CN114405657A

CN114405657A - 通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法

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Publication number: CN114405657A
Application number: CN202210016703.8A
Authority: CN
Inventors: 祁忠旭; 王龙; 王硕; 孙大勇; 李�杰; 欧阳林莉; 冯程; 翟旭东; 江旭; 肖舜元; 宋水祥; 韩远燕; 李昭旺; 周浩; 朱志伟; 陈巧妹
Original assignee: Changsha Institute of Mining Research Co Ltd
Current assignee: Changsha Institute of Mining Research Co Ltd
Priority date: 2022-01-04
Filing date: 2022-01-04
Publication date: 2022-04-29
Anticipated expiration: 2042-01-04
Also published as: CN114405657B

Abstract

本发明提供了一种通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，包括：将采出的辉钼矿和方铅矿原矿破碎后加水磨细，得到原矿浆；向原矿浆中加入煤油与起泡剂进行钼铅粗选、空白精选和扫选，得到钼铅混合粗精矿和钼铅尾矿；将钼铅混合粗精矿进行两次摇床重选，得到铅精矿与摇床尾矿；将摇床尾矿进行再磨后加入铅抑制剂、煤油和起泡剂进行一次粗选、两次精选、三次扫选，得到钼粗精矿和铅粗精矿；将钼粗精矿进行再磨，加入铅抑制剂进行四次精选得到钼精矿；将铅粗精矿加入乙硫氮与起泡剂进行一次粗选、三次精选、两次扫选得到铅精矿与尾矿。本发明通过浮选‑重选‑浮选联合工艺流程，在有效抑制剂的共同作用下，实现了辉钼矿与方铅矿两者的高效分离。

Description

通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法

技术领域

本发明涉及选矿技术领域，尤其涉及一种通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法。

背景技术

钼因其耐高温、耐腐蚀、耐磨损的特性被广泛应用在机械、化工、能源等各个方面。我国虽然钼资源存量大，但单一钼矿资源较少，钼往往伴生在其他硫化矿中，含钼铅的硫化矿就是一种常见的矿物。

对于含辉钼矿与方铅矿的矿石而言，方铅矿与辉钼矿都具有极好的可浮性，方铅矿与辉钼矿极易同步富集，钼精矿中往往会含有较高的铅，而铅不利于后续的钼精矿冶炼过程，因此钼铅分离成为了钼资源高效利用的重中之重。

目前国内外常用的钼铅分离的方法有：硫化钠法、磷诺克斯法、氧化剂法。单一的硫化钠法，在浮选过程中容易发生氧化导致其用量大，同时分离效果没有磷诺克斯法与氧化剂法好，但磷诺克斯法与氧化剂法使用的药剂都具有较强的毒性，易对环境与人体造成危害。

有鉴于此，有必要设计一种改进的通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，以解决上述问题。

发明内容

为了克服上述现有技术的不足，本发明的目的在于提供一种通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法。通过浮选-重选-浮选联合工艺流程，在有效抑制剂的共同作用下，实现了辉钼矿与方铅矿两者的高效分离，在保证钼精矿中铅品位的前提下，提高了辉钼矿与方铅矿的回收率，有效解决了钼铅分离的选矿技术难题。

为实现上述发明目的，本发明提供了一种通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，包括以下步骤：

S1.磨矿：将采出的辉钼矿和方铅矿原矿破碎后加水磨细，得到原矿浆；

S2.钼铅混合浮选：向步骤S1得到所述原矿浆中加入煤油与起泡剂进行钼铅粗选，得到钼铅混合粗精矿1和粗选尾矿；将所述钼铅混合粗精矿进行空白精选，得到钼铅混合粗精矿2和精选尾矿；将所述粗选尾矿进行扫选，得到钼铅尾矿；

