。

（4）铜硫混合精矿（含金银）分离。将完成上述步骤（2）获得的铜硫混合精矿，输送至球磨机进行再磨至-0.043mm含85%~90%后，调浆至25%~30%，在磨矿过程中，同步添加适量石灰，使调浆后矿浆中游离CaO含量控制为500mg/L~600mg/L左右。然后输送至铜、硫分离闭路浮选循环进行分离（包括一次粗选、两次精选、两次扫选），获得含金银铜精矿产品和含金银硫精矿，在此过程中，精选作业添加适量石灰，控制精选作业矿浆中游离CaO含量为500mg/L~600mg/L，精选矿浆浓度为15~25%。

（5）含金银硫精矿降活预处理。将完成上述步骤（3）获得的含金银硫精矿输送至低速搅拌槽放置两天，进行降活处理。该步骤作用为消除硫铁矿在细磨过程中表面产生活性，及在硫铁矿表面生氢氧化铁而使其钝化，降低表面硫离子、亚铁离子与氰离子反应而大量消耗氰化钠，影响金银浸出。

（6）含金银硫精矿快速浸出提取金银。将完成上述步骤（5）获得的含金银硫精矿矿浆浓缩、过滤、重新调浆后，输送至全泥氰化浸出系统进行快速浸出，即当裸露于外表面的金银溶解并提取完全后，及时过滤硫精矿矿浆，获得载金银活性炭和硫精矿，在此过程中，矿浆中游离氰根浓度控制为350mg/L~400mg/L，pH=11.5~12.5，矿浆浓度35%~40%，浸出时间20~22小时。

采用该实用新型，取得的试验结果为：铜精矿铜品位17.23%、金品位131.84g/t、银品位699.29g/t，铜回收率53.97%、金回收率58.95%、银回收率64.22%；载金银活性炭金品位733.76g/t、银品位2900.60g/t，金回收率32.39%、银回收率21.24%；硫精矿硫品位46.19%、硫回收率85.74%。综合回收指标为：铜回收率53.97%，硫回收率85.74%，金回收率91.34%，银回收率85.96%。

对比实验

以实施例1中的一种含铜、硫氧化金银矿进行对比实验，主体矿物为蚀变系列矿物磁铁矿、磁赤铁矿、褐铁矿，由于矿石氧化程度较深，以褐铁矿占绝大多数；少量硫化矿物，以黄铁矿为主，其次是黄铜矿、辉铜矿，还有极微量毒砂、方铅矿、闪锌矿；金矿物主要有自然金和银金矿，而银矿物较复杂，除自然银外，同时有硫化矿物—螺状硫化银、深红银矿。脉石矿物主要以石英、白云石、方解石为主，其次为绿泥石、高岭土、绢云母等土状矿物。主要元素含量分别为：Cu0.20%、S4.85%、Au2.15g/t、Ag32.65g/t，铜氧化率为54.65%。

对比实施例1

采用传统氰化炭浸法对该矿石进行实施，获得试验结果：金浸出率为65%，银浸出率为0.58%。结果表明，采用该方法，金、银浸出率较低，氰化钠和石灰消耗大，生产成本高，且铜、硫也得不到相应回收。

对比实施例2

采用优先浮铜再浮硫-载金硫精矿和尾矿进行氰化浸出工艺，对该矿石进行实施，其磨矿pH=11.5~12.5。获得试验结果为：铜精矿铜品位13.78%、金品位123.87g/t、银品位759.66g/t，铜回收率48.21%、金回收率52.36%、银回收率60.11%；载金银活性炭金品位690.12g/t、银品位2665.52g/t，金回收率28.78%、银回收率12.32%；硫精矿硫品位38.08%、硫回收率65.72%。综合回收指标为：铜回收率48.21%，硫回收率65.72%，金回收率81.78%，银回收率72.43%。结果表明，铜、硫、金银指标都有较大幅度的降低，且硫铁矿浮选需要硫酸或硫酸铜活化，对浮选尾矿金银氰化浸出提取有不利影响。

