权利要求
步骤一、磨矿：将破碎后的硫化铜矿给入球磨机，在矿浆质量浓度为50%-55%的条件下进行磨矿，控制磨矿细度为-200目占70%-75%;
步骤三、一段粗选：将步骤二所得的快速浮选尾矿给入一段粗选浮选机进行粗选，获得铜粗精矿1和一段粗选尾矿;
步骤四、二段粗选：将步骤三所得的一段粗选尾矿给入二段粗选浮选机进行粗选，获得铜粗精矿2和最终尾矿;
步骤五、分级再磨：将步骤三所得的铜粗精矿1和步骤四所得的铜粗精矿2分别给入独立的再磨作业进行再磨;其中，铜粗精矿1的再磨细度控制为-325目占90%以上，铜粗精矿2的再磨细度控制为-325目占85%以上;
步骤六、精选作业：
将步骤五再磨后的铜粗精矿1进行一次精选，获得铜中精矿1和中矿2;
将步骤五再磨后的铜粗精矿2进行两次精选和一次扫选，获得铜中精矿2以及中矿3、中矿4、中矿5;
将所述铜中精矿1与铜中精矿2合并后进行联合精选，获得铜精矿2和中矿1;
步骤七、中矿顺序返回：将步骤六所得的所述中矿1返回至铜粗精矿1的精选作业，将所述中矿2返回至步骤三的一段粗选作业，将所述中矿3和中矿4返回至铜粗精矿2的一段精选作业，将所述中矿5返回至步骤四的二段粗选作业;
步骤八、产品合并：将步骤二快速浮选产出的铜精矿1与步骤六联合精选产出的铜精矿2合并，作为最终铜精矿产品;
所述最终铜精矿产品中铜品位为22.13%-24.50%，铜回收率为84.68%-90.23%。
2.根据权利要求1所述的一种硫化铜矿分段快速浮选与分级再磨联合工艺，其特征在于，步骤六中，对铜粗精矿2的两次精选采用差异化药剂制度，第一次精选作业添加活化剂以强化可浮性较弱的铜矿物的回收，第二次精选作业用于进一步提高精矿品位。
3.根据权利要求2所述的一种硫化铜矿分段快速浮选与分级再磨联合工艺，其特征在于，所述硫化铜矿主要为黄铜矿、斑铜矿和铜蓝中的至少一种，且原矿铜品位为0.5%-0.7%。
说明书
技术领域
[0001]本发明涉及矿物加工技术领域，特别涉及一种硫化铜矿分段快速浮选与分级再磨联合工艺。
背景技术
[0002]国内硫化铜矿大多数以黄铜矿为主，黄铜矿天然可浮性较好，选矿普遍采用常规的“磨矿-浮选”流程。然而，对于矿石成分复杂、可磨性差、有用矿物嵌布粒度不均匀、且脉石矿物易浮的难选铜矿石，采用常规的单一磨矿细度进行浮选，往往会导致有用矿物单体解离困难或者过磨现象。这会造成两方面的问题：一方面，粗颗粒连生体因解离不充分而损失于尾矿;另一方面，已单体解离的细粒矿物发生过磨，产生矿泥，恶化浮选环境。
[0003]更严重的是，这种处理方式会产生大量且品位偏高的中矿。为了回收这部分中矿，不得不将其返回再磨和再选，这不仅极大地增加了系统的循环负荷，也造成浮选设备的有效处理能力下降。同时，由于中矿循环量大，矿浆在浮选机内的实际停留时间过长，导致气泡与目的矿物的结合效率降低，最终出现铜尾矿品位偏高、铜回收率偏低的问题。因此，针对此类复杂难选硫化铜矿，迫切需要一种流程简洁、分段处理合理、浮选效率高的新型工艺，以减少中矿循环量、降低系统负担，并同步提高铜精矿品位与回收率。
发明内容
[0004]本发明提供一种硫化铜矿分段快速浮选与分级再磨联合工艺，以解决现有技术中因矿石嵌布粒度不均匀、可磨性差而导致的磨矿不充分或过磨、中矿循环量大、系统负担重、最终导致铜回收率偏低的技术问题。
[0005]为达到上述目的，本发明所采取的技术方案为：
一种硫化铜矿分段快速浮选与分级再磨联合工艺，包括以下步骤：
