权利要求
1.一种高
铜复杂铜
铅锌矿的清洁选矿方法，其特征在于，
所述方法包括以下步骤：
(1)磨矿：对高铜原矿进行磨矿作业，使粒度为-0.074 mm的矿石质量占比为62%-65%，加水制成矿浆;
(2)铅部分优先
浮选：向步骤(1)所得矿浆中添加
捕收剂Pa进行一次粗选，分离得到粗选精矿1和粗选
尾矿1，再添加抑制剂T27对所得粗选精矿1进行一次精选，分离得到
铅精矿1和精选中矿;
(3)铜铅混浮：向步骤(2)所得粗选尾矿1和精选中矿中添加组合捕收剂进行铜铅混合浮选，先进行一次粗选得到粗选精矿2和粗选尾矿2，所得粗选精矿2再经过三次精选分离得到铜铅混合精矿，所得粗选尾矿2经过三次扫选分离得到铜铅混合尾矿;
(4)铜铅分离：向步骤(3)所得铜铅混合精矿中添加抑制剂EF1301和捕收剂PC1进行铜铅分离浮选，先进行一次粗选，分离得到粗选精矿3和粗选尾矿3，所得粗选精矿3再经两次精选获得最终
铜精矿;所得粗选尾矿3再进行一次扫选即得铅精矿2，将铅精矿1与铅精矿2合并即为最终铅精矿;
(5)锌浮选：向步骤(3)所得铜铅混合尾矿中添加活化剂硫酸铜和捕收剂P2进行锌浮选，先进行一次粗选，分离得到粗选精矿4，所得粗选精矿4再经三次精选获得最终
锌精矿。
2.根据权利要求1所述的一种高铜复杂铜铅锌矿的清洁选矿方法，其特征在于，步骤(1)中，所述矿浆的浓度为25-40%。
3.根据权利要求1所述的一种高铜复杂铜铅锌矿的清洁选矿方法，其特征在于，步骤(2)中，所述捕收剂Pa是对Pb2+和Ag+具有强络合能力的磷酸酯类捕收剂;所述捕收剂Pa的用量：原矿用量= 30-50 g/t。
4.根据权利要求1所述的一种高铜复杂铜铅锌矿的清洁选矿方法，其特征在于，步骤(2)中，所述抑制剂T27是以改性淀粉为主要成分的有机高分子抑制剂;所述抑制剂T27的用量：原矿用量= 40-60 g/t。
5.根据权利要求1所述的一种高铜复杂铜铅锌矿的清洁选矿方法，其特征在于，步骤(3)中，所述组合捕收剂为捕收剂Pa与捕收剂Z-200的混合物，其中，捕收剂Pa和捕收剂Z-200的质量比为(2-1)：1。
6.根据权利要求1所述的一种高铜复杂铜铅锌矿的清洁选矿方法，其特征在于，步骤(3)中，所述组合捕收剂用量：原矿用量= 40-60 g/t。
7.根据权利要求1所述的一种高铜复杂铜铅锌矿的清洁选矿方法，其特征在于，步骤(4)中，所述捕收剂PC1为以氨基甲酸硫氮酯为主要成分的高选择性捕收剂;所述捕收剂PC1的用量：铜铅混合精矿用量= 10-15 g/t。
8.根据权利要求1所述的一种高铜复杂铜铅锌矿的清洁选矿方法，其特征在于，步骤(4)中，所述抑制剂EF1301的用量：铜铅混合精矿用量= 70-90 g/t。
9.根据权利要求1所述的一种高铜复杂铜铅锌矿的清洁选矿方法，其特征在于，步骤(5)中，所述活化剂硫酸铜的用量：原矿用量= 400-500 g/t。
10.根据权利要求1所述的一种高铜复杂铜铅锌矿的清洁选矿方法，其特征在于，步骤(5)中，所述捕收剂P2的用量：原矿用量= 35-45 g/t。
说明书
技术领域
[0001]本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种高铜复杂铜铅锌矿的清洁选矿方法。
背景技术
[0002]高硫高铁型铜铅锌矿是我国重要的战略性
矿产资源，但其高效分选一直是世界性的选矿难题。此类矿石中矿物嵌布粒度细微、共生关系复杂，且富含磁黄铁矿、黄铁矿等易泥化、易浮的脉石矿物，导致矿浆泥化严重、原生离子干扰大，使得有价金属矿物之间的可浮性差异减小，分离选择性急剧恶化。
