CN115888974B - 多金属硫化矿回收选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了多金属硫化矿回收选矿方法，包括以下步骤：S1、将含有辉铋矿和辉钼矿的硫化矿放入到螺旋分级机内进行分级筛分，将小于0.18mm粒度的矿物溢流进入沉淀池沉淀浓缩，将大于0.18mm粒度的矿物放入棒磨机内研磨。本发明通过充分利用辉钼矿和辉铋矿物理性质的差异，在粗粒浮选工艺后，没法回收到的粗粒级含辉铋矿的尾矿采用摇床继续回收，同时，对适合浮选入选粒度的辉钼矿和辉铋矿进行间断浮选作业，可精细化控制每一作业的刮出泡沫量和浮选时间，灵活调节浮选药剂用量，能收尽收，能丢多丢，减少钼精矿中含铋和铋精矿含钼，提高回收率和资源利用率。
Description
技术领域
本发明涉及选矿技术领域，具体涉及多金属硫化矿回收选矿方法。
背景技术
针对通过枱浮选出的还需继续处理的含黑钨矿、辉钼矿、辉铋矿的硫化矿，需要对其处理，对其黑钨矿、辉钼矿、辉铋矿进行回收，现有的回收辉钼矿和辉铋矿的选矿技术大多是辉钼矿和辉铋矿同时通过球磨机或棒磨机磨到指定磨矿细度，再通过浮选进行辉钼矿和辉铋矿的分离。
但是，由于辉钼矿摩氏硬度为1-1.5，极易过磨而泥化，从而没法回收；而辉铋矿比重为6.8g/cm3，属于重比重矿物，粒度粗的辉铋矿通过浮选也不能回收，因此，现有的回收选矿技术没有充分利用辉钼矿和辉铋矿物理性质的差异，使回收率和资源利用率较低，造成资源浪费。
因此，发明多金属硫化矿回收选矿方法来解决上述问题很有必要。
发明内容
本发明的目的是提供多金属硫化矿回收选矿方法，以解决由于辉钼矿摩氏硬度为1-1.5，极易过磨而泥化，从而没法回收；而辉铋矿比重为6.8g/cm3，属于重比重矿物，粒度粗的辉铋矿通过浮选也不能回收，因此，现有的回收选矿技术没有充分利用辉钼矿和辉铋矿物理性质的差异，使回收率和资源利用率较低，造成资源浪费的问题。
为了实现上述目的，本发明提供如下技术方案：多金属硫化矿回收选矿方法，包括以下步骤：
S1、将含有辉铋矿和辉钼矿的硫化矿放入到螺旋分级机内进行分级筛分，将小于0.18mm粒度的矿物溢流进入沉淀池沉淀浓缩，将大于0.18mm粒度的矿物放入棒磨机内研磨；
S2、对棒磨机内研磨后的矿物进行筛分，将小于0.18mm粒度的矿物直接放入沉淀池内，将大于0.18mm粒度的矿物用粗粒浮选工艺回收粗粒级钼精矿，得到粗粒级钼精矿，尽早回收辉钼矿，减少辉钼矿过磨泥化，将粗粒浮选工艺回收之后剩下的矿物再次放入到螺旋分级机内分级处理；
S3、将沉淀池内沉淀浓缩的矿物放入2#搅拌桶内，进行二次选矿工艺选矿，分别得到粗粒级铋精矿、细粒级铋精矿和细粒级钼精矿；
采用上述步骤S1-S3的多金属硫化矿回收选矿方法在用粗粒浮选工艺对粗粒级钼精矿回收过程中还具体涉及到一种浅槽浮选机，包括:
浅槽体，浅槽体设置为圆台形，浅槽体底部直径小于顶部直径，浅槽体深度与顶部直径之比为0.5-0.6；
进气管，用来对浅槽体内部液体增加空气；
