铅锌萤石矿的分离方法

权利要求

1.铅锌萤石矿的分离方法，其特征在于，包括以下步骤：

S1.磨矿：对所述铅锌萤石矿进行磨矿，得到粒度-0.074mm的矿物含量为75～80wt％的入浮矿物；

S2.铅矿浮选：从所述入浮矿物中浮选铅矿，得到铅精矿和脱铅尾矿；

S3.锌矿浮选：从所述脱铅尾矿中浮选锌矿，得到锌精矿和脱锌尾矿；

S4.萤石矿浮选：从所述脱锌尾矿中浮选萤石矿，得到萤石总精矿和尾矿。

2.根据权利要求1所述的铅锌萤石矿的分离方法，其特征在于，S2中，所述浮选铅矿包括铅粗选、铅扫选和铅精选；

优选的，所述铅粗选，是向所述入浮矿物中加入粗选药剂Ⅰ，进行粗选，得到铅粗精矿和铅粗选尾矿；

所述铅扫选，是向所述铅粗选尾矿中加入扫选药剂Ⅰ，进行扫选，得到铅扫选中矿和脱铅尾矿，所述铅扫选中矿返回前一作业；

所述铅精选，是向所述铅粗精矿中加入精选药剂Ⅰ，进行精选，精选次数≥3，每次精选得到各自的铅精选中矿，最后一次精选得到铅精选中矿和铅精矿，每次精选得到的所述铅精选中矿顺序返回前一作业。

3.根据权利要求2所述的铅锌萤石矿的分离方法，其特征在于，所述粗选药剂Ⅰ和所述扫选药剂Ⅰ均包括抑制剂、捕收剂和起泡剂，所述精选药剂Ⅰ包括抑制剂；

优选的，所述抑制剂包括硫酸锌和亚硫酸钠，所述捕收剂包括丁基黄药，所述起泡剂包括2号油。

4.根据权利要求1所述的铅锌萤石矿的分离方法，其特征在于，S3中，所述浮选锌矿包括锌粗选、锌扫选和锌精选；

优选的，所述锌粗选，是向所述脱铅尾矿中加入粗选药剂Ⅱ，进行粗选，得到锌粗精矿和锌粗选尾矿；

所述锌扫选，是向所述锌粗选尾矿中加入扫选药剂Ⅱ，进行扫选，得到锌扫选中矿和脱锌尾矿，所述锌扫选中矿返回前一作业；

所述锌精选，是对所述锌粗精矿进行精选，精选次数≥4，每次精选得到各自的锌精选中矿，最后一次精选得到锌精选中矿和锌精矿，每次精选得到的所述锌精选中矿顺序返回前一作业。

5.根据权利要求4所述的铅锌萤石矿的分离方法，其特征在于，所述粗选药剂Ⅱ包括活化剂、捕收剂和起泡剂；所述扫选药剂Ⅱ包括捕收剂和起泡剂；

优选的，所述活化剂包括硫酸铜，所述捕收剂包括丁基黄药，所述起泡剂包括2号油。

6.根据权利要求1所述的铅锌萤石矿的分离方法，其特征在于，S4中，所述浮选萤石矿包括萤石粗选、萤石扫选和萤石精选；

优选的，所述萤石粗选，是向所述脱锌尾矿中加入粗选药剂Ⅲ，进行粗选，得到萤石粗精矿和萤石粗选尾矿；

所述萤石扫选，是向所述萤石粗选尾矿中加入扫选药剂Ⅲ，进行扫选，得到萤石扫选中矿和尾矿，所述萤石扫选中矿返回前一作业；

所述萤石精选，是向所述萤石粗精矿中加入精选药剂Ⅲ，进行精选，精选次数≥6，每次精选得到各自的萤石精选中矿，最后一次精选得到萤石精选中矿和萤石精矿；每次精选得到的所述萤石精选中矿合并进行扫选和精选，精选次数≥2，得到萤石次精矿；将所述萤石精矿与萤石次精矿合并，得到所述萤石总精矿。