[0003]长期以来，工业上针对此类矿石的主流分选工艺多遵循“铜铅混浮-铜铅分离-锌硫浮选”的原则流程。在这一框架下，为了实现铜与铅的有效分离，生产实践中往往严重依赖高碱度工艺。即通过投加大量石灰，将矿浆pH值提升至12以上，利用高浓度的氢氧根离子及钙离子在矿物表面的强烈吸附，在矿浆中形成“钙垢”抑制层，从而实现对硫铁矿的强制抑制。然而，这种高碱工艺存在显著弊端：首先，它极大地加剧了设备与管道的结垢和损耗;其次，石灰的过量使用严重钝化了
稀贵金属的表面活性，导致后续稀贵金属回收困难，且造成了精矿过滤性能差、脱水成本高的问题，所带来的环境安全风险与环保成本已使其在现代绿色矿山建设中难以立足。
[0004]为克服高碱工艺的弊端，近年来研究重点转向开发低碱度或中性条件下的分选技术。现有改进技术主要沿着“优化药剂制度、沿用传统流程”的路径发展。例如，通过研发新型高效组合抑制剂，在较低碱度(如pH 9-11)下实现铜、铅、锌的依次优先浮选(即“铜-铅-锌”顺序)。此类方法的核心在于利用选择性更强的抑制剂，在浮选铜时抑制铅和锌，在浮选铅时抑制锌，从而在避免使用剧毒药剂(如氰化物、重铬酸钾)的同时，降低了石灰用量，并取得了良好的分选指标(参见专利CN118045693A)。然而，这类基于“铜优先浮选”框架的优化方案，其技术逻辑本质上是通过“更强的抑制”来对抗矿物之间的相互干扰，当处理常规或铅品位较高的矿石时，该路径是有效的。
[0005]但是，当处理的原矿属于“高铜”类型，特别是当铅品位相对较低时，现有技术的局限性暴露无遗。高含量的铜矿物(主要是黄铜矿)与方铅矿的可浮性相近，在“铜优先”流程中，会严重消耗用于抑制铅的药剂，且抑制效果不稳固，精矿互含严重。若加强抑制，又容易导致铅矿物被过度抑制而损失于尾矿或中矿。更为棘手的是，对于“高铜低铅”这类难处理矿石，在“铜优先”的流程框架内，铅矿物的回收率与精矿品位往往形成难以调和的矛盾：追求高品位则回收率急剧下降，追求高回收率则精矿品位无法达标。现有技术未能从根本上解决高铜矿物对铅浮选的深层干扰问题，导致这部分有价金属资源得不到有效回收，造成资源浪费。
[0006]因此，本领域迫切需要开发一种全新的、从根本上改变分离逻辑的选矿工艺。该工艺应能有效规避高铜矿物对铅回收的竞争性干扰，同时摆脱对高碱度及有毒药剂的依赖，实现高铜、高硫、高铁复杂铜铅锌矿资源的高效、经济与清洁利用。
发明内容
[0007]为了克服背景技术中存在的问题，本发明提供一种高铜复杂铜铅锌矿的清洁选矿方法，通过“铅部分优先浮选”的创新性流程重构，并匹配特定的低碱度药剂制度，率先将易浮铅矿物快速分离，从根本上规避高铜矿物对后续铜铅分离作业的干扰，从而实现铜、铅、锌的高效和清洁回收。
[0008]为实现上述目的，本申请提供了一种高铜复杂铜铅锌矿的清洁选矿方法，具体步骤包括：
(1)磨矿：对高铜原矿进行磨矿作业，使粒度为-0.074 mm的矿石质量占比为62%-65%，加水制成矿浆;
(2)铅部分优先浮选：向步骤(1)所得矿浆中添加捕收剂Pa进行一次粗选，分离得到粗选精矿1和粗选尾矿1，再添加抑制剂T27对所得粗选精矿1进行一次精选，分离得到铅精矿1和精选中矿;
(3)铜铅混浮：向步骤(2)所得粗选尾矿1和精选中矿中添加组合捕收剂进行铜铅混合浮选，先进行一次粗选得到粗选精矿2和粗选尾矿2，所得粗选精矿2再经过三次精选分离得到铜铅混合精矿，所得粗选尾矿2经过三次扫选分离得到铜铅混合尾矿;
