CN117324114A - 一种低品位复杂嵌布难处理铜铅锌硫化矿选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种低品位复杂嵌布难处理铜铅锌硫化矿选矿方法，将原矿经碎磨后，进行浮选获得部分合格铜精矿和硫化铜快速浮选尾矿；硫化铜快速浮选尾矿经再磨后进行一次铜铅连生体浮选，获得铜铅混合粗选精矿和尾矿；铜铅混合粗精矿精选后得铜铅混合精矿，铜铅混合精矿分级，沉砂返回磨机再磨，溢流经活性炭脱药后进行铜铅分离粗选，得到的精尾矿分别经精选和扫选分别获得铜精矿和铅精矿；铜铅连生体混合粗选尾矿扫选后得到的铜铅混合浮选尾矿进行铅锌混合浮选，获得铅锌混合浮选粗精矿和铅锌混合浮选粗选尾矿；铅锌混合粗选精矿精选后得到铅锌混合精矿，粗选尾矿扫选后得到最终尾矿；铅锌混合精矿经矿石表面改性并浮选锌，得到铅精矿和锌精矿。
Description
技术领域
本发明涉及一种低品位复杂嵌布难处理铜铅锌硫化矿选矿新方法，属于矿物加工技术领域。
背景技术
中国的铜铅锌多金属硫化矿矿石性质复杂，尤其是对于低品位复杂嵌布的铜铅锌多金属硫化矿的高效选别依然面临多重困难。铜铅锌硫化矿具有较为相近的天然可浮性，此外不同金属硫化物之间会存在致密共生、复杂嵌布和嵌布粒度较细的情况，对于低品位复杂嵌布铜铅锌多金属硫化矿很难在产生较少过磨和泥化的前提下实现矿石的单体解离，这些都导致铜铅锌多金属硫化矿的浮选分离困难，一方面金属的浮选回收率低，金属互含严重。
此外，矿浆中的难免离子如游离的铜离子、铅离子对闪锌矿的活化作用，也会增加导致铜铅锌多金属硫化矿浮选分离的难度。我国部分铜铅锌多金属矿在浮选时，矿浆中存在细泥罩盖、有机碳、难选铅锌细泥等情况，从而增加浮选药剂的量耗，影响精矿浮选指标。
综上所述，多金属硫化矿复杂的嵌布状态及其相似的表面物理化学性质都会对浮选指标产生影响，尤其是对于复杂嵌布的铜铅锌多金属硫化矿其浮选分离的难度进一步增大，该类矿石的高效浮选分离依然面临挑战，进一步研究新型选别工艺及新药剂，对提高复杂铜铅锌多金属硫化矿的浮选指标具有重要的意义。
发明内容
针对上述现有技术存在的问题及不足，本发明提供一种低品位复杂嵌布难处理铜铅锌硫化矿选矿新方法。该方法具有较高的金属回收率和较高的分选效率，尤其适用于低品位复杂嵌布难处理铜铅锌硫化矿的选别加工。
本发明将原矿经过破碎磨矿至较粗的粒度，该破碎磨矿粒度以矿石中部分单体解离度较好的硫化铜矿的解离为宜，破碎磨矿后的产品进行一次快速浮选获得部分合格铜精矿和硫化铜快速浮选尾矿；硫化铜快速浮选尾矿经过由水力旋流器和磨机组成的闭路磨矿分级系统再磨后进行一次铜铅连生体的浮选获得铜铅混合粗选精矿和铜铅混合粗选尾矿；铜铅混合粗精矿经过两次精选后得到铜铅混合精矿，铜铅混合精矿经过水力旋流器分级，沉砂返回磨机再磨，溢流经过活性炭脱药后进行铜铅分离粗选，铜铅分离得到的精尾矿分别经过两次精选和两次扫选分别获得铜精矿和铅精矿；铜铅连生体混合粗选尾矿经两次扫选后得到的铜铅混合浮选尾矿进行铅锌混合浮选获得铅锌混合浮选粗精矿和铅锌混合浮选粗选尾矿；铅锌混合粗选精矿经过两次精选得到铅锌混合精矿，铅锌混合浮选粗选尾矿经过两次扫选得到最终尾矿；铅锌混合精矿经过矿石表面改性选择性弱化硫化铅的疏水性并进一步浮选锌实现铅锌的高效分离得到铅精矿和锌精矿。
