一种处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法.pdf

摘要
申请专利号：	CN201410366943.6	申请日：	2014.07.29
公开号：	CN104148187A	公开日：	2014.11.19
当前法律状态：	终止	有效性：	无权
法律详情：	专利权的视为放弃IPC(主分类):B03D 1/00放弃生效日:20170531\|\|\|实质审查的生效IPC(主分类):B03D 1/00申请日:20140729\|\|\|公开
IPC分类号：	B03D1/00; B03D1/08; B03D1/012; B03D1/016; B03D101/02(2006.01)N; B03D101/04(2006.01)N	主分类号：	B03D1/00
申请人：	广西金山铟锗冶金化工有限公司
发明人：	王宗贤; 刘科晓; 林辉; 韦平; 阳永明
地址：	547204 广西壮族自治区河池市南丹县河池南丹有色金属新材料工业园区
优先权：
专利代理机构：	广西南宁汇博专利代理有限公司 45114	代理人：	谢美萱
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内容摘要

本发明公开了一种处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，先将原矿破碎、球磨；再将球磨后的原矿直接进行氧化铅锌矿混合浮选，上浮的矿物进入泡沫产品；浮选槽内产品上一段摇床重选，得到锡精矿、一段中矿和尾矿；一段中矿再上二段摇床重选得到锡精矿、二段中矿和尾矿；二段中矿再进行磨矿，然后并入氧化铅锌矿混合浮选的给矿中。将泡沫产品进行反浮选脱硅石，泡沫产品是硅石尾矿，浮选槽内产品是最终的铅锌混合精矿。本发明采用铅锌混合浮选和铅锌混合精矿反浮选脱硅流程，混合浮选不仅提高了各有用金属的回收率，还减少了药剂的种类和用量，环境污染小，符合国家清洁生产、循环经济的政策，达到了节能、减排、降耗、资源综合利用的目的。

权利要求书

1.  一种处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，其特征在于：包括以下工艺步骤：
（1）磨矿：将锡铅锌多金属氧化矿原矿破碎、球磨至200目达到70%以上；
（2）混合浮选：将步骤（1）磨矿后的原矿直接进行氧化铅锌矿混合浮选，给矿浓度控制在25～35%，按1000～3000g/t原矿的量加入硫化剂，按50～200g/t原矿的量加入氧化铅捕收剂，按100～400g/t原矿的量加入氧化锌捕收剂；所有能上浮的矿物全部进入泡沫产品；浮选槽内产品上一段摇床重选，得到锡精矿、一段中矿和尾矿；将一段中矿再上二段摇床重选得到锡精矿、二段中矿和尾矿；二段中矿再进行磨矿，然后并入氧化铅锌矿混合浮选的给矿中；
（3）反浮选：将步骤（2）的泡沫产品进行反浮选脱硅石，反浮选脱硅石过程添加硅石捕收剂和起泡剂，硅石捕收剂用量50～100g/t原矿，起泡剂用量10～30g/t原矿，反浮选出来的泡沫产品是硅石尾矿，浮选槽内产品是最终的铅锌混合精矿。

2.  根据权利要求1所述的处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，其特征在于：所述锡铅锌多金属氧化矿原矿的主要元素含量为：锡0.1～1.0%，铅1％～10%，锌3％～10%。

3.  根据权利要求1所述的处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，其特征在于：所述硫化剂为硫化钠，氧化铅捕收剂为黄药和/或黑药，氧化锌捕收剂为胺类，起泡剂为松醇油。

4.  根据权利要求3所述的处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，其特征在于：所述黄药为乙基黄药、丁基黄药、异丙基黄药、异丁基黄药、戊基黄药；所述黑药为丁铵黑药、烷基黑药；所述胺类为十二烷基伯胺、十八胺、混合胺。

5.  根据权利要求1所述的处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，其特征在于：所述步骤（2）混合浮选中还添加起泡剂，用量为每吨原矿添加0~50g，起泡剂为松醇油。

6.  根据权利要求1所述的处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，其特征在于：所述锡精矿中锡含量50～60%。

7.  根据权利要求1所述的处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，其特征在于：所述铅锌混合精矿中铅3～20%，锌15％～25%。