(4)铜铅分离：向步骤(3)所得铜铅混合精矿中添加抑制剂EF1301和捕收剂PC1进行铜铅分离浮选，先进行一次粗选，分离得到粗选精矿3和粗选尾矿3，所得粗选精矿3再经两次精选获得最终铜精矿;所得粗选尾矿3再进行一次扫选即得铅精矿2，将铅精矿1与铅精矿2合并即为最终铅精矿;
(5)锌浮选：向步骤(3)所得铜铅混合尾矿中添加活化剂硫酸铜和捕收剂P2进行锌浮选，先进行一次粗选，分离得到粗选精矿4，所得粗选精矿4再经三次精选获得最终锌精矿。
[0009]进一步优选，步骤(1)中，所述矿浆的浓度为25-40%。
[0010]进一步优选，步骤(2)中，所述捕收剂Pa是对Pb2+和Ag+具有强络合能力的磷酸酯类捕收剂;所述捕收剂Pa的用量：原矿用量= 30-50 g/t。
[0011]进一步优选，步骤(2)中，所述抑制剂T27是以改性淀粉为主要成分的有机高分子抑制剂;所述抑制剂T27的用量：原矿用量= 40-60 g/t。
[0012]进一步优选，步骤(3)中，所述组合捕收剂为捕收剂Pa与捕收剂Z-200的混合物，其中，捕收剂Pa和捕收剂Z-200的质量比为(2-1)：1。
[0013]进一步优选，步骤(3)中，所述组合捕收剂用量：原矿用量= 40-60 g/t。
[0014]进一步优选，步骤(4)中，所述捕收剂PC1为以氨基甲酸硫氮酯为主要成分的高选择性捕收剂;所述捕收剂PC1的用量：铜铅混合精矿用量= 10-15 g/t。
[0015]进一步优选，步骤(4)中，所述抑制剂EF1301的用量：铜铅混合精矿用量= 70-90g/t。
[0016]进一步优选，步骤(5)中，所述活化剂硫酸铜的用量：原矿用量= 400-500 g/t。
[0017]进一步优选，步骤(5)中，所述捕收剂P2的用量：原矿用量= 35-45 g/t。
[0018]应当理解的是，以上的一般描述和后文的细节描述仅是示例性和解释性的，并不能限制本申请。
[0019]本发明的有益效果：
1、本发明通过“铅部分优先浮选”这一流程结构的根本性创新，从根本上解决了高铜原矿中铜矿物对铅浮选与铜铅分离时严重干扰的问题。该方案在低碱度乃至近中性条件下运行，成功摒弃了传统高碱工艺，实现了铜、铅、锌的高效、清洁分离与综合回收。工艺流程清晰合理，药剂制度绿色环保，特别适用于高铜、低铅型难处理矿石，在显著提高铅金属回收率的同时，保证了所有精矿产品品位达标，技术指标优异，环境友好，易于工业化实施。
[0020]2、本申请通过将磨矿细度精准控制在-0.074 mm占62%-65%，在确保目的矿物(硫化铜、铅、锌)充分单体解离、为高效浮选奠定基础的同时，有效避免了过磨导致的矿泥化问题，减少了后续浮选作业中矿泥对药剂的无效吸附和对精矿质量的负面影响，从源头优化了浮选环境。
[0021]3、本申请将部分铅进行优先浮选，在磨矿后立即添加高选择性捕收剂Pa进行短时间快速浮选，能够抢先回收原矿中约60%-75%的可浮性佳、浮选速度快的易浮铅矿物，并直接在精选段通过抑制剂T27剥离夹杂的铜矿物，获得高品位铅精矿1。此举从源头上大幅降低了进入后续核心分离环节的铅矿物负荷，从根本上规避了高铜矿物对铅回收的竞争性干扰，为后续低干扰、高效率的铜铅分离创造了决定性条件。
[0022]4、本申请选择在铅部分优先浮选后再进行铜铅混浮与分离，在铅负荷大幅降低的基础上，采用Pa与Z-200的组合捕收剂对优先浮铅后的尾矿进行铜铅混浮，该组合捕收剂兼具良好选择性与捕收力，能高效回收剩余的铅矿物和绝大部分铜矿物，为下一步高精度分离制备了成分更单纯、铜铅比更高的混合精矿给料，提升了后续分离作业的效率和选择性。由于给料中的铅含量已因前序“减负”而显著降低，使得高选择性抑制剂EF1301能更集中、更高效地作用于残留的少量铅矿物表面，同时捕收剂PC1优先捕收铜矿物。两者协同，在较低药剂用量下即可实现铜与铅的高效、清洁分离，分别获得高品位的铜精矿和铅精矿，解决了传统工艺因互含严重而产品不合格的痛点。