步骤一、磨矿：将破碎后的硫化铜矿给入球磨机，在矿浆质量浓度为50%-55%的条件下进行磨矿，控制磨矿细度为-200目占70%-75%。此步骤旨在使矿石达到初步的单体解离，为后续浮选提供合适的粒度基础。
[0006]步骤二、快速浮选：将步骤一所得矿浆给入快速浮选机进行快速浮选作业，浮选时间为0.5-1.0min，获得铜精矿1和快速浮选尾矿。该快速浮选作业的主要目的在于利用高捕收剂浓度和适宜充气量，在最短时间内优先回收那些嵌布粒度相对较粗、可浮性好的铜矿物(如粗粒黄铜矿)，实现“能收早收”，从而缩短这部分易浮矿物在矿浆中的停留时间，大幅降低其进入后续流程造成过磨或循环负荷增大的风险。
[0007]步骤三、一段粗选：将步骤二所得的快速浮选尾矿给入一段粗选浮选机进行粗选，获得铜粗精矿1和一段粗选尾矿。
[0008]步骤四、二段粗选：将步骤三所得的一段粗选尾矿给入二段粗选浮选机进行粗选，获得铜粗精矿2和最终尾矿。通过步骤三和步骤四的两段粗选，可以有效分流中矿，避免中矿集中积累，显著减少系统的循环量。
[0009]步骤五、分级再磨：将步骤三所得的铜粗精矿1和步骤四所得的铜粗精矿2分别给入独立的再磨作业进行再磨。针对两者性质差异(如粒度、解离度)，采用不同的再磨细度：铜粗精矿1的再磨细度控制为-325目占90%以上，铜粗精矿2的再磨细度控制为-325目占85%以上。这种分级再磨的方式，既能保证铜矿物与脉石的进一步充分解离，为后续精选创造良好条件，又能有效防止过磨现象，减少金属损失。
[0010]步骤六、精选作业：
将步骤五再磨后的铜粗精矿1进行一次精选，获得铜中精矿1和中矿2;
将步骤五再磨后的铜粗精矿2进行两次精选和一次扫选，获得铜中精矿2以及中矿3、中矿4、中矿5;
将所述铜中精矿1与铜中精矿2合并后进行联合精选，获得铜精矿2和中矿1。这种工艺设置使得不同来源、不同品位的中间精矿得到集中处理，有利于稳定最终精矿质量，同时减少药剂消耗。
[0011]步骤七、中矿顺序返回：将步骤六所得的所述中矿1返回至铜粗精矿1的精选作业，将所述中矿2返回至步骤三的一段粗选作业，将所述中矿3和中矿4返回至铜粗精矿2的一段精选作业，将所述中矿5返回至步骤四的二段粗选作业。该中矿返回路径是根据各中矿的性质和品位进行精准设置的，分散了各作业段的处理压力，提高了整个流程的流畅性和作业效率。
[0012]步骤八、产品合并：将步骤二快速浮选产出的铜精矿1与步骤六联合精选产出的铜精矿2合并，作为最终高品位、高回收率的铜精矿产品。
[0013]优选的，所述步骤六中对铜粗精矿2的两次精选采用差异化药剂制度。此举是为了优化铜粗精矿2的精选效果，具体而言，第一次精选作业主要针对该部分矿石中可能存在的、可浮性相对较弱的铜矿物，通过添加适量活化剂来强化其回收;第二次精选作业则侧重于提高精矿品位，通过调整抑制剂和捕收剂的用量，加强对脉石矿物的抑制。
[0014]优选的，所述硫化铜矿主要为黄铜矿、斑铜矿和铜蓝中的至少一种，且原矿铜品位为0.5%-0.7%。
[0015]本发明与现有技术相比具有以下优点：
(1)本发明针对矿石中嵌布粒度较粗、可浮性良好的铜矿物(如黄铜矿、斑铜矿)，在常规粗选之前设置独立的快速浮选单元，通过高药剂浓度和优化的充气条件，在0.5-1.0min的极短时间内将其优先回收为最终精矿。这一设计显著缩短了易浮粗颗粒铜矿物在矿浆中的停留时间，避免了其进入后续流程发生不必要的过磨或反复循环，从源头上减少了进入再磨和精选系统的中矿量，有效提升了浮选设备的处理能力，为全流程的高效稳定运行奠定了基础。