S3.铅摇床重选：将步骤S2得到的所述钼铅混合粗精矿2进行摇床重选，得到的铅重选精矿进行二次摇床重选，得到高品位铅精矿1与摇床尾矿；

S4.钼铅分离：将步骤S3得到的所述摇床尾矿进行再磨，然后加入铅抑制剂、煤油和起泡剂进行一次粗选、两次精选、三次扫选，得到浮选泡沫为钼粗精矿，尾矿为铅粗精矿；

S5.钼精选：将步骤S4得到的所述钼粗精矿进行再磨，加入铅抑制剂进行四次精选得到钼精矿；

S6.铅再选：将步骤S4得到的所述铅粗精矿加入乙硫氮与起泡剂进行一次粗选、三次精选、两次扫选得到铅精矿2与尾矿。

作为本发明的进一步改进，在步骤S4和S5中，所述抑制剂为由聚阴离子纤维素、焦亚硫酸钠和亚硫酸钠的混合物。

作为本发明的进一步改进，所述聚阴离子纤维素、焦亚硫酸钠和亚硫酸钠的质量比为(1～10):(1～30):(1～10)。

作为本发明的进一步改进，在步骤S4中，所述抑制剂的用量为10～300g/t，所述煤油的用量为20～100g/t，所述起泡剂的用量为10～40g/t。

作为本发明的进一步改进，在步骤S5中，所述抑制剂的用量为1～70g/t。

作为本发明的进一步改进，在步骤S2和S4中，所述起泡剂为质量比为(2～4):(1～2)的甲基异丁基甲醇和三乙氧基丁烷。

作为本发明的进一步改进，在步骤S2中，所述煤油的用量为50～250g/t，所述起泡剂的用量为10～100g/t。

作为本发明的进一步改进，在步骤S6中，所述石灰的用量为50～150g/t，所述乙硫氮的用量为10～60g/t，Q18用量1～20g/t。

作为本发明的进一步改进，在步骤S1中，所述原矿浆中细度-0.074mm含量达到55％～75％，所述原矿浆的质量浓度为30％；在步骤S4中，所述再磨的细度满足-0.037mm达到70％～90％；在步骤S5中，所述钼粗精矿再磨的细度满足-0.037mm达到90％以上。

作为本发明的进一步改进，在步骤S2中，所述精选尾矿返回至所述钼铅粗选继续作业；步骤S2中所述扫选为3次，第一次扫选得到的扫选精矿返回至所述钼铅粗选继续作业，第二次扫选得到的扫选精矿返回至第一次扫选继续作业，第三次扫选得到的扫选精矿返回至第二次扫选继续作业。

本发明的有益效果是：

1.本发明提供的通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，采用浮选-重选-浮选联合流程，在有效抑制剂的共同作用下，能够保证钼精矿中铅品位不超标的同时，提高方铅矿的回收率，实现了辉钼矿与方铅矿的高效分离。

2.本发明通过摇床重选处理钼铅混合粗精矿，降低了钼铅混合粗精矿中铅的含量，在得到高品位方铅矿的同时大大降低了钼铅分离难度，提高了钼精矿中Mo品位与回收率。

3.本发明在回收较粗粒级方铅矿的同时兼顾浮选回收细粒级方铅矿，因此大大提高了方铅矿的回收率，方铅矿总回收率大于85％。

4.本发明摇床处理矿量为总矿量的5％～15％，大大降低了重选给矿量，减少了摇床设备的数量，有效解决了摇床占地面积大、处理量小的问题。

5.本发明使用铅抑制剂CDS药剂毒性较小，生产较为稳定环保。同时可以得到质量较高的钼精矿钼品位大于45％，铅品位0.65％，回收率大于85％。

附图说明

图1为本发明通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法的流程图。

图2为实施例1提供的通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法的流程图。

具体实施方式

为了使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚，下面结合具体实施例对本发明进行详细描述。

在此，还需要说明的是，为了避免因不必要的细节而模糊了本发明，在具体实施例中仅仅示出了与本发明的方案密切相关的结构和/或处理步骤，而省略了与本发明关系不大的其他细节。