进料管，用来往浅槽体内部输入矿浆；
承接槽，用来承接溢流出上浮的矿化泡沫，固定连接在浅槽体外表面；
固定架，固定在承接槽顶部，设置在浅槽体顶部；
第一电机，固定在固定架顶部一侧；
搅拌杆，设置在浅槽体内部，搅拌杆与第一电机输出轴固定连接；
搅拌叶片，固定在搅拌杆底部；
刮泡结构，用来刮出上浮的矿化泡沫，刮泡结构包括固定环，固定环通过轴承转动连接在搅拌杆外表面，固定环外表面顶部固定连接有齿环，齿环一侧啮合连接有齿轮，齿轮顶部固定连接有连接杆，第一电机一侧设有第二电机，第二电机输出轴与连接杆固定连接，固定环外表面底部固定连接有刮板结构；
刮板结构包括第一刮板和第二刮板，第一刮板与固定环固定连接，第一刮板顶部向下倾斜设置，第二刮板固定连接在第一刮板底部一侧，第一刮板与第二刮板之间夹角为100-130度，第二刮板远离固定环一侧与浅槽体内壁相匹配。
优选的，所述二次选矿工艺包括将2#搅拌桶内浓缩的矿物进行钼、铋混合浮选，钼、铋混合浮选进行一次扫选，两次精选。
优选的，所述二次选矿工艺还包括将钼、铋混合浮选扫选后的尾矿进入摇床进行一次粗选，一次扫选，其摇床扫选中矿用小砂泵扬回粗选摇床，并丢弃尾矿，粗选摇床和扫选摇床精矿为黑钨矿和辉铋矿的混合精矿，将混合精矿烘干后，再进入干式强磁选分选，利用黑钨矿具有弱磁性，而辉铋矿不具有磁性的物理性质差异，进行一次强磁选粗选和一次强磁选扫选后，得到黑钨精矿和粗粒级铋精矿。
优选的，所述二次选矿工艺还包括将钼、铋混合浮选的精矿泡沫经两次精选后放到3#搅拌桶内，经5次钼精选，中矿顺序返回上一作业，3次钼扫选，中矿也顺序返回上一作业，细粒级辉钼矿沾附在浮选泡沫上，随着浮选刮板转动，刮入泡沫槽内得到细粒级钼精矿，而细粒级辉铋矿沉在浮选槽底，随着浮选机尾矿闸门的打开得以回收到细粒级铋精矿。
优选的，所述硫化矿放入到螺旋分级机内进行筛分之前，加入选矿药剂，之后放入1#搅拌桶内，再加入硫化钠水溶液，进行搅拌脱药。
优选的，所述粗粒浮选工艺中浮选浓度为40-55％。
优选的，所述粗粒浮选工艺中在浮选机内加入煤油和2#油。
优选的，所述在进行钼、铋混合浮选之前，在2#搅拌桶内加入黄药、乙硫氮、煤油和2#油，并充分搅拌、混合。
优选的，所述在钼精选之前，在3#搅拌桶内加入硫化钠、煤油和2#油。
在上述技术方案中，本发明提供的技术效果和优点：
1、粒度小于2.7mm的含钼铋钨等硫化矿先进入螺旋分级机分级后，细粒级矿物进入沉淀池浓缩，再进入浮选机进行钼铋浮选，可减少全部进行棒磨机磨细后造成的过粉碎；
2、因辉钼矿具有油滑性，也就是说具有天然疏水性，可浮性特别好，加入煤油和2#油后，可实现超大粗粒辉钼矿上浮，浮选粒度的上限可突破0.2mm，这样可减少因辉钼矿摩氏硬度只有1-1.5，矿石极软，极易过磨，最大限度减少因磨矿造成的过度泥化，实现早收多收；