[0016](2)本发明将快速浮选尾矿依次进行两段粗选，有效避免了中矿的集中积累，显著降低了系统的循环量。更为关键的是，针对两段粗选产出的性质各异的铜粗精矿(一段粗精矿粒度相对较粗、二段粗精矿可能包含连生体)，分别采用独立的再磨系统进行差异化细度研磨(-325目分别占90%以上和85%以上)。这种分级再磨策略既保证了铜矿物与脉石矿物的充分解离，为获得高品位精矿创造了条件，又有效防止了已解离矿物的过磨，减少了金属损失和次生矿泥的产生，实现了资源的高效利用。
[0017](3)本发明根据各中矿的品位、可浮性及解离程度，设计了多路有序的返回路径：将不同中矿分别返回至一段粗选、二段粗选、一次精选等不同作业点。这种设计有效分散了各作业段的处理压力，避免了中矿在某处过度堆积，显著提升了整个工艺流程的流畅性和稳定性。同时，将来自不同路径的铜中精矿进行合并联合精选，减少了药剂消耗，稳定了最终精矿质量，实现了铜精矿品位与回收率的同步提升。
附图说明
[0018]图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
[0019]下面结合具体实施例对本发明做进一步详细的说明。
[0020]实施例1
本实施例采用本发明提供的方法处理国外某硫化铜矿。原矿铜品位为0.53%。工艺矿物学研究表明，该矿石中的铜矿物主要为黄铜矿、斑铜矿和铜蓝，脉石矿物以钠长石、石英、辉石、云母类为主。
[0021]步骤一、磨矿：将破碎后的硫化铜矿置于球磨机中，控制矿浆质量浓度为53.67%，磨矿至细度为-200目占72.33%。
[0022]步骤二、快速浮选：将步骤一所得矿浆给入快速浮选机，控制浮选时间为0.5min(即30s)。经此作业，获得铜品位为28.75%、铜回收率为53.24%的铜精矿1，以及快速浮选尾矿。
[0023]步骤三、一段粗选：将步骤二所得快速浮选尾矿给入一段粗选浮选机进行粗选，产出铜粗精矿1和一段粗选尾矿。
[0024]步骤四、二段粗选：将步骤三所得一段粗选尾矿给入二段粗选浮选机进行粗选，产出铜粗精矿2和最终尾矿。
[0025]步骤五、分级再磨：将步骤三所得铜粗精矿1和步骤四所得铜粗精矿2分别给入独立的再磨系统进行再磨。其中，铜粗精矿1的再磨细度控制为-325目占93.46%，铜粗精矿2的再磨细度控制为-325目占87.98%。
[0026]步骤六、精选作业：
将再磨后的铜粗精矿1进行一次精选，获得铜中精矿1和中矿2。
[0027]将再磨后的铜粗精矿2进行两次精选和一次扫选。其中，对铜粗精矿2的第一次精选添加适量活化剂以强化弱可浮性矿物的回收，第二次精选侧重于提高精矿品位，最终获得铜中精矿2以及中矿3、中矿4、中矿5。
[0028]将铜中精矿1与铜中精矿2合并，进行联合精选，获得铜品位为16.37%、铜回收率为31.44%的铜精矿2和中矿1。
[0029]步骤七、中矿顺序返回：将步骤六所得的中矿1返回至铜粗精矿1的精选作业，将中矿2返回至步骤三的一段粗选作业，将中矿3和中矿4返回至铜粗精矿2的一段精选作业，将中矿5返回至步骤四的二段粗选作业。
[0030]步骤八、产品合并：将步骤二快速浮选产出的铜精矿1与步骤六联合精选产出的铜精矿2合并，得到最终铜精矿产品。
[0031]经检测与计算，本实施例最终铜精矿产品的铜品位为22.44%，铜回收率为84.68%。
[0032]实施例2
本实施例采用本发明提供的方法处理云南某硫化铜矿。原矿铜品位为0.64%。工艺矿物学研究表明，主要金属矿物为黄铜矿、斑铜矿和少量铜蓝，脉石矿物是滑石、长石、云母等。