另外，还需要说明的是，术语“包括”、“包含”或者其任何其他变体意在涵盖非排他性的包含，从而使得包括一系列要素的过程、方法、物品或者设备不仅包括那些要素，而且还包括没有明确列出的其他要素，或者是还包括为这种过程、方法、物品或者设备所固有的要素。

请参阅图1所示，本发明提供的一种通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，包括以下步骤：

S1.磨矿：将采出的辉钼矿和方铅矿原矿破碎后加水磨细，得到原矿浆；原矿浆中细度满足-0.074mm含量达到55％～75％，原矿浆的质量浓度为30％。

S2.钼铅混合浮选：向步骤S1得到原矿浆中加入煤油与起泡剂进行钼铅粗选，得到钼铅混合粗精矿1和粗选尾矿；将钼铅混合粗精矿进行空白精选，得到钼铅混合粗精矿2和精选尾矿；将粗选尾矿进行扫选，得到钼铅尾矿。煤油的用量为50～250g/t，优选为0～150g/t；起泡剂的用量为10～100g/t，优选为0～40g/t。

优选地，精选尾矿返回至钼铅粗选继续作业。如此操作，通过空白精选，进一步降低钼铅混合粗精矿1的含杂量，而且精选尾矿继续返回钼铅粗选进行重复粗选，如此形成循环浮选，显著提高后续得到的相应产品的品位及回收率。

扫选过程也需加入煤油和起泡剂，优选为三次扫选，第一次扫选(煤油用量60-100g/t与起泡剂Q18用量10-30g/t)得到的扫选精矿返回至钼铅粗选继续作业，第二次扫选(煤油用量40-80g/t与起泡剂Q18用量5-20g/t)得到的扫选精矿返回至第一次扫选继续作业，第三次扫选(煤油用量20-40g/t)得到的扫选精矿返回至第二次扫选继续作业。如此操作，通过多次扫选和循环返回上一级作业，同样有助于提高后续得到的相应产品的品位及回收率。

起泡剂优选为Q18，具体为质量比为(2～4):(1～2)的甲基异丁基甲醇和三乙氧基丁烷。其中三乙氧基丁烷具有三个醚基，在弱酸性与碱性环境下具有较好的起泡性能。

S3.铅摇床重选：将步骤S2得到的钼铅混合粗精矿2进行摇床重选，得到的铅重选精矿进行二次摇床重选，得到高品位铅精矿1与摇床尾矿；

S4.钼铅分离：将步骤S3得到的摇床尾矿进行再磨，然后加入铅抑制剂、煤油和起泡剂进行一次粗选、两次精选、三次扫选，得到浮选泡沫为钼粗精矿，尾矿为铅粗精矿；再磨的细度满足-0.037mm达到70％～90％。优选地，第二次精选的尾矿返回至第一次精选作业进行循环浮选。三次扫选得到的精矿也分别返回至上一级作业中进行循环浮选。

铅抑制剂为质量比为(1～10):(1～30):(1～10)的由聚阴离子纤维素、焦亚硫酸钠和亚硫酸钠的混合物。其中聚阴离子纤维素具有高稳定性与对方铅矿的抑制性，在用量较低时也会对方铅矿有较好的抑制性。

抑制剂的用量为10～300g/t，煤油的用量为20～100g/t，起泡剂的用量为10～40g/t。优选地，铅抑制剂CDS用量为10～150g/t，煤油用量0～50g/t，起泡剂Q18用量0～20g/t。

S5.钼精选：将步骤S4得到的钼粗精矿进行再磨，加入铅抑制剂进行四次精选得到钼精矿；钼粗精矿再磨的细度满足-0.037mm达到90％以上。铅抑制剂的用量为1～70g/t。优选地，四次精选中的最后三次精选尾矿均返回至上一级精选作业中进行循环浮选。