[0023]5、本申请通过将整个前序流程控制在低碱度环境条件下，在进行锌浮选时，闪锌矿表面未被深度抑制，活性较好。通过常规的硫酸铜活化与选择性捕收剂P2捕收，即可高效回收锌矿物，获得高品质的锌精矿。该步骤流程顺畅，避免了在高碱环境下锌浮选困难、药剂消耗大的问题。
附图说明
[0024]图1是本申请高铜复杂铜铅锌矿的选矿工艺流程图。
具体实施方式
[0025]为了使本发明的目的、技术方案和有益效果更加清楚，下面将对本发明的优选实施例进行详细的说明，以方便技术人员理解。
[0026]本发明实施例提供一种高铜复杂铜铅锌矿的清洁选矿方法，可以提高铜、铅、锌等矿物的品位与回收率，从根本上规避高铜矿物对后续铜铅分离作业的干扰。
[0027]高铜复杂铜铅锌矿的高效分离长期受困于铜铅矿物可浮性相近、相互干扰严重的固有矛盾。传统工艺固守“铜铅混浮-分离”的技术路径，其根源在于经典浮选理论认为铜矿物天然可浮性优于铅矿物，在混合矿浆中必然优先占据气泡表面，若先行浮铅必将导致铜矿物大量混杂，无法获得合格精矿。这一认知形成了行业内的技术定式，加之早期捕收剂以黄药类为主，选择性差，无法实现对铅的精准捕获而对铜视而不见;抑制剂方面，无论高碱石灰还是剧毒重铬酸盐、氰化物，均呈现无差别抑制特性，在压制铜的同时也严重削弱铅的可浮性。因此，在传统药剂体系下，“在铜存在下优先浮铅”是一个理论上有悖常识、实践中屡试屡败的死路，行业经过长期试错后已形成路径依赖，不再探索这一方向。
[0028]本发明打破这一技术定式，其核心突破在于通过“流程重构”与“药剂创新”的深度协同，系统性攻克了“铜存在下选择性浮铅”这一技术难题。首先，在药剂层面，引入对Pb2+具有强络合能力而对Cu2+络合能力极弱的磷酸酯类捕收剂Pa，实现了对铅矿物的精准识别与选择性捕收，从源头上解决了铜铅同步上浮的问题;同时，在铅优先浮选的精选作业中匹配以改性淀粉为主的抑制剂T27，对混杂入泡沫的铜矿物及黄铁矿实施“二次分离”，确保铅精矿纯度。其次，在流程结构层面，首创“铅部分优先浮选-铜铅混浮”的接力模式，利用铜铅矿物浮选速度的天然差异，率先将约70%的可浮性好、干扰性强的铅矿物快速分流，大幅降低后续铜铅混浮及分离作业的铅矿物负荷，使原本高强度的“攻坚战”转变为低负荷的“精准分离”。更为关键的是，将铅优先浮选的精选中矿返回铜铅混浮精选而非粗选，既避免了铜在铅循环中的“误抓”损失，又使含铜中矿在铜铅混浮体系中得以重新分配、高效回收，实现了有价金属的“各归其位”。
[0029]这一系统性创新带来的技术效果是多维度的：其一，从源头破解了铜铅互扰的核心矛盾，使铜精矿含铅率降至2.5%以下、铅精矿含铜率降至1.5%以下，精矿互含指标较传统工艺改善70%以上;其二，由于提前分流大部分铅矿物，后续铜铅分离作业无需依赖高碱环境或剧毒抑制剂，整个流程在自然pH条件下即可稳定运行，彻底规避了设备结垢与环保风险;其三，药剂制度显著简化，吨矿处理成本降低，且对原矿铜品位波动表现出极强的适应性。
[0030]综上，本发明并非简单的浮选顺序调整，而是以新型高选择性药剂和创新浮选流程结构构建了一个环环相扣、协同增效的完整技术体系，实现了高铜复杂铜铅锌矿资源的高效、清洁、低成本回收。
[0031]除特殊说明以外，以下实施例中所用到的试剂和材料均采购自市场。
[0032]实施例1：
