所述的精选II尾矿14返回精选I再选。
[0039] 所述的扫选I精矿10返回粗选II再选。
[0040] 所述的扫选II精矿16返回至扫选I再选。
[0041] 实施例1 :
[0042] 所用的铜矿属含砷低铜型原生硫化铜矿，其化学组成（wt% )如下：含铜0. 48%， 含硫4. 38%，含金0. 19g/t，含银5. 2g/t。铜物相分析如下：次生硫化铜占69. 29%，原生硫 化铜占18. 10%，氧化铜占12. 61%。
[0043] 按每吨原矿干重计，首先将原矿1依次添加调整剂石灰alOOOg、丁铵黑药b5g， 经球磨机磨矿至磨矿细度为-0. 074mm占 55. 0%的矿粉粒A2,调节pH至8,添加起泡剂 MIBCclOg，经闪速浮选得到铜精矿A3和闪速浮选尾矿4 ;闪速浮选尾矿4经粗选I作业及 粗选II作业得到粗选I精矿5、粗选II精矿6和粗选I尾矿7、粗选II尾矿8 ;粗选II尾矿8 经扫选I作业及扫选II作业得到扫选I精矿10、扫选II精矿16和扫选I尾矿11、扫选II尾 矿16 ;粗选I精矿5和粗选II精矿6合并入球磨机再磨矿至磨矿细度为-0. 074_占 80. 0 % 的矿粉粒B9,矿粉粒B9经精选I及精选II得到铜精选I精矿12、铜精矿13、精选I尾矿 15、精选II尾矿14 ;精选I尾矿15和扫选I精矿10合并返回至粗选II，精选II尾矿14、扫 选II精矿16依次返回至上一工序，其中添加捕收剂改性丁铵黑药d由捕收剂丁铵黑药b与 铜萃取剂ZJ988按质量比=2:1复配而成，改性丁铵黑药d用量15g、MIBCcl0g ;粗选II添加 改性丁铵黑药d8g、起泡剂MIBCc5g ;扫选I添加调整剂硫化钠 elOg、捕收剂丁铵黑药b5g、 起泡剂MIBCc5g ;扫选II添加捕收剂丁铵黑药用量5g/t，起泡剂MIBC用量5g/t ;精选I作 业添加 pH值调整剂石灰用量500g/t调pH值至9,分散抑制剂水玻璃用量350g/t。
[0044] 实施例2 :按每吨原矿干重计，首先将原矿依次添加调整剂石灰用量1500g/t和丁 铵黑药用量6g/t，经过球磨机磨矿至磨矿细度为-0. 074mm占60. 0%，球磨机排矿（pH = 9) 添加起泡剂MIBCc用量20g/t，经闪速浮选作业得到铜精矿A3和闪速浮选尾矿4 ;闪速浮 选尾矿4经粗选I作业及粗选II作业得到粗选I精矿5、粗选II精矿6和粗选I尾矿7、粗 选II尾矿8 ;粗选II尾矿8经扫选I作业及扫选II作业得到扫选I精矿10、扫选II精矿16 和扫选I尾矿11、最终尾矿17 ;粗选I精矿和粗选II精矿合并入球磨机经再磨至磨矿细度 为-0. 074_占85. 0 %后，进行精选I及精选II得到铜选I精矿12、铜精矿13和精选I尾 矿15、铜精选II尾矿14 ;精选I尾矿15和扫选I精矿10合并返回至粗选II，精选II尾矿 14、扫选II精矿16依次返回至上一作业。其中，粗选I添加捕收剂改性丁铵黑药d由捕收 剂丁铵黑药与铜萃取剂ZJ988按质量比=2:1复配而成，20g，起泡剂MIBCc20g ;粗选II添 加改性丁铵黑药dlOg，起泡剂MIBCclOg ;扫选I添加调整剂硫化钠 e20g，捕收剂丁铵黑药 blOg，起泡剂MIBCclOg ;扫选II作业添加捕收剂丁铵黑药blOg，起泡剂MIBCclOg ;精选I添 加 pH值调整剂石灰a600g调pH值至10,分散抑制剂水玻璃f400g。
[0045] 采用以上技术方案，实施例1获得的主要工艺指标为：铜精矿Cu品位23. 08%，Au 品位6. 66g/t，铜回收率86. 92%，金回收率58. 95% ;实施例2只有药剂用量及磨矿细度与 实施例1不同，其它条件与实施例1完全相同，实施例2获得的主要工艺指标为：铜精矿Cu 品位21. 78%，Au品位6. 09g/t，铜回收率89. 24%，金回收率62. 47%。以上两个实施例的 实施情况表明，本发明能高效回收低品位硫化铜矿中铜及伴生贵金属元素。
