一种高寒地区微粒硫氧混合型铜矿的选矿方法与流程

本发明属于铜矿选矿方法技术领域，尤其涉及一种高寒地区微粒硫氧混合型铜矿的选矿方法。

背景技术：

铜是保障国民经济建设的重要基本金属，我国铜矿石资源特征复杂，百万吨级铜金属储量的铜矿山较少，且铜矿石普遍呈现原矿品位低、有用矿物嵌布粒度细、氧化程度偏高、多种矿物共生等特点，因此，采用常规的选铜工艺处理这类难选矿石，往往有用金属回收率不高，资源综合利用率偏低。硫氧混合型铜矿中铜氧化率一般为20～30％，矿石成分复杂，兼具硫、氧矿物特性，含泥量高；在浮选过程中表现出有用矿物与药剂作用效果差，铜矿物浮选速度慢、不易上浮等特性，属于难选铜矿石类型。

难选硫氧混合型铜矿的选矿，尤其是高寒地区低温水质体系下硫氧混合型铜矿的选矿过程中，存在浮选药剂与目的矿物作用效果差，铜矿物表面疏水性薄膜不牢固，泡沫矿化差，选矿回收率低的问题。采用传统的硫化矿浮选法、氧化铜矿浮选法或硫氧分布浮选法均难获得理想的选别指标。

技术实现要素：

为解决高寒地区硫氧混合型铜矿石选矿过程中目的矿物与浮选药剂作用效果差，铜矿物浮选速度慢，选矿回收率低，选矿药剂用量大等疑难问题，本发明提供了一种高寒地区微粒硫氧混合型铜矿的选矿方法。

本发明的技术方案：

一种高寒地区微粒硫氧混合型铜矿的选矿方法，包括如下步骤：

步骤一、将原矿矿石碎磨，得到半自磨磨矿产品，将所述半自磨磨矿产品进行筛分，得到筛上顽石和筛下矿浆，所述筛上顽石返回半自磨进行重复磨矿，所述筛下矿浆进入渣浆泵池；

步骤二、向渣浆泵池内的矿浆中加入一定量的石灰、硫化剂、活化剂、捕收剂htb和起泡剂，将渣浆泵池中的矿浆分级，得到分级溢流和分级沉砂，所述分级沉砂进入球磨机进行磨矿得到球磨机磨矿产品，所述球磨机磨矿产品返回渣浆泵池重复分级，所述分级溢流进入搅拌槽混合搅拌调浆；

步骤三、对步骤二完成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；所述铜粗选1尾矿进行第二次铜粗选，作业过程中添加一定量的硫化剂、活化剂、捕收剂htb和起泡剂；得到铜粗选2粗精矿和铜粗选2尾矿；

步骤四、对铜粗选2尾矿进行三次铜扫选，其中铜扫选一作业和铜扫选二作业均添加一定量的捕收剂htb和起泡剂，铜扫选三作业添加一定量的捕收剂htb；三次铜扫选得到铜粗选2尾矿和三个铜扫选中矿，三个铜扫选中矿分别顺序返回到上一层重复作业；

步骤五、步骤三得到的所述铜粗选1粗精矿和所述铜粗选2粗精矿合并后进行三次铜精选，得到铜精矿和三个铜精选中矿，三个铜精选中矿分别顺序返回到上一层重复作业。

进一步的，步骤一所述原矿矿石中-160mm粒度级别含量占原矿总质量的80％以上，所述半自磨磨矿产品的矿石浓度为80～85％。

进一步的，步骤一所述筛上顽石粒度大于12mm，所述筛下矿浆所含矿石中-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量的30～35％。

进一步的，步骤二所述渣浆泵池内矿浆的矿石浓度为48～52％，其目的是实现高浓度调浆加药；

进一步的，步骤二所述石灰的添加量为1000～1500g/t；所述硫化剂为硫化钠，添加量为30～50g/t；所述活化剂为氯化铵，添加量为300～500g/t；所述捕收剂thb的添加量为60～100g/t；所述起泡剂为2^#油，添加量为30～40g/t。

进一步的，步骤二所述矿浆分级是将矿浆打向水力旋流器进行分级，所述分级溢流的矿石浓度为30～33％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65～75％；所述分级沉砂的矿石浓度为70～75％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8～12％。