说明书

一种处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法
技术领域
本发明属于选矿技术领域，具体涉及锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法。
背景技术
我国氧化铅锌矿资源储量丰富，其中低品位难选氧化铅锌矿资源占了相当大的比例，对于这部分资源，由于缺乏高效的加工处理技术，目前仍未得到大规模的开发利用，造成了资源的大量浪费。广西河池南丹县境内大厂矿区地表低品位锡铅锌多金属氧化矿储量丰富，矿石中含有锡、铅、锑、银、锌、铟等有价金属，其中铅锑是共生的，银赋存在铅矿中，铟赋存在锌矿中。该矿石中各种金属含量较低，铅锌氧化率均在90%以上，该矿石因复杂难选，目前尚未得到有效的开发和利用。
目前，对于低品位氧化铅矿一般采用硫化－黄药浮选法进行回收，对低品位氧化锌矿主要采用硫化－胺盐浮选法进行回收。浮选法尽管技术成熟，但存在流程复杂、药剂消耗大、回收率低、效益差等问题。
对大厂矿区地表锡铅锌多金属氧化矿也曾采用先硫化浮选铅锑银、再硫化浮选锌铟、最后摇床重选锡的工艺。结果表明除锡的回收率较好外，铅锌的回收率都达不到40%，精矿中有用金属品位低，且铅锑银精矿中含锌铟严重，同样锌铟精矿中也含有较多铅锑银元素，选矿指标很差。
长期以来，对于低品位氧化铅锌矿的加工处理大多是通过单一的选矿或者冶炼的方法，未充分考虑选矿和冶炼全流程的合理链接和整体优化，导致选冶割裂，其结果是一直未能实现低品位氧化铅锌矿的高效开发利用。近几年来，国内成功研发了可以处理铅锌混合精矿的酸浸技术，大大降低了对铅锌冶金原料的要求，为低品位氧化铅锌矿的加工利用开辟了一条新的出路。然而，若采用酸浸技术直接处理该低品位高杂质的锡铅锌多金属氧化矿石，则因成本太高而不适用。
因此基于大厂矿区地表低品位锡铅锌多金属氧化矿的特点，并结合铅锌混合精矿产品可通过冶炼工艺进行综合回收的实际，在该氧化矿的选矿工艺流程上进行改进，提出一种简单、易行的方法，缩短筛选出铅锌混合精矿的流程，同时减少药剂的用量等。
发明内容
本发明的目的在于针对现有技术的不足，提供一种处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，针对低品位锡铅锌多金属氧化矿难选的特点，采用铅锌矿混合浮选和铅锌混合精矿反浮选脱硅流程，不仅提高了各有用金属的回收率，还减少了药剂的种类和用量，环境污染小；且工艺过程简单，得到的锡精矿可以直接出售，铅锌混合精矿为后续冶炼工艺提供铅锌原料，也使低品位难选锡铅锌多金属氧化矿资源得到了高效回收。
为了实现上述目的，本发明采用了以下技术方案：
一种处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，包括以下工艺步骤：
（1）磨矿：将锡铅锌多金属氧化矿原矿破碎、球磨至200目达到70%以上；为简化操作，磨矿过程不加任何药剂。（因为磨矿过程添加药剂，一会导致用药地点多而复杂，二是用药时间过长会明显改变低品位原矿中各种脉石的可浮性而影响到后续的铅锌混合浮选过程。）
（2）混合浮选：将步骤（1）磨矿后的原矿，无需经过脱泥，直接进行氧化铅锌矿混合浮选，给矿浓度控制在25～35%，按1000～3000g/t原矿的量加入硫化剂，按50～200g/t原矿的量加入氧化铅捕收剂，按100～400g/t原矿的量加入氧化锌捕收剂；所有能上浮的矿物全部进入泡沫产品；浮选槽内产品上一段摇床重选，得到锡精矿、一段中矿和尾矿；将一段中矿再上二段摇床重选得到锡精矿、二段中矿和尾矿；二段中矿再进行磨矿，然后并入氧化铅锌矿混合浮选的给矿中；
氧化锌矿捕收剂一般都具有起泡性能，浮选过程起泡剂的添加量根据具体情况来决定，起泡剂用量为每吨原矿添加0~50g，起泡剂为松醇油。混合浮选过程对浮选时间、矿浆温度、矿浆PH值没有特殊要求。混合浮选过程不添加任何脉石抑制剂。
（3）反浮选：将步骤（2）的泡沫产品进行反浮选脱硅石，因后续冶炼工艺对铅锌混合精矿中锌的品位要求不高（大于15%），反浮选过程对硅石的脱除效率没有具体要求，为简化药剂种类和用量，反浮选脱硅石过程只添加硅石捕收剂和起泡剂，硅石捕收剂用量50～100g/t原矿，起泡剂用量10～30g/t原矿，反浮选脱硅过程对时间、矿浆温度、矿浆PH没有特殊要求。反浮选出来的泡沫产品是硅石尾矿，浮选槽内产品是最终的铅锌混合精矿。