本发明的技术方案如下：
该低品位复杂嵌布难处理铜铅锌硫化矿选矿方法，其具体步骤如下：
（1）复杂嵌布难处理铜铅锌硫化矿经过破碎磨矿至-0.074mm占50%~80%，调浆至矿浆浓度为25~45wt%，按每吨矿石计，向矿浆中添加10~50g硫化矿捕收剂和5~20g松油醇作起泡剂，在较低的药剂消耗的条件下进行一次单体解离度较好的硫化铜矿的快速浮选回收，获得部分合格的铜精矿产品和硫化铜快速浮选尾矿；
（2）将步骤（1）得到的硫化铜快速浮选尾矿通过分级，得到沉砂和溢流，沉砂通过磨机再磨，经过该闭路磨矿是溢流的矿石细度至-0.074mm占比70%~85%，溢流调浆至矿浆浓度为25wt%~45wt%，按每吨矿石计，先通过添加石灰调节矿浆pH值，石灰的添加量为1000~1800g；然后向矿浆中加入500 ~1000g硫酸锌作为抑制剂，添加50~100g硫化矿捕收剂和5~20g松油醇作起泡剂，进行铜铅连生体的混合浮选，得到铜铅连生体混合浮选粗精矿和粗尾矿；
（3）将步骤（2）得到的铜铅连生体混合浮选粗精矿调浆至矿浆浓度为15wt%~35wt%，进行空白精选，精选次数为1~3次，每次精选尾矿顺序返回上一级浮选，形成闭路循环，获得铜铅混合精矿；
（4）将步骤（2）得到的铜铅连生体混合浮选粗尾矿调浆至矿浆浓度为15wt%~45wt%，按每吨矿石计，药剂种类与步骤（2）粗选相同，用量减半，进行扫选，扫选次数为1~3次，每次扫选精矿顺序返回上一级浮选，形成闭路循环，获得铜铅连生体混合浮选尾矿；
（5）将步骤（3）得到的铜铅连生体混合浮选精矿经过分级，沉砂再磨，经过该闭路磨矿后使矿石细度达到-0.074mm占比80%~90%；
（6）将步骤（5）得到的溢流添加活性炭进行脱药，以每吨铜铅混合精矿计添加10~30kg活性炭进行脱药，脱药后向矿浆中添加200~400g石灰调节矿浆pH，添加500~1000g水玻璃作为抑制剂，添加10~30g硫化矿捕收剂和5~20g松油醇作起泡剂，进行选择性浮选铜获得铜粗精矿和铅粗精矿；
（7）将步骤（6）得到的铜粗精矿调浆至矿浆浓度为15wt%~35wt%，进行空白精选，精选次数为1~3次，每次精选尾矿顺序返回上一级浮选，获得铜精矿；
（8）将步骤（6）得到的铅粗精矿调浆至矿浆浓度为15wt%~45wt%，按每吨矿石计，药剂种类与步骤（6）粗选相同，用量减半，进行扫选，扫选次数为1~3次，每次扫选精矿顺序返回上一级浮选，获得铅精矿；
（9）将步骤（4）得到的铜铅连生体混合浮选尾矿调浆至矿浆浓度为25wt%~45wt%，按每吨矿石计，添加600~1200g石灰做调整剂调整矿浆pH至碱性，添加100~500g硫酸铜作为活化剂，添加10~50g硫化矿捕收剂和5~20g松油醇作起泡剂，进行铅锌的混合浮选，得到铅锌混合浮选粗精矿和粗尾矿；
（10）将步骤（9）得到的铅锌混合浮选粗精矿调浆至矿浆浓度为15wt%~35wt%，进行空白精选，精选次数为1~3次，每次精选尾矿顺序返回上一级浮选，获得铅锌混合精矿；
（11）将步骤（9）得到的铅锌混合浮选粗尾矿调浆至矿浆浓度为15wt%~45wt%，按每吨矿石计，药剂种类与步骤（9）粗选相同，用量减半，进行扫选，扫选次数为1~3次，每次扫选精矿顺序返回上一级浮选，获得最终尾矿；