进一步的，步骤二所述球磨机磨矿产品中细度为-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量的35～45％。

进一步的，步骤三所述第二次铜粗选添加的硫化剂为硫化钠，添加量为10～20g/t；所述活化剂为氯化铵，添加量为100～200g/t；所述捕收剂htb添加量为30～50g/t；所述起泡剂为2^#油，添加量为10～20g/t。

进一步的，步骤四所述铜扫选一作业中捕收剂htb的添加量为20～30g/t，所述起泡剂为2^#油，添加量为10～20g/t；所述铜扫选二作业中捕收剂htb的添加量为10～20g/t，所述起泡剂为2^#油，添加量为5～10g/t；所述铜扫选三作业中捕收剂htb的添加量为10～20g/t。

进一步的，步骤二、步骤三、步骤四所述捕收剂htb均由二丁基二硫代磷酸铵、异戊基黄药、正丁基黄药按质量比1.0:1.0:2.0混合制得。

本发明的有益效果：

本发明创造性提出了“两段强化粗选，渣浆泵池中高浓度调浆加药”的新工艺思路，实现了矿物与药剂的超前预吸附，解决了高寒低温水质条件下铜矿物与药剂作用效果差、药剂用量大、矿化泡沫层不稳定的技术问题。

本发明提出了硫化钠+氯化铵协同硫化活化的新思路，克服了单一硫化钠硫化效率低，硫化膜不牢固、易脱落的缺陷。本发明提供的高效组合铜捕收剂htb，有效提高了对铜矿物的捕收能力。本发明设计了扫选一中矿返回渣浆泵池的流程，实现了含铜连生体矿物的分级再磨，延长了难浮矿物的浮选时间，提高了选铜回收率。

本发明提供了一种高效、节能、分选效率高、针对性强、选别指标好的难处理硫氧混合型铜矿的选矿方法，工艺特别适合处理高寒地区难选硫氧混合型铜矿，有效提高了有价铜资源的综合回收能力，对提高该类资源的综合利用率、保障铜精矿原料供给、促进区域经济可持续发展具有重大意义。

附图说明

图1为本发明提供的一种高寒地区微粒硫氧混合型铜矿的选矿方法的工艺流程图。

具体实施方式

下面结合实施例对本发明的技术方案做进一步的说明，但并不局限于此，凡是对本发明技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明技术方案的精神和范围，均应涵盖在本发明的保护范围中。

实施例1

一种高寒地区微粒硫氧混合型铜矿的选矿方法，包括如下步骤：

步骤一、将原矿矿石碎磨，得到半自磨磨矿产品，将所述半自磨磨矿产品进行筛分，得到筛上顽石和筛下矿浆，所述筛上顽石返回半自磨进行重复磨矿，所述筛下矿浆进入渣浆泵池；

步骤二、向渣浆泵池内的矿浆中加入一定量的石灰、硫化剂、活化剂、捕收剂htb和起泡剂，将渣浆泵池中的矿浆分级，得到分级溢流和分级沉砂，所述分级沉砂进入球磨机进行磨矿得到球磨机磨矿产品，所述球磨机磨矿产品返回渣浆泵池重复分级，所述分级溢流进入搅拌槽混合搅拌调浆；

步骤三、对步骤二完成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；所述铜粗选1尾矿进行第二次铜粗选，作业过程中添加一定量的硫化剂、活化剂、捕收剂htb和起泡剂；得到铜粗选2粗精矿和铜粗选2尾矿；

步骤四、对铜粗选2尾矿进行三次铜扫选，其中铜扫选一作业和铜扫选二作业均添加一定量的捕收剂htb和起泡剂，铜扫选三作业添加一定量的捕收剂htb；三次铜扫选得到铜粗选2尾矿和三个铜扫选中矿，三个铜扫选中矿分别顺序返回到上一层重复作业；