S6.铅再选：将步骤S4得到的铅粗精矿加入乙硫氮与起泡剂进行一次粗选、三次精选、两次扫选得到铅精矿2与尾矿。

具体地，一次粗选中还加入石灰，石灰的用量为50～150g/t，乙硫氮的用量为10～60g/t，Q18用量1～20g/t。优选地，石灰用量1～100g/t。两次扫选只需加入乙硫氮，且第一次扫选加入10～40g/t，第二次扫选加入1～20g/t。三次精选只需加入石灰，三次精选的石灰用量依次为60～100g/t、30～50g/t、10～30g/t。

优选地，三次精选和两次扫选的每一次作业后，也分别返回至该次作业的上一级作业中进行循环浮选，其中第一次精选无需返回。

下面通过具体的实施例并结合附图对本发明进行详细描述。

实施例1

以质量百分数计，本实施例采用含量Al₂O₃ 5.42％，CaO 17.86％，Fe 1.97％，MgO1.28％，Mo 0.084％，Pb 0.36％，S 1.88％，SiO₂ 46.24％的矿石为选矿原料

如图2所示，一种通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，包括如下步骤：

S1.磨矿

原矿采取、破碎、湿磨至-0.074mm含量65％，使目的矿物与脉石解离。

S2.钼铅混合浮选

S21.钼铅混合粗选：向矿浆中加入煤油200g/t与Q18 50g/t的药剂，进行5min的粗选，分别得到钼铅混合粗精矿与粗选尾矿。

S22.钼铅混合第一次扫选：向矿浆中加入煤油80g/t与Q18 20g/t的药剂，进行3min的扫选，得到混合浮选扫选Ⅰ精矿返回S21中，尾矿进入下一级扫选S23中。

S23.钼铅混合第二次扫选：向矿浆中加入煤油60g/t与Q18 10g/t的药剂，进行3min的扫选，得到混合浮选扫选Ⅱ精矿返回S22中，尾矿进入下一级扫选S24中。

S24.钼铅混合第三次扫选：向矿浆中加入煤油30g/t的药剂，进行3min的扫选，得到混合浮选扫选Ⅲ精矿返回S23中，得到尾矿1。

S25.空白精选：钼铅混合粗精矿在不添加任何药剂的情况下，浮选3min，得到的精矿进入摇床重选，尾矿返回S21中。

S3.铅摇床重选

S31.摇床第一次重选：在不添加任何药剂的情况下，经过摇床得到铅重选精矿与尾矿，铅重选精矿进入下一级S32中，尾矿进入再磨S41中。

S32.摇床第二次重选：在不添加任何药剂的情况下，经过摇床得到铅精矿1与摇床尾矿，摇床尾矿进入再磨S41中。

S4.钼铅混合粗精矿再磨

S41.再磨：将摇床尾矿再磨至细度达到-0.037mm含量85％。

S42.精粗选：依次向再磨得到矿浆加入铅抑制剂CDS 200g/t、煤油80g/t、Q1835g/t的药剂，进行4min精粗选，得到的钼粗选精矿(浮选泡沫)进入S51、钼粗选尾矿(铅粗精矿)进入S43。

S43.铅粗精矿第一次扫选：向钼粗选尾矿矿浆中加入煤油40g/t与Q18 10g/t的药剂，进行3min的钼精扫选，得到钼铅分离扫选Ⅰ精矿返回S42中，尾矿进入下一级扫选S44中。