本实施例以青海鸿鑫矿业有限公司提供的具有代表性的高铜原矿为对象，其含Cu0.31%、Pb 1.16%、Zn 3.60%，具体选矿方法包括以下步骤：
(1)磨矿：取原矿样1000 g，采用实验室棒磨机进行磨矿，控制磨矿细度为-0.074mm含量占62.00%，为后续浮选创造理想的矿物解离条件，将磨好的矿物倒入1.5 L浮选槽，加水调制矿浆，矿浆浓度35%;
(2)铅部分优先浮选：向矿浆中添加捕收剂Pa进行一次粗选，捕收剂Pa的用量：原矿用量=40 g/t，粗选时间为2分钟，分离得到粗选精矿1和粗选尾矿1，再添加抑制剂T27对所得粗选精矿1进行一次精选，抑制剂T27的用量：原矿用量=50 g/t，分离得到铅精矿1和精选中矿，此步骤快速回收了约70%的铅，极大减轻了后续作业负荷;
(3)铜铅混浮：向步骤(2)所得粗选尾矿1和精选中矿中添加组合捕收剂进行铜铅混合浮选，其中，组合捕收剂为捕收剂Pa与捕收剂Z-200的混合物，捕收剂Pa用量：原矿用量=20 g/t，捕收剂Z-200用量：原矿用量=20 g/t，先进行一次粗选得到粗选精矿2和粗选尾矿2，所得粗选精矿2再经过三次精选分离得到铜铅混合精矿，所得粗选尾矿2经过三次扫选分离得到铜铅混合尾矿;
(4)铜铅分离：向步骤(3)所得铜铅混合精矿中添加抑制剂EF1301和捕收剂PC1进行铜铅分离浮选，捕收剂PC1的用量：铜铅混合精矿用量=12.5 g/t，所述抑制剂EF1301的用量：铜铅混合精矿用量=80 g/t，先进行一次粗选，分离得到粗选精矿3和粗选尾矿3，所得粗选精矿3再经两次精选获得最终铜精矿，所得粗选尾矿3即为铅精矿2，将铅精矿1与铅精矿2合并即为最终铅精矿;
(5)锌浮选：向步骤(3)所得铜铅混合尾矿中先添加活化剂硫酸铜搅拌3分钟，随后加入捕收剂P2进行锌浮选，活化剂硫酸铜的用量：原矿用量=450 g/t，捕收剂P2的用量：原矿用量=40 g/t，先进行一次粗选，分离得到粗选精矿4和粗选尾矿4，所得粗选精矿4再经三次精选获得最终锌精矿，所得粗选尾矿4再经过一次扫选得到最终锌尾矿。
[0033]经流程计算与产品化验，本实施例最终获得：铅精矿含Pb 63.85%，Pb回收率92.88%;铜精矿含Cu 22.36%，Cu回收率75.61%;锌精矿含Zn 42.89%，Zn回收率93.44%，证明了本工艺处理高铜原矿的巨大优势。
[0034]该结果充分表明，‘铅部分优先’流程通过提前分流大部分铅，为后续铜铅高精度分离创造了最佳条件，使得在自然pH环境下获得高品位、低互含的精矿产品成为可能。
[0035]实施例2
本实施例旨在考察本发明工艺在关键参数波动时的稳定性。使用与实施例1同批次的原矿，主要调整铅部分优先浮选的粗选时间与锌浮选的活化剂用量。
[0036](1)磨矿：同实施例1，磨矿细度控制为-0.074mm含量占63.5%;
(2)铅部分优先浮选：粗选时间缩短至1.5分钟，捕收剂Pa用量增至50 g/t以强化捕收，精选抑制剂T27用量调整为40 g/t，其余同实施例1;
(3)铜铅混浮：同实施例1;
(4)铜铅分离：同实施例1;
(5)锌浮选：向步骤(3)所得铜铅混合尾矿中先添加活化剂硫酸铜搅拌4分钟，随后加入捕收剂P2进行锌浮选，活化剂硫酸铜的用量：原矿用量=500 g/t，其余步骤同实施例1。
[0037]本实施例最终获得：铅精矿Pb品位62.41%，Pb回收率91.95%;铜精矿Cu品位21.58%，Cu回收率74.82%;锌精矿Zn品位43.12%，Zn回收率93.78%。结果表明，在参数小幅调整下，本发明工艺仍能保持优异且稳定的技术指标，展现出良好的操作弹性。