步骤五、步骤三得到的所述铜粗选1粗精矿和所述铜粗选2粗精矿合并后进行三次铜精选，得到铜精矿和三个铜精选中矿，三个铜精选中矿分别顺序返回到上一层重复作业。

实施例2

一种高寒地区微粒硫氧混合型铜矿的选矿方法，包括如下步骤：

步骤一、将-160mm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80～85％的半自磨磨矿产品，将所述半自磨磨矿产品进行筛分，得到粒度大于12mm的筛上顽石和所含矿石中-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量30～35％的筛下矿浆，筛上顽石返回半自磨进行重复磨矿，所述筛下矿浆进入渣浆泵池；

步骤二、向渣浆泵池内的矿浆中加入一定量的石灰、硫化剂、活化剂、捕收剂htb和起泡剂，将渣浆泵池中的矿浆分级，得到分级溢流和分级沉砂，所述分级沉砂进入球磨机进行磨矿得到球磨机磨矿产品，所述球磨机磨矿产品返回渣浆泵池重复分级，所述分级溢流进入搅拌槽混合搅拌调浆；

步骤三、对步骤二完成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；所述铜粗选1尾矿进行第二次铜粗选，作业过程中添加一定量的硫化剂、活化剂、捕收剂htb和起泡剂；得到铜粗选2粗精矿和铜粗选2尾矿；

步骤四、对铜粗选2尾矿进行三次铜扫选，其中铜扫选一作业和铜扫选二作业均添加一定量的捕收剂htb和起泡剂，铜扫选三作业添加一定量的捕收剂htb；三次铜扫选得到铜粗选2尾矿和三个铜扫选中矿，三个铜扫选中矿分别顺序返回到上一层重复作业；

步骤五、步骤三得到的所述铜粗选1粗精矿和所述铜粗选2粗精矿合并后进行三次铜精选，得到铜精矿和三个铜精选中矿，三个铜精选中矿分别顺序返回到上一层重复作业。

实施例3

一种高寒地区微粒硫氧混合型铜矿的选矿方法，包括如下步骤：

步骤一、将-160mm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80～85％的半自磨磨矿产品，将所述半自磨磨矿产品进行筛分，得到粒度大于12mm的筛上顽石和所含矿石中-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量30～35％的筛下矿浆，筛上顽石返回半自磨进行重复磨矿，所述筛下矿浆进入渣浆泵池；

步骤二、渣浆泵池内矿浆的矿石浓度为48～52％，其目的是实现高浓度调浆加药；向渣浆泵池内的矿浆中加入1000～1500g/t石灰、30～50g/t硫化钠、300～500g/t氯化铵、60～100g/t捕收剂htb和30～40g/t2^#油，将渣浆泵池中的矿浆打向水力旋流器进行分级，得到矿石浓度为30～33％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65～75％的分级溢流和矿石浓度为70～75％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8～12％的分级沉砂，分级沉砂进入球磨机进行磨矿得到细度为-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量35～45％的球磨机磨矿产品，所述球磨机磨矿产品返回渣浆泵池重复分级，所述分级溢流进入搅拌槽混合搅拌调浆；

本实施例中捕收剂htb由二丁基二硫代磷酸铵、异戊基黄药、正丁基黄药按质量比1.0:1.0:2.0混合制得。

步骤三、对步骤二完成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；所述铜粗选1尾矿进行第二次铜粗选，作业过程中添加一定量的硫化剂、活化剂、捕收剂htb和起泡剂；得到铜粗选2粗精矿和铜粗选2尾矿；

步骤四、对铜粗选2尾矿进行三次铜扫选，其中铜扫选一作业和铜扫选二作业均添加一定量的捕收剂htb和起泡剂，铜扫选三作业添加一定量的捕收剂htb；三次铜扫选得到铜粗选2尾矿和三个铜扫选中矿，三个铜扫选中矿分别顺序返回到上一层重复作业；

步骤五、步骤三得到的所述铜粗选1粗精矿和所述铜粗选2粗精矿合并后进行三次铜精选，得到铜精矿和三个铜精选中矿，三个铜精选中矿分别顺序返回到上一层重复作业。

本实施例将粗选一作业浮选药剂加药点由搅拌槽迁移至磨矿回路渣浆泵池中，打破了常规的加药方式，一方面大幅度提升了药剂与有用矿物的作用时间，改善了药剂与矿物的作用效果，可以在矿物表面形成稳定的疏水物质；另一方面，药剂添加到泵池中可以提高矿物与药剂的混匀效果，同时借助磨矿作用下产生的热量提高矿浆温度，进而保障药剂与矿物的作用效果，克服了低温矿浆环境下药剂与矿物反应效果差的问题。