上述氧化铅锌矿的硫化剂主要为硫化钠，氧化铅捕收剂主要为各种黄药和黑药，氧化锌捕收剂主要为各种胺类，起泡剂为松醇油，硅石捕收剂为市场上出售的现有硅石捕收剂，具体药剂选择和用量视矿石的成分和性质而定。
作为技术方案的优选，所述黄药为乙基黄药、丁基黄药、异丙基黄药、异丁基黄药、戊基黄药；所述黑药为丁铵黑药、烷基黑药；所述胺类为十二烷基伯胺、十八胺、混合胺。
本发明中的锡铅锌多金属氧化矿原矿的主要元素含量为：锡0.1～1.0%，铅1％～10%，锌3％～10%。原矿中锡为锡石、黝锡矿，氧化铅矿包括方铅矿、白铅矿，氧化锌矿包括闪锌矿、菱锌矿、硅锌矿、水锌矿、红锌矿和异极矿。
本发明中选矿出来的锡精矿中锡含量50～60%，锡的回收率达到70%以上。
本发明选矿出来的铅锌混合精矿中铅3～20%，铅的回收率达到70%以上；锌15％～25%，锌的回收率达到70%以上。原矿中赋存的银、铟等其它有价元素在铅锌混合精矿中也得到一定程度的富集。铅锌混合精矿中含锑2～5%，锑的回收率达到70%以上；银100～500g/t，银的回收率达到70%以上；铟100～200g/t，铟的回收率达到65%以上。
本发明得到的铅锌混合精矿可作为后续冶炼提取有用金属的原料。
本发明的效益效果：
1、针对低品位难选锡铅锌多金属氧化矿石，采用本发明的技术方案，工艺流程简单，不仅得到合格的锡精矿产品出售，还得到铅锌混合精矿，在为后续冶炼工艺提供铅锌原料的同时，也使低品位难选锡铅锌多金属氧化矿资源得到了高效回收。
2、本发明可以实现氧化铅锌矿的不脱泥浮选，由于铅锌混合浮选时不加任何抑制剂，泡沫产品产率较高，浮选过程非常稳定，易于控制。因有后续的冶炼工艺对较低品位的铅锌混合精矿进行综合回收，该浮选过程主要目的是提高各有用金属的回收率，选别指标与现有技术相比，铅锌回收率有较大幅度的提高。
3、铅锌混合浮选时大多硫化矿物和各种可浮的氧化矿物都进入泡沫产品中，浮选槽内剩余的主要是锡金属和其它泥质、硅质或碳质杂质，各类杂质与锡的比重差较大，通过摇床重选可直接得到合格的锡精矿产品，简化了锡回收流程。
4、铅锌混合浮选精矿通过反浮选脱硅石流程抛弃了部分硅石，进一步提高了铅锌混合精矿中铅锌的品位，同时减少了铅锌混合精矿中硅石对后续冶炼工艺的影响。
5、针对低品位锡铅锌多金属氧化矿难选的特点，本发明采用的铅锌混合浮选和铅锌混合精矿反浮选脱硅流程，混合浮选流程的使用不仅提高了各有用金属的回收率，还减少了药剂的种类和用量，环境污染小，符合国家清洁生产、循环经济的政策，达到了节能、减排、降耗、资源综合利用的目的。
附图说明
图1是本发明的工艺流程。
具体实施方式
下面结合附图和实施例对本发明进一步说明。
实施例1
一种处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，所处理的低品位锡铅锌多金属氧化矿原矿成分：含锡0.28%、铅1.06%、锑0.70%、银78.2g/t、锌5.52%、铟45.0g/t。
将上述原矿经过下列工艺步骤：
（1）将原矿破碎后磨矿至－200目约75%；
（2）将磨矿分级产物不脱泥直接进行氧化铅锌混合浮选，给矿浓度约30%，硫化钠用量2600g/t、丁基黄药用量120g/t、混合胺用量250g/t，浮选流程一粗二精二扫；所有能上浮的矿物全部进入泡沫产品；浮选槽内产品上一段摇床重选，得到锡精矿、一段中矿和尾矿；将一段中矿再上二段摇床重选得到锡精矿、二段中矿和尾矿；二段中矿再进行磨矿，然后并入氧化铅锌矿混合浮选的给矿中。
（3）将步骤（2）的泡沫产品进行反浮选脱硅石，添加硅石捕收剂GE-609，用量80g/t，松醇油20g/t，浮选流程一粗二精二扫，反浮选出来的泡沫产品是硅石尾矿，浮选槽内产品是最终的铅锌混合精矿。
本发明选矿方法得到的产品技术指标：
锡精矿：含锡55.80%，回收率73.15%。
铅锌混合精矿：含铅3.46%，回收率71.46%；含锑2.25%，回收率70.22%；含银283.2g/t，回收率74.56%；含锌18.54%，回收率72.45%；含铟149.2g/t，回收率68.92%。
该产品可直接供冶炼厂进行综合回收。
实施例2
一种处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，所处理的低品位锡铅锌多金属氧化矿原矿成分：含锡0.52%、铅1.26%、锑0.61%、银81.4g/t、锌4.05%、铟48.0g/t。
