本发明属于选矿，涉及一种复杂低铜铅锌多金属硫化矿的浮选分离方法；特别涉及复杂低铜铅锌硫化矿石采用铜铅混合浮选、铜铅混合精矿再磨后分离、铜铅尾矿浮锌的浮选分离方法。
背景技术：
1、复杂铜铅锌多金属难选矿一直是本领域公认的技术难题受选矿界同仁的重视。尽管近几十年复杂铜铅锌多金属硫化矿选矿技术和指标有了长足进步，但由于铜铅锌矿石性质复杂多变，次生铜常产生难免离子对铅锌矿物活化，使得铜铅分离、铜锌分离、铅锌分离难度大，造成铜精矿、铅精矿互含高，质量差，回收率低，严重影响企业的经济效益。
2、复杂低铜铅锌多金属硫化矿矿石中黄铜矿、方铅矿和闪锌矿常呈连晶关系共生，它们彼此相互穿插，相互包裹。尤其是黄铜矿与闪锌矿之间，共生关系更为紧密，在绝大多数的闪锌矿颗粒中，均可见包含其中的因固溶体分离作用形成的乳浊状、串珠状和短脉状的细小的黄铜矿颗粒；而且黄铜矿、方铅矿和闪锌矿与磁黄铁矿、黄铁矿、毒砂之间的关系十分紧密，前三者沿磁黄铁矿、黄铁矿和毒砂的裂隙、孔洞充填胶结并交代溶蚀形成脉状、网脉状构造。矿石中的黄铜矿、闪锌矿和方铅矿的工艺粒度极不均匀，存在细粒级含量偏高现象。
3、低铜铅锌多金属硫化矿多采用铜铅混合浮选-铜铅混合精矿再磨分离-铜铅尾浮锌的工艺流程，产出的铅精矿质量偏低；另外，还有采用全优先依次浮铜、铅、锌工艺流程，产出的铜精矿质量偏低或回收率较低。
技术实现思路
1、为了解决上述技术问题，本发明提出一种低铜铅锌多金属复杂硫化矿的浮选分离方法。该方法是在保证铜精矿、铅精矿、锌精矿质量合格的前提下，使铜、铅、锌资源得以高效回收和利用。
2、为了达到上述目的，本发明通过以下技术方案实现。
3、一种复杂低铜铅锌多金属硫化矿的浮选分离方法，具体步骤如下：
4、步骤1、在磨矿时，不添加石灰，只添加少量锌抑制剂。
5、步骤2、磨矿分级溢流给入搅拌槽，在搅拌槽内加入对铜铅矿物具有选择性好、且捕收能力强的捕收剂sk系列捕收剂和适量起泡剂。
6、步骤3、将步骤2搅拌后的矿浆给入浮选机，进行铜铅混合粗选；第一次扫选作业添加少量锌抑制剂、适量的sk系列捕收剂和起泡剂，铜铅混合浮选采用一次粗选、两次扫选、一次精选的浮选流程，得到铜铅混合精矿和铜铅尾矿。
7、步骤4、步骤3的铜铅混合精矿在再磨过程中，添加适量活性炭、石灰、铅锌矿物抑制剂，进行脱药及抑制黄铁矿、铅矿物、锌矿物。
8、步骤5、步骤4结束后磨矿分级溢流给入铜浮选搅拌槽，在铜浮选搅拌槽内加入铜矿物选择性捕收剂异丁基乙氧羰基硫氨酯和适量起泡剂，捕收铜矿物；铜一精选添加少量铅锌抑制剂，铜一扫选也添加少量铅锌抑制剂和铜捕收剂；优先浮铜采用一次粗选、两次扫选、两次精选的浮选流程，得到铜精矿和铜尾矿。
9、步骤6、步骤5的铜尾矿进行浮铅，在铅浮选搅拌槽内加入锌矿物抑制剂，抑制锌矿物；添加二乙基二硫代氨基甲酸钠和适量起泡剂，捕收铅矿物；铅一精选添加锌抑制剂，铅一扫选添加少量二乙基二硫代氨基甲酸钠和起泡剂，铅浮选采用一次粗选、两次扫选、两次精选的浮选作业，得到铅精矿和铅尾矿。
10、步骤7、步骤6的铅尾矿与步骤3的铜铅尾矿合并，在第一个搅拌槽中添加石灰和锌矿物活化剂，第二搅拌槽加入丁基黄药和适量起泡剂，捕收锌矿物；锌精选作业添加石灰抑制黄铁矿，二次扫选作业添加适量丁基黄药和起泡剂；锌浮选采用一次粗选、三次扫选、四次精选的浮选作业，得到锌精矿和总尾矿。
11、优选的，所述步骤1中，磨矿浓度控制在60%～75%，溢流浓度控制在30%～35%，溢流细度为-0.074mm占65%～80%。加入硫酸锌和亚硫酸钠抑制锌矿物，用量分别为200g/t～600g/t，0g/t～300g/t。
12、优选的，所述步骤2中，sk系列捕收剂用量50g/t～120g/t，松醇油用量0g/t～30g/t，搅拌时间为5～15分钟。
13、优选的，所述步骤3中，扫选添加硫酸锌0g/t～300g/t，sk系列捕收剂用量10g/t～30g/t，起泡剂用量0g/t～20g/t；铜铅混合精矿铜回收率70%～85%，铅回收率85%～95%。
14、优选的，所述步骤4中，再磨矿细度为-0.045mm占65%～85%，活性炭用量150g/t～500g/t，石灰用量100g/t～900g/t（ph=7.5～9.5），加入亚硫酸钠、腐殖酸钠、硫酸锌抑制铅、锌矿物，用量分别为200g/t～500g/t，100g/t～300g/t，100g/t～400g/t。
