权利要求
1.一种
低品位多金属矿预抛尾-重浮联合的综合回收方法，其特征在于，包括以下步骤：
(1)原矿经破碎筛分，得到筛上物和筛下物，筛上物经粗粒重选抛尾，得到粗粒重矿物和粗粒轻矿物，粗粒轻矿物为
尾矿1;
(2)粗粒重矿物和筛下物合并后磨矿，得到磨矿产品，磨矿产品的粒度为-0.074mm占比在40%-90%;
(3)磨矿产品进行细粒重选分离，得到细粒重矿物和细粒轻矿物，细粒重矿物的占比控制在给料的0.5%-5%;
(4)细粒轻矿物经进行金
铅锌混合粗
浮选，得到混合粗精矿和尾矿2;
(5)混合粗精矿进行金铅浮选，得到金铅混合精矿和浮铅尾矿;
(6)细粒重矿物和金铅混合精矿合并后，并进行金铅分离浮选，得到
铅精矿和金精矿1;
(7)浮铅尾矿进行金锌分离浮选，得到
锌精矿和金精矿2。
2.根据权利要求1所述的综合回收方法，其特征在于，步骤(1)中，原矿中金含量≤1.5g/t，原矿破碎至粒径20mm以下，筛分粒度为5mm-20mm;粗粒重选抛尾的设备为跳汰机或重介质旋流器，分选密度为2.5-3.0克/立方厘米。
3.根据权利要求1所述的综合回收方法，其特征在于，步骤(4)中，金铅锌混合粗浮选包括两次粗选，第1次粗选的槽底矿物进行第2次粗选，得到粗选槽底产品，两次粗选泡沫合并进行1-2次空白精选，得到混合粗精矿，粗选槽底产品进行1-2次扫选，扫选槽底产品为尾矿2。
4.根据权利要求3所述的综合回收方法，其特征在于，步骤(4)中，金铅锌混合粗浮选过程中，第1次粗选添加
捕收剂20-100g/t，起泡剂5-30g/t;捕收剂为戊基黄药、乙硫氮、丁铵黑药、25号黑药中的两种或者多种组合，起泡剂为MIBC或松醇油，第2次粗选及扫选段药剂用量是第1次粗选段用量的n倍，n≤1/2。
5.根据权利要求1所述的综合回收方法，其特征在于，步骤(5)中，金铅浮选包括1次粗选，1次粗选中添加锌抑制剂，得到粗选泡沫产品和粗选尾矿，粗选泡沫产品为金铅混合粗精矿，金铅混合粗精矿添加锌抑制剂进行2次精选，得到金铅混合精矿;粗选尾矿添加捕收剂进行1-2次扫选，扫选泡沫产品作为中矿顺序返回，扫选槽底产品为浮铅尾矿。
6.根据权利要求5所述的综合回收方法，其特征在于，步骤(5)中，金铅浮选过程中，锌抑制剂用量为100g/t-2000g/t，捕收剂用量为5-50g/t;锌抑制剂为亚硫酸钠、碳酸钠、石灰、硫酸锌中的至少两种，捕收剂为乙硫氮、黄药类、丁铵黑药、25号黑药中的一种或者多种。
7.根据权利要求1所述的综合回收方法，其特征在于，步骤(6)中，金铅分离浮选包括1次粗选，1次粗选中添加抑制剂，得到粗选泡沫产品和粗选槽底产品，粗选泡沫产品进行2次精选，获得铅精矿;粗选槽底产品添加捕收剂进行1次扫选，扫选泡沫产品作为中矿顺序返回，扫选槽底产品为金精矿1。
8.根据权利要求7所述的综合回收方法，其特征在于，步骤(6)中，金铅分离浮选过程中，抑制剂用量为10-500g/t，捕收剂用量为5-50g/t;抑制剂为石灰、腐殖酸钠、次氯酸钠中的一种或者多种，捕收剂为乙硫氮、乙黄药、25号黑药中的一种或者多种。
9.根据权利要求1所述的综合回收方法，其特征在于，步骤(7)中，金锌分离浮选包括1次粗选，1次粗选中添加硫抑制剂、锌活化剂和捕收剂，得到粗选泡沫产品和粗选槽底产品，粗选泡沫产品作为锌粗精矿，锌粗精矿中添加硫抑制剂进行1次精选，得到锌精矿，粗选槽底产品添加捕收剂后进行1次扫选，扫选泡沫作为中矿顺序返回，扫选槽底产品为金精矿2。