将上述原矿经过下列工艺步骤：
（1）将原矿破碎后磨矿至－200目约80%；
（2）将磨矿分级产物，不脱泥直接进行氧化铅锌混合浮选，给矿浓度约35%，硫化钠用量2200g/t、乙基黄药用量100g/t、十八胺用量220g/t，浮选流程一粗二精二扫；所有能上浮的矿物全部进入泡沫产品；浮选槽内产品上一段摇床重选，得到锡精矿、一段中矿和尾矿；将一段中矿再上二段摇床重选得到锡精矿、二段中矿和尾矿；二段中矿再进行磨矿，然后并入氧化铅锌矿混合浮选的给矿中。
（3）将步骤（2）的泡沫产品进行反浮选脱硅石，添加硅石捕收剂GE-609，用量120g/t，松醇油20g/t，浮选流程一粗二精二扫，反浮选出来的泡沫产品是硅石尾矿，浮选槽内产品是最终的铅锌混合精矿。
本发明选矿方法得到的产品技术指标：
锡精矿：含锡58.32%，回收率74.83%。
铅锌混合精矿：含铅5.08%，回收率70.82%；含锑2.54%，回收率70.45%；含银303.2g/t，回收率72.24%；含锌16.85%，回收率71.75%；含铟186.4g/t，回收率69.56%。
该产品可直接供冶炼厂进行综合回收。
实施例3
一种处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，所处理的低品位锡铅锌多金属氧化矿原矿成分：含锡0.64%、铅2.61%、锑1.65%、银76.4g/t、锌9.72%、铟43.2g/t。
将上述原矿经过下列工艺步骤：
（1）将原矿破碎后磨矿至－200目约80%；
（2）将磨矿分级产物，不脱泥直接进行氧化铅锌混合浮选，给矿浓度约25%，硫化钠用量3000g/t、丁基黄药用量100g/t、丁铵黑药用量50g/t、混合胺用量400g/t，松醇油30~50 g/t，浮选流程一粗二精二扫；所有能上浮的矿物全部进入泡沫产品；浮选槽内产品上一段摇床重选，得到锡精矿、一段中矿和尾矿；将一段中矿再上二段摇床重选得到锡精矿、二段中矿和尾矿；二段中矿再进行磨矿，然后并入氧化铅锌矿混合浮选的给矿中。
（3）将步骤（2）的泡沫产品进行反浮选脱硅石，添加硅石捕收剂GE-609，用量100g/t，松醇油25g/t，浮选流程一粗二精二扫，反浮选出来的泡沫产品是硅石尾矿，浮选槽内产品是最终的铅锌混合精矿。
本发明选矿方法得到的产品技术指标：
锡精矿：含锡56.45%，回收率75.31%。
铅锌混合精矿：含铅6.05%，回收率71.25%；含锑4.25%，回收率72.86%；含银208.4g/t，回收率70.54%；含锌22.85%，回收率72.34%；含铟110.2g/t，回收率72.83%。
该产品可直接供冶炼厂进行综合回收。
实施例4
一种处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，所处理的低品位锡铅锌多金属氧化矿原矿成分：含锡0.21%、铅2.01%、锑0.74%、银78.0g/t、锌6.21%、铟46.4g/t。
将上述原矿经过下列工艺步骤：
（1）将原矿破碎后磨矿至－200目约75%；
（2）将磨矿分级产物，不脱泥直接进行氧化铅锌混合浮选，给矿浓度约28%，硫化钠用量2000g/t、丁基黄药与丁铵黑药按照1:1投加，用量为50g/t、十二烷基伯胺用量240g/t，松醇油5g/t，松醇油10~30 g/t，浮选流程一粗二精二扫；所有能上浮的矿物全部进入泡沫产品；浮选槽内产品上一段摇床重选，得到锡精矿、一段中矿和尾矿；将一段中矿再上二段摇床重选得到锡精矿、二段中矿和尾矿；二段中矿再进行磨矿，然后并入氧化铅锌矿混合浮选的给矿中。
（3）将步骤（2）的泡沫产品进行反浮选脱硅石，添加硅石捕收剂GE-609，用量80g/t，松醇油10g/t，浮选流程一粗二精二扫，反浮选出来的泡沫产品是硅石尾矿，浮选槽内产品是最终的铅锌混合精矿。
本发明选矿方法得到的产品技术指标：
锡精矿：含锡51.24%，回收率70.8%。
铅锌混合精矿：含铅5.65%，回收率72.65%；含锑2.03%，回收率71.65%；含银234.6g/t，回收率71.45%；含锌17.48%，回收率72.15%；含铟142.8g/t，回收率69.28%。
该产品可直接供冶炼厂进行综合回收。

