CN112221699A - 一种复杂含金银铜铅锌复合矿清洁高效选矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种复杂含金银铜铅锌复合矿的清洁高效选矿方法，通过采用新工艺，并且全程不使用起泡剂，解决了矿石中金属矿物嵌布粒度微细、可浮性接近，分离难度大的问题，完全顺应了复杂金银铜铅锌复合硫化矿的选矿特性，分选高效、适应性强、清洁无毒。采用本发明方法处理含金1.50～1.80g/t、银60～100g/t、铜0.6～0.8％、铅1.5～1.8％和锌8.0～12.0％的复合矿，可以得到含金重砂品位＞1000g/t、金回收率＞30％，锌精矿品位＞50％、锌回收率＞90％，铅精矿品位＞50％、铅回收率＞75％，铜精矿品位＞20％、铜回收率＞70％的选矿指标，含金重砂+铜精矿含金+铅精矿含金的金总回收率＞70％，银总回收率＞40％。

Description

一种复杂含金银铜铅锌复合矿清洁高效选矿方法

技术领域

本发明涉及一种难选复合矿综合回收的选矿方法，具体涉及一种复杂含金银铜铅锌复合矿的清洁高效选矿方法。

背景技术

复杂铜铅锌多金属复合矿选矿是选矿界中世界公认的难题之一。矿石性质复杂多变，金属矿物彼此间共生密切，嵌布粒度微细；氧化铜和次生铜矿对铅锌矿物活化，使得铜铅锌分离难度大；含碳质物，含高硫的磁黄铁矿和黄铁矿等，都是造成铜铅锌复合矿难以分选的关键矿石因素。此外，因传统难选铜铅锌复合矿处理工艺中存在剧毒药剂用量大，生产成本高、环境污染严重、选矿指标差、贵金属金银回收率低等问题，在目前有色金属资源趋向于贫、细、杂化的情况下，传统工艺已经难以适应于矿石性质的变化，发展与当前矿石性质相适应的新型选矿工艺意义重大。

典型的难选铜铅锌复合硫化矿主要矿石矿物为黄铁矿、闪锌矿、方铅矿、黄铜矿、黝铜矿，主要脉石矿物为白云石、石英、碳酸盐、重晶石、绿泥石和绢云母。在矿石矿物中，存在有金、银、镉等元素；非矿石矿物分布最多的是白云石。矿石中主要的硫化矿，如黄铜矿、方铅矿、闪锌矿等，不仅具有相近的浮选特性，而且硫化矿物之间共生关系非常紧密，嵌布粒度微细，铜、铅、锌矿物粒度几乎全部在-37μm，其中-10μm粒级占相当大的比例。甚至有的闪锌矿与黄铜矿会构成固溶体分解结构，有少量粒度在-2μm的黄铜矿以固溶体析出物形式分散在闪锌矿中。另外，矿石中白云石含量高，泥化现象严重。使用常规选矿工艺和药剂铜铅难以分离，金属回收率低，精矿质量差，伴生稀贵金属回收差。针对微细粒含金银铜铅锌复合硫化矿，顺应矿石选矿特性，开发出多种有价金属元素清洁高效回收的选矿集成创新技术，可提高选矿回收率，降低精矿互含，拓宽资源高效利用、循环利用、综合利用和节能减排技术，促使有限矿产资源得到充分开发利用。

发明内容

针对现有技术的不足，本发明旨在提供一种复杂含金银铜铅锌复合矿的清洁高效选矿方法。

为了实现上述目的，本发明采用如下技术方案：

一种复杂含金银铜铅锌复合矿的清洁高效选矿方法，包括如下步骤：

S1、三段磨矿-尼尔森预先选金-铜铅混合浮选：

经过细碎后的原矿石进行三段磨矿，三段磨矿后的排料经矿浆管道给入尼尔森重选机进行预选金，所得精矿即为含金重砂；三段磨矿后的溢流给入调浆桶一，经过搅拌调浆后进行铜铅混合粗选作业；

调浆桶一内加入水玻璃、硫酸锌和丁基黄药，按原矿石干重计，所述水玻璃的用量为400～500g/t，所述硫酸锌的用量为800～ 1000g/t和丁基黄药的用量为40～50g/t；

S2、铜铅混合粗选作业的尾矿进行两次的铜铅混合扫选作业，在第一次和第二次铜铅混合扫选作业的浮选槽内均加入硫酸锌和丁基黄药；按每吨原矿石干重计，第一次铜铅混合扫选作业中，硫酸锌的用量200～300g/t以及丁基黄药的用量为15～20g/t，第二次铜铅混合扫选作业中硫酸锌的用量为100～200g/t以及丁基黄药的用量为 10～15g/t；第一次铜铅混合扫选作业的尾矿进入第二次铜铅混合扫选作业，第二次铜铅混合扫选作业的尾矿进入步骤S4中进行选锌，第一次铜铅混合扫选作业产生的中矿返回至铜铅混合粗选作业，第二次铜铅混合扫选作业的中矿则返回第一次铜铅混合扫选作业；

对步骤S1中铜铅混合粗选作业所得的精矿进行再磨，再磨过程中添加硫酸锌和丁基黄药，按每吨原矿石干重计，硫酸锌的用量为 200～250g/t和丁基黄药的用量为10～15g/t；接着进行三次的铜铅混合精选作业；三次铜铅混合精选作业的浮选槽内均加入硫酸锌和丁基黄药，按每吨原矿石干重计，第一次铜铅混合精选作业中硫酸锌的用量为100～150g/t以及丁基黄药的用量为5～10g/t，第二次铜铅混合精选作业中硫酸锌的用量为50～100g/t以及丁基黄药的用量为 5～10g/t，第三次铜铅混合精选作业中硫酸锌的用量为50～100g/t 以及丁基黄药的用量为5～10g/t；前两次铜铅混合精选作业中的精矿进入下一次铜铅混合精选作业中，第三次铜铅混合精选作业的精矿为最终的铜铅混合精矿，进入步骤S3中进行浮选分离；第一次铜铅混合精选作业所得的中矿返回至铜铅混合粗选作业中，后两次铜铅混合精选作业所得的中矿分别返回上一次铜铅混合精选作业；

S3、铜铅精矿高碱脱药分离：

在调浆桶二内加入氢氧化钠，在调浆桶三内添加CPF，按每吨原矿石干重计，氢氧化钠的用量为1000-1200g/t，CPF的用量为 200-240g/t；步骤S2中的铜铅混合精矿进入调浆桶二中进行搅拌调浆后进入调浆桶三，再次搅拌调浆后进入铜铅分离粗选作业的浮选槽内，开始铜铅分离粗选作业；铜铅分离粗选作业中的浮选槽内加入 Z-200，按每吨原矿石干重计，Z-200的用量为20-25g/t；