3、钼铋混浮后，因是间断作业浮选，每一作业相邻两台浮选搅拌叶轮的管道上安装了密闭性很好的长柄闸阀，待某一作业浮选结束后，可放空浮选槽内的全部矿浆，避免对下一次作业的干扰，同时防止相邻作业的矿浆串连，浮选药剂串通，可灵活、准确，添加浮选药剂和刮出泡沫量，对上浮的目的矿物，能浮尽浮，对非上浮矿物能丢、早丢、多丢，因给矿量是间断的，对粗选、扫选、精选每一作业可根据实际情况，延长或缩短浮选时间，所以能减少钼精矿中含铋，及铋精矿含钼，减少矿物间互含损失，比连续浮选作业钼、铋回收率高，同时，因其浮选尾矿中有一部已单体解离的辉铋矿因粒度大于0.2mm，而浮选的回收粒度范围一般为+0.01mm～-0.2mm，粒度过大没法上浮，因摇床的回收粒度范围一般为+0.02mm～-2mm，辉铋矿比重为6.8g/cm3与黑钨矿比重接近，易与其它比重较轻的矿物分离，可通过摇床一并回收为黑钨矿和辉铋矿的混合精矿，烘干后，利用黑钨矿具有弱磁性，而辉铋矿没有磁性的特点进行强磁选分离，辉钼矿的浮选是超粗粒辉钼矿采用浅槽浮选机的粗粒浮选工艺，而细粒浮选采用普通浮选机浮选的浮选工艺流程；辉铋矿的回收是细粒级用浮选回收，粗粒级用摇床回收，浮选和重选相结合，最终技术效果是早收多收，实现资源的充分利用；
4、通过设有浅槽体，且浅槽体深度与顶部直径之比为0.5-0.6，缩短矿化气泡上浮的路程，减少矿粒从气泡上脱落，通过设有承接槽，便于对溢流出上浮的矿化泡沫收集，通过设有第一刮板和第二刮板，且第一刮板和第二刮板均围绕浅槽体轴线转动，能够迅速且平稳的刮走上浮的矿化泡沫，及时刮出上浮的矿化泡沫，减少矿粒重新脱落，提高粗粒级钼精矿浮选效率。
5、本方法充分利用辉钼矿和辉铋矿物理性质的差异，根据选矿理论能收早收的原理，因辉钼矿硬度低，易过粉碎，加上辉钼矿天然疏水强，可浮性特别好，超大颗粒的辉钼矿也能沾附在浮选泡沫上上浮的特点，辉钼矿单体解离后，尽早回收，否则过磨泥化后，难以回收，提高辉钼矿回收率，且能提前回收；根据重力选矿原理：是利用被分选矿物颗粒间相对密度、粒度、形状的差异及其在介质中运动速率和方向的不同，使之彼此分离的选矿方法；而辉铋矿比重为6.8g/cm3，属于重比重矿物，易与其它轻比重矿物分离，因此在粗粒浮选工艺后没法回收到的粗粒级含辉铋矿的尾矿采用摇床继续回收，同时，对适合浮选入选粒度的辉钼矿和辉铋矿进行间断浮选作业，可精细化控制每一作业的刮出泡沫量和浮选时间，灵活调节浮选药剂用量，能收尽收，能丢多丢，减少钼精矿中含铋和铋精矿含钼，提高回收率和资源利用率。
附图说明
为了更清楚地说明本申请实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例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中记载的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，还可以根据这些附图获得其他的附图。
图1为本发明提供的多金属硫化矿回收选矿方法的流程图。
图2为本发明浅槽浮选机立体图；
图3为本发明浅槽体与固定架连接结构示意图；
图4为本发明第一电机与搅拌杆连接结构示意图；