本实施例针对单一硫化钠对氧化铜矿硫化效率低，矿石中氧化铜矿物回收效果偏差的问题，提出了硫化钠+氯化铵协同活化氧化铜矿的技术思路，引入铵盐强化氧化矿表面硫化膜的生成及附着，可以有效提高难浮氧化铜矿的可浮性；同时针对原有捕收剂捕收力弱的问题，发明了以二丁基二硫代磷酸铵、异戊基黄药、正丁基黄药为主要原料的高效组合式捕收剂htb，有效提高了铜矿物特别是难浮铜的疏水能力。

实施例4

一种高寒地区微粒硫氧混合型铜矿的选矿方法，包括如下步骤：

步骤一、将-160mm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80～85％的半自磨磨矿产品，将所述半自磨磨矿产品进行筛分，得到粒度大于12mm的筛上顽石和所含矿石中-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量30～35％的筛下矿浆，筛上顽石返回半自磨进行重复磨矿，所述筛下矿浆进入渣浆泵池；

步骤二、渣浆泵池内矿浆的矿石浓度为48～52％，其目的是实现高浓度调浆加药；向渣浆泵池内的矿浆中加入1000～1500g/t石灰、30～50g/t硫化钠、300～500g/t氯化铵、60～100g/t捕收剂htb和30～40g/t2^#油，将渣浆泵池中的矿浆打向水力旋流器进行分级，得到矿石浓度为30～33％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65～75％的分级溢流和矿石浓度为70～75％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8～12％的分级沉砂，分级沉砂进入球磨机进行磨矿得到细度为-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量35～45％的球磨机磨矿产品，所述球磨机磨矿产品返回渣浆泵池重复分级，所述分级溢流进入搅拌槽混合搅拌调浆；

步骤三、对步骤二完成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；所述铜粗选1尾矿进行第二次铜粗选，作业过程中添加10～20g/t硫化钠、100～200g/t氯化铵、30～50g/t捕收剂htb和10～20g/t2^#油；得到铜粗选2粗精矿和铜粗选2尾矿；

本实施例中捕收剂htb由二丁基二硫代磷酸铵、异戊基黄药、正丁基黄药按质量比1.0:1.0:2.0混合制得。

步骤四、对铜粗选2尾矿进行三次铜扫选，其中铜扫选一作业和铜扫选二作业均添加一定量的捕收剂htb和起泡剂，铜扫选三作业添加一定量的捕收剂htb；三次铜扫选得到铜粗选2尾矿和三个铜扫选中矿，三个铜扫选中矿分别顺序返回到上一层重复作业；

步骤五、步骤三得到的所述铜粗选1粗精矿和所述铜粗选2粗精矿合并后进行三次铜精选，得到铜精矿和三个铜精选中矿，三个铜精选中矿分别顺序返回到上一层重复作业。

实施例5

一种高寒地区微粒硫氧混合型铜矿的选矿方法，包括如下步骤：

步骤一、将-160mm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80～85％的半自磨磨矿产品，将所述半自磨磨矿产品进行筛分，得到粒度大于12mm的筛上顽石和所含矿石中-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量30～35％的筛下矿浆，筛上顽石返回半自磨进行重复磨矿，所述筛下矿浆进入渣浆泵池；

步骤二、渣浆泵池内矿浆的矿石浓度为48～52％，其目的是实现高浓度调浆加药；向渣浆泵池内的矿浆中加入1000～1500g/t石灰、30～50g/t硫化钠、300～500g/t氯化铵、60～100g/t捕收剂htb和30～40g/t2^#油，将渣浆泵池中的矿浆打向水力旋流器进行分级，得到矿石浓度为30～33％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65～75％的分级溢流和矿石浓度为70～75％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8～12％的分级沉砂，分级沉砂进入球磨机进行磨矿得到细度为-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量35～45％的球磨机磨矿产品，所述球磨机磨矿产品返回渣浆泵池重复分级，所述分级溢流进入搅拌槽混合搅拌调浆；