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1、10申请公布号CN104148187A43申请公布日20141119CN104148187A21申请号201410366943622申请日20140729B03D1/00200601B03D1/08200601B03D1/012200601B03D1/016200601B03D101/02200601B03D101/0420060171申请人广西金山铟锗冶金化工有限公司地址547204广西壮族自治区河池市南丹县河池南丹有色金属新材料工业园区72发明人王宗贤刘科晓林辉韦平阳永明74专利代理机构广西南宁汇博专利代理有限公司45114代理人谢美萱54发明名称一种处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法57摘。

2、要本发明公开了一种处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，先将原矿破碎、球磨；再将球磨后的原矿直接进行氧化铅锌矿混合浮选，上浮的矿物进入泡沫产品；浮选槽内产品上一段摇床重选，得到锡精矿、一段中矿和尾矿；一段中矿再上二段摇床重选得到锡精矿、二段中矿和尾矿；二段中矿再进行磨矿，然后并入氧化铅锌矿混合浮选的给矿中。将泡沫产品进行反浮选脱硅石，泡沫产品是硅石尾矿，浮选槽内产品是最终的铅锌混合精矿。本发明采用铅锌混合浮选和铅锌混合精矿反浮选脱硅流程，混合浮选不仅提高了各有用金属的回收率，还减少了药剂的种类和用量，环境污染小，符合国家清洁生产、循环经济的政策，达到了节能、减排、降耗、资源综合利用的目的。51IN。

3、TCL权利要求书1页说明书5页附图1页19中华人民共和国国家知识产权局12发明专利申请权利要求书1页说明书5页附图1页10申请公布号CN104148187ACN104148187A1/1页21一种处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，其特征在于包括以下工艺步骤（1）磨矿将锡铅锌多金属氧化矿原矿破碎、球磨至200目达到70以上；（2）混合浮选将步骤（1）磨矿后的原矿直接进行氧化铅锌矿混合浮选，给矿浓度控制在2535，按10003000G/T原矿的量加入硫化剂，按50200G/T原矿的量加入氧化铅捕收剂，按100400G/T原矿的量加入氧化锌捕收剂；所有能上浮的矿物全部进入泡沫产品；浮选槽内产品上一段。

4、摇床重选，得到锡精矿、一段中矿和尾矿；将一段中矿再上二段摇床重选得到锡精矿、二段中矿和尾矿；二段中矿再进行磨矿，然后并入氧化铅锌矿混合浮选的给矿中；（3）反浮选将步骤（2）的泡沫产品进行反浮选脱硅石，反浮选脱硅石过程添加硅石捕收剂和起泡剂，硅石捕收剂用量50100G/T原矿，起泡剂用量1030G/T原矿，反浮选出来的泡沫产品是硅石尾矿，浮选槽内产品是最终的铅锌混合精矿。2根据权利要求1所述的处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，其特征在于所述锡铅锌多金属氧化矿原矿的主要元素含量为锡0110，铅110，锌310。3根据权利要求1所述的处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，其特征在于所述硫化剂为硫化钠，氧。

5、化铅捕收剂为黄药和/或黑药，氧化锌捕收剂为胺类，起泡剂为松醇油。4根据权利要求3所述的处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，其特征在于所述黄药为乙基黄药、丁基黄药、异丙基黄药、异丁基黄药、戊基黄药；所述黑药为丁铵黑药、烷基黑药；所述胺类为十二烷基伯胺、十八胺、混合胺。5根据权利要求1所述的处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，其特征在于所述步骤（2）混合浮选中还添加起泡剂，用量为每吨原矿添加050G，起泡剂为松醇油。6根据权利要求1所述的处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，其特征在于所述锡精矿中锡含量5060。7根据权利要求1所述的处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，其特征在于所述铅锌混合精矿中铅320，。

6、锌1525。权利要求书CN104148187A1/5页3一种处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法技术领域0001本发明属于选矿技术领域，具体涉及锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法。背景技术0002我国氧化铅锌矿资源储量丰富，其中低品位难选氧化铅锌矿资源占了相当大的比例，对于这部分资源，由于缺乏高效的加工处理技术，目前仍未得到大规模的开发利用，造成了资源的大量浪费。广西河池南丹县境内大厂矿区地表低品位锡铅锌多金属氧化矿储量丰富，矿石中含有锡、铅、锑、银、锌、铟等有价金属，其中铅锑是共生的，银赋存在铅矿中，铟赋存在锌矿中。该矿石中各种金属含量较低，铅锌氧化率均在90以上，该矿石因复杂难选，目前尚未得到有效的。

