权利要求

1.一种多金属综合利用回收工艺，其特征在于，所述的多金属综合利用回收工艺包括前处理、铜铅选铅、铅铜尾矿选锌、锌尾矿选硫和硫尾矿选铁步骤，具体包括：

A、前处理：将待处理多金属硫化矿细磨至-0.074mm占60~80%得到物料a;

B、铜铅选铅：

1)将物料a中加入锌抑制剂，搅拌2~4min，然后依次加入铅捕收剂和铜捕收剂GTB1进行浮选得到铜铅粗选精矿b和浮选尾矿c;

2)将铜铅粗选精矿b经三级精选得到最终铜铅精矿h和精选尾矿，精选尾矿均返回前一步骤循环;

3)将浮选尾矿c经二级扫选得到浮选尾矿m和扫选精矿，扫选精矿均返回前一步骤循环;

C、铅铜尾矿选锌：

1)将浮选尾矿m中加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌2~4min，然后加入铁闪锌矿活化剂硫酸铜，搅拌2~4min，再加入锌捕收剂GZ-1进行浮选得到锌粗精矿和锌粗选2尾矿r;

2)将锌粗精矿进行三级精选得到锌精选3精矿w和精选尾矿，精选尾矿均返回前一步骤循环;

3)将锌精选3精矿w采用0.2~0.3T的磁场强度进行锌磁选得到磁选产品锌铁精矿y和最终锌精矿z;

4)将锌粗选2尾矿r进行二级扫选得到锌扫选2尾矿ad和扫选精矿，扫选精矿均返回前一步骤循环;

5)将锌扫选2尾矿ad采用0.4~0.6T的磁场强度进行硫铁磁选得到磁选产品硫铁精矿ae和最终尾矿af;

所述的铜捕收剂GTB1是由异丁基甲基硫氨酯、O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、甲基异丁基甲醇和二烷基二硫代磷酸锌组成，其配比为：6:2:1:1;

所述的锌捕收剂GZ-1是由异丁基黄原酸丙烯酯、异丁基黄原酸甲酸乙酯、异丁基甲基硫氨酯和2-甲基-1-苯甲-2-丙醇组成，其中异丁基黄原酸丙烯酯、异丁基黄原酸甲酸乙酯、异丁基甲基硫氨酯和2-甲基-1-苯甲-2-丙醇的质量配比为(0.5~1.5)：(0.5~1.5)：(0.5~1.5)：(0.4~0.6)。

2.根据权利要求1所述的多金属矿综合利用回收工艺，其特征在于，B步骤2)中所述的三级精选是将铜铅粗选精矿b中加入锌抑制剂硫酸锌精选得到铜铅精矿d和精选1尾矿e，精选1尾矿e返回铜铅粗选;将铜铅精矿d中加入黄铁矿和磁黄铁矿抑制剂石灰和锌抑制剂硫酸锌，然后将混合矿浆给入搅拌磨机，将矿浆磨细至-0.045mm占90~95%，给入浮选机进行浮选分离，得到铜铅精矿f和精选2尾矿g，精选2尾矿g返回精选1;将铜铅精矿f中进行浮选分离，得到最终铜铅精矿h和精选尾矿i，精选尾矿i返回精选2。

3.根据权利要求1所述的多金属矿综合利用回收工艺，其特征在于，B步骤3)中所述的二级扫选是将铜铅粗选尾矿c中加入锌抑制剂硫酸锌，搅拌2~4min，然后依次加入铅捕收剂25#黑药和铜捕收剂GTB1进行浮选得到铜铅扫选1精矿j和浮选尾矿k，铜铅扫选1精矿j返回铜铅粗选;将浮选尾矿k中加入锌抑制剂硫酸锌，搅拌2~4min，然后依次加入铅捕收剂25#黑药和铜捕收剂GTB1进行浮选得到铜铅扫选2精矿l和浮选尾矿m，铜铅扫选2精矿l返回铜铅扫选1。

4.根据权利要求1所述的多金属矿综合回收工艺，其特征在于，C步骤1)是将浮选尾矿m中加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌2~4min，然后添加铁闪锌矿活化剂硫酸铜，搅拌2~4min，最后加入锌捕收剂GZ-1进行浮选得到锌粗精矿o和锌粗选1尾矿p;将锌粗选1尾矿p中加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌2~4min，然后添加铁闪锌矿活化剂硫酸铜，搅拌2~4min，最后加入锌捕收剂GZ-1进行浮选得到锌粗精矿q和锌粗选2尾矿r。

5.根据权利要求1所述的多金属矿综合利用回收工艺，其特征在于，C步骤2)中所述的三级精选是将锌粗精矿o和锌粗精矿q合并，加入分散剂硅酸钠和黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌2~4min，然后进行浮选得到锌精选1精矿s和锌精选1尾矿t，锌精选1尾矿t返回锌粗选1;将锌精选1精矿s加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌2~4min，然后进行浮选得到锌精选2精矿u和锌精选2尾矿v，锌精选2尾矿v返回锌精选1;将锌精选2精矿u加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌2~4min，然后进行浮选得到锌精选3精矿w和锌精选3尾矿x，锌精选3尾矿x返回锌精选2。

6.根据权利要求1所述的多金属矿综合利用回收工艺，其特征在于，C步骤3)中所述的二级扫选是将锌粗选2尾矿r加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌3分钟，然后添加铁闪锌矿活化剂硫酸铜，搅拌2~4min，最后加入锌捕收剂GZ-1进行浮选得到锌扫选1精矿aa和锌扫选1尾矿ab，锌扫选1精矿aa返回锌粗选1;锌扫选1尾矿ab加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌2~4min，然后添加铁闪锌矿活化剂硫酸铜，搅拌2~4min，最后加入锌捕收剂GZ-1进行浮选得到锌扫选2精矿ac和锌扫选2尾矿ad，锌扫选1精矿ac返回锌扫选1。