步骤三、对步骤二完成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；所述铜粗选1尾矿进行第二次铜粗选，作业过程中添加10～20g/t硫化钠、100～200g/t氯化铵、30～50g/t捕收剂htb和10～20g/t2^#油；得到铜粗选2粗精矿和铜粗选2尾矿；

步骤四、对铜粗选2尾矿进行三次铜扫选，其中铜扫选一作业中添加20～30g/t捕收剂htb和10～20g/t2^#油；铜扫选二作业中添加10～20g/t捕收剂htb和5～10g/t2^#油；铜扫选三作业中添加10～20g/t捕收剂htb；三次铜扫选得到铜粗选2尾矿和三个铜扫选中矿，三个铜扫选中矿分别顺序返回到上一层重复作业，即扫一中矿返回至渣浆泵池，扫二中矿返回至铜扫选一作业，扫三中矿返回至铜扫选二作业；

本实施例中捕收剂htb由二丁基二硫代磷酸铵、异戊基黄药、正丁基黄药按质量比1.0:1.0:2.0混合制得。

步骤五、步骤三得到的所述铜粗选1粗精矿和所述铜粗选2粗精矿合并后进行三次铜精选，得到铜精矿和三个铜精选中矿，三个铜精选中矿分别顺序返回到上一层重复作业，即精一中矿返回搅拌槽，精二中矿返回铜精选一作业，精三中矿返回铜精选二作业。

本实施例针对扫一中矿中连生体含量偏高，部分铜矿物可浮性差、浮选速度慢的问题，创新性地将扫一中矿返回至渣浆泵池，并通过分级后经球磨机再磨，实现了扫一中矿的充分解离，同时与新鲜药剂的强化接触，进一步延长这部分矿物的浮选时间，从而提高扫一中矿中铜矿物的回收率。

实施例6

本实施例选别的矿石为黑龙江某硫氧混合型铜矿石，原矿含铜0.37％，矿石氧化率为26.65％；主要的金属矿物是黄铜矿、孔雀石、斑铜矿和黄铁矿等；主要的脉石矿物是石英、绢云母、绿泥石等；主要金属矿物嵌布特征复杂，粒度微细，单体解离差。

采用本发明的高寒地区微粒硫氧混合型铜矿的选矿工艺对该低品位细粒嵌布硫氧混合型铜矿石进行分选，选别步骤包括：

包括如下步骤：

步骤一、将-160mm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80％的半自磨磨矿产品，

将半自磨磨矿产品进行筛分，得到粒度大于12mm的筛上顽石和所含矿石中-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量35％的筛下矿浆，筛上顽石返回半自磨进行重复磨矿，所述筛下矿浆进入渣浆泵池；

步骤二、渣浆泵池内矿浆的矿石浓度为48％，其目的是实现高浓度调浆加药；

向渣浆泵池内的矿浆中加入1200g/t石灰、50g/t硫化钠、500g/t氯化铵、60g/t捕收剂htb和30g/t2^#油，

将渣浆泵池中的矿浆打向水力旋流器进行分级，得到矿石浓度为31％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70％的分级溢流和矿石浓度为72％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10％的分级沉砂，

分级沉砂进入球磨机进行磨矿得到细度为-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量40％的球磨机磨矿产品，球磨机磨矿产品返回渣浆泵池重复分级，分级溢流进入搅拌槽混合搅拌调浆；

步骤三、对步骤二完成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10g/t硫化钠、100g/t氯化铵、50g/t捕收剂htb和10g/t2^#油；得到铜粗选2粗精矿和铜粗选2尾矿；

步骤四、对铜粗选2尾矿进行三次铜扫选，其中铜扫选一作业中添加20g/t捕收剂htb和20g/t2^#油；铜扫选二作业中添加20g/t捕收剂htb和5g/t2^#油；铜扫选三作业中添加10g/t捕收剂htb；

三次铜扫选得到铜粗选2尾矿和三个铜扫选中矿，三个铜扫选中矿分别顺序返回到上一层重复作业，即扫一中矿返回至渣浆泵池，扫二中矿返回至铜扫选一作业，扫三中矿返回至铜扫选二作业；