（12）将步骤（10）得到的铅锌混合浮选精矿调浆至20%~50%，添加硫酸溶液进行选择性降低硫化铅表面的疏水性，然后添加添加10~50g硫化矿捕收剂和5~20g松油醇作起泡剂选择性浮选锌，分别得到锌精矿和铅精矿。
步骤（1）、步骤（2）、步骤（6）和步骤（9）中的硫化矿捕收剂为丁铵黑药或黄药或任意比的二者的组合物。
步骤（2）和步骤（5）中的分级采用水力旋流器或筛子或螺旋分级机。
本发明的有益效果是：
（1）本发明复杂嵌布难处理铜铅锌硫化矿经过破碎磨矿后通过快速浮选预先回收部分单体解离度的硫化铜矿，该部分硫化矿铜的可浮性较好，可以在较低的药剂消耗的条件下得到很好的回收，有利于降低生产成本；根据矿物加工中“能收早收”的原则也避免在后续的磨矿中该部分单体接力的矿石发生过磨，保证较高的金属回收率的同时有利于减少后续矿石入磨量和减小药剂消耗。
（2）本发明在浮选回收铜铅连生体的过程中，通过抑制硫化锌矿浮选回收铜铅连生体，有利于增加选别效率，硫化铜、硫化铅和硫化锌的天然可浮性依次降低，通过抑锌浮铜的思路有利于增加选别效率。
（3）本发明在铅锌混合矿精矿的浮选分离中采用硫酸选择性降低硫化铅的天然可浮性，以此实现在不添加抑制剂的前提下实现铅锌混合矿的高效浮选分离有利于降低药剂成本。
附图说明
图1是本发明工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施方式，对本发明作进一步说明。
实施例1
如图1所示，本实施例中铜铅锌多金属硫化矿来源于云南某矿山，原矿中铜0.51%、铅 2.21%、锌 2.35%，按照本发明的方法进行处理，具体步骤如下：
（1）将本复杂嵌布难处理铜铅锌硫化矿经过破碎磨矿至-0.074mm占65%，调浆至矿浆浓度为35wt%，按每吨矿石计，向矿浆中添加10g丁铵黑药作捕收剂和10g松油醇作起泡剂，在较低的药剂消耗的条件下进行一次单体解离度较好的硫化铜矿的快速浮选回收，获得部分合格的铜精矿产品和硫化铜快速浮选尾矿；
（2）将步骤（1）得到的硫化铜快速浮选尾矿通过水力旋流器分级，得到沉砂和溢流，旋流器沉砂通过磨机再磨，经过该闭路磨矿是溢流的矿石细度至-0.074mm占比80%，旋流器溢流调浆至矿浆浓度为35wt%，按每吨矿石计，先通过添加石灰调节矿浆pH值，石灰的添加量为1000g；然后向矿浆中加入800g硫酸锌作为抑制剂，添加50g丁铵黑药作捕收剂和20g松油醇作起泡剂，进行铜铅连生体的混合浮选，得到铜铅连生体混合浮选粗精矿和粗尾矿；
（3）将步骤（2）得到的铜铅连生体混合浮选粗精矿调浆至矿浆浓度为35wt%，进行空白精选，精选3次，每次精选尾矿顺序返回上一级浮选，形成闭路循环，获得铜铅混合精矿；
（4）将步骤（2）得到的铜铅连生体混合浮选粗尾矿调浆至矿浆浓度为30wt%，按每吨矿石计，药剂种类与步骤（2）粗选相同，用量减半，进行扫选，扫选3次，每次扫选精矿顺序返回上一级浮选，形成闭路循环，获得铜铅连生体混合浮选尾矿；
（5）将步骤（3）得到的铜铅连生体混合浮选精矿经过水力旋流器分级，沉砂再磨后返回分级作业，经过该闭路磨矿后使矿石细度达到-0.074mm占比80%；