说明书

技术领域

[0001]本发明属于冶金领域，进一步属于矿物加工技术领域，尤其涉及一种多金属矿综合利用回收工艺。

背景技术

[0002]铜铅锌铁矿物在自然界中通常共生在一起，由于铜铅锌矿物的物理化学性质相似，且与石英、长石等脉石矿物致密共生，因此选矿过程中需要开发高效的分离工艺，对铜铅锌矿物进行提质降杂。近年来随着经济的发展，工业上对铜铅锌的需求大幅增长，导致国内易选矿石日渐减少，难选的多金属复杂伴生矿日益增多。工业上通常将品位低于3%的矿石视为低品位矿石，该类矿石通常含有硫、铁等可综合回收的有价元素，这些元素的含量和分布对后续的金属冶炼工艺影响巨大，为此需要对伴生金属进行不同方式的分离回收。

[0003]为了综合利用铜铅锌矿石，可采用优先浮选工艺流程、混合浮选工艺流程、等可浮选工艺流程和异步浮选工艺流程。具体采用哪一种工艺流程，需要综合考虑矿物的可浮性差异、矿物性质、工艺试验结果及经济效益等因素，通过试验分析不同浮选顺序对选矿指标的影响，从而确定最优的浮选回收工艺。

[0004]由于矿石中的黄铜矿风化容易氧化析出铜离子，导致磁黄铁矿和黄铁矿活化，采用黄药类捕收剂需要“强压强拉”，极大的造成药剂浪费，直接造成了选矿回水处理成本高、环保压力增大。针对复杂多金属矿，尤其是含磁黄铁矿的铜铁多金属矿，研发新的选矿工艺研究具有重要的意义。

发明内容

[0005]本发明的目的在于提供一种多金属综合利用回收工艺。

[0006]本发明的目的是这样实现的，所述的多金属综合利用回收工艺包括前处理、铜铅选铅、铅铜尾矿选锌、锌尾矿选硫和硫尾矿选铁步骤，具体包括：

A、前处理：将待处理多金属硫化矿细磨至-0.074mm占60~80%得到物料a;

B、铜铅选铅：

1)将物料a中加入锌抑制剂，搅拌2~4min，然后依次加入铅捕收剂和铜捕收剂GTB1进行浮选得到铜铅粗选精矿b和浮选尾矿c;

2)将铜铅粗选精矿b经三级精选得到最终铜铅精矿h和精选尾矿，精选尾矿均返回前一步骤循环;

3)将浮选尾矿c经二级扫选得到浮选尾矿m和扫选精矿，扫选精矿均返回前一步骤循环;

C、铅铜尾矿选锌：

1)将浮选尾矿m中加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌2~4min，然后加入铁闪锌矿活化剂硫酸铜，搅拌2~4min，再加入锌捕收剂GZ-1进行浮选得到锌粗精矿和锌粗选2尾矿r;

2)将锌粗精矿进行三级精选得到锌精选3精矿w和精选尾矿，精选尾矿均返回前一步骤循环;

3)将锌精选3精矿w采用0.2~0.3T的磁场强度进行锌磁选得到磁选产品锌铁精矿y和最终锌精矿z;

4)将锌粗选2尾矿r进行二级扫选得到锌扫选2尾矿ad和扫选精矿，扫选精矿均返回前一步骤循环;

5)将锌扫选2尾矿ad采用0.4~0.6T的磁场强度进行硫铁磁选得到磁选产品硫铁精矿ae和最终尾矿af;

所述的铜捕收剂GTB1是由异丁基甲基硫氨酯、O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、甲基异丁基甲醇和二烷基二硫代磷酸锌组成，其配比为：6:2:1:1;

所述的锌捕收剂GZ-1是由异丁基黄原酸丙烯酯、异丁基黄原酸甲酸乙酯、异丁基甲基硫氨酯和2-甲基-1-苯甲-2-丙醇组成，其中异丁基黄原酸丙烯酯、异丁基黄原酸甲酸乙酯、异丁基甲基硫氨酯和2-甲基-1-苯甲-2-丙醇的质量配比为(0.5~1.5)：(0.5~1.5)：(0.5~1.5)：(0.4~0.6)。

[0007]具体操作如下：

A、铜铅粗选：1)将原矿磨细至-0.074mm占60~70%得到物料a;2)将物料a中加入锌抑制剂硫酸锌，搅拌3分钟，然后依次加入铅捕收剂25#黑药和铜捕收剂GTB1进行浮选得到铜铅粗选精矿b和浮选尾矿c;

B、精选1：将铜铅粗选精矿b中加入锌抑制剂硫酸锌精选得到铜铅精矿d和精选1尾矿e，精选1尾矿e返回铜铅粗选;

C、精选2：将铜铅精矿d中加入黄铁矿和磁黄铁矿抑制剂石灰和锌抑制剂硫酸锌，然后将混合矿浆给入搅拌磨机，将矿浆磨细至-0.045mm占90~95%，给入浮选机进行浮选分离，得到铜铅精矿f和精选2尾矿g，精选2尾矿g返回精选1;

D、精选3：将铜铅精矿f中进行浮选分离，得到最终铜铅精矿h和精选尾矿i，精选尾矿i返回精选2;

E、铜铅扫选1：将铜铅粗选尾矿c中加入锌抑制剂硫酸锌，搅拌3分钟，然后依次加入铅捕收剂25#黑药和铜捕收剂GTB1进行浮选得到铜铅扫选1精矿j和浮选尾矿k，铜铅扫选1精矿j返回铜铅粗选;

F、铜铅扫选2：将浮选尾矿k中加入锌抑制剂硫酸锌，搅拌3分钟，然后依次加入铅捕收剂25#黑药和铜捕收剂GTB1进行浮选得到铜铅扫选2精矿l和浮选尾矿m，铜铅扫选2精矿l返回铜铅扫选1;