10.根据权利要求9所述的综合回收方法，其特征在于，步骤(7)中，金锌分离浮选过程中，硫抑制剂的用量为50-200g/t，锌活化剂的用量为20-500g/t，捕收剂的用量为2-50g/t，起泡剂的用量为1-10g/t;硫抑制剂为石灰、腐殖酸钠、次氯酸钠中的一种或者多种，锌活化剂为硫酸、硫酸
铜或者硫酸亚铁，捕收剂为丁基黄药或者戊基黄药。
说明书
技术领域
[0001]本发明涉及选矿技术领域，特别是指一种低品位多金属矿预抛尾-重浮联合的综合回收方法。
背景技术
[0002]针对含金铅锌等多金属硫化矿的选矿回收多以浮选法为主，浮选的工艺流程概括起来有直接优先浮选流程，部分混合浮选流程，全混合浮选-粗精矿再分离流程以及根据矿物的可浮性差异，按其自然可浮性的顺序浮出而制定的等可浮流程。
[0003]混合浮选-粗精矿再分离的工艺流程与其他工艺流程相比，因粗选段的流程相对较短，精选段设备容积小，具有前期投资小，生产成本较低的优点。但在粗精矿的金铅锌等元素分离的过程中存在精选工艺复杂、同时金与锌的分过程中的强抑制或者强捕收的容易造成锌的损失或者金的损失等分离不彻底的问题存在。同时部分含量较低的金、铅、锌多金属矿矿石，因含量低综合利用加工成本高，利润低，难以经济高效利用。
[0004]中国专利文献CN117483098A公开了一种含硫化铅锌的金矿选矿分离方法，该方法若用于金铅锌含量较低，如金含量≤1.5g/t，而废石或者脉石含量较高的多金属矿，容易存在以下问题：1、浮选中的各粗选段若想达到设定的选矿指标，则粗选所需设备较多，造成各粗选段的选矿流程较长，效率低且选矿成本高;2、金铅浮选部分浮选性能差的含金矿物因回收不彻底，容易损失于锌精矿中或者尾矿中。
发明内容
[0005]本发明提出一种低品位多金属矿预抛尾-重浮联合的综合回收方法，浮选中各粗选段所需设备体积或者数量减少了20-50%，缩短了实际生产过程中各粗选的选矿流程，节省成本，提高效率;同时，在锌浮选过程中进行金精矿2的回收，减少金的损失。
[0006]本发明的技术方案是这样实现的：一种低品位多金属矿预抛尾-重浮联合的综合回收方法，包括以下步骤：
[0007](1)原矿经破碎筛分，得到筛上物和筛下物，筛上物经粗粒重选抛尾，得到粗粒重矿物和粗粒轻矿物，粗粒轻矿物为尾矿1;
[0008](2)粗粒重矿物和筛下物合并后磨矿，得到磨矿产品，磨矿产品的粒度为-0.074mm占比在40%-90%;
[0009](3)磨矿产品进行细粒重选分离，得到细粒重矿物和细粒轻矿物，细粒重矿物的占比控制在给料的0.5%-5%;
[0010](4)细粒轻矿物经进行金铅锌混合粗浮选，得到混合粗精矿和尾矿2;
[0011](5)混合粗精矿进行金铅浮选，得到金铅混合精矿和浮铅尾矿;
[0012](6)细粒重矿物和金铅混合精矿合并后，并进行金铅分离浮选，得到铅精矿和金精矿1;
[0013](7)浮铅尾矿进行金锌分离浮选，得到锌精矿和金精矿2。
[0014]进一步地，步骤(1)中，原矿中金含量≤1.5g/t，原矿破碎至粒径20mm以下，筛分粒度为5mm-20mm。
[0015]进一步地，步骤(1)中，粗粒重选抛尾的设备为跳汰机或重介质旋流器，分选密度为2.5-3.0克/立方厘米。
[0016]进一步地，步骤(2)中，采用棒磨机或者球磨机进行磨矿，磨矿产品的粒度为-0.074mm占比在50%-80%。
[0017]进一步地，步骤(3)中，细粒重选分离的设备为尼尔森离心机、法尔肯离心机、离心
选矿机、螺旋流程或者摇床。具体采用的重选设备依据磨矿产品的细度而定。粒度较粗优选尼尔森离心机、法尔肯离心机等;粒度较细优选离心选矿机、摇床等设备。