铜铅分离粗选作业的精矿进行两次分离精选作业，铜铅分离粗选作业的尾矿进行两次分离扫选作业；

两次分离精选作业的浮选槽内均添加CPF和Z-200；按每吨原矿石干重计，第一次分离精选作业中，CPF的用量为40-60g/t以及Z-200 的用量为5-10g/t，第二次分离精选作业中，CPF的用量为20-30g/t 以及Z-200的用量5-10g/t；

两次分离扫选作业的浮选槽内均添加CPF和Z-200；按每吨原矿石干重计，第一次分离扫选作业中CPF的用量为40-60g/t以及Z-200 的用量为5-10g/t，第二次分离扫选作业中CPF的用量为20-30g/t 以及Z-200的用量为5-10g/t；

第一次分离精选作业的精矿进入第二次分离精选作业，第二次分离精选作业的精矿即为最终铜精矿，第一次分离精选作业所得中矿返回至铜铅分离粗选作业，第二次分离精选作业所得中矿返回至第一次分离精选作业；

第一次分离扫选作业的尾矿进入第二次分离扫选作业，第二次分离扫选作业的尾矿即为最终的铅精矿；第一次分离扫选作业所得中矿返回至铜铅分离粗选作业，第二次分离扫选作业所得中矿返回至第一次分离扫选作业；

S4、铜铅混浮尾矿快速浮选-中矿再磨选锌：

步骤S2所得的第二次铜铅混合扫选作业的尾矿依次给入调浆桶四和调浆桶五内进行搅拌调浆，其中，所述调浆桶四内加入氧化钙和硫酸铜，按每吨原矿石干重计，氧化钙的用量为2000～2400g/t，硫酸铜的用量为300～400g/t；所述调浆桶五内加入丁基黄药，按每吨原矿石干重计，丁基黄药的用量为20～30g/t；调浆结束后给入锌快速浮选作业的浮选槽内进行锌快速浮选作业，

锌快速浮选作业的尾矿进行锌粗选作业；在锌粗选作业的浮选槽内加入硫酸铜和丁基黄药，按每吨原矿石干重计，硫酸铜的用量为 300～400g/t，丁基黄药的用量为40～60g/t，锌粗选作业的尾矿进行两次锌扫选作业，锌粗选作业的精矿进行两次锌精选作业；

两次锌扫选作业的浮选槽内均加入硫酸铜和丁基黄药；按每吨原矿石干重计，第一次锌扫选作业中硫酸铜的用量100～120g/t以及丁基黄药的用量为15～20g/t，第二次锌扫选作业中硫酸铜的用量为 50～60g/t以及丁基黄药的用量为10～15g/t；两次锌精选作业的浮选槽内均加入氧化钙和丁基黄药；按每吨原矿石干重计，第一次锌精选作业中氧化钙的用量为400～500g/t以及丁基黄药的用量为10～ 15g/t，第二次锌精选作业中氧化钙的用量为200～250g/t以及丁基黄药的用量为5～10g/t；

第一次锌扫选作业产生的尾矿和第一次锌精选作业产生的精矿分别进入第二次锌扫选作业和第二次锌精选作业；第一次锌扫选作业产生的中矿与第一次锌精选作业产生的中矿合并后进行再磨，再磨得到的溢流返回到锌粗选作业；第二次锌扫选作业和第二次锌精选作业产生的中矿则分别返回到第一次锌扫选作业和第一次锌精选作业；第二次锌扫选作业的尾矿即为最终的尾矿排入尾矿库，第二次锌精选作业的精矿与锌快速浮选作业的精矿合并为最终的锌精矿。

进一步地，步骤S1中，经过细碎后的原矿石给入一段球磨机进行磨矿，一段球磨机的排料给入一段旋流器进行检查分级，一段旋流器分级所得沉砂一部分由矿浆分配管路给入二段旋流器进行预先分级，另一部分返回一段球磨机继续进行磨矿；二段旋流器分级所得沉砂给入二段球磨机进行磨矿，二段球磨机的排料返回二段旋流器进行检查分级，一段旋流器和二段旋流器分级的溢流均给入三段旋流器进行预先分级，三段旋流器分级的沉砂给入三段球磨机进行磨矿；三段球磨机的排料给入尼尔森重选机进行预选金，所得精矿即为含金重砂，所得尾矿返回三段旋流器进行检查分级；三段旋流器分级所得溢流给入调浆桶一，经过搅拌调浆后进行铜铅混合粗选作业。

更进一步地，步骤S1中，一段旋流器分级所得沉砂按质量计，一半由矿浆分配管路给入二段旋流器进行预先分级，另一半返回一段球磨机继续进行磨矿。

更进一步地，在一段球磨机内加入氧化钙和硫化钠，按每吨原矿石干重计，氧化钙的用量为3000～3400g/t，硫化钠的用量为180～200g/t。

更进一步地，三段旋流器分级所得溢流的磨矿细度为，粒度为 -0.071mm的部分占总质量的92～95％，矿浆的pH值为8-9。

进一步地，步骤S2中，对步骤S1中铜铅混合粗选作业所得的精矿进行再磨的过程为：

步骤S1中铜铅混合粗选作业所得的精矿给入再磨旋流器一进行预先分级，再磨旋流器一分级所得沉砂给入再磨球磨机一进行磨矿，所述再磨球磨机一内添加硫酸锌和丁基黄药，按每吨原矿石干重计，硫酸锌的用量为200～250g/t和丁基黄药的用量为10～15g/t；

再磨球磨机一的排矿返回到再磨旋流器一进行检查分级，再磨球磨机一与再磨旋流器一共同构成闭路磨矿，再磨旋流器一分级所得溢流细度为，粒度为-0.038mm的部分占总质量的92-95％；再磨旋流器一分级的溢流给入艾砂超细磨机继续进行开路磨矿，使排料P80粒径为10-15μm后，进行三次的铜铅混合精选作业。

进一步地，步骤S4中，第一次锌扫选作业产生的中矿与第一次锌精选作业产生的中矿合并后进行再磨的过程为：第一次锌扫选作业产生的中矿与第一次锌精选作业产生的中矿合并后给入再磨旋流器二中进行预先分级，分级所得沉砂给入再磨球磨机二中进行再磨，再磨球磨机二的排浆返回再磨旋流器二中检查分级；再磨旋流器二和再磨球磨机二组成再磨分级回路，经过再磨分级后，再磨旋流器二的溢流细度为粒度-0.038mm的部分占总质量的92-95％。