G、锌粗选1：将浮选尾矿m中加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌3分钟，然后添加铁闪锌矿活化剂硫酸铜，搅拌3分钟，最后加入锌捕收剂GZ-1进行浮选得到锌粗精矿o和锌粗选1尾矿p;

H、锌粗选2：将锌粗选1尾矿p中加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌3分钟，然后添加铁闪锌矿活化剂硫酸铜，搅拌3分钟，最后加入锌捕收剂GZ-1进行浮选得到锌粗精矿q和锌粗选2尾矿r;

I、锌精选1：将锌粗精矿o和锌粗精矿q合并，加入分散剂硅酸钠和黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌3分钟，然后进行浮选得到锌精选1精矿s和锌精选1尾矿t，锌精选1尾矿t返回锌粗选1;

J、锌精选2：将锌精选1精矿s加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌3分钟，然后进行浮选得到锌精选2精矿u和锌精选2尾矿v，锌精选2尾矿v返回锌精选1;

K、锌精选3：将锌精选2精矿u加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌3分钟，然后进行浮选得到锌精选3精矿w和锌精选3尾矿x，锌精选3尾矿x返回锌精选2;

L、锌磁选：将锌精选3精矿w采用0.25T的磁场强度进行锌磁选，获得磁选产品锌铁精矿y和最终锌精矿z;

M、锌扫选1：锌粗选2尾矿r加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌3分钟，然后添加铁闪锌矿活化剂硫酸铜，搅拌3分钟，最后加入锌捕收剂GZ-1进行浮选得到锌扫选1精矿aa和锌扫选1尾矿ab，锌扫选1精矿aa返回锌粗选1;

N、锌扫选2：锌扫选1尾矿ab加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌3分钟，然后添加铁闪锌矿活化剂硫酸铜，搅拌3分钟，最后加入锌捕收剂GZ-1进行浮选得到锌扫选2精矿ac和锌扫选2尾矿ad，锌扫选1精矿ac返回锌扫选1;

O、硫铁磁选：将锌扫选2尾矿ad采用0.5T的磁场强度进行硫铁磁选，获得磁选产品硫铁精矿ae和最终尾矿af。

[0008]本发明针对一般硫化铅锌矿需要全流程添加石灰，不利于铜金银的综合利用回收的特点，开发了自然pH值下优先选铅，选铅尾矿抑硫浮锌，选锌尾矿脱硫后再选铁的工艺流程，综合利用矿石中的有价元素。结果表明，将矿石细磨至-0.074mm占70%，通过铜铅浮选—铅铜尾矿选锌—锌尾矿选硫—硫尾矿选铁的浮选磁选联合流程，能综合回收矿石中的有价元素，其中铅精矿铅品位60%以上，铅回收率94%以上，锌精矿锌品位46%以上，锌回收率88%以上。

附图说明

[0009]图1为本发明工艺流程示意图。

具体实施方式

[0010]下面结合实施例对本发明作进一步的说明，但不以任何方式对本发明加以限制，基于本发明教导所作的任何变换或替换，均属于本发明的保护范围。

[0011]本发明所述的多金属综合利用回收工艺包括前处理、铜铅选铅、铅铜尾矿选锌、锌尾矿选硫和硫尾矿选铁步骤，具体包括：

A、前处理：将待处理多金属硫化矿细磨至-0.074mm占60~80%得到物料a;

B、铜铅选铅：

1)将物料a中加入锌抑制剂，搅拌2~4min，然后依次加入铅捕收剂和铜捕收剂GTB1进行浮选得到铜铅粗选精矿b和浮选尾矿c;

2)将铜铅粗选精矿b经三级精选得到最终铜铅精矿h和精选尾矿，精选尾矿均返回前一步骤循环;

3)将浮选尾矿c经二级扫选得到浮选尾矿m和扫选精矿，扫选精矿均返回前一步骤循环;

C、铅铜尾矿选锌：

1)将浮选尾矿m中加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌2~4min，然后加入铁闪锌矿活化剂硫酸铜，搅拌2~4min，再加入锌捕收剂GZ-1进行浮选得到锌粗精矿和锌粗选2尾矿r;

2)将锌粗精矿进行三级精选得到锌精选3精矿w和精选尾矿，精选尾矿均返回前一步骤循环;

3)将锌精选3精矿w采用0.2~0.3T的磁场强度进行锌磁选得到磁选产品锌铁精矿y和最终锌精矿z;

4)将锌粗选2尾矿r进行二级扫选得到锌扫选2尾矿ad和扫选精矿，扫选精矿均返回前一步骤循环;

5)将锌扫选2尾矿ad采用0.4~0.6T的磁场强度进行硫铁磁选得到磁选产品硫铁精矿ae和最终尾矿af;

所述的铜捕收剂GTB1是由异丁基甲基硫氨酯、O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、甲基异丁基甲醇和二烷基二硫代磷酸锌组成，其配比为：6:2:1:1;

所述的锌捕收剂GZ-1是由异丁基黄原酸丙烯酯、异丁基黄原酸甲酸乙酯、异丁基甲基硫氨酯和2-甲基-1-苯甲-2-丙醇组成，其中异丁基黄原酸丙烯酯、异丁基黄原酸甲酸乙酯、异丁基甲基硫氨酯和2-甲基-1-苯甲-2-丙醇的质量配比为(0.5~1.5)：(0.5~1.5)：(0.5~1.5)：(0.4~0.6)。