[0018]进一步地，步骤(4)中，金铅锌混合粗浮选包括两次粗选，第1次粗选中添加捕收剂和起泡剂，得到第1粗选泡沫和第1次槽底产品，第1次槽底产品再添加捕收剂和起泡剂，得到第2次粗选泡沫和粗选槽底产品，第1次和第2次粗选泡沫合并进行1-2次空白精选，得到混合粗精矿，粗选槽底产品中添加捕收剂和起泡剂进行1-2次扫选，得到扫选泡沫产品和扫选槽底产品，扫选槽底产品为尾矿2。
[0019]进一步地，步骤(4)中，金铅锌混合粗浮选过程中，第1次粗选添加捕收剂20-100g/t，起泡剂5-30g/t;捕收剂为戊基黄药、乙硫氮、丁铵黑药、25号黑药中的两种或者多种组合，起泡剂为MIBC或松醇油，第2次粗选及扫选段药剂用量是粗选段用量的n倍，n≤1/2。
[0020]进一步地，步骤(5)中，金铅浮选包括1次粗选，1次粗选中添加锌抑制剂，得到粗选泡沫产品和粗选尾矿，粗选泡沫产品为金铅混合粗精矿，金铅混合粗精矿添加锌抑制剂进行2次精选，得到金铅混合精矿;粗选尾矿添加捕收剂进行1-2次扫选，扫选泡沫产品作为中矿顺序返回，扫选槽底产品为浮铅尾矿。
[0021]进一步地，步骤(5)中，金铅浮选过程中，锌抑制剂用量为100g/t-2000g/t，捕收剂用量为5-50g/t;锌抑制剂为亚硫酸钠、碳酸钠、石灰、硫酸锌中的至少两种，捕收剂为乙硫氮、黄药类、丁铵黑药、25号黑药中的一种或者多种。
[0022]进一步地，步骤(6)中，金铅分离浮选包括1次粗选，1次粗选中添加抑制剂，得到粗选泡沫产品和粗选槽底产品，粗选泡沫产品进行2次精选，获得铅精矿;粗选槽底产品添加捕收剂进行1次扫选，扫选泡沫产品作为中矿顺序返回，扫选槽底产品为金精矿1。
[0023]进一步地，步骤(6)中，金铅分离浮选过程中，抑制剂用量为10-500g/t，捕收剂用量为5-50g/t;抑制剂为石灰、腐殖酸钠、次氯酸钠中的一种或者多种，捕收剂为乙硫氮、乙黄药、25号黑药中的一种或者多种。
[0024]进一步地，步骤(7)中，金锌分离浮选包括1次粗选，1次粗选中添加硫抑制剂、锌活化剂和捕收剂，得到粗选泡沫产品和粗选槽底产品，粗选泡沫产品作为锌粗精矿，锌粗精矿中添加硫抑制剂进行1次精选，得到锌精矿，粗选槽底产品添加捕收剂后进行1次扫选，扫选泡沫作为中矿顺序返回，扫选槽底产品为金精矿2。
[0025]进一步地，步骤(7)中，金锌分离浮选过程中，硫抑制剂的用量为50-200g/t，锌活化剂的用量为20-500g/t，捕收剂的用量为2-50g/t，起泡剂的用量为1-10g/t;硫抑制剂为石灰、腐殖酸钠、次氯酸钠中的一种或者多种，锌活化剂为硫酸、硫酸铜或者硫酸亚铁，捕收剂为丁基黄药或者戊基黄药。
[0026]本发明的有益效果：
[0027]本发明通过采用粗粒重选抛尾-磨矿-细粒重选分离的方法在浮选前进行铅金与锌矿的初步分离，以及废石和脉石的提前抛尾，相较于现有技术中的直接磨矿-重选分离，本发明后续浮选中各粗选段中所需设备数量或者体积减少了20-50%，缩短了实际生产过程中各粗选的选矿流程，节省成本，提高效率。金铅锌混合粗浮选采用两次粗选，可进一步提高粗选段金的回收效果，同时，该方法较常规的混合浮选-粗精矿再分离工艺，在锌浮选前提高了金、铅的选矿回收效果，在锌浮选过程中，同时进行了金精矿2的回收，金在锌精矿的损失较小，通过上述步骤的配合，同时可以减少
浮选药剂种类和用量。