图5为本发明第一刮板与第二刮板连接结构示意图。
附图标记说明：
1、浅槽体；2、进气管；3、进料管；4、承接槽；5、固定架；6、第一电机；7、搅拌杆；8、搅拌叶片；9、固定环；10、齿环；11、齿轮；12、连接杆；13、第二电机；14、第一刮板；15、第二刮板。
具体实施方式
为了使本领域的技术人员更好地理解本发明的技术方案，下面将结合附图对本发明作进一步的详细介绍。
本发明提供了如图1-5所示的多金属硫化矿回收选矿方法，包括以下步骤：
S1、将含有辉铋矿和辉钼矿的硫化矿放入到螺旋分级机内进行筛分之前，加入选矿药剂，之后放入1#搅拌桶内，再加入硫化钠水溶液，进行搅拌脱药，将硫化矿放入到螺旋分级机内进行分级筛分，将小于0.18mm粒度的矿物溢流进入沉淀池沉淀浓缩，将大于0.18mm粒度的矿物放入棒磨机内研磨；具体是把含有选矿药剂的上述混合矿物，放入搅拌桶后加入适量硫化钠水溶液进行一段时间的搅拌脱药后，再放入螺旋分级机内分级，溢流进入沉淀池沉淀浓缩，其粗粒矿物随着螺旋分级叶片的转动向上输送进入棒磨机内磨细；
S2、对棒磨机内研磨后的矿物用圆筒筛进行筛分，将小于0.18mm粒度的矿物直接放入沉淀池内，将大于0.18mm粒度的矿物用粗粒浮选工艺回收粗粒级钼精矿，得到粗粒级钼精矿，尽早回收辉钼矿，减少辉钼矿过磨泥化，将粗粒浮选工艺回收之后剩下的矿物再次放入到螺旋分级机内分级处理；棒磨机排料口端盖上安装有一个筛孔为0.18mm的圆筒筛，随着圆筒筛转动，+0.18mm以上矿物进入浅槽浮选机内，随着浮选机刮板的转动而落入泡沫槽内，从而回收到粒度+0.18mm的粗粒级钼精矿，其浮选尾矿通过小砂泵扬送到螺旋分级机内；
S3、将沉淀池内沉淀浓缩的矿物放入2#搅拌桶内，进行进行二次选矿工艺选矿，分别得到粗粒级铋精矿、细粒级铋精矿和细粒级钼精矿；
采用上述步骤S1-S3的多金属硫化矿回收选矿方法在用粗粒浮选工艺对粗粒级钼精矿回收过程中还具体涉及到一种浅槽浮选机，包括:
浅槽体1，所述浅槽体1设置为圆台形，所述浅槽体1底部直径小于顶部直径，所述浅槽体1深度与顶部直径之比为0.5-0.6，通过设有浅槽体1，且浅槽体1深度与顶部直径之比为0.5-0.6，缩短矿化气泡上浮的路程，减少矿粒从气泡上脱落；进气管2，用来对浅槽体1内部液体增加空气；进料管3，用来往浅槽体1内部输入矿浆；承接槽4，用来承接溢流出上浮的矿化泡沫，固定连接在浅槽体1外表面，通过设有承接槽4，便于对溢流出上浮的矿化泡沫收集；固定架5，固定在承接槽4顶部，设置在浅槽体1顶部；第一电机6，固定在固定架5顶部一侧；搅拌杆7，设置在浅槽体1内部，所述搅拌杆7与第一电机6输出轴固定连接；搅拌叶片8，固定在搅拌杆7底部；刮泡结构，用来刮出上浮的矿化泡沫，所述刮泡结构包括固定环9，所述固定环9通过轴承转动连接在搅拌杆7外表面，所述固定环9外表面顶部固定连接有齿环10，所述齿环10一侧啮合连接有齿轮11，所述齿轮11顶部固定连接有连接杆12，所述第一电机6一侧设有第二电机13，所述第二电机13输出轴与连接杆12固定连接，所述固定环9外表面底部固定连接有刮板结构；