[0012]B步骤2)中所述的三级精选是将铜铅粗选精矿b中加入锌抑制剂硫酸锌精选得到铜铅精矿d和精选1尾矿e，精选1尾矿e返回铜铅粗选;将铜铅精矿d中加入黄铁矿和磁黄铁矿抑制剂石灰和锌抑制剂硫酸锌，然后将混合矿浆给入搅拌磨机，将矿浆磨细至-0.045mm占90~95%，给入浮选机进行浮选分离，得到铜铅精矿f和精选2尾矿g，精选2尾矿g返回精选1;将铜铅精矿f中进行浮选分离，得到最终铜铅精矿h和精选尾矿i，精选尾矿i返回精选2。

[0013]B步骤3)中所述的二级扫选是将铜铅粗选尾矿c中加入锌抑制剂硫酸锌，搅拌2~4min，然后依次加入铅捕收剂25#黑药和铜捕收剂GTB1进行浮选得到铜铅扫选1精矿j和浮选尾矿k，铜铅扫选1精矿j返回铜铅粗选;将浮选尾矿k中加入锌抑制剂硫酸锌，搅拌2~4min，然后依次加入铅捕收剂25#黑药和铜捕收剂GTB1进行浮选得到铜铅扫选2精矿l和浮选尾矿m，铜铅扫选2精矿l返回铜铅扫选1。

[0014]C步骤1)是将浮选尾矿m中加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌2~4min，然后添加铁闪锌矿活化剂硫酸铜，搅拌2~4min，最后加入锌捕收剂GZ-1进行浮选得到锌粗精矿o和锌粗选1尾矿p;将锌粗选1尾矿p中加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌2~4min，然后添加铁闪锌矿活化剂硫酸铜，搅拌2~4min，最后加入锌捕收剂GZ-1进行浮选得到锌粗精矿q和锌粗选2尾矿r。

[0015]C步骤2)中所述的三级精选是将锌粗精矿o和锌粗精矿q合并，加入分散剂硅酸钠和黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌2~4min，然后进行浮选得到锌精选1精矿s和锌精选1尾矿t，锌精选1尾矿t返回锌粗选1;将锌精选1精矿s加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌2~4min，然后进行浮选得到锌精选2精矿u和锌精选2尾矿v，锌精选2尾矿v返回锌精选1;将锌精选2精矿u加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌2~4min，然后进行浮选得到锌精选3精矿w和锌精选3尾矿x，锌精选3尾矿x返回锌精选2。

[0016]C步骤3)中所述的二级扫选是将锌粗选2尾矿r加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌3分钟，然后添加铁闪锌矿活化剂硫酸铜，搅拌2~4min，最后加入锌捕收剂GZ-1进行浮选得到锌扫选1精矿aa和锌扫选1尾矿ab，锌扫选1精矿aa返回锌粗选1;锌扫选1尾矿ab加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰，搅拌2~4min，然后添加铁闪锌矿活化剂硫酸铜，搅拌2~4min，最后加入锌捕收剂GZ-1进行浮选得到锌扫选2精矿ac和锌扫选2尾矿ad，锌扫选1精矿ac返回锌扫选1。

[0017]下面以具体实施案例对本发明做进一步说明：

实施例1

A、铜铅粗选：1)将原矿磨细至-0.074mm占65%得到物料a;2)将物料a中加入锌抑制剂硫酸锌800g/t，搅拌3分钟，然后依次加入铅捕收剂25#黑药15g/t和5g/t的铜捕收剂GTB1进行4分钟的浮选得到铜铅粗选精矿b和浮选尾矿c;

B、精选1：将铜铅粗选精矿b中加入锌抑制剂硫酸锌800g/t，搅拌3分钟后进行精选得到铜铅精矿d和精选1尾矿e，精选1尾矿e返回铜铅粗选;

C、精选2：将铜铅精矿d中加入黄铁矿和磁黄铁矿抑制剂石灰100g/t和锌抑制剂硫酸锌500g/t，然后将混合矿浆给入搅拌磨机，将矿浆磨细至-0.045mm占90~95%，给入浮选机进行浮选分离3分钟，得到铜铅精矿f和精选2尾矿g，精选2尾矿g返回精选1;

D、精选3：将铜铅精矿f中进行浮选分离，得到最终铜铅精矿h和精选尾矿i，精选尾矿i返回精选2;

E、铜铅扫选1：将铜铅粗选尾矿c中加入锌抑制剂硫酸锌200g/t，搅拌3分钟，然后依次加入铅捕收剂25#黑药6g/t和2g/t的铜捕收剂GTB1进行3分钟浮选得到铜铅扫选1精矿j和浮选尾矿k，铜铅扫选1精矿j返回铜铅粗选;

F、铜铅扫选2：将浮选尾矿k中加入锌抑制剂硫酸锌200g/t，搅拌3分钟，然后依次加入铅捕收剂25#黑药3g/t和1g/t的铜捕收剂GTB1进行3分钟浮选得到铜铅扫选2精矿l和浮选尾矿m，铜铅扫选2精矿l返回铜铅扫选1;

G、锌粗选1：将浮选尾矿m中加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰3000g/t，搅拌3分钟，然后添加铁闪锌矿活化剂硫酸铜150g/t，搅拌3分钟，最后加入锌捕收剂10g/t的GZ-1进行6分钟浮选得到锌粗精矿o和锌粗选1尾矿p;

H、锌粗选2：将锌粗选1尾矿p中加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰1600g/t，搅拌3分钟，然后添加铁闪锌矿活化剂硫酸铜60g/t，搅拌3分钟，最后加入锌捕收剂6g/t的GZ-1进行3分钟浮选得到锌粗精矿q和锌粗选2尾矿r;

I、锌精选1：将锌粗精矿o和锌粗精矿q合并，加入分散剂硅酸钠100g/t和黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰1000g/t，搅拌3分钟，然后进行3分钟浮选得到锌精选1精矿s和锌精选1尾矿t，锌精选1尾矿t返回锌粗选1;