7、开发和利用。0003目前，对于低品位氧化铅矿一般采用硫化黄药浮选法进行回收，对低品位氧化锌矿主要采用硫化胺盐浮选法进行回收。浮选法尽管技术成熟，但存在流程复杂、药剂消耗大、回收率低、效益差等问题。0004对大厂矿区地表锡铅锌多金属氧化矿也曾采用先硫化浮选铅锑银、再硫化浮选锌铟、最后摇床重选锡的工艺。结果表明除锡的回收率较好外，铅锌的回收率都达不到40，精矿中有用金属品位低，且铅锑银精矿中含锌铟严重，同样锌铟精矿中也含有较多铅锑银元素，选矿指标很差。0005长期以来，对于低品位氧化铅锌矿的加工处理大多是通过单一的选矿或者冶炼的方法，未充分考虑选矿和冶炼全流程的合理链接和整体优化，导致选冶割裂，其。

8、结果是一直未能实现低品位氧化铅锌矿的高效开发利用。近几年来，国内成功研发了可以处理铅锌混合精矿的酸浸技术，大大降低了对铅锌冶金原料的要求，为低品位氧化铅锌矿的加工利用开辟了一条新的出路。然而，若采用酸浸技术直接处理该低品位高杂质的锡铅锌多金属氧化矿石，则因成本太高而不适用。0006因此基于大厂矿区地表低品位锡铅锌多金属氧化矿的特点，并结合铅锌混合精矿产品可通过冶炼工艺进行综合回收的实际，在该氧化矿的选矿工艺流程上进行改进，提出一种简单、易行的方法，缩短筛选出铅锌混合精矿的流程，同时减少药剂的用量等。发明内容0007本发明的目的在于针对现有技术的不足，提供一种处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，针。

9、对低品位锡铅锌多金属氧化矿难选的特点，采用铅锌矿混合浮选和铅锌混合精矿反浮选脱硅流程，不仅提高了各有用金属的回收率，还减少了药剂的种类和用量，环境污染小；且工艺过程简单，得到的锡精矿可以直接出售，铅锌混合精矿为后续冶炼工艺提供铅锌原料，也使低品位难选锡铅锌多金属氧化矿资源得到了高效回收。0008为了实现上述目的，本发明采用了以下技术方案一种处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，包括以下工艺步骤（1）磨矿将锡铅锌多金属氧化矿原矿破碎、球磨至200目达到70以上；为简化操说明书CN104148187A2/5页4作，磨矿过程不加任何药剂。（因为磨矿过程添加药剂，一会导致用药地点多而复杂，二是用药时间过长。

10、会明显改变低品位原矿中各种脉石的可浮性而影响到后续的铅锌混合浮选过程。）（2）混合浮选将步骤（1）磨矿后的原矿，无需经过脱泥，直接进行氧化铅锌矿混合浮选，给矿浓度控制在2535，按10003000G/T原矿的量加入硫化剂，按50200G/T原矿的量加入氧化铅捕收剂，按100400G/T原矿的量加入氧化锌捕收剂；所有能上浮的矿物全部进入泡沫产品；浮选槽内产品上一段摇床重选，得到锡精矿、一段中矿和尾矿；将一段中矿再上二段摇床重选得到锡精矿、二段中矿和尾矿；二段中矿再进行磨矿，然后并入氧化铅锌矿混合浮选的给矿中；氧化锌矿捕收剂一般都具有起泡性能，浮选过程起泡剂的添加量根据具体情况来决定，起泡剂用量为。

11、每吨原矿添加050G，起泡剂为松醇油。混合浮选过程对浮选时间、矿浆温度、矿浆PH值没有特殊要求。混合浮选过程不添加任何脉石抑制剂。0009（3）反浮选将步骤（2）的泡沫产品进行反浮选脱硅石，因后续冶炼工艺对铅锌混合精矿中锌的品位要求不高（大于15），反浮选过程对硅石的脱除效率没有具体要求，为简化药剂种类和用量，反浮选脱硅石过程只添加硅石捕收剂和起泡剂，硅石捕收剂用量50100G/T原矿，起泡剂用量1030G/T原矿，反浮选脱硅过程对时间、矿浆温度、矿浆PH没有特殊要求。反浮选出来的泡沫产品是硅石尾矿，浮选槽内产品是最终的铅锌混合精矿。0010上述氧化铅锌矿的硫化剂主要为硫化钠，氧化铅捕收剂主要。