（6）将步骤（5）得到的旋流器溢流添加活性炭进行脱药，以每吨铜铅混合精矿计添加10kg活性炭进行脱药，脱药后向矿浆中添加400g石灰调节矿浆pH，添加500g水玻璃作为抑制剂，添加10g丁铵黑药作捕收剂和10g松油醇作起泡剂，进行选择性浮选铜获得铜粗精矿和铅粗精矿；
（7）将步骤（6）得到的铜粗精矿调浆至矿浆浓度为35wt%，进行空白精选，精选3次，精选尾矿顺序返回上一级浮选，获得铜精矿；
（8）将步骤（6）得到的铅粗精矿调浆至矿浆浓度为30wt%，按每吨矿石计，药剂种类与步骤（6）粗选相同，用量减半，进行扫选，扫选3次，每次扫选精矿顺序返回上一级浮选，获得铅精矿；
（9）将步骤（4）得到的铜铅连生体混合浮选尾矿调浆至矿浆浓度为30wt%，按每吨矿石计，添加600g石灰做调整剂调整矿浆pH至碱性，添加100g硫酸铜作为活化剂，添加20g丁铵黑药作捕收剂和10g松油醇作起泡剂，进行铅锌的混合浮选，得到铅锌混合浮选粗精矿和粗尾矿；
（10）将步骤（9）得到的铅锌混合浮选粗精矿调浆至矿浆浓度为35wt%，进行空白精选，精选3次，精选尾矿顺序返回上一级浮选，获得铅锌混合精矿；
（11）将步骤（9）得到的铅锌混合浮选粗尾矿调浆至矿浆浓度为30wt%，按每吨矿石计，药剂种类与步骤（9）粗选相同，用量减半，进行扫选，扫选3次，扫选精矿顺序返回上一级浮选，获得最终尾矿；
（12）将步骤（10）得到的铅锌混合浮选精矿调浆至35%，添加硫酸溶液进行选择性降低硫化铅表面的疏水性，然后添加10g丁铵黑药作捕收剂和5g松油醇作起泡剂选择性浮选锌，分别得到锌精矿和铅精矿。
最终获得的铜精矿含铜 20.98%、铅 2.01%、锌 2.32%，铜回收率73.72%；铅精矿含铅 47.13%、铜 0.52%、锌 5.71%，铅回收率80.32%；锌精矿含锌 45.81%、铜 0.37%、铅4.61%，锌回收率81.02%。
实施例2
本实施例中铜铅锌多金属硫化矿来源于云南某矿山，原矿中铜0.33%、铅 3.27%、锌 5.32%，按照本发明方法处理，其具体步骤如下：
（1）该复杂嵌布难处理铜铅锌硫化矿经过破碎磨矿至-0.074mm占80%，调浆至矿浆浓度为45wt%，按每吨矿石计，向矿浆中添加20g黄药作捕收剂和20g松油醇作起泡剂，在较低的药剂消耗的条件下进行一次单体解离度较好的硫化铜矿的快速浮选回收，获得部分合格的铜精矿产品和硫化铜快速浮选尾矿；
（2）将步骤（1）得到的硫化铜快速浮选尾矿通过筛子分级，得到沉砂和溢流，沉砂通过磨机再磨，经过该闭路磨矿是溢流的矿石细度至-0.074mm占比85%，溢流调浆至矿浆浓度为45wt%，按每吨矿石计，先通过添加石灰调节矿浆pH值，石灰的添加量为1200g；然后向矿浆中加入1000g硫酸锌作为抑制剂，添加70g黄药作捕收剂和5g松油醇作起泡剂，进行铜铅连生体的混合浮选，得到铜铅连生体混合浮选粗精矿和粗尾矿；
（3）将步骤（2）得到的铜铅连生体混合浮选粗精矿调浆至矿浆浓度为30wt%，进行空白精选，精选2次，精选尾矿顺序返回上一级浮选，获得铜铅混合精矿；
（4）将步骤（2）得到的铜铅连生体混合浮选粗尾矿调浆至矿浆浓度为45wt%，按每吨矿石计，药剂种类与步骤（2）粗选相同，用量减半，进行扫选，扫选2次，扫选精矿顺序返回上一级浮选，获得铜铅连生体混合浮选尾矿；