本发明的有益效果在于：

本发明方法通过采用新工艺，全程不使用起泡剂，解决了矿石中金属矿物嵌布粒度微细、可浮性接近，分离难度大的问题，完全顺应了复杂金银铜铅锌复合硫化矿的选矿特性，分选高效、适应性强、清洁无毒。采用本发明方法处理含金1.50～1.80g/t、银60～100g/t、铜0.6～0.8％、铅1.5～1.8％和锌8.0～12.0％的复合矿，可以得到含金重砂品位＞1000g/t、金回收率＞30％，锌精矿品位＞50％、锌回收率＞90％，铅精矿品位＞50％、铅回收率＞75％，铜精矿品位＞20％、铜回收率＞70％的选矿指标，含金重砂+铜精矿含金+铅精矿含金的金总回收率＞70％，银总回收率＞40％。

附图说明

图1为本发明的方法流程示意图。

具体实施方式

以下将结合附图对本发明作进一步的描述，需要说明的是，本实施例以本技术方案为前提，给出了详细的实施方式和具体的操作过程，但本发明的保护范围并不限于本实施例。

实施例1

本实施例提供一种复杂含金银铜铅锌复合矿的清洁高效选矿方法，如图1所示，包括如下步骤：

S1、三段磨矿-尼尔森预先选金-铜铅混合浮选：

经过细碎后的原矿石(矿石粒度-16mm)由皮带输送机给入一段球磨机进行磨矿，一段球磨机的排料给入一段旋流器进行检查分级，一段旋流器分级后所得沉砂按质量计将一半由矿浆分配管路给入二段旋流器进行预先分级，另一半返回一段球磨机继续进行磨矿；二段旋流器分级后所得沉砂给入二段球磨机进行磨矿，二段球磨机的排料返回二段旋流器进行检查分级，一段旋流器和二段旋流器分级后所得溢流均给入三段旋流器进行预先分级，三段旋流器分级所得沉砂给入三段球磨机进行磨矿；

三段球磨机的排料经矿浆管道给入尼尔森重选机进行预选金，所得精矿即为含金重砂，所得尾矿返回三段旋流器进行检查分级；三段旋流器分级的溢流给入调浆桶一，经过搅拌调浆后进行铜铅混合粗选作业；

上述过程中，按每吨原矿石干重计，在一段球磨机内加入氧化钙 (a)和硫化钠(b)，氧化钙的用量为3000～3400g/t，硫化钠的用量为180～200g/t；在调浆桶一内加入水玻璃(c)、硫酸锌(d)和丁基黄药(e)，按每吨原矿石干重计，所述水玻璃的用量为400～500g/t，所述硫酸锌的用量为800～1000g/t和丁基黄药的用量为 40～50g/t；三段旋流器分级溢流的磨矿细度为，粒度为-0.071mm的部分占总质量的92～95％，矿浆的pH值为8-9；

S2、铜铅混合粗选作业的尾矿进行两次的铜铅混合扫选作业，在第一次和第二次铜铅混合扫选作业的浮选槽内均加入硫酸锌(d)和丁基黄药(e)；按每吨原矿石干重计，第一次铜铅混合扫选作业中，硫酸锌(d)的用量200～300g/t以及丁基黄药(e)的用量为15～20g/t，第二次铜铅混合扫选作业中硫酸锌(d)的用量为100～200g/t以及丁基黄药(e)的用量为10～15g/t；第一次铜铅混合扫选作业的尾矿进入第二次铜铅混合扫选作业，第二次铜铅混合扫选作业的尾矿进入步骤S4中进行选锌，第一次铜铅混合扫选作业产生的中矿返回至铜铅混合粗选作业，第二次铜铅混合扫选作业的中矿则返回第一次铜铅混合扫选作业；

步骤S1中铜铅混合粗选作业所得的精矿给入再磨旋流器一进行预先分级，再磨旋流器一分级所得沉砂给入再磨球磨机一进行磨矿，所述再磨球磨机一内添加硫酸锌(d)和丁基黄药(e)，按每吨原矿石干重计，硫酸锌(d)的用量为200～250g/t和丁基黄药(e)用量为10～ 15g/t；

再磨球磨机一的排矿返回到再磨旋流器一进行检查分级，再磨球磨机一与再磨旋流器一共同构成闭路磨矿，再磨旋流器一分级所得溢流细度为，粒度为-0.038mm的部分占总质量的92-95％；再磨旋流器一分级所得溢流给入艾砂超细磨机继续进行开路磨矿，使排料P80粒径为10-15μm，接着进行三次的铜铅混合精选作业；三次铜铅混合精选作业的浮选槽内均加入硫酸锌(d)和丁基黄药(e)，按每吨原矿石干重计，第一次铜铅混合精选作业中硫酸锌(d)的用量为100～150g/t 以及丁基黄药(e)的用量为5～10g/t，第二次铜铅混合精选作业中硫酸锌(d)的用量为50～100g/t以及丁基黄药(e)的用量为5～10g/t，第三次铜铅混合精选作业中硫酸锌(d)的用量为50～100g/t以及丁基黄药(e)的用量为5～10g/t；前两次铜铅混合精选作业中的精矿进入下一次铜铅混合精选作业中，第三次铜铅混合精选作业的精矿为最终的铜铅混合精矿，进入步骤S3中进行浮选分离；第一次铜铅混合精选作业所得的中矿返回至铜铅混合粗选作业中，后两次铜铅混合精选作业所得的中矿分别返回上一次铜铅混合精选作业。

S3、铜铅精矿高碱脱药分离：

在调浆桶二内加入氢氧化钠(g)，在调浆桶三内添加CPF(h)，按每吨原矿石干重计，氢氧化钠(g)的用量为1000-1200g/t，CPF(h)的用量为200-240g/t；步骤S2中的铜铅混合精矿进入调浆桶二中进行搅拌调浆后进入调浆桶三，再次搅拌调浆后进入铜铅分离粗选作业的浮选槽内，开始铜铅分离粗选作业；铜铅分离粗选作业中的浮选槽内加入Z-200(i)，按每吨原矿石干重计，Z-200(i)的用量为20-25g/t；

铜铅分离粗选作业的精矿进行两次分离精选作业，铜铅分离粗选作业的尾矿进行两次分离扫选作业；

两次分离精选作业的浮选槽内均添加CPF(h)和Z-200(i)；按每吨原矿石干重计，第一次分离精选作业中，CPF(h)的用量为40-60g/t 以及Z-200(i)的用量为5-10g/t，第二次分离精选作业中，CPF(h) 的用量为20-30g/t以及Z-200(i)的用量5-10g/t；

两次分离扫选作业的浮选槽内均添加CPF(h)和Z-200(i)；按每吨原矿石干重计，第一次分离扫选作业中CPF(h)的用量为40-60g/t 以及Z-200(i)的用量为5-10g/t，第二次分离扫选作业中CPF(h)的用量为20-30g/t以及Z-200(i)的用量为5-10g/t；