S44.钼铅粗精矿第二次扫选：向矿浆中加入煤油20g/t的药剂，进行3min的钼精扫选，得到钼铅分离扫选Ⅱ精矿返回S43中，尾矿进入下一级扫选S45中。

S45.铅粗精矿第三次扫选：向矿浆中加入煤油10g/t的药剂，进行3min的钼精扫选，得到钼铅分离扫选Ⅲ精矿返回S44中，尾矿进入下一级铅粗选S61中。

S5.钼精选

S51.钼第一次精选：向钼粗精矿矿浆中加入铅抑制剂CDS 100g/t的药剂，进行3min的铅精选，得到钼精选Ⅰ精矿进入下级S52，尾矿返回S42中。

S52.钼第二次精选：向矿浆中加入铅抑制剂CDS 50g/t的药剂，进行3min的铅精选，得到钼精选Ⅱ精矿进入下级S53，尾矿返回S51中。

S53.钼粗精矿再磨：将钼精选Ⅱ精矿再磨至细度达到-0.037mm含量95％。

S54.钼第三次精选：向矿浆中加入铅抑制剂CDS 40g/t的药剂，进行3min的铅精选，得到钼精选Ⅲ精矿进入下级S55，尾矿返回S52中。

S55.钼第四次精选：向矿浆中加入铅抑制剂CDS 20g/t的药剂，进行3min的铅精选，得到钼精选Ⅳ精矿进入下级S56，尾矿返回S54中。

S56.钼第五次精选：向矿浆中加入铅抑制剂CDS 20g/t的药剂，进行3min的铅精选，得到钼精选Ⅴ精矿进入下级S57，尾矿返回S55中。

S57.钼第六次精选：向矿浆中加入铅抑制剂CDS 10g/t的药剂，进行3min的铅精选，得到钼精矿，尾矿返回S56中。

S6.铅再选

S61.铅粗选：依次向尾矿(铅粗精矿)矿浆中加入石灰100g/t，乙硫氮50g/t，Q1810g/t的药剂，进行3min铅粗选，得到的铅粗选精矿进入S64中，铅粗选尾矿进S62中。

S62.铅第一次扫选：向铅粗选尾矿矿浆中加入乙硫氮20g/t的药剂，进行2min扫选，得到铅扫选Ⅰ精矿返回S61中，尾矿进入下一级铅扫选S63中。

S63.铅第二次扫选：向尾矿矿浆中加入乙硫氮10g/t的药剂，进行2min扫选，得到铅扫选Ⅱ精矿返回S62中，得到尾矿2。

S64.铅第一次精选：向铅粗精矿矿浆中加入石灰80g/t的药剂，进行2min的铅精选，得到铅精选Ⅰ精矿进入下级S65，尾矿返回S61中。

S65.铅第二次精选：向铅粗精矿矿浆中加入石灰40g/t的药剂，进行2min的铅精选，得到铅精选Ⅱ精矿进入下级S66，尾矿返回S64中。

S66.铅第三次精选：向铅粗精矿矿浆中加入石灰20g/t的药剂，进行2min的铅精选，得到铅精矿2，尾矿返回S65中。

本实施例获得的钼精矿Mo品位45.41％、回收率为85.55％，其中Pb品位0.65％；还可以获得Pb品位65.01％、回收率为47.25％高品位铅精矿；Pb品位48.58％、回收率为37.33％的铅精矿，两者合计Pb总回收率为85.58％。

实施例2

本实施例提供一种通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，与实施例1相比，不同之处在于：步骤S21钼铅混合粗选：向矿浆中加入煤油150g/t与Q1830g/t的药剂，进行5min的粗选，其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。

本实施例获得钼精矿Mo品位45.23％、回收率为80.34％，其中Pb品位0.71％；还可以获得Pb品位64.23％、回收率为43.19％高品位铅精矿；Pb品位49.32％、回收率为36.24％的铅精矿，两者合计Pb总回收率为79.43％。

实施例3

本实施例提供一种通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，与实施例1相比，不同之处在于：步骤S21钼铅混合粗选：向矿浆中加入煤油250g/t与Q18 50g/t的药剂，进行5min的粗选，其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。

本实施例获得钼精矿Mo品位46.21％、回收率为85.31％，其中Pb品位0.82％；还可以获得Pb品位64.23％、回收率为46.89％高品位铅精矿；Pb品位48.13％、回收率为37.02％的铅精矿，两者合计Pb总回收率为83.91％。