[0028]本发明在矿石磨矿前将部分脉石或者废石抛出，降低对后续磨浮系统的处理能力要求，提高入选品位，其次磨矿后采用重选提前将部分自然金以及解离程度较高的粗粒铅矿物、黄铁矿等载金矿物提前富集，避免其直接进入后续浮选系统中损失于尾矿之中。
[0029]本发明在粗精矿再分离过程中，相比于其他粗精矿分离工艺，采用锌抑制剂将铅、以及可浮性较好的载金矿物优先富集出来，避免金在后续锌金分离过程中因金难以抑制而损失在锌精矿中。
[0030]而浮选获得的铅金混合精矿与细粒重选的金铅混合矿混合后进行铅与金的分离，相比于常规的混合铅金分离阶段，本发明在该阶段因重选粗精矿的混入整体捕收剂的药剂含量要低很多，便于二者的分离。
[0031]最后浮选粗精矿铅与部分可浮性高的载金矿物浮选出后，剩余的闪锌矿等含锌矿物以及浮选性能差的载金矿物，再采用抑制金活化浮锌矿的方法，浮选出锌精矿，最后的尾矿再次为另一金精矿产品。本专利在粗精矿分离阶段将金精矿分成了两部分产品，可尽可能地避免金及含金矿物在多金属分离的过程中因强抑制或者捕收造成的损失。
附图说明
[0032]为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。
[0033]图1为本发明综合回收方法的选矿流程示意图。
具体实施方式
[0034]下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有付出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
[0035]本发明的药剂用量g/t是相对于每吨磨矿产品的药剂添加量。
[0036]实施例1
[0037]某含金铅锌多金属矿石，含金1.42g/t、含Pb 0.74%，Zn 0.81%，其主要金属矿物为黄铁矿、方铅矿和闪锌矿，脉石主要为石英、钾长石、钠长石和辉石，少量高岭石和云母。
[0038]如图1所示，一种低品位多金属矿预抛尾-重浮联合的综合回收方法，包括以下步骤：
[0039](1)将原矿石采用
破碎机破碎，配合筛分作业，将矿石破碎至20mm的粒度以下;将破碎后的样品采用
振动筛筛分，筛分尺寸1mm的粒度，得到粒径大于1mm的筛上物和粒径小于1mm的筛下物;
[0040]将筛上物采用重介质旋流器进行粗粒重选抛尾，分选比重为2.8克/立方厘米，分选成粗粒重矿物和粗粒轻矿物，其中粗粒轻矿物为尾矿1，尾矿1为粗粒尾矿或者废石;
[0041](2)粗粒重矿物和筛下物合并后，采用球磨机将矿石磨细至-0.074mm占比70%，得到磨矿产品;
[0042](3)将磨矿产品采用尼尔森离心机进行细粒重选分离，分离为细粒重矿物和细粒轻矿物，细粒重矿物占比控制在给料的0.8%;
[0043](4)细粒轻矿物进行金铅锌混合粗浮选，金铅锌混合粗浮选包括两次粗选，第1次粗选中添加乙硫氮50g/t，戊基黄药20g/t及MIBC20g/t，得到第1次粗选泡沫和第1次槽底产品，第2次粗选中添加乙硫氮25g/t，戊基黄药10g/t及MIBC10g/t，得到第2次粗选泡沫和粗选槽体产品，两次粗选泡沫合并进行空白精选2次，得到混合粗精矿，粗选槽底产品中添加乙硫氮20g/t，戊基黄药10g/t及MIBC 10g/t进行2次扫选，第1次扫选泡沫返回第1次粗选前，第2次泡沫产品作为中矿返回至第1次扫选前，扫选槽底产品为尾矿2;
