某低品位硫化铜矿，含铜0.44%，含硫1.44%，伴生贵金属金0.12g/t。选矿现场采用优先选铜工艺回收铜及金，但存在中矿矿泥循环量大、铜精矿铜品位低、伴生金回收率低等问题。为了改善这些问题，进行了“铜硫混浮-铜硫分离”工艺替代现场优先浮选工艺的研究，取得了较好的指标。
目前，现场生产工艺为“一粗三扫一粗精矿再磨三次精选”优先浮选流程，原矿粗磨细度为-74μm占75%，再磨细度为-38μm占94%，生产过程中存在矿泥循环量大、铜梢矿铜品位低、铜及伴生金回收率低、微细粒铜矿物回收率低等问题。针对矿石特点，拟采用“铜硫混浮-混浮精矿再磨-铜硫分离”浮选流程，该工艺流程具有以下特点:
1)铜硫混浮以碳酸钠为矿浆pH调整剂及矿泥分散剂，不仅能提高伴生贵金属金粗选回收率，且可以降低中矿矿泥含量;
2)铜硫混合粗精矿经一次精选后采用超细磨机磨矿，可减少部分脉石矿物进入再磨，且该磨机为选择性均匀磨矿设备，可较好的避免铜矿物过磨;
3)铜硫分离工艺采用局部高碱环境提高对黄铁矿的抑制效果，并且可将部分矿泥排入硫尾矿，减少矿泥在系统中循环，提高铜矿物分选效率。
(1)磨矿细度试验
现场磨矿细度为一74μm占75%，虽然硫化铜矿物解离较好，但微细粒级单体含量高，存在过磨情况，且该矿石中易泥化脉石矿物含量多，故考虑在不影响铜回收率的条件下，尽量放粗磨矿细度。
试验结果表明，当磨矿细度为-74μm占60%-80%时，铜粗精矿中铜和金品位变化幅度不大，但铜、金回收率随着磨矿细度的提高呈增加趋势，当磨矿细度大于-74μm占70%时，铜及伴生金回收率增加缓慢。因此，确定合理的磨矿细度为-74μm占70%。
(2)浮选药剂试验
固定磨矿细度为-74μm占70%，粗选异丁基黄药用量为80g/t,起泡剂MIBC用量为20g/t，进行了碳酸钠用量试验。试验结果确定碳酸钠的合适用量为1000g/t。
接下来对捕收剂的种类进行试验，选择了丁铵黑药、Z-200、异丁基黄药三种药剂作为捕收剂，经选矿试验，确定以异丁基黄药为捕收剂，铜粗精矿中铜回收率及金回收率均较高。异丁基黄药的合适用量为100g/t。
(3)再磨细度试验
在铜粗选最优条件基础上，对铜粗精矿一次精选产品进行再磨细度试验。再磨设备选择PE075砂磨分散机，该设备具有均匀磨矿性能，可在避免铜矿物过磨的条件下，实现目标矿物均匀解离，生产出不欠磨不过磨的微细粒产品，有效提高微细粒铜矿的浮选回收率。试验结果确定了合适的再磨细度为-38μm占90.7%。
在条件试验的基础上，进行了全流程闭路试验，采用“铜硫混浮-混合精矿再磨-铜硫分离”工艺流程，可获得铜品位19.82%、含金4.46g/t,铜回收率87.00%、金回收率73.80%的铜精矿。与原工艺指标相比，在铜精矿铜品位提升的条件下，铜回收率提高2.40个百分点，伴生金回收率提高5.80个百分点。
相对现场工艺，该工艺降低了原矿磨矿细度，采用具有均匀磨矿性能的超细磨机进行再磨，减少铜矿物过磨现象，有效改善了再磨的效果;同时，采用“铜硫混浮一混合精矿再磨一铜硫分离”工艺替代原工艺，可降低中矿矿泥循环量，减少矿泥对铜矿物分选的影响。研究结果对同类矿石选矿具有较大的借鉴意义。