J、锌精选2：将锌精选1精矿s加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰800g/t，搅拌3分钟，然后进行3分钟浮选得到锌精选2精矿u和锌精选2尾矿v，锌精选2尾矿v返回锌精选1;

K、锌精选3：将锌精选2精矿u加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰500g/t，搅拌3分钟，然后进行2分钟浮选得到锌精选3精矿w和锌精选3尾矿x，锌精选3尾矿x返回锌精选2;

L、锌磁选：将锌精选3精矿w采用0.25T的磁场强度进行锌磁选，获得磁选产品锌铁精矿y和最终锌精矿z;

M、锌扫选1：锌粗选2尾矿r加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰1000g/t，搅拌3分钟，然后添加铁闪锌矿活化剂硫酸铜30g/t，搅拌3分钟，最后加入锌捕收剂3g/t的GZ-1进行3分钟浮选得到锌扫选1精矿aa和锌扫选1尾矿ab，锌扫选1精矿aa返回锌粗选1;

N、锌扫选2：锌扫选1尾矿ab加入黄铁矿及磁黄铁矿抑制剂石灰600g/t，搅拌3分钟，然后添加铁闪锌矿活化剂硫酸铜15g/t，搅拌3分钟，最后加入锌捕收剂3g/t的GZ-1进行浮选得到锌扫选2精矿ac和锌扫选2尾矿ad，锌扫选1精矿ac返回锌扫选1;

O、硫铁磁选：将锌扫选2尾矿ad采用0.5T的磁场强度进行硫铁磁选，获得磁选产品硫铁精矿ae和最终尾矿af。

[0018]实施例2

A、铜粗选：将石灰加入原矿中磨细至-0.074mm占70~75%后加入20g/t的捕收剂GTB3搅拌2min浮选得到铜粗选精矿和尾矿;

B、铜精选：在铜粗选所得精矿中加入抑制剂进行两次精选得到铜精选，B步骤所述铜精选的工艺条件为精选1加入300g/t石灰搅拌3min浮选，精选2加入200g/t石灰搅拌3min浮选;

C、铜扫选：在铜粗选所得尾矿中加入捕收剂进行两次扫选得到扫选尾矿，C步骤所述铜扫选的工艺条件为扫选1加入10g/捕收剂GTB3搅拌2min浮选，扫选1加入10g/捕收剂GTB3搅拌2min浮选;

D、硫粗选：在铜扫选尾矿中加入原矿中加入活化剂、捕收剂、起泡剂进行浮选得到硫粗选精矿和硫粗选尾矿，D步骤所述硫粗选的工艺条件为加入1300g/活化剂硫酸搅拌3min，加入200g/t丁黄药和2#油30g/t搅拌2min粗选;

E、硫精选：将硫粗选所得精矿进行空白精选得到硫精矿Ⅰ和精选尾矿;

F、硫扫选：在硫粗选尾矿中加入活化剂、捕收剂、起泡剂进行两次扫选得到扫选尾矿，F步骤所述硫扫选1的工艺条件为加入600g/活化剂硫酸搅拌3min，加入50g/t丁黄药和2#油10g/t搅拌2min扫选，扫选2的工艺条件为加入200g/活化剂硫酸搅拌3min，加入30g/t丁黄药和2#油10g/t搅拌2min扫选;

G、磁选：将硫扫选尾矿进行磁选得到含铁精矿和尾矿，G步骤中弱磁选粗选磁场强度0.2T;

H、铁精矿再磨浮选脱硫：将磁选得到的铁精矿再磨至-0.074mm占83%后加入活化剂、捕收剂、起泡剂进行粗选得到粗选精矿和粗选尾矿，H步骤所述再磨浮选脱硫的工艺条件为加入700g/活化剂硫酸搅拌3min，加入120g/t丁黄药和2#油20g/t搅拌2min扫选;

I、脱硫精选：将脱硫粗选精矿进行两次空白精选得到硫精矿Ⅱ;

J、脱硫扫选：在脱硫粗选尾矿中加入活化剂、捕收剂、起泡剂进行扫选得到铁精矿，J步骤中所述脱硫扫选的工艺条件为加入300g/活化剂硫酸搅拌3min，加入50g/t丁黄药和2#油10g/t搅拌2min扫选。

[0019]采用该工艺流程处理该矿石，可获得铜精矿铜品位21.95，铜回收率90.71%;两个硫精矿合并后硫品位33.47%，硫回收率93.30%，铁精矿铁品位66.15%，硫品位0.13%，铁回收率33.67%的良好指标。

[0020]实施例3

1试样性质

1.1化学组分和矿物组成

肉眼观察，矿石多呈暗褐色、灰绿色，矿物集合体无定向分布，构成矿石的稀疏浸染状构造，矿样的化学多元素分析结果见表1，铅锌铜铁化学物相分析结果见表2、表3、表4和表5。

[0026]矿样为铅锌多金属硫化矿，主要有价元素为铅、锌、铁，其含量分别为2.64%、1.45%和26.81，其他伴生有价元素Au0.10g/t、Ag10.8g/t、Cu0.045%、In55.3g/t和硫3.94%。经偏光显微镜下观察、X-射线衍射分析、MLA分析，查明矿石中有硫化物、氧化物、硅酸盐、硫酸盐、磷酸盐等五类23种矿物存在，矿石中主要有方铅矿、铁闪锌矿、磁铁矿、黄铁矿/白铁矿、磁黄铁矿、黑柱石、钙铁辉石、铁滑石、石英、方解石等矿物。