[0046] 表1各实施例试验结果
[0048] 注*_单位为g/t。
[0049] 以上两个实施例的实施情况表明，铜回收率高达85%~92 %且铜精矿的铜含量 大于18%。
[0050] 如上所述，便可较好地实现本发明。上述实施例仅为本发明较佳的实施方式，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。
【主权项】
1. 低品位硫化铜矿的选矿方法，包括如下工艺步骤与条件： (1)磨矿：以下均按每吨原矿干重计，将原矿[1]按质量比1:0. 6加入水，再添加石灰 [a] 1000~1500g、丁铵黑药[b] 5~6g进行磨矿，得到细度为-〇. 074mm占55. 0~60. 0% 的矿粒粉A[2]矿浆； ⑵闪速浮选：调节磨矿的矿粒粉A[2]矿浆pH至8~9,添加MIBC[c] 10~20g进行 闪速浮选，得到铜精矿A[3]和闪速浮选尾矿[4]; (3)粗选I:向闪速浮选尾矿[4]添加改性丁铵黑药[d] 15~20g、MIBC[c] 10~20g进行粗选I，得到粗选I精矿[5]和粗选I尾矿[7]; ⑷粗选II:粗选I尾矿[7]添加改性丁铵黑药[d]8~10g、MIBC[c]5~10g进行粗 选II，得到粗选II精矿[6]和粗选II尾矿[8]; (5) 再磨矿：将粗选I精矿[5]和粗选II精矿[6]合并给入球磨机进行再磨矿，得到细 度为-0. 074mm占80. 0~85. 0 %的矿粒粉B[9]矿浆； (6) 精选I:向再磨后的矿粒粉B[9]矿衆添加石灰[a] 500~600g调节pH值至9~ 10,再添加水玻璃[f] 350~400g进行精选I，得到精选I精矿[12]和精选I尾矿[15]; (7) 精选II:对精选I精矿[12]不添加任何药剂进行精选II，得到铜精矿[13]和精选II尾矿[14]; (8) 扫选I:向粗选II尾矿[8]添加硫化钠[e] 10~20g、丁铵黑药[b]5~10g、 MIBC[c]5~10g进行扫选I，得到扫选I精矿[10]和扫选I尾矿[11]; (9) 扫选II:向扫选I尾矿[11]添加丁铵黑药[b]5~10g、MIBC[c]5~10g进行扫选 II，得到扫选II精矿[16]和最终尾矿[17]。2. 根据权利要求1所述的方法，其特征是所述的改性丁铵黑药[d]由丁铵黑药与铜萃 取剂ZJ988按质量比2:1复配而成。3. 根据权利要求1所述的方法，其特征是所述的精选I尾矿[15]返回粗选II再选。4. 根据权利要求1所述的方法，其特征是所述的精选II尾矿[14]返回精选I再选。5. 根据权利要求1所述的方法，其特征是所述的扫选I精矿[10]返回粗选II再选。6. 根据权利要求1所述的方法，其特征是所述的扫选II精矿[16]返回扫选I再选。
【专利摘要】本发明涉及一种低品位硫化铜矿的选矿方法，包括工艺步骤与条件：磨矿，加水、石灰、丁铵黑药进行；闪速浮选，调节pH值，加MIBC进行；粗选Ⅰ与粗选Ⅱ，向闪速浮选尾矿加改性丁铵黑药、MIBC进行；再磨矿，将两次粗选精矿进行；精选Ⅰ，向再磨后的矿粒粉B矿浆加石灰调节pH值，加水玻璃进行；精选Ⅱ，不添加任何药剂进行；扫选Ⅰ，向粗选Ⅱ尾矿添加硫化钠、丁铵黑药、MIBC进行；扫选Ⅱ，向扫选Ⅰ尾矿添加丁铵黑药、MIBC进行，它具有目的矿物浮选效率高、可浮性好及已单体解离的矿物优先回收、可避免伴生贵金属在回路中的富集和过粉碎现象发生、矿物综合回收率高、浮选矿浆环境好、粗精矿产率高、已解离的矿物优先回收，有效回收难选铜矿物及连生体、伴生贵金属高效回收等优点，适于处理嵌布粒度不均匀的含贵金属的硫化铜矿物应用。
【IPC分类】B03D103/02, B03D1/00, B03D101/02
【公开号】CN105268559
【申请号】CN201510789291
【发明人】李广, 鲁军, 温建, 岳丽琴, 肖琴, 闫军宁, 廖桂琴, 彭钦华
【申请人】紫金矿业集团股份有限公司
【公开日】2016年1月27日
【申请日】2015年11月17日