第一次分离精选作业的精矿进入第二次分离精选作业，第二次分离精选作业的精矿即为最终铜精矿，第一次分离精选作业所得中矿返回至铜铅分离粗选作业，第二次分离精选作业所得中矿返回至第一次分离精选作业；

第一次分离扫选作业的尾矿进入第二次分离扫选作业，第二次分离扫选作业的尾矿即为最终的铅精矿；第一次分离扫选作业所得中矿返回至铜铅分离粗选作业，第二次分离扫选作业所得中矿返回至第一次分离扫选作业。

S4、铜铅混浮尾矿快速浮选-中矿再磨选锌：

步骤S2所得的第二次铜铅混合扫选作业的尾矿依次给入调浆桶四和调浆桶五内进行搅拌调浆，其中，所述调浆桶四内加入氧化钙(a) 和硫酸铜(f)，按每吨原矿石干重计，氧化钙(a)的用量为2000～2400 g/t，硫酸铜(f)的用量为300～400g/t；所述调浆桶五内加入丁基黄药(e)，按每吨原矿石干重计，丁基黄药(e)的用量为20～30g/t；调浆结束后给入锌快速浮选作业的浮选槽内进行锌快速浮选作业，

锌快速浮选作业的尾矿进行锌粗选作业；在锌粗选作业的浮选槽内加入硫酸铜(f)和丁基黄药(e)，按每吨原矿石干重计，硫酸铜(f) 的用量为300～400g/t，丁基黄药(e)的用量为40～60g/t，锌粗选作业的尾矿进行两次锌扫选作业，锌粗选作业的精矿进行两次锌精选作业；

两次锌扫选作业的浮选槽内均加入硫酸铜(f)和丁基黄药(e)；按每吨原矿石干重计，第一次锌扫选作业中硫酸铜(f)的用量100～120 g/t以及丁基黄药(e)的用量为15～20g/t，第二次锌扫选作业中硫酸铜(f)的用量为50～60g/t以及丁基黄药(e)的用量为10～15g/t；两次锌精选作业的浮选槽内均加入氧化钙(a)和丁基黄药(e)；按每吨原矿石干重计，第一次锌精选作业中氧化钙(a)的用量为400～500 g/t以及丁基黄药(e)的用量为10～15g/t，第二次锌精选作业中氧化钙(a)的用量为200～250g/t以及丁基黄药(e)的用量为5～10g/t；

第一次锌扫选作业产生的尾矿和第一次锌精选作业产生的精矿分别进入第二次锌扫选作业和第二次锌精选作业；第一次锌扫选作业产生的中矿与第一次锌精选作业产生的中矿合并再磨旋流器二中进行预先分级，分级所得沉砂给入再磨球磨机二中进行再磨，再磨球磨机二的排浆返回再磨旋流器二中检查分级；再磨旋流器二和再磨球磨机二组成再磨分级回路，经过再磨分级后，再磨旋流器二的溢流细度为粒度-0.038mm的部分占总质量的92-95％，溢流返回到锌粗选作业；第二次锌扫选作业和第二次锌精选作业产生的中矿则分别返回到第一次锌扫选作业和第一次锌精选作业；第二次锌扫选作业的尾矿即为最终的尾矿排入尾矿库，第二次锌精选作业的精矿与锌快速浮选作业的精矿合并为最终的锌精矿。

实施例2

俄罗斯图瓦共和国克孜尔-塔什特克多金属矿为国内外少见的高品质特大型含金银铜铅锌的复合硫化矿。该矿矿物种类繁多，矿物之间共生关系紧密复杂，嵌布粒度微细，选冶难度大。针对在该矿区不同时期不同地点任取的原矿石，本实施例使用的原矿石含锌8.02％、 1.51％、铜0.64％、金1.54g/t和银72.24g/t。

(A)三段磨矿-尼尔森预先选金-铜铅混合浮选：

经过细碎后的原矿石(矿石粒度-16mm)由皮带输送机给入一段球磨机进行磨矿，一段球磨机排料给入一段旋流器进行检查分级，一段旋流器分级所得沉砂的一半(按质量计)由矿浆分配管路给入二段旋流器进行预先分级，另外一半返回到一段球磨机继续进行磨矿；二段旋流器分级所得沉砂给入二段球磨机进行磨矿，二段球磨机排料返回到二段旋流器进行检查分级，一段段旋流器、二段旋流器分级所得溢流一同给入三段旋流器进行预先分级；

三段旋流器分级所得沉砂给入三段球磨机进行磨矿，三段球磨机排料经矿浆管道给入尼尔森重选机进行预选金，尼尔森重选作业的精矿即为含金重砂，尼尔森重选作业的尾矿返回三段旋流器进行检查分级；三段旋流器分级所得溢流给入调浆桶一经过加药搅拌调浆后进行铜铅混合粗选作业。

按每吨原矿石矿浆干重计，在一段球磨机内加入3000g/t的氧化钙用量和180g/t的硫化钠，调浆桶一内加入水玻璃用量400g/t、硫酸锌用量800g/t和丁基黄药用量40g/t，三段旋流器分级溢流的磨矿细度为-0.071mm占92％，矿浆pH值为8。

铜铅混合粗选作业的精矿进入步骤(B)，铜铅混合粗选作业的尾矿进行两次的铜铅混合扫选作业；在第一次和第二次铜铅混合扫选作业的浮选槽内分别加入200g/t硫酸锌、15g/t丁基黄药和100g/t硫酸锌、10g/t丁基黄药(按每吨原矿石干重计)；第二次铜铅混合扫选作业的尾矿进入步骤(D)中进行选锌，两次铜铅混合扫选作业产生的中矿则分别返回各自的上一次浮选作业。

(B)铜铅混浮粗精矿球磨+超细磨串联再磨精选：

铜铅混合粗选作业的精矿给入再磨旋流器一进行预先分级，再磨旋流器一分级所得沉砂给入再磨球磨机一进行磨矿，在再磨球磨机一内添加200g/t硫酸锌和10g/t丁基黄药(按每吨原矿石干重计)，再磨球磨机一排料返回到再磨旋流器一进行检查分级，再磨球磨机一与再磨旋流器一共同构成闭路磨矿，再磨旋流器一分级所得溢流细度为-0.038mm占92％。

再磨旋流器一分级的溢流给入艾砂超细磨机继续进行开路磨矿，使排料P80粒径保持在10μm，接着进行三次铜铅混合精选作业。按每吨原矿石矿浆干重计，在第一、第二和第三次铜铅混合精选作业的浮选槽内分别加入100g/t硫酸锌和5g/t丁基黄药、50g/t硫酸锌和5g/t丁基黄药、50g/t硫酸锌和5g/t丁基黄药，第三次铜铅混合精选作业的精矿为最终的铜铅混合精矿，进入步骤(C)，三次铜铅混合精选作业产生的中矿分别返回各自的上一次浮选作业。