[0027]1.2主要矿物的嵌布状态分析

在磨矿细度为-0.075mm占64.39%的条件下，采用MLA对矿石及矿石中主要目的矿物方铅矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿、黄铁矿/白铁矿、磁铁矿、赤铁矿/褐铁矿、黑柱石、钙铁辉石、钙铁榴石、绿帘石、铁滑石的嵌布粒度进行测量和统计。铁闪锌矿、黑柱石和钙铁辉石嵌布粒度最粗，+75μm粒级分别占33.29%、38.54%和31.23%，其嵌布粒度与矿石粒度相近;其次是方铅矿、磁黄铁矿、黄铁矿/白铁矿、磁铁矿、钙铁榴石、铁滑石嵌布粒度较前者稍细，+75μm粒级分别占28.17%、26.98%、25.16%、29.55%、27.37%、26.39%。

[0028]1.3主要矿物的共生关系

在当前磨矿条件下，铁闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿的自由表面积较好，均大于91%，方铅矿、磁铁矿、赤铁矿/褐铁矿的自由表面积较前者稍低，在83%至86%之间。

[0029]方铅矿主要与铁闪锌矿、磁铁矿、黑柱石、钙铁辉石连生，与其共有表面积比例分别为3.60%、1.18%、2.10%、1.99。方铅矿的自由表面积比例为86.50%。

[0030]铁闪锌矿主要与黑柱石、钙铁辉石连生，与其共有表面积比例分别为1.24%、1.30%。铁闪锌矿的自由表面积比例为93.89%。

[0031]黄铁矿/白铁矿主要与铁闪锌矿、磁黄铁矿、黑柱石连生，与其共有表面积比例分别为1.24%、1.64%、1.69%。铁闪锌矿的自由表面积比例为91.18%。

[0032]磁黄铁矿主要与黄铁矿/白铁矿、磁铁矿、黑柱石连生，与其共有表面积比例分别为1.05%、1.45%、1.24%。磁黄铁矿的自由表面积比例为92.54%。

[0033]磁铁矿主要与黑柱石、钙铁辉石、方解石、铁滑石连生，与其共有表面积比例分别为4.20%、2.12%、1.30%、1.96%。磁铁矿的自由表面积比例为85.34%。

[0034]1.4主要矿物的嵌布特征

方铅矿的嵌布粒度在0.001～1.37mm之间，集合体呈粒状、致密块状。多与铁闪锌矿、磁铁矿、黄铁矿共生关系密切，多为连生或相互包裹，其中，部分方铅矿与磁铁矿共生关系尤为复杂，这部分方铅矿呈细粒状包裹于磁铁矿中，不易单体解离。

[0035]铁闪锌矿的嵌布粒度在0.005～4.75mm之间，呈它形粒状。多分布于黑柱石、钙铁辉石等透明矿物之间，部分包裹于黑柱石、钙铁辉石中与方铅矿、磁铁矿、黄铁矿、磁黄铁矿均有部分连生或包裹，其中，部分方铅矿、磁铁矿、黄铜矿呈细粒状或乳浊状包裹于铁闪锌矿中，可能会部分进入到锌精矿中，影响锌精矿品级。

[0036]黄铜矿的嵌布粒度在0.001～1.00mm之间，呈它形粒状。多与铁闪锌矿、方铅矿、黄铁矿、磁黄铁矿连生，部分呈细粒状、乳浊状包裹于铁闪锌矿中;少数呈星点状分布于透明矿物之间。

[0037]磁黄铁矿的嵌布粒度在0.005～0.55mm之间，磁黄铁矿呈它形粒状。多与黄铁矿、白铁矿、磁铁矿、铁闪锌矿、方铅矿镶嵌连生;部分被白铁矿、磁铁矿交代，与其相间分布或混杂分布。

[0038]黄铁矿/白铁矿的嵌布粒度在0.005～6.00mm之间，多呈自形-半自形-它形粒状。多星散浸染状分布于黑柱石、钙铁辉石等透明矿物之间;多与铁闪锌矿、磁黄铁矿、方铅矿等连生;黄铁矿部分被白铁矿、磁铁矿交代，与其混杂分别。

[0039]磁铁矿的嵌布粒度在0.005～1.25mm之间，磁铁矿呈它形粒状。多与赤铁矿、方铅矿、铁闪锌矿、黄铁矿共生关系密切，部分充填于针状、板状赤铁矿晶粒之间、部分与方铅矿镶嵌连生或相互包裹、部分与铁闪锌矿和黄铁矿简单连生;少量磁铁矿被赤铁矿交代、少量磁铁矿交代黄铁矿。

[0040]1.5影响选矿指标的矿物学因素分析

矿石中铅的载体矿物仅方铅矿、锌的载体矿物仅铁闪锌矿，均为独立硫化矿物，有利于浮选独立回收。铁闪锌矿中含Fe为12.69%，这部分铁仅通过物理选矿的方法无法去除，因此，锌精矿的品级上限属Ⅵ级品。矿石中大部分铁闪锌矿中包裹细粒状、乳浊状黄铜矿，磨矿难于解离，可能会进入锌精矿中，影响锌精矿品级。部分方铅矿与铁闪锌矿共生关系紧密，可能导致铁闪锌矿随方铅矿进入铅精矿中，影响铅精矿品级。矿石中铁的载体矿物种类较多，其中仅磁铁矿为铁的有用矿物，铁在其中的分配率仅为12.91%。

[0041]2选矿试验研究

由矿石性质研究结果可知，矿石中有价矿物主要为方铅矿。铁闪锌矿、黄铜矿、磁黄铁矿、磁铁矿、黄铁矿。结合上述矿物的表面特性和磁性，矿物回收的工艺流程主要有先磁选后浮选联合工艺流程及先浮选后磁选联合工艺流程。由于磁选脱除量较少，磁选放在铅浮选之前，浮选前还需要浓密脱水，增加工艺的复杂性。因此采用先浮选后磁选联合工艺流程。方铅矿嵌布粒度<5μm的颗粒占3.72%，这部分细粒方铅矿多包裹于磁铁矿中，可提高采用选择性强的捕收剂预先富集到粗精矿后再磨，即可防止原矿细磨成本过高，也可降低目的矿物过磨的程度。由于矿石中可回收的矿物种类多样，试验的难点在于如何充分高效回收各种矿物及获得高品质的精矿。由于原矿铜含量极低，直接优先浮选经济性不高，因此初步拟定铜铅混选-锌浮选-硫浮选-铁磁选的原则工艺流程。