所述刮板结构包括第一刮板14和第二刮板15，所述第一刮板14与固定环9固定连接，所述第一刮板14顶部向下倾斜设置，所述第二刮板15固定连接在第一刮板14底部一侧，所述第一刮板14与第二刮板15之间夹角为100-130度，所述第二刮板15远离固定环9一侧与浅槽体1内壁相匹配，通过设有第一刮板14和第二刮板15，且第一刮板14和第二刮板15均围绕浅槽体1轴线转动，能够迅速且平稳的刮走上浮的矿化泡沫，及时刮出上浮的矿化泡沫，减少矿粒重新脱落，提高浮选效率。
进一步的，二次选矿工艺包括将2#搅拌桶内浓缩的矿物进行钼、铋混合浮选，钼、铋混合浮选进行一次扫选，两次精选。
进一步的，二次选矿工艺还包括将钼、铋混合浮选扫选后的尾矿进入摇床进行一次粗选，一次扫选，其摇床扫选中矿用小砂泵扬回粗选摇床，并丢弃尾矿，粗选摇床和扫选摇床精矿为黑钨矿和辉铋矿的混合精矿，将混合精矿烘干后，再进入干式强磁选分选，利用黑钨矿具有弱磁性，而辉铋矿不具有磁性的物理性质差异，进行一次强磁选粗选和一次强磁选扫选后，得到黑钨精矿和粗粒级铋精矿。
进一步的，二次选矿工艺还包括将钼、铋混合浮选的精矿泡沫经两次精选后放到3#搅拌桶内，经5次钼精选，中矿顺序返回上一作业，3次钼扫选，中矿也顺序返回上一作业，细粒级辉钼矿沾附在浮选泡沫上，随着浮选刮板转动，刮入泡沫槽内得到细粒级钼精矿，而细粒级辉铋矿沉在浮选槽底，随着浮选机尾矿闸门的打开得以回收到细粒级铋精矿。
粗粒浮选工艺中为了更好的分离效果，采用浅槽浮选机，缩短矿化气泡上浮的路程，减少矿粒从气泡上脱落，增加浮选机的充气量，生成较大的气泡和形成由大、小气泡聚集而成的“浮团”，这种“浮团”有较大的升浮力，可携带粗粒辉钼矿上浮，浮选浓度为40-55％，较普通浮选工艺提高15％浮选浓度，这样使已单体解离的辉钼矿更易悬浮在矿浆中，提高辉钼矿与气泡相接触的机会，提高粘附在泡沫的数量，并加入煤油和2#油，因煤油只对辉钼矿有捕收作用，对其它硫化矿没有捕收作用，辉钼矿会沾附在起泡剂2#油上；与此同时，辉铋矿、黄铁矿等杂质矿物因粒度较粗，超出了浮选粒度上限，无法上浮。不会混入钼精矿中，故不需要添加抑制剂，也能得到高品质了钼精矿，在进行钼、铋混合浮选之前，在2#搅拌桶内加入黄药、乙硫氮、煤油和2#油，并充分搅拌。
在钼精选之前，在3#搅拌桶内加入硫化钠、煤油和2#油，因硫化钠只会对辉铋矿起抑制作用，对辉钼矿不会起抑制作用，而煤油只对辉钼矿起捕收作用，对辉铋矿没有捕收作用，进行抑铋浮钼，使辉钼矿和辉铋矿分离，提高分离效果。
相邻浮选机搅拌叶轮的管道之间安装有长柄闸阀，浮选机包括浮选泡沫槽和浮选机搅拌总成，长柄闸阀呈L型，长柄闸阀的长杆伸出浮选槽机架外，通过旋转角度，方便闸阀的关、开，该闸阀比常用闸门闸阀密闭性强，防止上、下游作业矿浆串连，浮选药剂串用，从而影响浮选效果。