(C)铜铅精矿高碱脱药分离：

按每吨原矿石矿浆干重计，调浆桶二内加入1000g/t氢氧化钠，在调浆桶三内添加200g/t CPF，在铜铅分离粗选的浮选槽内加入 20g/t Z-200，铜铅混合精矿依次进入调浆桶二和调浆桶三中搅拌调浆，然后进行铜铅分离粗选作业；铜铅分离粗选作业的精矿进行两次的分离精选作业，铜铅分离粗选作业的尾矿则进行两次的分离扫选作业，在第一次、第二次的分离精选作业的浮选槽内分别添加40g/t CPF、5g/t Z-200和20g/t CPF、5g/t Z-200(按每吨原矿石矿浆干重计)，在第一次、第二次的分离扫选作业的浮选槽内分别添加40g/t CPF、5g/t Z-200和20g/t CPF用量、5g/t Z-200，第二次分离精选作业的精矿即为最终铜精矿，第二次分离扫选作业的尾矿即为最终的铅精矿，两次分离扫选和两次分离精选作业产生的中矿分别返回各自的上一次浮选作业。

(D)铜铅混浮尾矿快速浮选-中矿再磨选锌：

第二次铜铅混合扫选作业的尾矿依次给入调浆桶四和调浆桶五内进行加药搅拌调浆，按每吨原矿石干重计，在第一个调浆桶内加入氧化钙用量2000g/t和硫酸铜用量300g/t，在第二个调浆桶内加入丁基黄药用量20g/t，调浆结束后给入浮选槽进行锌快速浮选作业。

锌快速浮选作业的精矿作为一部分最终的锌精矿产出，锌快速浮选作业作业的尾矿进行锌粗选作业。在锌粗选作业的浮选槽内加入 300g/t硫酸铜和40g/t丁基黄药，锌粗选作业的尾矿进行两次锌扫选作业，锌粗选作业的精矿进行两次锌精选作业。在第一次、第二次锌扫选作业的浮选槽内分别加入100g/t硫酸铜、15g/t丁基黄药和 50g/t硫酸铜、10g/t丁基黄药，在第一次、第二次锌精选作业的浮选槽内分别加入400g/t氧化钙、10g/t丁基黄药和200g/t氧化钙、 5g/t丁基黄药；第一次锌扫选作业产生的中矿与第一次锌精选作业产生的中矿合并给入再磨旋流器二中进行预先分级，分级所得沉砂给入再磨球磨机二中进行再磨，再磨球磨机二的排料返回再磨旋流器二中检查分级；再磨旋流器二和再磨球磨机二组成再磨分级回路，经过再磨分级后的溢流细度为-0.038mm占92％，返回到锌粗选作业，第二次锌扫选、第二次锌精选作业产生的中矿则分别直接返回到第一次锌扫选作业和第一次锌精选作业，第二次锌扫选作业的尾矿即为最终的尾矿排入尾矿库，第二次锌精选作业所得精矿与锌快速浮选作业所得精矿合并为最终的锌精矿。

实施例3

本实施例使用的原矿石含锌9.92％、铅1.67％、铜0.73％、金 1.67g/t和银80.74g/t。

(A)三段磨矿-尼尔森预先选金-铜铅混合浮选：

经过细碎后的原矿石(矿石粒度-16mm)由皮带输送机给入一段球磨机进行磨矿，一段球磨机排料给入一段旋流器进行检查分级，一段旋流器分级沉砂的一半(按质量计)由矿浆分配管路给入二段旋流器进行预先分级，另外一半返回到一段球磨机继续进行磨矿；二段旋流器分级的沉砂给入二段球磨机进行磨矿，二段球磨机排料返回到二段旋流器进行检查分级，一段、二段旋流器分级溢流一同给入三段旋流器进行预先分级；

三段旋流器分级的沉砂给入三段球磨机进行磨矿，三段球磨机排料经矿浆管道给入尼尔森重选机进行预选金，尼尔森重选作业的精矿即为含金重砂，尼尔森重选作业的尾矿返回三段旋流器进行检查分级；三段旋流器分级溢流给入调浆桶一经过加药搅拌调浆后进行铜铅混合粗选作业。

按每吨原矿石矿浆干重计，在一段球磨机内加入3200g/t的氧化钙和190g/t的硫化钠，调浆桶一内加入水玻璃450g/t、硫酸锌900g/t 和丁基黄药45g/t，三段旋流器分级溢流的磨矿细度为-0.071mm占 93.5％，矿浆pH值为8.5。

铜铅混合粗选作业的精矿进入步骤(B)，铜铅混合粗选作业的尾矿进行两次的铜铅混合扫选作业；在第一次和第二次铜铅混合扫选作业的浮选槽内分别加入250g/t硫酸锌、17.5g/t丁基黄药和150g/t 硫酸锌、12.5g/t丁基黄药(按每吨原矿石矿浆干重计)；第二次铜铅混合扫选作业的尾矿进入步骤(D)中进行选锌，两次铜铅混合扫选作业产生的中矿则分别返回各自的上一次浮选作业。

(B)铜铅混浮粗精矿球磨+超细磨串联再磨精选：

铜铅混合粗选作业的精矿给入再磨旋流器一进行预先分级，再磨旋流器一分级所得沉砂给入再磨球磨机一进行磨矿，在再磨球磨机一内添加225g/t硫酸锌和12.5g/t丁基黄药(按每吨原矿石矿浆干重计)，再磨球磨机一排料返回到再磨旋流器一进行检查分级，再磨球磨机一与再磨旋流器一共同构成闭路磨矿，再磨旋流器一分级所得溢流细度为-0.038mm占93.5％。

再磨旋流器一分级的溢流给入艾砂超细磨机继续进行开路磨矿，使排料P80粒径保持在12.5μm，接着进行三次铜铅混合精选作业。按每吨原矿石矿浆干重计，在第一、第二和第三次铜铅混合精选作业的浮选槽内分别加入125g/t硫酸锌和7.5g/t丁基黄药、75g/t硫酸锌和7.5g/t丁基黄药、75g/t硫酸锌和7.5g/t丁基黄药，第三次铜铅混合精选作业的精矿为最终的铜铅混合精矿，进入步骤(C)，三次铜铅混合精选作业产生的中矿分别返回各自的上一次浮选作业。