实施例4

本实施例提供一种通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，与实施例1相比，不同之处在于：步骤S42精粗选：依次向再磨得到矿浆加入铅抑制剂CDS 250g/t、煤油80g/t、Q18 35g/t的药剂，进行4min精粗选，其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。

本实施例获得钼精矿Mo品位47.36％、回收率为84.21％，其中Pb品位0.45％；还可以获得Pb品位65.13％、回收率为47.19％高品位铅精矿；Pb品位48.79％、回收率为35.14％的铅精矿，两者合计Pb总回收率为82.33％。

实施例5

本实施例提供一种通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，与实施例1相比，不同之处在于：步骤S42精粗选：依次向再磨得到矿浆加入铅抑制剂CDS 150g/t、煤油用量80g/t、Q18 35g/t的药剂，进行4min精粗选，其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。

本实施例获得钼精矿Mo品位44.27％、回收率为85.92％，其中Pb品位0.93％；还可以获得Pb品位65.09％、回收率为47.05％高品位铅精矿；Pb品位45.41％、回收率为38.22％的铅精矿，两者合计Pb总回收率为85.27％。

实施例6

本实施例提供一种通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，与实施例1相比，不同之处在于：步骤S61铅粗选：依次向矿浆中加入石灰50g/t，乙硫氮30g/t，Q18 10g/t的药剂，进行3min铅粗选，其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。

本实施例获得钼精矿Mo品位45.37％、回收率为85.71％，其中Pb品位0.69％；还可以获得Pb品位64.87％、回收率为46.78％高品位铅精矿；Pb品位44.36％、回收率为37.02％的铅精矿，两者合计Pb总回收率为83.80％。

实施例7

本实施例提供一种通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，与实施例1相比，不同之处在于：步骤S61铅粗选：依次向矿浆中加入石灰150g/t，乙硫氮50g/t，Q18 10g/t的药剂，进行3min铅粗选，其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。

本实施例获得钼精矿Mo品位45.45％、回收率为85.52％，其中Pb品位0.59％；还可以获得Pb品位64.87％、回收率为46.93％高品位铅精矿；Pb品位49.74％、回收率为35.21％的铅精矿，两者合计Pb总回收率为82.14％。

实施例8

本实施例提供一种通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，与实施例1相比，不同之处在于：步骤S51-S57铅精选：均向矿浆中加入铅抑制剂CDS 50g/t的药剂，进行3min的铅精选，其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。

本实施例获得钼精矿Mo品位44.37％、回收率为84.90％，其中Pb品位0.61％；还可以获得Pb品位65.12％、回收率为47.01％高品位铅精矿；Pb品位47.94％、回收率为37.64％的铅精矿，两者合计Pb总回收率为84.65％。

对比例1

本实施例提供一种通过浮选分离辉钼矿与方铅矿的方法，与实施例1相比，不同之处在于：未进行步骤S31、S32摇床重选，其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。

本实施例获得钼精矿Mo品位38.45％、回收率为84.47％，其中Pb品位5.67％；得到Pb品位45.21％、回收率为67.17％的铅精矿。可见，本发明结合摇床重选能够显著提高钼精矿品位和铅精矿回收率。

表1实施例1与传统浮选工艺浮选(对比例1)结果

工艺名称	钼精矿Mo品位	钼精矿Mo回收率	钼精矿Pb品位
				摇床-浮选联合工艺	45.41％	85.55％	0.65％
单独浮选工艺	38.45％	84.47％	5.67％

对比例2

本实施例提供一种通过浮选分离辉钼矿与方铅矿的方法，与实施例1相比，不同之处在于：步骤S21钼铅混合粗选：向矿浆中加入铅抑制剂CDS 900g/t、煤油200g/t与Q1850g/t的药剂，进行5min的粗选，未进行步骤S31、S32与步骤S61-S66，其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。