15、优选的，所述步骤5中，在搅拌槽中加入异丁基乙氧羰基硫氨酯10g/t～40g/t，松醇油用量0g/t～20g/t；铜一精选作业添加亚硫酸钠100g/t～300g/t，腐殖酸钠50g/t～100g/t，硫酸锌50g/t～100g/t；铜一扫选作业添加亚硫酸钠100g/t～300g/t，腐殖酸钠50g/t～100g/t，硫酸锌50g/t～100g/t，异丁基乙氧羰基硫氨酯0g/t～20g/t；铜精矿含铜品位在20%以上，铜回收率60%～85%。
16、优选的，所述步骤6中，在搅拌槽中添加硫酸锌100g/t～500g/t，二乙基二硫代氨基甲酸钠30g/t～100g/t，松醇油10g/t～40g/t；铅一精选添加硫酸锌0g/t～200g/t，铅一扫选添加二乙基二硫代氨基甲酸钠10g/t～40g/t，松醇油5g/t～20g/t；铅精矿含铅50%以上，铅回收率80%-93%。
17、优选的，所述步骤7中，在第一个搅拌槽中添加石灰1500g/t～3000g/t（矿浆ph值11.5～12.5），硫酸铜200g/t～500g/t；在第二个搅拌槽中添加丁基黄药40g/t～150g/t，松醇油10g/t～50g/t；锌精矿含锌48%以上，锌回收率75%-90%。
18、与现有技术相比，本发明的有益效果如下。
19、（1）铜铅混合浮选在矿浆中性ph值、锌矿物稍微抑制条件下，添加铜铅综合型捕收剂，提高了铜、铅矿物回收率。
20、（2）铜铅混合精矿脱药、再磨，即减小了原药剂对铜、铅矿物表面的吸附，又提高了铜、铅矿物的单体解离度，为铜铅矿物的高效回收奠定了基础。
21、（3）铜铅混合精矿再磨后，采用优先依次浮铜、浮铅工艺流程，提高了铜精矿和铅精矿质量，达到提质增效的目的。
22、（4）铜铅混合精矿产率不到原矿的10%，药剂用量大幅度降低，达到降本增效的目的。
23、（5）铜铅混合精矿浮铜、铅的尾矿与铜铅混合浮选尾矿合并，进行浮锌，使锌回收率得到提升。对于低铜铅锌多金属复杂硫化矿，采用本发明的浮选方法，铜精矿、铅精矿、锌精矿的产量均达到了最高值。
1.一种复杂低铜铅锌多金属硫化矿的浮选分离方法，其特征在于，具体步骤如下：
2.根据权利要求1所述的分离方法，其特征在于，所述步骤1中，磨矿浓度控制在60%～75%，溢流浓度控制在30%～35%，溢流细度为-0.074mm占65%～80%；加入硫酸锌和亚硫酸钠抑制锌矿物，用量分别为200g/t～600g/t，0g/t～300g/t。
3.根据权利要求1所述的分离方法，其特征在于，所述步骤2中，sk系列捕收剂用量50g/t～120g/t，松醇油用量0g/t～30g/t，搅拌时间为5～15分钟。
4.根据权利要求1所述的分离方法，其特征在于，所述步骤3中，扫选添加硫酸锌0g/t～300g/t，sk系列捕收剂用量10g/t～30g/t，起泡剂用量0g/t～20g/t；铜铅混合精矿铜回收率70%～85%，铅回收率85%～95%。
5.根据权利要求1所述的分离方法，其特征在于，所述步骤4中，再磨矿细度为-0.045mm占65%～85%，活性炭用量150g/t～500g/t，石灰用量100g/t～900g/t（ph=7.5～9.5），加入亚硫酸钠、腐殖酸钠、硫酸锌抑制铅、锌矿物，用量分别为200g/t～500g/t，100g/t～300g/t，100g/t～400g/t。
6.根据权利要求1所述的分离方法，其特征在于，所述步骤5中，在搅拌槽中加入异丁基乙氧羰基硫氨酯10g/t～40g/t，松醇油用量0g/t～20g/t；铜一精选作业添加亚硫酸钠100g/t～300g/t，腐殖酸钠50g/t～100g/t，硫酸锌50g/t～100g/t；铜一扫选作业添加亚硫酸钠100g/t～300g/t，腐殖酸钠50g/t～100g/t，硫酸锌50g/t～100g/t，异丁基乙氧羰基硫氨酯0g/t～20g/t；铜精矿含铜品位在20%以上，铜回收率60%～85%。
7.根据权利要求1所述的分离方法，其特征在于，所述步骤6中，在搅拌槽中添加硫酸锌100g/t～500g/t，二乙基二硫代氨基甲酸钠30g/t～100g/t，松醇油10g/t～40g/t；铅一精选添加硫酸锌0g/t～200g/t，铅一扫选添加二乙基二硫代氨基甲酸钠10g/t～40g/t，松醇油5g/t～20g/t；铅精矿含铅50%以上，铅回收率80%-93%。
8.根据权利要求1所述的分离方法，其特征在于，所述步骤7中，在第一个搅拌槽中添加石灰1500g/t～3000g/t（矿浆ph值11.5～12.5），硫酸铜200g/t～500g/t；在第二个搅拌槽中添加丁基黄药40g/t～150g/t，松醇油10g/t～50g/t；锌精矿含锌48%以上，锌回收率75%-90%。