（5）将步骤（3）得到的铜铅连生体混合浮选精矿经过筛子分级，沉砂再磨，经过该闭路磨矿后使矿石细度达到-0.074mm占比85%；
（6）将步骤（5）得到的溢流添加活性炭进行脱药，以每吨铜铅混合精矿计添加20kg活性炭进行脱药，脱药后向矿浆中添加300g石灰调节矿浆pH，添加600g水玻璃作为抑制剂，添加20g黄药作捕收剂和20g松油醇作起泡剂，进行选择性浮选铜获得铜粗精矿和铅粗精矿；
（7）将步骤（6）得到的铜粗精矿调浆至矿浆浓度为30wt%，进行空白精选，精选2次，精选尾矿顺序返回上一级浮选，获得铜精矿；
（8）将步骤（6）得到的铅粗精矿调浆至矿浆浓度为45wt%，按每吨矿石计，药剂种类与步骤（6）粗选相同，用量减半，进行扫选，扫选2次，扫选精矿顺序返回上一级浮选，获得铅精矿；
（9）将步骤（4）得到的铜铅连生体混合浮选尾矿调浆至矿浆浓度为45wt%，按每吨矿石计，添加1000g石灰做调整剂调整矿浆pH至碱性，添加150g硫酸铜作为活化剂，添加10g黄药作捕收剂和20g松油醇作起泡剂，进行铅锌的混合浮选，得到铅锌混合浮选粗精矿和粗尾矿；
（10）将步骤（9）得到的铅锌混合浮选粗精矿调浆至矿浆浓度为30wt%，进行空白精选，精选23次，精选尾矿顺序返回上一级浮选，获得铅锌混合精矿；
（11）将步骤（9）得到的铅锌混合浮选粗尾矿调浆至矿浆浓度为45wt%，按每吨矿石计，药剂种类与步骤（9）粗选相同，用量减半，进行扫选，扫选2次，扫选精矿顺序返回上一级浮选，获得最终尾矿；
（12）将步骤（10）得到的铅锌混合浮选精矿调浆至50%，添加硫酸溶液进行选择性降低硫化铅表面的疏水性，然后添加20g黄药作捕收剂和10g松油醇作起泡剂选择性浮选锌，分别得到锌精矿和铅精矿。
最终获得的铜精矿含铜 21.73%、铅 3.13%、锌4.25%，铜回收率75.97%；铅精矿含铅 46.78%、铜 0.37%、锌 6.23%，铅回收率82.47%；锌精矿含锌 43.81%、铜 0.51%、铅6.18%，锌回收率80.47%。
实施例3：本实施例中铜铅锌多金属硫化矿来源于四川某矿山，原矿中铜0.50%、铅3.99%、锌 4.78%，
（1）本复杂嵌布难处理铜铅锌硫化矿经过破碎磨矿至-0.074mm占50%，调浆至矿浆浓度为25wt%，按每吨矿石计，向矿浆中添加50g丁铵黑药与黄药的组合捕收剂（1:1）和5g松油醇作起泡剂，在较低的药剂消耗的条件下进行一次单体解离度较好的硫化铜矿的快速浮选回收，获得部分合格的铜精矿产品和硫化铜快速浮选尾矿；
（2）将步骤（1）得到的硫化铜快速浮选尾矿通过螺旋分级机分级，得到分级机沉砂和溢流，分级机沉砂通过磨机再磨，经过该闭路磨矿是溢流的矿石细度至-0.074mm占比70%，分级机溢流调浆至矿浆浓度为25wt%，按每吨矿石计，先通过添加石灰调节矿浆pH值，石灰的添加量为1800g；然后向矿浆中加入500g硫酸锌作为抑制剂，添加100g丁铵黑药与黄药的组合捕收剂（1:1）作捕收剂和10g松油醇作起泡剂，进行铜铅连生体的混合浮选，得到铜铅连生体混合浮选粗精矿和粗尾矿；
（3）将步骤（2）得到的铜铅连生体混合浮选粗精矿调浆至矿浆浓度为15wt%，进行空白精选，精选3次，精选尾矿顺序返回上一级浮选，获得铜铅混合精矿；