[0044](5)对金铅锌混合粗精矿进行金铅浮选，金铅浮选包括1次粗选，1次粗选中添加亚硫酸钠200g/t和硫酸锌200g/t为锌抑制剂，得到粗选泡沫产品和粗选尾矿，粗选泡沫产品为金铅混合粗精矿，金铅混合粗精矿添加添加亚硫酸钠50g/t和硫酸锌50g/t进行2次精选，获得金铅混合粗精矿;对粗选尾矿添加5g/t乙硫氮作捕收剂进行1次金铅扫选，扫选泡沫产品作为中矿顺序返回，扫选槽底产品为浮铅尾矿进入选锌作业;
[0045](6)细粒重矿物和金铅混合精矿合并后进行金铅分离浮选，金铅分离浮选包括1次粗选，1次粗选中添加石灰100g/t作为硫抑制剂，得到粗选泡沫产品和粗选槽底产品，粗选泡沫产品进行2次精选，获得铅精矿，对粗选槽底产品添加乙硫氮5g/t进行1次扫选，扫选泡沫产品返回上一级，扫选槽底产品为金精矿1;
[0046](7)对浮铅尾矿进行金锌分离浮选，金锌分离浮选包括1次粗选，1次粗选中添加石灰100g/t为硫抑制剂，硫酸铜40g/t作为锌活化剂，添加丁基黄药5g/t作捕收剂、MIBC 1g/t，得到粗选泡沫产品和粗选槽底产品，粗选泡沫产品添加石灰50g/t进行1次精选，获得锌精矿，精选的中矿顺序返回;粗选槽底产品添加1g/t丁基黄药，MIBC1g/t，进行1次扫选，扫选泡沫产品顺序返回上一级，扫选槽底产品为金精矿2。
[0047]实施例1的选矿结果
[0048]
[0049]对比例1
[0050]原矿同实施例1，对该原矿以常规的混合浮选-浮选分离方法对金铅锌进行综合回收，具体步骤为
[0051](1)将原矿石采用破碎机破碎，配合筛分作业，将矿石破碎至2mm的粒度以下，得到破碎产品;将破碎产品采用球磨机将矿石磨细至-0.074mm占比70%，得到磨矿产品;
[0052](2)向磨矿产品中添加乙硫氮70g/t，戊基黄药50g/t及MIBC 30g/t进行金、铅锌混合浮选，进行1次粗选，空白精选2次，添加乙硫氮35g/t，戊基黄药25g/t及MIBC 10g/t进行4次扫选，中矿顺序返回，获得金铅锌混合粗精矿和浮选尾矿。
[0053](3)向金铅锌混合粗精矿中添加石灰1000g/t硫酸锌500g/t为锌硫抑制剂，进行铅浮选1次粗选，得到粗选泡沫产品和粗选尾矿，粗选泡沫产品作为铅粗精矿，分别添加石灰500g/t和硫酸锌250g/t进行2次精选，得到铅精矿;
[0054]对粗选尾矿添加石灰100g/t，硫酸锌250g/t作为锌抑制剂，乙硫氮20g/t，MIBC10g/t，作为捕收剂和起泡剂，进行2次铅扫选，扫选泡沫产品作为中矿顺序返回上一级，扫选槽内产品进入选锌作业;
[0055](4)向步骤(3)中的扫选槽内产品中添加石灰100g/t为硫抑制剂，硫酸铜40g/t作为锌活化剂，添加丁基黄药30g/t作锌捕收剂、MIBC10g/t，进行锌浮选的粗选，得到粗选泡沫和粗选尾矿，粗选泡沫添加石灰200g/t进行2次精选，获得锌精矿，精选中矿顺序返回;粗选尾矿中添加10g/t丁基黄药，MIBC 2g/t，进行2次扫选，扫选泡沫产品顺序返回上一级，扫选槽底产品为金精矿。
[0056]对比例1的选矿结果
[0057]
[0058]以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
说明书附图(1)
声明：
“低品位多金属矿预抛尾-重浮联合的综合回收方法” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：北方有色网
来源：中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所
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