[0038]实施例3
本实施例模拟原矿铜品位进一步升高的情况，以验证本发明工艺的强适应性。通过配矿，将试验给矿的铜品位提高至0.35%，其含Pb 1.16%、Zn 3.60%。
[0039](1)磨矿：同实施例1，磨矿细度控制为-0.074mm含量占64.0%，以促进更高铜品位的矿物解离;
(2)铅部分优先浮选：捕收剂Pa用量降至30 g/t，以略微牺牲部分铅回收率为代价，确保优先浮选作业的精矿质量和更低的铜夹杂，精选抑制剂T27用量调整为60 g/t，强化对铜矿物的抑制其余同实施例1;
(3)铜铅混浮：对组合捕收剂调整配比，增强对铜捕收能力更强的Z-200的比例，调整为Pa：Z-200 = 1：1.2(总用量55 g/t)，以确保剩余铜矿物的充分回收，其余同实施例1;
(4)铜铅分离：由于给矿铜品位更高，将抑制剂EF1301用量：铜铅混合精矿用量增加至90 g/t，以确保对铅的有效抑制，其余同实施例1;
(5)同实施例1。
[0040]面对铜品位更高的挑战，本实施例最终仍获得：铅精矿Pb品位64.20%，Pb回收率90.15%;铜精矿Cu品位23.05%，Cu回收率72.40%;锌精矿Zn品位42.65%，Zn回收率92.95%。尽管回收率因原矿性质变化略有波动，但所有精矿品位均保持在高位，特别是铜精矿品位进一步提升，充分证明了本发明工艺对高铜原矿的强适应性和有效性。
[0041]对比例1：
为突显本发明工艺与传统工艺的区别，本对比例采用现有技术中常规的“铜铅混浮-铜铅分离-锌浮选”工艺流程，处理与实施例1完全相同的青海鸿鑫高铜原矿样(品位：Cu0.31%、Pb 1.16%、Zn 3.60%)，具体步骤如下：
(1)磨矿：同实施例1，将原矿磨至-0.074mm含量占62.00%;
(2)铜铅混浮：将磨矿后矿浆转入浮选槽，为抑制黄铁矿并创造铜铅分离条件，首先加入石灰调节矿浆pH至11.5以上，随后添加常规捕收剂丁基黄药与丁铵黑药组合(总用量80 g/t)，进行铜铅混合浮选粗选，粗选精矿1经两次精选，分离获得铜铅混合精矿和铜铅混浮尾矿，铜铅混浮尾矿进入锌浮选作业;
(3)铜铅分离：将步骤(2)获得的铜铅混合精矿进行分离，由于铜铅混合精矿中铅含量较高(Pb品位约35%)，为抑制铅矿物，需添加重铬酸钾(K2Cr2O7)80 g/t作为抑制剂，并配合使用少量捕收剂Z-200(10g/t)，进行铜铅分离粗选，粗选精矿2经一次精选获得铜精矿，粗选尾矿即为铅精矿;
(4)锌浮选：将步骤(2)所得的铜铅混浮尾矿进行锌浮选，由于前序高碱环境对闪锌矿产生深度抑制，需加大活化剂用量，加入硫酸铜800 g/t，搅拌5分钟后，添加捕收剂丁基黄药80 g/t进行锌粗选，粗选精矿3经两次精选获得锌精矿。
[0042]采用上述传统工艺处理该高铜原矿，所得指标严重恶化：铜精矿Cu品位仅为14.2%，远低于常规工艺要求的18%，且Cu回收率仅41.5%;铅精矿Pb品位为48.7%，未达到56%，Pb回收率为85.2%;锌精矿Zn品位为38.6%，回收率为88.9%，精矿品位与回收率均不达标。且铜精矿中含Pb高达8.5%，铅精矿中含Cu达3.1%，表明铜铅分离效果极差，高铜矿物严重干扰了铅的抑制和铜的选择性上浮;流程依赖高碱度(pH>11.5)和剧毒的重铬酸钾，不仅造成设备严重结垢，还带来巨大的环保压力与废水处理成本。
[0043]对比例2
本对比例旨在说明本发明步骤(1)中限定的磨矿细度(-0.074mm占62%-65%)的重要性，除磨矿细度外，其他所有条件、步骤及药剂制度均与本发明实施例1完全相同。