步骤五、步骤三得到的所述铜粗选1粗精矿和所述铜粗选2粗精矿合并后进行三次铜精选，得到铜精矿和三个铜精选中矿，三个铜精选中矿分别顺序返回到上一层重复作业，即精一中矿返回搅拌槽，精二中矿返回铜精选一作业，精三中矿返回铜精选二作业。

本实施例中捕收剂htb均由二丁基二硫代磷酸铵、异戊基黄药、正丁基黄药按质量比1.0:1.0:2.0混合制得。

本实施例获得的铜精矿铜品位18.76％，铜回收率88.60％。

采用传统的硫化铜矿石浮选工艺，即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18.65％、铜回收率83.64％。

实施例7

本实施例选别的矿石为硫化矿与氧化矿按一定比例配矿混合而成，原矿含铜0.45％，矿石氧化率为30.12％；主要的金属矿物是黄铜矿、孔雀石和斑铜矿等；主要的脉石矿物是石英、绢云母、钠长石石等；金属矿物粒度微细，单体解离差。

采用本发明的高寒地区微粒硫氧混合型铜矿的选矿工艺对该低品位细粒嵌布硫氧混合型铜矿石进行分选，选别步骤包括：

包括如下步骤：

步骤一、将-160mm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85％的半自磨磨矿产品，

将半自磨磨矿产品进行筛分，得到粒度大于12mm的筛上顽石和所含矿石中-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量30％的筛下矿浆，筛上顽石返回半自磨进行重复磨矿，所述筛下矿浆进入渣浆泵池；

步骤二、渣浆泵池内矿浆的矿石浓度为52％，其目的是实现高浓度调浆加药；

向渣浆泵池内的矿浆中加入1000g/t石灰、50g/t硫化钠、500g/t氯化铵、100g/t捕收剂htb和30g/t2^#油，

将渣浆泵池中的矿浆打向水力旋流器进行分级，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67％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8％的分级沉砂，

分级沉砂进入球磨机进行磨矿得到细度为-0.074mm粒度级别占其所含矿石总质量45％的球磨机磨矿产品，球磨机磨矿产品返回渣浆泵池重复分级，分级溢流进入搅拌槽混合搅拌调浆；

步骤三、对步骤二完成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20g/t硫化钠、200g/t氯化铵、50g/t捕收剂htb和20g/t2^#油；得到铜粗选2粗精矿和铜粗选2尾矿；

步骤四、对铜粗选2尾矿进行三次铜扫选，其中铜扫选一作业中添加30g/t捕收剂htb和10g/t2^#油；铜扫选二作业中添加10g/t捕收剂htb和10g/t2^#油；铜扫选三作业中添加20g/t捕收剂htb；

三次铜扫选得到铜粗选2尾矿和三个铜扫选中矿，三个铜扫选中矿分别顺序返回到上一层重复作业，即扫一中矿返回至渣浆泵池，扫二中矿返回至铜扫选一作业，扫三中矿返回至铜扫选二作业；

步骤五、步骤三得到的所述铜粗选1粗精矿和所述铜粗选2粗精矿合并后进行三次铜精选，得到铜精矿和三个铜精选中矿，三个铜精选中矿分别顺序返回到上一层重复作业，即精一中矿返回搅拌槽，精二中矿返回铜精选一作业，精三中矿返回铜精选二作业。

本实施例中捕收剂htb均由二丁基二硫代磷酸铵、异戊基黄药、正丁基黄药按质量比1.0:1.0:2.0混合制得。

本实施例获得的铜精矿铜品位19.28％，铜回收率88.02％。

采用传统的硫化铜矿石浮选工艺，即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19.24％、铜回收率82.73％。

在铜精矿的选矿过程中，很难实现有用矿物的完全单体解离和铜、硫矿物的彻底分离，出于精矿品位与回收率的综合平衡方面的考虑，生产中要达到铜精矿铜品位的理论值是十分困难的，本发明通过解决高寒地区硫氧混合型铜矿石选矿过程中目的矿物与浮选药剂作用效果差，铜矿物浮选速度慢，选矿回收率低，选矿药剂用量大等疑难问题，在现有工艺基础上进一步提高了铜精矿铜品位，取得了显著的技术进步，有效提高了有价铜资源的综合回收能力，对提高该类资源的综合利用率、保障铜精矿原料供给、促进区域经济可持续发展具有重大意义。