对比实施例3

采用铜硫混浮-铜硫分离-载金银硫精矿和尾矿进行氰化浸出工艺，对该矿石进行实施，在自然状态下磨矿pH=5.5~6.5，且含金银硫精矿采用传统方法，直接、及时进行全泥氰化浸出。获得试验结果为：铜精矿铜品位7.56%、金品位80.23g/t、银品位321.17g/t，铜回收率52.97%、金回收率60.88%、银回收率68.91%；载金银活性炭金品位614.52g/t、银品位2466.08g/t，金回收率28.33%、银回收率14.98%；硫精矿硫品位36.46%、硫回收率62.45%。综合回收指标为：铜回收率52.97%，硫回收率62.45%，金回收率89.21%，银回收率83.89%。结果表明，采用该工艺获得的铜精矿铜品位、硫精矿硫品位较低，不能获得合格的铜精矿和硫精矿，也不能实现铜、硫、金银的综合有效回收。

对比实施例4

采用铜硫混浮-铜硫分离-载金银硫精矿和尾矿进行氰化浸出工艺，对该矿石进行实施，其磨矿pH=8~9，且含金银硫精矿采用传统方法，直接、及时进行全泥氰化浸出。获得试验结果为：铜精矿铜品位15.76%、金品位125.77g/t、银品位766.27g/t，铜回收率52.72%、金回收率59.29%、银回收率63.36%；载金银活性炭金品位661.45g/t、银品位2465.62g/t，金回收率26.91%、银回收率12.68%；硫精矿硫品位45.55%、硫回收率84.71%。综合回收指标为：铜回收率52.72%，硫回收率84.71%，金回收率86.20%，银回收率76.04%。结果表明，载金银硫精矿及时进行氰化浸出，金、银总浸出率分别大约将降低了4%、8%左右，且载金银硫精矿浸出氰化钠消耗量增加，生产成本增加。

综上所述，采用该工艺铜大部分得到回收，硫得到有效回收，金银回收率提高了，矿产资源得到较好的综合利用。更重要的是，总氰化钠和石灰消耗较大幅度降低，尾渣中总氰含量也大幅度下降，环境污染风险大大降低。表明，采用该工艺指标较稳定较好，适应性较强，特别对银的回收指标有较大幅度的提高。

Claims (6)

1.一种含铜、硫复杂氧化金银矿中高效回收有价成分系统，其特征在于，包括磨矿分级系统、铜、硫闭路混选循环系统、铜、硫闭路浮选系统和浸出系统；

铜、硫闭路混选循环系统包括铜硫粗选系统、铜硫扫选一系统、铜硫扫选二系统、铜硫精选一系统、铜硫精选二系统、铜硫精选三系统，磨矿分级系统通过搅拌桶与铜硫粗选系统的第一级浮选槽进料口连接，铜硫粗选系统的最后一级浮选槽尾矿出口与铜硫扫选一系统的第一级浮选槽进料口连接，铜硫扫选一系统的最后一级浮选槽尾矿出口与铜硫扫选二系统的第一级浮选槽进料口连接，铜硫扫选二系统最后一级浮选槽尾矿出口与浸出一系统连接；

铜硫扫选二系统的精矿出口汇总后与铜硫扫选一系统的第一级浮选槽进料口连接，铜硫扫选一系统的精矿出口汇总后与铜硫粗选系统的第一级浮选槽进料口连接；

铜硫粗选系统的精矿出口汇总后通过第二泵池、矿浆泵和搅拌桶与铜硫精选一系统的第一级浮选槽进料口连接，铜硫精选一系统的精矿出口汇总后与铜硫精选二系统的第一级浮选槽进料口连接，铜硫精选二系统的精矿出口汇总后与铜硫精选三系统的第一级浮选槽进料口连接，铜硫精选三系统的精矿出口汇总后通过搅拌桶与铜、硫闭路浮选系统；

铜硫精选三系统尾矿出口与铜硫精选二系统的第一级浮选槽进料口连接，铜硫精选二系统尾矿出口与铜硫精选一系统的第一级浮选槽进料口连接，铜硫精选一系统尾矿出口与铜硫粗选系统的第一级浮选槽进料口连接；