在使用时，对粒度小于2.7mm的枱浮硫化矿内含可回收的辉钼矿、辉铋矿、黑钨矿倒入型号为的1#搅拌桶内，加入硫化钠配成浓度为25％-35％矿浆，搅拌数分钟脱药后，再放入型号为/>螺旋分级机内分级，其溢流进入沉淀池浓缩，其沉砂随着螺旋分级叶片转动，进入型号为/>棒磨机内磨矿，排矿通过其排料口安装的筛孔为0.18mm圆筒筛分级，其筛上+0.18mm矿物通过2槽型号为XJK-0.35浮选机浮选，加入适量煤油和2#油得到粗粒级钼精矿；
其浮选尾矿用型号为1.5/1B-AH渣浆泵扬入型号为的螺旋分级机内，其圆筒筛筛下-0.18mm矿物和型号为/>的螺旋分级机溢流一并进入沉淀池浓缩，浓缩后，进入型号为/>的2#搅拌桶，在其桶内加入黄药、煤油、乙硫氮、2#油充分搅拌后，矿浆进入2槽型号为XJK-0.35的浮选机进行钼铋混合浮选，其尾矿通过2槽型号为XJK-0.35浮选机扫选一次，扫选槽中加入适量煤油、乙硫氮和2#油，其含辉钼矿、辉铋矿的浮选泡沫通过2槽型号为XJK-0.35浮选机精选二次每1次精选为1槽XJK-0.35浮选机，在精选Ⅰ和精选Ⅱ槽内加入适量亚硫酸钠和硫酸锌；
其钼铋混合浮选尾矿通过2台型号为6-S摇床粗选，摇床尾矿分别由2台6-S摇床扫选，扫选摇床中矿用1台型号为1.5/1B-AH渣浆泵扬入粗选摇床，并丢弃尾矿，其粗选摇床和扫选摇床回收的精矿是黑钨矿和辉铋矿混合精矿，其混合精矿通过烘干后，经1台型号为GP-8干式单盘强磁选机粗选和扫选，得到黑钨精矿和粗粒级铋精矿；
钼铋混合精矿泡沫进入型号为的3#搅拌桶内，在其桶内加入足量硫化钠，适量煤油和2#油浮钼抑铋，进行钼铋分离，含辉钼矿泡沫经5槽型号为XJK-0.35浮选机精选5次每1次精选为1槽XJK-0.35浮选机，在精选Ⅰ、精选Ⅲ和精选Ⅴ槽内补加适量硫化钠，中矿顺序返回上一作业，最终浮选泡沫产品为细粒级钼精矿，浮选尾矿经3槽型号为XJK-0.35浮选机扫选3次每1次扫选为1槽XJK-0.35浮选机，在第2次扫选槽内补加适当煤油和2#油，中矿顺序返回上一作业，浮选槽内沉淀产品为细粒级铋精矿。
以上只通过说明的方式描述了本发明的某些示范性实施例，毋庸置疑，对于本领域的普通技术人员，在不偏离本发明的精神和范围的情况下，可以用各种不同的方式对所描述的实施例进行修正。因此，上述附图和描述在本质上是说明性的，不应理解为对本发明权利要求保护范围的限制。
Claims (6)
1.多金属硫化矿回收选矿方法，其特征在于：包括以下步骤：
S1、将含有辉铋矿和辉钼矿的硫化矿放入到螺旋分级机内进行分级筛分，将小于0.18mm粒度的矿物溢流进入沉淀池沉淀浓缩，将大于0.18mm粒度的矿物放入棒磨机内研磨；
S2、对棒磨机内研磨后的矿物进行筛分，将小于0.18mm粒度的矿物直接放入沉淀池内，将大于0.18mm粒度的矿物用粗粒浮选工艺回收粗粒级钼精矿，得到粗粒级钼精矿，尽早回收辉钼矿，减少辉钼矿过磨泥化，将粗粒浮选工艺回收之后剩下的矿物再次放入到螺旋分级机内分级处理；
S3、将沉淀池内沉淀浓缩的矿物放入2#搅拌桶内，进行二次选矿工艺选矿，分别得到粗粒级铋精矿、细粒级铋精矿和细粒级钼精矿；