[0042]2.1磨矿细度试验

有用矿物与脉石矿物的充分解离是矿物高效分离回收的必备前提。不同的磨矿细度不但关系矿物的解离情况，且适宜的矿物粒度能确保矿物新鲜表面活性高，强化矿物表面与捕收剂充分作用，从而增强矿物的回收分离。为了保证浮选获得较高的指标，结合矿石性质确定磨矿细度具有重要意义。由于矿石中含有方解石、铁滑石等易泥化的脉石，选择适宜的磨矿细度时既要考虑有用矿物单体解离度，也要减少脉石过粉碎而恶化浮选矿浆环境。通过试验选择-74μm占60%的磨矿细度较为适宜。在该磨矿细度下，当浮选矿浆浓度30%，浮选机搅拌速度2000r/min，浮选机充气量0.4m3/h，在自然pH值下，采用不同捕收剂，以一粗一扫的工艺流程开展铜铅捕收剂种类试验，试验流程见图1，试验结果见表6。由表6可知，五种捕收剂都是前期筛选出来选择性较好的铜铅捕收剂，在自然pH值下基本不捕收硫铁矿，有效减少黄铁矿抑制剂的试验，在单独采用Pa作为铜铅捕收剂时，粗精矿铅品位最高，铅铜回收率最低;采用Pb-1和F5B组合，尾矿铅的损失率最低，但是铜的损失率高达52.54%;采用25#黑药和GTB1组合，尾矿铜的损失率最低，粗选获得的粗精矿铅回收率最高，为了综合回收铜铅矿物，选择25#黑药和GTB1组合用药较为适宜。

[0044]2.2铜铅混合精选再磨地点试验

将铜铅粗选获得的粗精矿进行三段精选，提升最终精矿铜铅品质。为了考查再磨地点对铜铅回收的影响，分别开展粗精矿不再磨、粗精矿再磨至-0.049mm占90%、精选1精矿再磨至-0.049mm占90%及精选2精矿再磨至-0.049mm占90%的对比试验，考查降低中矿铜铅品位的可行性，提高铜铅混合精矿品质，相比粗精矿不磨，粗精矿再磨后能大幅提升精选1精矿铅品位，总体来说，精选2再磨后进行精选3作业获得的铜铅混合精矿铅品位最高，铜铅混合精矿铅品位大小为：精选2再磨﹥精选1再磨﹥粗精矿再磨﹥不磨。由于精选2再磨后进行精选3作业，铜铅混合精矿铅回收率损失最大，综合考虑选择精选1再磨较为适宜。精选1再磨条件获得的铜铅混合精矿铅品位64.85%，铜品位0.91%，由于铜品位较低，不进行后续的铜铅分离。

[0045]2.3选锌硫铁矿抑制剂种类试验

经X射线能谱分析，铁闪锌矿中含Zn53.54%、Fe12.69%。随着铁闪锌矿含铁量升高，其铁离子改变其表面性质，影响捕收剂在其表面的吸附，导致可浮性能逐步下降。矿石中含有1.44%的白铁矿/黄铁矿和2.54%的磁黄铁矿。结合经X射线能谱分析和MLA分析可知，矿石中的磁黄铁矿为单斜晶系，磁黄铁矿中含Fe60.56%。白铁矿/黄铁矿、磁黄铁矿、铁闪锌矿三种矿物的可浮性逐步降低。为了获得高品质的锌精矿，需要采用硫铁矿抑制剂对白铁矿/黄铁矿和磁黄铁矿进行抑制剂。分别采用石灰(3000g/t)、无机抑制剂LY1(2000g/t)和有机抑制剂LY2(600g/t)开展不同硫铁矿抑制剂的种类试验，考查不同抑制剂对锌硫分离的效果，采用石灰作为白铁矿/黄铁矿和磁黄铁矿的抑制剂，效果最佳，通过一段锌粗选一段锌扫选，获得的泡沫产品(锌粗精和锌中矿合并)锌品位最高，达29.64%，锌回收率也最高，为85.39%。

[0046]2.4选锌捕收剂种类试验

矿石中的有价矿物硫铁矿和和铁滑石等脉石矿物容易与捕收剂发生反应，干扰浮选过程。合适的锌捕收剂既可显著提高锌矿物的浮选效率，也能减少药剂消耗，因此合适的锌捕收剂是实现高效、低耗浮选工艺的重要前提。分别采用适应性广及捕收能力强的丁黄药及乙硫氮与选择性好的硫代氨基甲酸脂类捕收剂A2及GZ-1进行对比，开展锌捕收剂种类试验，筛选该类高铁闪锌矿最适合的捕收剂，采用GZ-1和丁黄药为捕收剂，尾矿锌的损失率都在2%左右，但GZ-1获得的尾矿硫回收率高于丁黄药，表明丁黄药捕收能力强，将较多的硫铁矿捕收进入了锌粗精及锌中矿中;A2和乙硫氮的捕收性能基本相近，尾矿中锌损失率和硫回收率较为相近。为了获得最高的锌回收率且尽量减少硫铁矿进入锌粗精及锌中矿中，选择GZ-1较为适合。