（4）将步骤（2）得到的铜铅连生体混合浮选粗尾矿调浆至矿浆浓度为15wt%，按每吨矿石计，药剂种类与步骤（2）粗选相同，用量减半，进行扫选，扫选3次，扫选精矿顺序返回上一级浮选，获得铜铅连生体混合浮选尾矿；
（5）将步骤（3）得到的铜铅连生体混合浮选精矿经过水力旋流器分级，沉砂再磨，经过该闭路磨矿后使矿石细度达到-0.074mm占比90%；
（6）将步骤（5）得到的旋流器溢流添加活性炭进行脱药，以每吨铜铅混合精矿计添加30kg活性炭进行脱药，脱药后向矿浆中添加200g石灰调节矿浆pH，添加1000g水玻璃作为抑制剂，添加30g丁铵黑药与黄药的组合捕收剂（1:1）和5g松油醇作起泡剂，进行选择性浮选铜获得铜粗精矿和铅粗精矿；
（7）将步骤（6）得到的铜粗精矿调浆至矿浆浓度为35wt%，进行空白精选，精选3次，精选尾矿顺序返回上一级浮选，获得铜精矿；
（8）将步骤（6）得到的铅粗精矿调浆至矿浆浓度为15wt%，按每吨矿石计，药剂种类与步骤（6）粗选相同，用量减半，进行扫选，扫选3次，扫选精矿顺序返回上一级浮选，获得铅精矿；
（9）将步骤（4）得到的铜铅连生体混合浮选尾矿调浆至矿浆浓度为25wt%，按每吨矿石计，添加800g石灰做调整剂调整矿浆pH至碱性，添加500g硫酸铜作为活化剂，添加50g丁铵黑药与黄药的组合捕收剂（1:1）和5g松油醇作起泡剂，进行铅锌的混合浮选，得到铅锌混合浮选粗精矿和粗尾矿；
（10）将步骤（9）得到的铅锌混合浮选粗精矿调浆至矿浆浓度为15wt%，进行空白精选，精选3次，精选尾矿顺序返回上一级浮选，获得铅锌混合精矿；
（11）将步骤（9）得到的铅锌混合浮选粗尾矿调浆至矿浆浓度为15wt%，按每吨矿石计，药剂种类与步骤（9）粗选相同，用量减半，进行扫选，扫选3次，扫选精矿顺序返回上一级浮选，获得最终尾矿；
（12）将步骤（10）得到的铅锌混合浮选精矿调浆至20%，添加硫酸溶液进行选择性降低硫化铅表面的疏水性，然后添加50g丁铵黑药与黄药的组合捕收剂（1:1）和20g松油醇作起泡剂选择性浮选锌，分别得到锌精矿和铅精矿。
最终获得的铜精矿含铜 21.11%、铅 1.98%、锌 3.43%，铜回收率78.62%；铅精矿含铅 45.71%、铜 0.30%、锌 5.79%，铅回收率85.09%；锌精矿含锌 44.76%、铜 0.25%、铅3.78%，锌回收率83.73%。
以上结合附图对本发明的具体实施方式作了详细说明，但是本发明并不限于上述实施方式，在本领域普通技术人员所具备的知识范围内，还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种变化。
Claims (3)
1.一种低品位复杂嵌布难处理铜铅锌硫化矿选矿方法，其特征在于，具体步骤如下：
（1）复杂嵌布难处理铜铅锌硫化矿经破碎后磨矿至-0.074mm占50%~80%，调浆至矿浆浓度为25~45wt%，按每吨矿石计，向矿浆中添加10~50g硫化矿捕收剂和5~20g松油醇作起泡剂，进行硫化铜矿的快速浮选回收，获得部分合格的铜精矿产品和硫化铜快速浮选尾矿；