本实施例获得钼精矿Mo品位46.54％、回收率为80.70％，其中Pb品位0.56％。

对比例3

本实施例提供一种通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，与实施例1相比，不同之处在于：步骤S42精粗选：依次向再磨得到矿浆加入铅抑制剂CDS 1000g/t；煤油用量80g/t；Q18 35g/t的药剂，进行4min精粗选，其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。

本实施例获得钼精矿Mo品位37.83％、回收率为67.21％，其中Pb品位0.27％；还可以获得Pb品位65.03％、回收率为47.42％高品位铅精矿；与Pb品位38.19％、回收率为12.59％的铅精矿，两者合计Pb总回收率为60.01％。

对比例4

本实施例提供一种通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，与实施例1相比，不同之处在于：步骤S42的铅抑制剂中不包含聚阴离子纤维素，其余与实施例1大致相同，在此不再赘述。

本实施例获得钼精矿Mo品位46.10％、回收率为84.57％，其中Pb品位4.33％；还可以获得Pb品位65.21％、回收率为47.03％高品位铅精矿；与Pb品位45.39％、回收率为32.86％的铅精矿，两者合计Pb总回收率为79.89％。

综上所述，本发明提供的通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，采用浮选-重选-浮选联合流程，在有效抑制剂的共同作用下，能够保证钼精矿中铅品位不超标的同时，提高方铅矿的回收率，实现了辉钼矿与方铅矿的高效分离。使用的铅抑制剂CDS药剂毒性较小，生产较为稳定环保。同时可以得到品位大于45％，铅品位0.65％，回收率大于85％的钼精矿，铅矿总回收率大于85％。

以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非限制，尽管参照较佳实施例对本发明进行了详细说明，本领域的普通技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明技术方案的精神和范围。

Claims

1.一种通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，其特征在于，包括以下步骤：

2.根据权利要求1所述的通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，其特征在于，在步骤S4和S5中，所述抑制剂为由聚阴离子纤维素、焦亚硫酸钠和亚硫酸钠的混合物。

3.根据权利要求2所述的通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，其特征在于，所述聚阴离子纤维素、焦亚硫酸钠和亚硫酸钠的质量比为(1～10):(1～30):(1～10)。

4.根据权利要求2所述的通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，其特征在于，在步骤S4中，所述抑制剂的用量为10～300g/t，所述煤油的用量为20～100g/t，所述起泡剂的用量为10～40g/t。

5.根据权利要求2所述的通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，其特征在于，在步骤S5中，所述抑制剂的用量为1～70g/t。

6.根据权利要求1所述的通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，其特征在于，在步骤S2和S4中，所述起泡剂为质量比为(2～4):(1～2)的甲基异丁基甲醇和三乙氧基丁烷。

7.根据权利要求6所述的通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，其特征在于，在步骤S2中，所述煤油的用量为50～250g/t，所述起泡剂的用量为10～100g/t。

8.根据权利要求1所述的通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，其特征在于，在步骤S6中，所述石灰的用量为50～150g/t，所述乙硫氮的用量为10～60g/t，Q18用量1～20g/t。

9.根据权利要求1所述的通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，其特征在于，在步骤S1中，所述原矿浆中细度-0.074mm含量达到55％～75％，所述原矿浆的质量浓度为30％；在步骤S4中，所述再磨的细度满足-0.037mm达到70％～90％；在步骤S5中，所述钼粗精矿再磨的细度满足-0.037mm达到90％以上。

10.根据权利要求1至9中任一项所述的通过重浮联合分离辉钼矿与方铅矿的方法，其特征在于，在步骤S2中，所述精选尾矿返回至所述钼铅粗选继续作业；步骤S2中所述扫选为3次，第一次扫选得到的扫选精矿返回至所述钼铅粗选继续作业，第二次扫选得到的扫选精矿返回至第一次扫选继续作业，第三次扫选得到的扫选精矿返回至第二次扫选继续作业。