[0033]步骤一、磨矿：将破碎后的硫化铜矿置于球磨机中，控制矿浆质量浓度为50.25%，磨矿至细度为-200目占70.34%。
[0034]步骤二、快速浮选：将步骤一所得矿浆给入快速浮选机，控制浮选时间为0.75min，获得铜品位为30.12%、铜回收率为56.78%的铜精矿1，以及快速浮选尾矿。
[0035]步骤三、一段粗选：将步骤二所得快速浮选尾矿给入一段粗选浮选机进行粗选，产出铜粗精矿1和一段粗选尾矿。
[0036]步骤四、二段粗选：将步骤三所得一段粗选尾矿给入二段粗选浮选机进行粗选，产出铜粗精矿2和最终尾矿。
[0037]步骤五、分级再磨：将铜粗精矿1和铜粗精矿2分别再磨。控制铜粗精矿1的再磨细度为-325目占90.23%，铜粗精矿2的再磨细度为-325目占85.64%。
[0038]步骤六、精选作业：操作同实施例1，其中对铜粗精矿2的两次精选采用差异化药剂制度。最终获得铜品位为15.24%、铜回收率为33.45%的铜精矿2以及各中矿。
[0039]步骤七、中矿顺序返回：将步骤六所得的中矿1返回至铜粗精矿1的精选作业，将中矿2返回至步骤三的一段粗选作业，将中矿3和中矿4返回至铜粗精矿2的一段精选作业，将中矿5返回至步骤四的二段粗选作业。
[0040]步骤八、产品合并：将步骤二快速浮选产出的铜精矿1与步骤六联合精选产出的铜精矿2合并，得到最终铜精矿产品。
[0041]经检测与计算，本实施例最终铜精矿产品的铜品位为22.13%，铜回收率为90.23%。
[0042]实施例3
本实施例采用本发明提供的方法处理江西某硫化铜矿。原矿铜品位为0.71%。工艺矿物学研究表明，主要金属矿物为黄铜矿、斑铜矿、铜蓝和少量磁铁矿、赤铁矿，脉石矿物是辉石、长石、石英、云母等。
[0043]步骤一、磨矿：将破碎后的硫化铜矿置于球磨机中，控制矿浆质量浓度为54.98%，磨矿至细度为-200目占75.00%。
[0044]步骤二、快速浮选：将步骤一所得矿浆给入快速浮选机，控制浮选时间为1.0min，获得铜品位为26.57%、铜回收率为57.32%的铜精矿1，以及快速浮选尾矿。
[0045]步骤三、一段粗选：同实施例1，产出铜粗精矿1和一段粗选尾矿。
[0046]步骤四、二段粗选：同实施例1，产出铜粗精矿2和最终尾矿。
[0047]步骤五、分级再磨：将铜粗精矿1和铜粗精矿2分别再磨。控制铜粗精矿1的再磨细度为-325目占93.57%，铜粗精矿2的再磨细度为-325目占88.24%。
[0048]步骤六、精选作业：操作同实施例1，其中对铜粗精矿2的两次精选采用差异化药剂制度。最终获得铜品位为17.33%、铜回收率为25.37%的铜精矿2以及各中矿。
[0049]步骤七、中矿顺序返回：将步骤六所得的中矿1返回至铜粗精矿1的精选作业，将中矿2返回至步骤三的一段粗选作业，将中矿3和中矿4返回至铜粗精矿2的一段精选作业，将中矿5返回至步骤四的二段粗选作业。
[0050]步骤八、产品合并：将步骤二快速浮选产出的铜精矿1与步骤六联合精选产出的铜精矿2合并，得到最终铜精矿产品。
[0051]经检测与计算，本实施例最终铜精矿产品的铜品位为24.50%，铜回收率为88.69%。
[0052]产品收率及分析结果见表1。
[0053]表1 产品收率及分析结果表
通过表1的数据可以得出结论，基于实施例1-3的工艺数据验证，采用本发明的技术方案处理不同来源、不同品位的复杂硫化铜矿，在权利要求书所限定的工艺参数范围内，均能获得铜品位>22%、回收率>84%的优良选矿指标，证明了本技术方案具有广泛的适应性和显著的技术效果。
说明书附图(1)
