本發明屬于選礦，涉及一種伴生銅硫磁鐵礦石全量化回收及利用的選礦方法。
背景技術：
1、伴生銅硫磁鐵礦石的常用選礦工藝流程有階段磨礦-先磁后浮、階段磨礦-先浮后磁兩種，一般獲得鐵精礦、硫精礦、銅精礦三種產品?，F有工藝流程存在以下問題：
2、（1）礦石中含硫（銅），為了避免硫（銅）的損失，所以未進行磨前預選不利于節能降耗；
3、（2）原礦中銅品位低，回收難度大，且因混合浮選藥劑殘余影響，往往添加大量石灰作為抑制劑，導致銅硫分離在生產過程中指標波動大，經常出現泡沫發粘，銅精礦品位不合格的情況；
4、（3）現有工藝流程中細尾礦量大，“采礦-選礦-充填”不能平衡，而尾礦庫庫容不足，新尾礦庫又不再批準建設，生產面臨“憋停”的風險。
技術實現思路
1、本申請提供一種伴生銅硫磁鐵礦石全量化回收及利用的選礦方法，其解決伴生銅硫磁鐵礦石現有選礦工藝流程存在的能耗高、銅硫分離指標不穩定、細粒尾礦量大導致“采礦-選礦-充填”不平衡等問題。
2、為實現上述技術目的，本申請采取的技術方案為，一種伴生銅硫磁鐵礦石全量化回收及利用的選礦方法，用于原礦鐵品位在30%～35%之間、硫品位在1.5%～2.0%之間、銅品位0.04%～0.08%之間的伴生銅硫磁鐵礦石，包括如下步驟：
3、（1）破碎后的伴生銅硫磁鐵礦石（-12mm）進行粉礦干選，粉礦干選尾礦進行濕式篩分，篩上產品作為建材產品，篩下產品進入后續一段旋流器進行分級；
4、（2）粉礦干選粗精礦進行一段磨礦分級-弱磁選：一段球磨排礦進一段旋流器分級，一段旋流器分級沉砂返回一段磨礦形成閉路；一段旋流器溢流進行一次弱磁選；
5、（3）一次弱磁選精礦進行二段磨礦分級-弱磁選：
6、一次弱磁選精礦進行高頻細篩分級，篩上產品進入濃縮磁選1，濃縮磁選1尾礦進入中礦隔渣-濃縮作業；濃縮磁選1精礦進二段磨礦，二段球磨排礦返回高頻細篩形成閉路;
7、篩下產品進行二次弱磁選、三次弱磁選，二次弱磁選精礦進入三次弱磁選；三次弱磁選精礦進濃縮磁選2獲得合格鐵精礦；二次弱磁選的尾礦、三次弱磁選的尾礦均進入中礦隔渣-濃縮作業；濃縮磁選2尾礦進總尾礦；
8、（4）弱磁選綜合尾礦進行中礦隔渣～濃縮：隔渣作為建材出售，濃縮大井底流進混合浮選；
9、（5）濃縮大井底流進行混合浮選：混合浮選尾礦為總尾礦進充填，混合浮選精礦進后續三段磨礦分級-銅硫分離浮選。
10、作為本申請改進的技術方案，混合浮選包括混浮粗選，混浮精選與混浮掃選；混浮粗選的精礦進入混浮精選，混浮粗選的尾礦進入混浮掃選1；混浮精選的精礦進入三段磨礦-分級；混浮精選的尾礦與混浮掃選1的精礦返回混浮粗選；混浮掃選1的尾礦進入混浮掃選2；混浮掃選2的精礦返回至混浮掃選1，混浮掃選2的尾礦進入總尾礦；三級磨礦-分級溢流進入分離粗選，分離粗選精礦進入分離精選1，分離精選1精礦進入分離精選2，分離精選2精礦進入分離精選3，分離精選3精礦即為銅精礦；分離粗選尾礦進入分離掃選1，分離掃選1尾礦進入分離掃選2，分離掃選2尾礦即為硫精礦；分離精選1尾礦、分離精選2尾礦、分離掃選1精礦集中返回分離粗選；分離精選3尾礦順序返回分離精選2；分離掃選2精礦順序返回分離掃選1。
11、作為本申請改進的技術方案，一次弱磁選采用濕式永磁筒式磁選機，磁感應強度控制在0.18～0.20特斯拉范圍。
12、作為本申請改進的技術方案，所述高頻細篩采用重疊式高頻細篩（56型），控制高頻細篩篩下產品粒度為-200目70%～75%。
13、作為本申請改進的技術方案，所述混合浮選采用一次粗選、一次精選、二次掃選；所述混合浮選采用bk-608為硫化礦的高效捕收劑，2#油為起泡劑；按照浮選給礦的干礦量計，粗選藥劑用量：bk-608用量為60～90g/t，起泡劑2#油用量為20～30g/t；一次掃選藥劑用量：bk?-608用量為40～60g/t，起泡劑2#油用量為10～20g/t；二次掃選藥劑用量：bk?-608用量為20～30g/t，起泡劑2#油用量為10～20g/t。