(C)铜铅精矿高碱脱药分离：

按每吨原矿石矿浆干重计，调浆桶二内加入1100g/t氢氧化钠，在调浆桶三内添加220g/t CPF，在铜铅分离粗选的浮选槽内加入 22.5g/t Z-200，铜铅混合精矿依次进入调浆桶二和调浆桶三中搅拌调浆，然后进行铜铅分离粗选作业；铜铅分离粗选作业的精矿进行两次的分离精选作业，铜铅分离粗选作业的尾矿则进行两次的分离扫选作业，在第一次、第二次的分离精选作业的浮选槽内分别添加50g/t CPF、7.5g/t Z-200和25g/t CPF、7.5g/t Z-200(按每吨原矿石矿浆干重计)，在第一次、第二次的分离扫选作业的浮选槽内分别添加 50g/t CPF、7.5g/t Z-200和25g/t CPF用量、7.5g/t Z-200，第二次分离精选作业所得精矿即为最终铜精矿，第二次分离扫选作业所得尾矿即为最终的铅精矿，两次分离扫选和两次分离精选作业产生的中矿分别返回各自的上一次浮选作业。

(D)铜铅混浮尾矿快速浮选-中矿再磨选锌：

第二次铜铅混合扫选作业的尾矿依次给入调浆桶四和调浆桶五内进行加药搅拌调浆，按每吨原矿石干重计，在第一个调浆桶内加入氧化钙用量2200g/t和硫酸铜用量350g/t，在第二个调浆桶内加入丁基黄药用量25g/t，调浆结束后给入浮选槽进行锌快速浮选作业。

锌快速浮选作业的精矿作为一部分最终的锌精矿产出，锌快速浮选作业的尾矿进行锌粗选作业。在锌粗选作业的浮选槽内加入350 g/t硫酸铜和50g/t丁基黄药，锌粗选作业的尾矿进行两次锌扫选作业，锌粗选作业的精矿进行两次锌精选作业。在第一次、第二次锌扫选作业的浮选槽内分别加入110g/t硫酸铜、17.5g/t丁基黄药和55 g/t硫酸铜、12.5g/t丁基黄药，在第一次、第二次锌精选作业的浮选槽内分别加入450g/t氧化钙、12.5g/t丁基黄药和225g/t氧化钙、7.5g/t丁基黄药；第一次锌扫选作业产生的中矿与第一次锌精选作业产生的中矿合并给入中进行预先分级，分级所得沉砂给入再磨球磨机二中进行再磨，再磨球磨机二的排浆返回再磨旋流器二中检查分级；再磨旋流器二和再磨球磨机二依次组成的再磨分级回路，经过再磨分级后的溢流细度为-0.038mm占93.5％，返回到锌粗选作业，第二次锌扫选、第二次锌精选作业产生的中矿则分别直接返回到第一次锌扫选作业和第一次锌精选作业，第二次锌扫选作业的尾矿即为最终的尾矿排入尾矿库，第二次锌精选作业所得精矿与锌快速浮选作业所得精矿合并为最终的锌精矿。

实施例4

本实施例使用的原矿石含锌11.44％、铅1.75％、铜0.79％、金 1.80g/t和银92.24g/t。

(A)三段磨矿-尼尔森预先选金-铜铅混合浮选：

经过细碎后的原矿石(矿石粒度-16mm)由皮带输送机给入一段球磨机进行磨矿，一段球磨机排料给入一段旋流器进行检查分级，一段旋流器分级沉砂的一半(按质量计)由矿浆分配管路给入二段旋流器进行预先分级，另外一半返回到一段球磨机继续进行磨矿；二段旋流器分级的沉砂给入二段球磨机进行磨矿，二段球磨机排料返回到二段旋流器进行检查分级，一段、二段旋流器分级所得溢流一同给入三段旋流器进行预先分级；

三段旋流器分级的沉砂给入三段球磨机进行磨矿，三段球磨机排料经矿浆管道给入尼尔森重选机进行预选金，尼尔森重选作业的精矿即为含金重砂，尼尔森重选作业的尾矿返回三段旋流器进行检查分级；三段旋流器分级溢流给入调浆桶一经过加药搅拌调浆后进行铜铅混合粗选作业。

按每吨原矿石矿浆干重计，在一段球磨机内加入3400g/t的氧化钙用量和200g/t的硫化钠，调浆桶一内加入水玻璃用量500g/t、硫酸锌用量1000g/t和丁基黄药用量50g/t，三段旋流器分级溢流的磨矿细度为-0.071mm占95％，矿浆pH值为9。

铜铅混合粗选作业的精矿进入步骤(B)，铜铅混合粗选作业的尾矿进行两次的铜铅混合扫选作业；在第一次和第二次铜铅混合扫选作业的浮选槽内分别加入300g/t硫酸锌、20g/t丁基黄药和200g/t硫酸锌、15g/t丁基黄药(按每吨原矿石矿浆干重计)；第二次铜铅混合扫选作业的尾矿进入步骤(D)中进行选锌，两次铜铅混合扫选作业产生的中矿则分别返回各自的上一次浮选作业。

(B)铜铅混浮粗精矿球磨+超细磨串联再磨精选：

铜铅混合粗选作业的精矿给入再磨旋流器一进行预先分级，再磨旋流器一分级所得沉砂给入再磨球磨机一进行磨矿，在再磨球磨机一内添加250g/t硫酸锌和15g/t丁基黄药(按每吨原矿石矿浆干重计)，再磨球磨机一排料返回到再磨旋流器一进行检查分级，再磨球磨机一与再磨旋流器一共同构成闭路磨矿，再磨旋流器一分级的溢流细度为 -0.038mm占95％。

再磨旋流器一分级的溢流给入艾砂超细磨机继续进行开路磨矿，使排料P80粒径保持在15μm，接着进行三次铜铅混合精选作业。按每吨原矿石矿浆干重计，在第一、第二和第三次铜铅混合精选作业的浮选槽内分别加入150g/t硫酸锌和10g/t丁基黄药、100g/t硫酸锌和10g/t丁基黄药、100g/t硫酸锌和10g/t丁基黄药，第三次铜铅混合精选作业的精矿为最终的铜铅混合精矿，进入步骤(C)，三次铜铅混合精选作业产生的中矿分别返回各自的上一次浮选作业。

(C)铜铅精矿高碱脱药分离：

按每吨原矿石矿浆干重计，调浆桶二内加入1200g/t氢氧化钠，在调浆桶三内添加240g/t CPF，在铜铅分离粗选的浮选槽内加入 25g/t Z-200，铜铅混合精矿依次进入调浆桶二和调浆桶三中搅拌调浆，然后进行铜铅分离粗选作业；铜铅分离粗选作业的精矿进行两次的分离精选作业，铜铅分离粗选作业的尾矿则进行两次的分离扫选作业，在第一次、第二次的分离精选作业的浮选槽内分别添加60g/t CPF、 10g/t Z-200和30g/t CPF、10g/tZ-200(按每吨原矿石矿浆干重计)，在第一次、第二次的分离扫选作业的浮选槽内分别添加60g/t CPF、 10g/t Z-200和30g/t CPF、10g/t Z-200，第二次分离精选作业所得精矿即为最终铜精矿，第二次分离扫选作业所得尾矿即为最终的铅精矿，两次分离扫选和两次分离精选作业产生的中矿分别返回各自的上一次浮选作业。