采用上述步骤S1-S3的多金属硫化矿回收选矿方法在用粗粒浮选工艺对粗粒级钼精矿回收过程中还具体涉及到一种浅槽浮选机，包括:
浅槽体，浅槽体设置为圆台形，浅槽体底部直径小于顶部直径，浅槽体深度与顶部直径之比为0.5-0.6；
进气管，用来对浅槽体内部液体增加空气；
进料管，用来往浅槽体内部输入矿浆；
承接槽，用来承接溢流出上浮的矿化泡沫，固定连接在浅槽体外表面；
固定架，固定在承接槽顶部，设置在浅槽体顶部；
第一电机，固定在固定架顶部一侧；
搅拌杆，设置在浅槽体内部，搅拌杆与第一电机输出轴固定连接；
搅拌叶片，固定在搅拌杆底部；
刮泡结构，用来刮出上浮的矿化泡沫，刮泡结构包括固定环，固定环通过轴承转动连接在搅拌杆外表面，固定环外表面顶部固定连接有齿环，齿环一侧啮合连接有齿轮，齿轮顶部固定连接有连接杆，第一电机一侧设有第二电机，第二电机输出轴与连接杆固定连接，固定环外表面底部固定连接有刮板结构；
刮板结构包括第一刮板和第二刮板，第一刮板与固定环固定连接，第一刮板顶部向下倾斜设置，第二刮板固定连接在第一刮板底部一侧，第一刮板与第二刮板之间夹角为100-130度，第二刮板远离固定环一侧与浅槽体内壁相匹配；
所述二次选矿工艺包括将2#搅拌桶内浓缩的矿物进行钼、铋混合浮选，钼、铋混合浮选进行一次扫选，两次精选；
所述二次选矿工艺还包括将钼、铋混合浮选扫选后的尾矿进入摇床进行一次粗选，一次扫选，其摇床扫选中矿用小砂泵扬回粗选摇床，并丢弃尾矿，粗选摇床和扫选摇床精矿为黑钨矿和辉铋矿的混合精矿，将混合精矿烘干后，再进入干式强磁选分选，利用黑钨矿具有弱磁性，而辉铋矿不具有磁性的物理性质差异，进行一次强磁选粗选和一次强磁选扫选后，得到黑钨精矿和粗粒级铋精矿；
所述二次选矿工艺还包括将钼、铋混合浮选的精矿泡沫经两次精选后放到3#搅拌桶内，经5次钼精选，中矿顺序返回上一作业，3次钼扫选，中矿也顺序返回上一作业，细粒级辉钼矿沾附在浮选泡沫上，随着浮选刮板转动，刮入泡沫槽内得到细粒级钼精矿，而细粒级辉铋矿沉在浮选槽底，随着浮选机尾矿闸门的打开得以回收到细粒级铋精矿。
2.根据权利要求1所述的多金属硫化矿回收选矿方法，其特征在于：所述硫化矿放入到螺旋分级机内进行筛分之前，加入选矿药剂，之后放入1#搅拌桶内，再加入硫化钠水溶液，进行搅拌脱药。
3.根据权利要求1所述的多金属硫化矿回收选矿方法，其特征在于：所述粗粒浮选工艺中浮选浓度为40-55%。
4.根据权利要求3所述的多金属硫化矿回收选矿方法，其特征在于：所述粗粒浮选工艺中在浮选机内加入煤油和2#油。
5.根据权利要求1所述的多金属硫化矿回收选矿方法，其特征在于：所述在进行钼、铋混合浮选之前，在2#搅拌桶内加入黄药、乙硫氮、煤油和2#油，并充分搅拌。
6.根据权利要求1所述的多金属硫化矿回收选矿方法，其特征在于：所述在钼精选之前，在3#搅拌桶内加入硫化钠、煤油和2#油。
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