铜、硫闭路浮选系统包括铜粗选系统、铜扫选一系统、铜扫选二系统、铜精选一系统、铜精选二系统和铜精选三系统，铜硫精选三系统的精矿出口汇总后通过搅拌桶与铜粗选系统第一级浮选槽的进料口连接，铜粗选系统的精矿出口汇总后与铜精选一系统第一级浮选槽的进料口连接，铜精选一系统的精矿出口汇总后与铜精选二系统第一级浮选槽的进料口连接，铜精选二系统的精矿出口汇总后与铜精选三系统第一级浮选槽的进料口连接，铜精选三系统精矿出口为铜精矿；

铜精选三系统尾矿出口与铜精选二系统的第一级浮选槽进料口连接，铜精选二系统尾矿出口与铜精选一系统的第一级浮选槽进料口连接，铜精选一系统尾矿出口与铜粗选系统的第一级浮选槽进料口连接，铜粗选系统尾矿出口与铜扫选一系统的第一级浮选槽进料口连接，铜扫选一系统尾矿出口与铜扫选二系统的第一级浮选槽进料口连接，铜扫选二系统尾矿出口与浓密机进料口连接；

铜扫选二系统精矿出口汇总后与铜扫选一系统第一级浮选槽的进料口连接，铜扫选一系统精矿出口汇总后与铜粗选系统第一级浮选槽的进料口连接；

浓密机底部出料口与第三球磨机进料口连接，第三球磨机出料口通过第三泵池和矿浆泵与第二水力旋流器进料口连接，第二水力旋流器底部出口与第三球磨机进料口连接，第二水力旋流器溢流出口浸出二系统连接；

浸出一系统和浸出二系统结构一样，包括振动筛和浸出槽组，浸出槽组由2个以上的浸出槽串联组成，即上级浸出槽出料口与下级的浸出槽进料口连接；浸出槽中设置有搅拌装置和提炭器，提炭器采用逆流的方式设置，即下级浸出槽的提炭器通过泵与上级浸出槽上端入口连接；首个浸出槽的提炭器出口与振动筛入料口连接，振动筛筛上物为栽金活性炭，振动筛的下端液体出口与首个浸出槽的进料口连接；

铜硫扫选二系统中最后一级浮选槽尾矿出口与浸出一系统的首个浸出槽的进料口连接，浸出一系统的最后一个浸出槽出料口为浸出尾渣；

第二水力旋流器溢流出口与浸出二系统的首个浸出槽的进料口连接，浸出二系统的最后一个浸出槽出料口为硫精矿。

2.如权利要求1所述的含铜、硫复杂氧化金银矿中高效回收有价成分系统，其特征在于，第二水力旋流器溢流出口通过搅拌存储槽与浸出二系统的首个浸出槽的进料口连接。

3.如权利要求1或2所述的含铜、硫复杂氧化金银矿中高效回收有价成分系统，其特征在于，所述磨矿分级系统包括第一球磨机和第一水力旋利器，粉料仓通过输送机与第一球磨机进料口连接，第一球磨机出料口与第一泵池进料口连接；

第一泵池通过矿浆泵与第一水力旋流器进料口连接，第一水力旋流器溢流口与第一搅拌桶进料口连接；第一水力旋流器底部出口通过第二球磨机与第一泵池进料口连接。

4.如权利要求1或2所述的含铜、硫复杂氧化金银矿中高效回收有价成分系统，其特征在于，铜硫粗选系统由5个浮选槽串联而成，铜硫扫选一系统由4个浮选槽串联而成，铜硫扫选二系统由4个浮选槽串联而成，铜硫精选一系统由4个浮选槽串联而成，铜硫精选二系统由3个浮选槽串联而成，铜硫精选三系统由3个浮选槽串联而成，浮选槽串联即上级浮选槽尾矿出口与下级浮选槽进料口连接。

5.如权利要求1或2所述的含铜、硫复杂氧化金银矿中高效回收有价成分系统，其特征在于，铜粗选系统由3个浮选槽串联而成，铜扫选一系统由2个浮选槽串联而成，铜扫选二系统由2个浮选槽串联而成，铜精选一系统由3个浮选槽串联而成，铜精选二系统由2个浮选槽串联而成，铜精选三系统为1个浮选槽。

6.如权利要求1或2所述的含铜、硫复杂氧化金银矿中高效回收有价成分系统，其特征在于，浸出一系统和浸出二系统的浸出槽组由4个浸出槽串联而成。

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