(D)铜铅混浮尾矿快速浮选-中矿再磨选锌：

第二次铜铅混合扫选作业的尾矿依次给入调浆桶四和调浆桶五内进行加药搅拌调浆，按每吨原矿石干重计，在第一个调浆桶内加入氧化钙用量2400g/t和硫酸铜用量400g/t，在第二个调浆桶内加入丁基黄药用量30g/t，调浆结束后给入浮选槽进行锌快速浮选作业。

锌快速浮选作业的精矿作为一部分最终的锌精矿产出，锌快速浮选作业的尾矿进行锌粗选作业。在锌粗选作业的浮选槽内加入400 g/t硫酸铜和60g/t丁基黄药，锌粗选作业的尾矿进行两次锌扫选作业，锌粗选作业的精矿进行两次锌精选作业。在第一次、第二次锌扫选作业的浮选槽内分别加入120g/t硫酸铜、20g/t丁基黄药和60g/t 硫酸铜、15g/t丁基黄药，在第一次、第二次锌精选作业的浮选槽内分别加入500g/t氧化钙、15g/t丁基黄药和250g/t氧化钙、10g/t 丁基黄药；第一次锌扫选作业产生的中矿与第一次锌精选作业产生的中矿合并给入再磨旋流器二中进行预先分级，分级所得沉砂给入再磨球磨机二中进行再磨，再磨球磨机二的排浆返回再磨旋流器二中检查分级；再磨旋流器二和再磨球磨机二依次组成的再磨分级回路，经过再磨分级后的溢流细度为-0.038mm占95％，返回到锌粗选作业，第二次锌扫选、第二次锌精选作业产生的中矿则分别直接返回到第一次锌扫选作业和第一次锌精选作业，第二次锌扫选作业的尾矿即为最终的尾矿排入尾矿库，第二次锌精选作业所得精矿与锌快速浮选作业所得精矿合并为最终的锌精矿。

实施例2-4的实施结果如表1所示：

表1

由表1结果表明，实施例2得到的选矿指标为：含金重砂品位 1108.56g/t，锌精矿品位50.29％，锌回收率90.61％，铜精矿品位 20.65％、含金15.55g/t，铜回收率71.31％，铅精矿品位53.51％、含金13.11g/t，铅回收率81.15％，金总回收率72.91％，银总回收率41.88％。实施例3得到的选矿指标：含金重砂品位1139.52g/t，锌精矿品位52.20％，锌回收率95.14％，铜精矿品位21.77％、含金 12.66g/t，铜回收率74.85％，铅精矿品位53.55％、含金14.09g/t，铅回收率84.01％，金总回收率72.31％，银总回收率48.18％。实施例 4得到的选矿指标：含金重砂品位1362.46g/t，锌精矿品位53.11％，锌回收率96.42％，铜精矿品位23.09％、含金15.55g/t，铜回收率 74.53％，铅精矿品位55.66％、含金14.03g/t，铅回收率76.66％，金总回收率72.91％，银总回收率50.94％。可见，各个实施例方法的分选效果好，指标稳定，完全能够高效回收利用金银锌铜铅等有价元素。

对于本领域的技术人员来说，可以根据以上的技术方案和构思，给出各种相应的改变和变形，而所有的这些改变和变形，都应该包括在本发明权利要求的保护范围之内。

Claims (7)

1.一种复杂含金银铜铅锌复合矿的清洁高效选矿方法，其特征在于，包括如下步骤：

S1、三段磨矿-尼尔森预先选金-铜铅混合浮选：

经过细碎后的原矿石进行三段磨矿，三段磨矿后的排料经矿浆管道给入尼尔森重选机进行预选金，所得精矿即为含金重砂；三段磨矿后的溢流给入调浆桶一，经过搅拌调浆后进行铜铅混合粗选作业；

调浆桶一内加入水玻璃、硫酸锌和丁基黄药，按原矿石干重计，所述水玻璃的用量为400～500g/t，所述硫酸锌的用量为800～1000g/t和丁基黄药的用量为40～50g/t；

S2、铜铅混合粗选作业的尾矿进行两次的铜铅混合扫选作业，在第一次和第二次铜铅混合扫选作业的浮选槽内均加入硫酸锌和丁基黄药；按每吨原矿石干重计，第一次铜铅混合扫选作业中，硫酸锌的用量200～300g/t以及丁基黄药的用量为15～20g/t，第二次铜铅混合扫选作业中硫酸锌的用量为100～200g/t以及丁基黄药的用量为10～15g/t；第一次铜铅混合扫选作业的尾矿进入第二次铜铅混合扫选作业，第二次铜铅混合扫选作业的尾矿进入步骤S4中进行选锌，第一次铜铅混合扫选作业产生的中矿返回至铜铅混合粗选作业，第二次铜铅混合扫选作业的中矿则返回第一次铜铅混合扫选作业；

对步骤S1中铜铅混合粗选作业所得的精矿进行再磨，再磨过程中添加硫酸锌和丁基黄药，按每吨原矿石干重计，硫酸锌的用量为200～250g/t和丁基黄药的用量为10～15g/t；接着进行三次的铜铅混合精选作业；三次铜铅混合精选作业的浮选槽内均加入硫酸锌和丁基黄药，按每吨原矿石干重计，第一次铜铅混合精选作业中硫酸锌的用量为100～150g/t以及丁基黄药的用量为5～10g/t，第二次铜铅混合精选作业中硫酸锌的用量为50～100g/t以及丁基黄药的用量为5～10g/t，第三次铜铅混合精选作业中硫酸锌的用量为50～100g/t以及丁基黄药的用量为5～10g/t；前两次铜铅混合精选作业中的精矿进入下一次铜铅混合精选作业中，第三次铜铅混合精选作业的精矿为最终的铜铅混合精矿，进入步骤S3中进行浮选分离；第一次铜铅混合精选作业所得的中矿返回至铜铅混合粗选作业中，后两次铜铅混合精选作业所得的中矿分别返回上一次铜铅混合精选作业；