14、作為本申請改進的技術方案，所述分離浮選采用石灰為ph調整劑和抑制劑，bk506為抑制劑，c330為捕收劑；所述銅硫分離浮選的藥劑用量為：按照浮選給礦的干礦量計，粗選藥劑：石灰用量2500～3500g/t，bk506用量為50～70g/t，捕收劑c330用量為20～40g/t；第一次精選：石灰用量800～1200g/t、c330用量4～5g/t；第二次精選：石灰用量400～600g/t；第三次精選：石灰用量400～600g/t；第一次掃選：石灰用量1400～1600g/t，bk506用量為25～35g/t，捕收劑c330用量為10～20g/t；第二次掃選：石灰用量800～1200g/t，bk506用量為15～25g/t，捕收劑c330用量為8～12g/t。
15、有益效果
16、本技術方案（1）首次在伴生銅硫磁鐵礦石的選礦工藝中采用粉礦干選，減少了入磨礦量，降低了磨礦能耗。
17、（2）粉礦干選尾礦采用直線篩篩分分級，既獲得了部分建材產品，篩下產品進入主系統，又減少了銅、硫等有價元素的損失。
18、（3）混合浮選前對磁選綜合尾礦采用隔渣-濃縮，排除了粗粒級對混合浮選的不利影響。
19、（4）本方法兼顧回收了原礦中的低品位銅，且通過中礦返回方式及藥劑制度的優化，在原礦中含銅0.04%～0.08%的條件下，獲得了銅品位大于22.0%的銅精礦產品。
20、（5）采用粉礦干選工藝后，大大增加了粗粒尾礦（建材）量，減少了細粒尾礦量，可實現“采礦-選礦-充填”平衡，大大緩解了現有尾礦庫庫容不足的壓力，延長了尾礦庫服務年限，為礦山可持續發展奠定了堅實的基礎。
1.一種伴生銅硫磁鐵礦石全量化回收及利用的選礦方法，其特征在于，用于原礦鐵品位在30%～35%之間、硫品位在1.5%～2.0%之間、銅品位0.04%～0.08%之間的伴生銅硫磁鐵礦石，包括如下步驟：
2.根據權利要求1所述的一種伴生銅硫磁鐵礦石全量化回收及利用的選礦方法，其特征在于，混合浮選包括混浮粗選，混浮精選與混浮掃選；混浮粗選的精礦進入混浮精選，混浮粗選的尾礦進入混浮掃選1；混浮精選的精礦進入三段磨礦-分級；混浮精選的尾礦與混浮掃選1的精礦返回混浮粗選；混浮掃選1的尾礦進入混浮掃選2；混浮掃選2的精礦返回至混浮掃選1，混浮掃選2的尾礦進入總尾礦；三級磨礦-分級溢流進入分離粗選，分離粗選精礦進入分離精選1，分離精選1精礦進入分離精選2，分離精選2精礦進入分離精選3，分離精選3精礦即為銅精礦；分離粗選尾礦進入分離掃選1，分離掃選1尾礦進入分離掃選2，分離掃選2尾礦即為硫精礦；分離精選1尾礦、分離精選2尾礦、分離掃選1精礦集中返回分離粗選；分離精選3尾礦順序返回分離精選2；分離掃選2精礦順序返回分離掃選1。
3.根據權利要求1所述的一種伴生銅硫磁鐵礦石全量化回收及利用的選礦方法，其特征在于，一次弱磁選采用濕式永磁筒式磁選機，磁感應強度控制在0.18～0.20特斯拉范圍。
4.根據權利要求1所述的一種伴生銅硫磁鐵礦石全量化回收及利用的選礦方法，其特征在于，所述高頻細篩采用重疊式高頻細篩（56型），控制高頻細篩篩下產品粒度為-200目70%～75%。
5.根據權利要求1所述的一種伴生銅硫磁鐵礦石全量化回收及利用的選礦方法，其特征在于，所述混合浮選采用一次粗選、一次精選、二次掃選；所述混合浮選采用bk-608為硫化礦的高效捕收劑，2#油為起泡劑；按照浮選給礦的干礦量計，粗選藥劑用量：bk-608用量為60～90g/t，起泡劑2#油用量為20～30g/t；一次掃選藥劑用量：bk?-608用量為40～60g/t，起泡劑2#油用量為10～20g/t；二次掃選藥劑用量：bk?-608用量為20～30g/t，起泡劑2#油用量為10～20g/t。
6.根據權利要求1所述的一種伴生銅硫磁鐵礦石全量化回收及利用的選礦方法，其特征在于，所述分離浮選采用石灰為ph調整劑和抑制劑，bk506為抑制劑，c330為捕收劑；所述銅硫分離浮選的藥劑用量為：按照浮選給礦的干礦量計，粗選藥劑：石灰用量2500～3500g/t，bk506用量為50～70g/t，捕收劑c330用量為20～40g/t；第一次精選：石灰用量800～1200g/t、c330用量4～5g/t；第二次精選：石灰用量400～600g/t；第三次精選：石灰用量400～600g/t；第一次掃選：石灰用量1400～1600g/t，bk506用量為25～35g/t，捕收劑c330用量為10～20g/t；第二次掃選：石灰用量800～1200g/t，bk506用量為15～25g/t，捕收劑c330用量為8～12g/t。