（2）将步骤（1）得到的硫化铜快速浮选尾矿通过分级，得到沉砂和溢流，沉砂通过磨机再磨后返回分级作业，形成闭路循环，经过该闭路磨矿是溢流的矿石细度至-0.074mm占比70%~85%，溢流调浆至矿浆浓度为25~45wt%，按每吨矿石计，先通过添加石灰调节矿浆pH值，石灰的添加量为1000~1800g，然后向矿浆中加入500 ~1000g硫酸锌作为抑制剂，添加50~100g硫化矿捕收剂和5~20g松油醇作起泡剂，进行铜铅连生体的混合浮选，得到铜铅连生体混合浮选粗精矿和粗尾矿；
（3）将步骤（2）得到的铜铅连生体混合浮选粗精矿调浆至矿浆浓度为15~35wt%，进行空白精选，精选次数为1~3次，每次精选尾矿顺序返回上一级浮选，形成闭路循环，获得铜铅混合精矿；
（4）将步骤（2）得到的铜铅连生体混合浮选粗尾矿调浆至矿浆浓度为15~45wt%，按每吨矿石计，药剂种类与步骤（2）粗选相同，用量减半，进行扫选，扫选次数为1~3次，每次扫选精矿顺序返回上一级浮选，形成闭路循环，获得铜铅连生体混合浮选尾矿；
（5）将步骤（3）得到的铜铅混合精矿经过分级，并对沉砂再磨后返回分级作业，经过该闭路磨矿后使矿石细度达到-0.074mm占比80%~90%；
（6）将步骤（5）得到的溢流添加活性炭进行脱药，以每吨铜铅混合精矿计添加10~30kg活性炭进行脱药，脱药后向矿浆中添加200~400g石灰调节矿浆pH，添加500~1000g水玻璃作为抑制剂，添加10~30g硫化矿捕收剂和5~20g松油醇作起泡剂，进行选择性浮选铜获得铜粗精矿和铅粗精矿；
（7）将步骤（6）得到的铜粗精矿调浆至矿浆浓度为15~35wt%，进行空白精选，精选次数为1~3次，每次精选尾矿顺序返回上一级浮选，获得铜精矿；
（8）将步骤（6）得到的铅粗精矿调浆至矿浆浓度为15~45wt%，按每吨矿石计，药剂种类与步骤（6）粗选相同，用量减半，进行扫选，扫选次数为1~3次，每次扫选精矿顺序返回上一级浮选，获得铅精矿；
（9）将步骤（4）得到的铜铅连生体混合浮选尾矿调浆至矿浆浓度为25~45wt%，按每吨矿石计，添加600~1200g石灰做调整剂调整矿浆pH至碱性，添加100~500g硫酸铜作为活化剂，添加10~50g硫化矿捕收剂和5~20g松油醇作起泡剂，进行铅锌的混合浮选，得到铅锌混合浮选粗精矿和粗尾矿；
（10）将步骤（9）得到的铅锌混合浮选粗精矿调浆至矿浆浓度为15~35wt%，进行空白精选，精选次数为1~3次，每次精选尾矿顺序返回上一级浮选，获得铅锌混合精矿；
（11）将步骤（9）得到的铅锌混合浮选粗尾矿调浆至矿浆浓度为15~45wt%，按每吨矿石计，药剂种类与步骤（9）粗选相同，用量减半，进行扫选，扫选次数为1~3次，每次扫选精矿顺序返回上一级浮选，获得最终尾矿；
（12）将步骤（10）得到的铅锌混合精矿调浆至20%~50%，添加硫酸溶液进行选择性降低硫化铅表面的疏水性，然后添加10~50g硫化矿捕收剂和5~20g松油醇作起泡剂选择性浮选锌，分别得到锌精矿和铅精矿。
2.根据权利要求1所述的低品位复杂嵌布难处理铜铅锌硫化矿选矿方法，其特征在于：步骤（1）、步骤（2）、步骤（6）和步骤（9）中的硫化矿捕收剂为丁铵黑药或黄药或任意比的二者的组合物。
3.根据权利要求1所述的低品位复杂嵌布难处理铜铅锌硫化矿选矿方法，其特征在于：步骤（2）和步骤（5）中的分级采用水力旋流器、筛子或螺旋分级机。
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