S3、铜铅精矿高碱脱药分离：

在调浆桶二内加入氢氧化钠，在调浆桶三内添加CPF，按每吨原矿石干重计，氢氧化钠的用量为1000-1200g/t，CPF的用量为200-240g/t；步骤S2中的铜铅混合精矿进入调浆桶二中进行搅拌调浆后进入调浆桶三，再次搅拌调浆后进入铜铅分离粗选作业的浮选槽内，开始铜铅分离粗选作业；铜铅分离粗选作业中的浮选槽内加入Z-200，按每吨原矿石干重计，Z-200的用量为20-25g/t；

铜铅分离粗选作业的精矿进行两次分离精选作业，铜铅分离粗选作业的尾矿进行两次分离扫选作业；

两次分离精选作业的浮选槽内均添加CPF和Z-200；按每吨原矿石干重计，第一次分离精选作业中，CPF的用量为40-60g/t以及Z-200的用量为5-10g/t，第二次分离精选作业中，CPF的用量为20-30g/t以及Z-200的用量5-10g/t；

两次分离扫选作业的浮选槽内均添加CPF和Z-200；按每吨原矿石干重计，第一次分离扫选作业中CPF的用量为40-60g/t以及Z-200的用量为5-10g/t，第二次分离扫选作业中CPF的用量为20-30g/t以及Z-200的用量为5-10g/t；

第一次分离精选作业的精矿进入第二次分离精选作业，第二次分离精选作业的精矿即为最终铜精矿，第一次分离精选作业所得中矿返回至铜铅分离粗选作业，第二次分离精选作业所得中矿返回至第一次分离精选作业；

第一次分离扫选作业的尾矿进入第二次分离扫选作业，第二次分离扫选作业的尾矿即为最终的铅精矿；第一次分离扫选作业所得中矿返回至铜铅分离粗选作业，第二次分离扫选作业所得中矿返回至第一次分离扫选作业；

S4、铜铅混浮尾矿快速浮选-中矿再磨选锌：

步骤S2所得的第二次铜铅混合扫选作业的尾矿依次给入调浆桶四和调浆桶五内进行搅拌调浆，其中，所述调浆桶四内加入氧化钙和硫酸铜，按每吨原矿石干重计，氧化钙的用量为2000～2400g/t，硫酸铜的用量为300～400g/t；所述调浆桶五内加入丁基黄药，按每吨原矿石干重计，丁基黄药的用量为20～30g/t；调浆结束后给入锌快速浮选作业的浮选槽内进行锌快速浮选作业，

锌快速浮选作业的尾矿进行锌粗选作业；在锌粗选作业的浮选槽内加入硫酸铜和丁基黄药，按每吨原矿石干重计，硫酸铜的用量为300～400g/t，丁基黄药的用量为40～60g/t，锌粗选作业的尾矿进行两次锌扫选作业，锌粗选作业的精矿进行两次锌精选作业；

两次锌扫选作业的浮选槽内均加入硫酸铜和丁基黄药；按每吨原矿石干重计，第一次锌扫选作业中硫酸铜的用量100～120g/t以及丁基黄药的用量为15～20g/t，第二次锌扫选作业中硫酸铜的用量为50～60g/t以及丁基黄药的用量为10～15g/t；两次锌精选作业的浮选槽内均加入氧化钙和丁基黄药；按每吨原矿石干重计，第一次锌精选作业中氧化钙的用量为400～500g/t以及丁基黄药的用量为10～15g/t，第二次锌精选作业中氧化钙的用量为200～250g/t以及丁基黄药的用量为5～10g/t；

第一次锌扫选作业产生的尾矿和第一次锌精选作业产生的精矿分别进入第二次锌扫选作业和第二次锌精选作业；第一次锌扫选作业产生的中矿与第一次锌精选作业产生的中矿合并后进行再磨，再磨得到的溢流返回到锌粗选作业；第二次锌扫选作业和第二次锌精选作业产生的中矿则分别返回到第一次锌扫选作业和第一次锌精选作业；第二次锌扫选作业的尾矿即为最终的尾矿排入尾矿库，第二次锌精选作业的精矿与锌快速浮选作业的精矿合并为最终的锌精矿。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S1中，经过细碎后的原矿石给入一段球磨机进行磨矿，一段球磨机的排料给入一段旋流器进行检查分级，一段旋流器分级所得沉砂一部分由矿浆分配管路给入二段旋流器进行预先分级，另一部分返回一段球磨机继续进行磨矿；二段旋流器分级所得沉砂给入二段球磨机进行磨矿，二段球磨机的排料返回二段旋流器进行检查分级，一段旋流器和二段旋流器分级的溢流均给入三段旋流器进行预先分级，三段旋流器分级的沉砂给入三段球磨机进行磨矿；三段球磨机的排料给入尼尔森重选机进行预选金，所得精矿即为含金重砂，所得尾矿返回三段旋流器进行检查分级；三段旋流器分级所得溢流给入调浆桶一，经过搅拌调浆后进行铜铅混合粗选作业。

3.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，步骤S1中，一段旋流器分级所得沉砂按质量计，一半由矿浆分配管路给入二段旋流器进行预先分级，另一半返回一段球磨机继续进行磨矿。

4.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，在一段球磨机内加入氧化钙和硫化钠，按每吨原矿石干重计，氧化钙的用量为3000～3400g/t，硫化钠的用量为180～200g/t。

5.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，三段旋流器分级所得溢流的磨矿细度为，粒度为-0.071mm的部分占总质量的92～95％，矿浆的pH值为8-9。

6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S2中，对步骤S1中铜铅混合粗选作业所得的精矿进行再磨的过程为：

步骤S1中铜铅混合粗选作业所得的精矿给入再磨旋流器一进行预先分级，再磨旋流器一分级所得沉砂给入再磨球磨机一进行磨矿，所述再磨球磨机一内添加硫酸锌和丁基黄药，按每吨原矿石干重计，硫酸锌的用量为200～250g/t和丁基黄药的用量为10～15g/t；

再磨球磨机一的排矿返回到再磨旋流器一进行检查分级，再磨球磨机一与再磨旋流器一共同构成闭路磨矿，再磨旋流器一分级所得溢流细度为，粒度为-0.038mm的部分占总质量的92-95％；再磨旋流器一分级的溢流给入艾砂超细磨机继续进行开路磨矿，使排料P80粒径为10-15μm后，进行三次的铜铅混合精选作业。

7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S4中，第一次锌扫选作业产生的中矿与第一次锌精选作业产生的中矿合并后进行再磨的过程为：第一次锌扫选作业产生的中矿与第一次锌精选作业产生的中矿合并后给入再磨旋流器二中进行预先分级，分级所得沉砂给入再磨球磨机二中进行再磨，再磨球磨机二的排浆返回再磨旋流器二中检查分级；再磨旋流器二和再磨球磨机二组成再磨分级回路，经过再磨分级后，再磨旋流器二的溢流细度为粒度-0.038mm的部分占总质量的92-95％。

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