12、为各种黄药和黑药，氧化锌捕收剂主要为各种胺类，起泡剂为松醇油，硅石捕收剂为市场上出售的现有硅石捕收剂，具体药剂选择和用量视矿石的成分和性质而定。0011作为技术方案的优选，所述黄药为乙基黄药、丁基黄药、异丙基黄药、异丁基黄药、戊基黄药；所述黑药为丁铵黑药、烷基黑药；所述胺类为十二烷基伯胺、十八胺、混合胺。0012本发明中的锡铅锌多金属氧化矿原矿的主要元素含量为锡0110，铅110，锌310。原矿中锡为锡石、黝锡矿，氧化铅矿包括方铅矿、白铅矿，氧化锌矿包括闪锌矿、菱锌矿、硅锌矿、水锌矿、红锌矿和异极矿。0013本发明中选矿出来的锡精矿中锡含量5060，锡的回收率达到70以上。0014本发明选矿出。

13、来的铅锌混合精矿中铅320，铅的回收率达到70以上；锌1525，锌的回收率达到70以上。原矿中赋存的银、铟等其它有价元素在铅锌混合精矿中也得到一定程度的富集。铅锌混合精矿中含锑25，锑的回收率达到70以上；银100500G/T，银的回收率达到70以上；铟100200G/T，铟的回收率达到65以上。0015本发明得到的铅锌混合精矿可作为后续冶炼提取有用金属的原料。0016本发明的效益效果1、针对低品位难选锡铅锌多金属氧化矿石，采用本发明的技术方案，工艺流程简单，不仅得到合格的锡精矿产品出售，还得到铅锌混合精矿，在为后续冶炼工艺提供铅锌原料的同时，也使低品位难选锡铅锌多金属氧化矿资源得到了高效回收。

14、。00172、本发明可以实现氧化铅锌矿的不脱泥浮选，由于铅锌混合浮选时不加任何抑制剂，泡沫产品产率较高，浮选过程非常稳定，易于控制。因有后续的冶炼工艺对较低品位的铅锌混合精矿进行综合回收，该浮选过程主要目的是提高各有用金属的回收率，选别指标与现有技术相比，铅锌回收率有较大幅度的提高。说明书CN104148187A3/5页500183、铅锌混合浮选时大多硫化矿物和各种可浮的氧化矿物都进入泡沫产品中，浮选槽内剩余的主要是锡金属和其它泥质、硅质或碳质杂质，各类杂质与锡的比重差较大，通过摇床重选可直接得到合格的锡精矿产品，简化了锡回收流程。00194、铅锌混合浮选精矿通过反浮选脱硅石流程抛弃了部分硅石。

15、，进一步提高了铅锌混合精矿中铅锌的品位，同时减少了铅锌混合精矿中硅石对后续冶炼工艺的影响。00205、针对低品位锡铅锌多金属氧化矿难选的特点，本发明采用的铅锌混合浮选和铅锌混合精矿反浮选脱硅流程，混合浮选流程的使用不仅提高了各有用金属的回收率，还减少了药剂的种类和用量，环境污染小，符合国家清洁生产、循环经济的政策，达到了节能、减排、降耗、资源综合利用的目的。附图说明0021图1是本发明的工艺流程。具体实施方式0022下面结合附图和实施例对本发明进一步说明。0023实施例1一种处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，所处理的低品位锡铅锌多金属氧化矿原矿成分含锡028、铅106、锑070、银782G/T。

16、、锌552、铟450G/T。0024将上述原矿经过下列工艺步骤（1）将原矿破碎后磨矿至200目约75；（2）将磨矿分级产物不脱泥直接进行氧化铅锌混合浮选，给矿浓度约30，硫化钠用量2600G/T、丁基黄药用量120G/T、混合胺用量250G/T，浮选流程一粗二精二扫；所有能上浮的矿物全部进入泡沫产品；浮选槽内产品上一段摇床重选，得到锡精矿、一段中矿和尾矿；将一段中矿再上二段摇床重选得到锡精矿、二段中矿和尾矿；二段中矿再进行磨矿，然后并入氧化铅锌矿混合浮选的给矿中。0025（3）将步骤（2）的泡沫产品进行反浮选脱硅石，添加硅石捕收剂GE609，用量80G/T，松醇油20G/T，浮选流程一粗二精二。

17、扫，反浮选出来的泡沫产品是硅石尾矿，浮选槽内产品是最终的铅锌混合精矿。0026本发明选矿方法得到的产品技术指标锡精矿含锡5580，回收率7315。0027铅锌混合精矿含铅346，回收率7146；含锑225，回收率7022；含银2832G/T，回收率7456；含锌1854，回收率7245；含铟1492G/T，回收率6892。0028该产品可直接供冶炼厂进行综合回收。0029实施例2一种处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，所处理的低品位锡铅锌多金属氧化矿原矿成分含锡052、铅126、锑061、银814G/T、锌405、铟480G/T。0030将上述原矿经过下列工艺步骤（1）将原矿破碎后磨矿至200目。