[0044](1)磨矿：取与实施例1相同的原矿样，但控制磨矿细度为-0.074mm含量占55.0%(显著低于本发明下限)。
[0045]其余步骤均按照实施例1进行操作。
[0046]由于磨矿细度不足，矿物单体解离不充分，导致指标全面下滑：铅精矿Pb品位降至58.31%，Pb回收率显著下降至87.45%;铜精矿Cu品位降至18.50%，Cu回收率大幅下降至65.82%;锌精矿Zn品位降至40.15%，Zn回收率下降至90.33%。磨矿过粗导致铅、铜、锌矿物连生体增多，“铅部分优先”作业无法有效分离出纯净的铅矿物，且连生体进入后续作业严重干扰分选。这证明磨矿细度低于62%将无法为本发明的核心分选流程提供合格的解离基础，导致整体回收率和精矿品位下降。
[0047]对比例3
本对比例旨在说明本申请所限定的关键药剂用量范围的必要性。工艺流程完全采用本发明的“铅部分优先-铜铅混浮-铜铅分离-锌浮选”，但关键药剂用量设置为超出本发明优选范围。
[0048](1)磨矿：同实施例1;
(2)铅部分优先浮选：捕收剂Pa用量为20 g/t(低于30 g/t下限)，精选抑制剂T27用量为20 g/t(低于40 g/t下限);
(3)铜铅混浮：捕收剂组合为Pa 15 g/t + Z-200 10 g/t(总量25 g/t，低于40 g/t下限;配比虽在范围内，但总量不足);
(4)铜铅分离：抑制剂EF1301用量为50 g/t(低于70 g/t下限)，捕收剂PC1用量为8g/t(低于10 g/t下限);
(5)锌浮选：活化剂硫酸铜用量为300 g/t(低于400 g/t下限)，捕收剂P2用量为25g/t(低于35 g/t下限)。
[0049]由于各关键作业药剂用量不足，捕收与抑制效果均未达到设计要求，指标恶化：铅精矿产率下降，Pb品位为59.84%，Pb回收率仅为86.20%，表明Pa用量不足导致“部分优先”回收不充分，T27用量不足导致精矿中含铜、硫较高;铜精矿Cu品位为19.11%，但Cu回收率急剧下降至60.17%，这是因为EF1301用量不足导致铅抑制不住，PC1用量不足导致铜捕收力弱，分离效率极差;锌精矿Zn品位为41.22%，Zn回收率为89.15%，由于硫酸铜活化不足，P2捕收力弱，导致锌回收不充分。
[0050]该结果证明，本发明所确定的各药剂用量范围是保证“铅部分优先”预处理效果及后续各分离作业高效率协同运作的精密“窗口”，调低任意关键药剂用量，即使流程结构正确，也无法实现本发明所达到的高指标，从反面印证了本发明药剂制度经过优化试验，并非本领域的常规选择。
[0051]表1 本申请不同处理下矿物回收情况对比表
以上已经描述了本申请的各实施例，上述说明是示例性的，并非穷尽性的，并且也不限于所披露的各实施例。在不偏离所说明的各实施例的范围和精神的情况下，对于本技术领域的普通技术人员来说许多修改和变更都是显而易见的。本文中所用术语的选择，旨在最好地解释各实施例的原理、实际应用或对市场中的技术的改进，或者使本技术领域的其他普通技术人员能理解本文披露的各实施例。
说明书附图(1)
声明：
“高铜复杂铜铅锌矿的清洁选矿方法” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
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编辑：北方有色网
来源：云南驰宏锌锗股份有限公司, 广东省科学院资源利用与稀土开发研究所
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