[0047]2.4锌次精矿提质降杂试验

对锌粗精矿进行精选试验发现，分别添加石灰通过三次精选，精选1精矿锌品位从29.76%提高至36.26%，提升了6.50个百分点;通过精选2，精选2精矿锌品位从36.26%提高至39.12%，提升了2.86个百分点，提升幅度较少;通过精选3，精选3精矿(即锌次精矿)锌品位从39.12%提高至41.36%，提升了2.24个百分点，提升幅度较少，继续进行第四次精选，锌精矿锌提升幅度仅有1.5个百分点，但锌的损失率大幅增长，且锌精矿锌品位难以提升至45%以上。对精选3精矿进行镜下检查发现，铁闪锌矿呈它形粒状，多数为单体解离颗粒，部分闪锌矿中包裹有细粒黄铜矿，部分闪锌矿与透明矿物、磁黄铁矿、黄铁矿等连生;磁黄铁矿呈它形粒状，多数为单体解离颗粒，部分与闪锌矿等连生;黄铁矿呈它形粒状，多与闪锌矿连生;黄铜矿呈它形粒状，多包裹于闪锌矿中。结果表明影响锌精矿锌品位主要为磁黄铁矿及黄铁矿。该部分磁黄铁矿及黄铁矿可浮性较好，通过添加石灰难以抑制，且过量添加石灰将对铁闪锌矿造成明显抑制。一方面对锌次精矿开展添加分散剂辅助石灰的浮选提质降杂试验，另一方面对锌次精矿开展磁选脱杂试验，考虑到磁黄铁矿容易磁团聚包裹铁闪锌矿，通过添加聚磷酸盐类的六偏磷酸钠和应用较广的硅酸盐类硅酸钠作为分散剂。结果表明，采用磁选进行锌精矿的提质降杂，锌的作业回收率较高，基本在99%以上，通过四组试验结果对比发现，采用0.25T的磁场对锌次精矿进行磁选，可获得锌精矿锌品位45.77%，锌作业回收率99.04%。添加分散剂浮选提升锌精矿锌品位，导致锌损失率较大。综合考虑，采用0.25T对锌次精矿进行磁选脱杂较为适宜。

[0048]2.5全流程闭路试验

采用条件试验的最佳药剂制度、最佳再磨细度及最佳磁选场强，进行全流程闭路试验，考查铜铅精矿、锌精矿、硫精矿、铁精矿和尾矿中各目的矿物的分选回收情况、各作业中矿的金属分布。铜铅混选作业采用一次粗选两次扫选三次精选获得铜铅混合精矿;选锌作业两次粗选三次精选一次扫选后得到锌次精矿，锌次精矿采用025T磁选获得锌精矿;选锌尾矿采用一次粗选一次精选一次扫选获得硫精矿1;选硫尾矿采用磁选获得铁粗精矿及尾矿1，铁粗精矿再磨后一次脱硫粗选一次脱硫精选一次脱硫扫选获得硫精矿2及脱硫铁精矿，脱硫铁精矿采用0.15T磁场精选获得最终铁精矿，试验结果见表7。

[0050](1)试验获得的铜铅混合精矿铅品位60.12%，铜品位0.73%，铜回收率33.36%，铅回收率94.72%，影响铜铅混合精矿品质的因素主要是黄铁矿和铁闪锌矿。由于铜伴生品位极低(铜含量0.045%)，且黄铜矿多与铁闪锌矿、方铅矿、黄铁矿、磁黄铁矿连生，导致铜铅混合精矿中铜回收率偏低，且铜铅混合精矿含铜仅0.73%，后续铜铅分离经济性不高，因此不进行铜铅分离;部分方铅矿主要与铁闪锌矿致密共生，导致铜铅混合精矿锌品位高达6.89%，这可以进一步深入研究，提升铅锌的分离效率。

[0051](2)锌精矿锌品位46.99%，锌回收率88.26%，由于部分黄铜矿呈细粒状、乳浊状包裹于铁闪锌矿中，导致铜金属量损失在锌精矿中30.34%。

[0052](3)硫精矿1和硫精矿2合并为硫精矿，硫品位37.41%，铁品位47.69%，硫回收率34.57%，铁回收率6.23%。矿石中黄铁矿/白铁矿：磁黄铁矿=1:1.76，该矿石可获得的硫精矿极限理论硫品位48.38%，铁品位51.62%。结果表明部分的黄铁矿/白铁矿损失在铜铅混合精矿和锌精矿中，造成硫精矿硫品位较低。

[0053](4)硫扫选1尾矿磁选后，获得的铁粗精矿铁品位61.00%，硫品位0.97%，铁回收率10.79%，为了获得铁品位大于65%，硫品位少于0.5%的优质铁精矿，需要对铁粗精矿再磨后再浮选脱硫磁选脱杂。

[0054](5)磁选获得的铁精矿铁回收率为9.33%，结合物相分析及MLA分析可知，磁铁矿中的铁占总铁的13.15%，表明铁精矿中磁铁矿的相回收率为70.95%，对尾矿进行铁单体解离度分析可知，损失在尾矿中的磁铁矿大部分未解离，该部分磁铁矿难以经济回收。

[0055]3结论

(1)青海某多金属矿主要有价元素为铅、锌、铁，其含量分别为2.64%、1.45%和26.81，其他伴生有价元素Au0.10g/t、Ag10.8g/t、Cu0.045%、In55.3g/t和硫3.94%。

[0056](2)矿石共由五类23种矿物组成，铜铅锌独立矿物分别为黄铜矿、方铅矿和铁闪锌矿，铁的独立矿物共12种，铁主要以独立矿物的形式赋存于黑柱石、钙铁辉石、磁铁矿中，铁在其中的分配率分别为46.83%、16.71%、13.15%，仅磁铁矿中的铁具有回收价值。

[0057](3)矿石采用铜铅混选-锌浮选-硫浮选-铁磁选-铁浮选的浮磁联合流程处理，获得铜铅混合精矿铅品位60.12%，铜品位0.73%，铜回收率33.36%，铅回收率94.72%，锌精矿锌品位46.99%，锌回收率88.26%，铁精矿铁品位67.22%，铁回收率为9.33%。

说明书附图(1)