18、约80；（2）将磨矿分级产物，不脱泥直接进行氧化铅锌混合浮选，给矿浓度约35，硫化钠用量说明书CN104148187A4/5页62200G/T、乙基黄药用量100G/T、十八胺用量220G/T，浮选流程一粗二精二扫；所有能上浮的矿物全部进入泡沫产品；浮选槽内产品上一段摇床重选，得到锡精矿、一段中矿和尾矿；将一段中矿再上二段摇床重选得到锡精矿、二段中矿和尾矿；二段中矿再进行磨矿，然后并入氧化铅锌矿混合浮选的给矿中。0031（3）将步骤（2）的泡沫产品进行反浮选脱硅石，添加硅石捕收剂GE609，用量120G/T，松醇油20G/T，浮选流程一粗二精二扫，反浮选出来的泡沫产品是硅石尾矿，浮选槽内产品是。

19、最终的铅锌混合精矿。0032本发明选矿方法得到的产品技术指标锡精矿含锡5832，回收率7483。0033铅锌混合精矿含铅508，回收率7082；含锑254，回收率7045；含银3032G/T，回收率7224；含锌1685，回收率7175；含铟1864G/T，回收率6956。0034该产品可直接供冶炼厂进行综合回收。0035实施例3一种处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，所处理的低品位锡铅锌多金属氧化矿原矿成分含锡064、铅261、锑165、银764G/T、锌972、铟432G/T。0036将上述原矿经过下列工艺步骤（1）将原矿破碎后磨矿至200目约80；（2）将磨矿分级产物，不脱泥直接进行氧化铅。

20、锌混合浮选，给矿浓度约25，硫化钠用量3000G/T、丁基黄药用量100G/T、丁铵黑药用量50G/T、混合胺用量400G/T，松醇油3050G/T，浮选流程一粗二精二扫；所有能上浮的矿物全部进入泡沫产品；浮选槽内产品上一段摇床重选，得到锡精矿、一段中矿和尾矿；将一段中矿再上二段摇床重选得到锡精矿、二段中矿和尾矿；二段中矿再进行磨矿，然后并入氧化铅锌矿混合浮选的给矿中。0037（3）将步骤（2）的泡沫产品进行反浮选脱硅石，添加硅石捕收剂GE609，用量100G/T，松醇油25G/T，浮选流程一粗二精二扫，反浮选出来的泡沫产品是硅石尾矿，浮选槽内产品是最终的铅锌混合精矿。0038本发明选矿方法得。

21、到的产品技术指标锡精矿含锡5645，回收率7531。0039铅锌混合精矿含铅605，回收率7125；含锑425，回收率7286；含银2084G/T，回收率7054；含锌2285，回收率7234；含铟1102G/T，回收率7283。0040该产品可直接供冶炼厂进行综合回收。0041实施例4一种处理锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法，所处理的低品位锡铅锌多金属氧化矿原矿成分含锡021、铅201、锑074、银780G/T、锌621、铟464G/T。0042将上述原矿经过下列工艺步骤（1）将原矿破碎后磨矿至200目约75；（2）将磨矿分级产物，不脱泥直接进行氧化铅锌混合浮选，给矿浓度约28，硫化钠用量200。

22、0G/T、丁基黄药与丁铵黑药按照11投加，用量为50G/T、十二烷基伯胺用量240G/T，松醇油5G/T，松醇油1030G/T，浮选流程一粗二精二扫；所有能上浮的矿物全部进入泡沫产品；浮选槽内产品上一段摇床重选，得到锡精矿、一段中矿和尾矿；将一段中矿再上二段摇说明书CN104148187A5/5页7床重选得到锡精矿、二段中矿和尾矿；二段中矿再进行磨矿，然后并入氧化铅锌矿混合浮选的给矿中。0043（3）将步骤（2）的泡沫产品进行反浮选脱硅石，添加硅石捕收剂GE609，用量80G/T，松醇油10G/T，浮选流程一粗二精二扫，反浮选出来的泡沫产品是硅石尾矿，浮选槽内产品是最终的铅锌混合精矿。0044本发明选矿方法得到的产品技术指标锡精矿含锡5124，回收率708。0045铅锌混合精矿含铅565，回收率7265；含锑203，回收率7165；含银2346G/T，回收率7145；含锌1748，回收率7215；含铟1428G/T，回收率6928。0046该产品可直接供冶炼厂进行综合回收。说明书CN104148187A1/1页8图1说明书附图CN104148187A。

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