7.根据权利要求6所述的铅锌萤石矿的分离方法，其特征在于，所述所述粗选药剂Ⅲ包括分散剂和捕收剂，所述扫选药剂Ⅲ包括捕收剂，所述精选药剂Ⅲ包括分散剂；

优选的，所述分散剂包括硅酸钠，所述捕收剂包括油酸钠。

8.根据权利要求1所述的铅锌萤石矿的分离方法，其特征在于，所述铅精矿中Pb的重量百分比≥55％。

9.根据权利要求1所述的铅锌萤石矿的分离方法，其特征在于，所述锌精矿中Zn的重量百分比≥50％。

10.根据权利要求1所述的铅锌萤石矿的分离方法，其特征在于，所述萤石总精矿中CaF2的重量百分比≥98％。

说明书

技术领域

本发明涉及铅锌萤石矿浮选技术领域，具体是铅锌萤石矿的分离方法。

背景技术

我国铅锌矿产资源主要分布在滇西兰坪地区、滇川地区、南岭地区、秦岭-祁连山地区以及内蒙古狼山-渣尔泰地区，分布广泛且储量比较丰富。从省际比较来看，云南的铅矿资源储量占全国总储量的17％，位居全国榜首；内蒙古、广东、甘肃、江西、湖南、四川、陕西次之，其资源储量均在200万吨以上。全国锌储量以云南最多，占全国的25.68％；甘肃和内蒙古次之，占全国的20％以上；其他如内蒙古、甘肃、广西、湖南、广东、四川、河北等省(区)的锌矿资源储量也较丰富，均在400万吨以上。

我国铅锌矿的资源特点以及开发利用的总体条件是：大中型矿多，特大型矿较少，在已发现的矿产地中，大中型矿床占有的铅和锌储量分别达72％和88％；矿石中铅少锌多，铅锌比约为l:2.6，而国外为1:1.2；贫矿多，富矿少，易选，矿山中铅锌的品位之和多在5％～10％之间，品位之和大于10％的矿石仅占总储量的15％，而国外矿山品位一般都比较高，铅锌的品位之和大都在10％以上；硫化矿占绝大多数，90％的储量为原生硫化矿矿石，只有云南的兰坪、会泽，广西的泗顶，辽宁的紫河和陕西的铅峒山等少数几个氧化铅锌矿床。

我国铅锌矿石类型复杂，共伴生组分多达50余种，其中主要有铜、银、金、锡、锑、镉、铋、镓、铟、锗、汞、硫、萤石及分散元素等，具有极大的综合利用价值，但同时也给我国选冶生产增加了一定的难度。铅锌矿中的一些共生组分，如Cu、S、Sn、Bi、Mo、CaF2等，在选矿过程中可以分离出单独的精矿产品，而其他元素一般都在选矿时进入铅或锌精矿，在冶炼过程中回收。

从实际情况看，我国绝大多数铅锌矿山资源综合利用工作已开展，但仍然存在发展不平衡的问题。多次调查的结果都表明，铅锌矿山伴生银的选矿回收率较高，达58％～75％，伴生银和伴生金的冶炼回收率达到了95％以上。但是，开展资源综合利用的科研工作深度、广度不够，多数矿山对资源的综合回收，还没有形成系统的科学管理体系，缺乏从矿物原料到加工利用各环节的综合利用研究。

萤石的用途广泛，主要用于冶金、化工和建材三大行业，其次用于轻工、光学、雕刻和国防工业；此外，萤石也广泛应用于玻璃、陶瓷、水泥等建材工业中。

铅锌萤石矿中是铅锌矿与萤石矿等几种矿物共生，由于矿石中方铅矿和萤石矿均性碎容易泥化，而选矿过程中的磨矿又是以铅锌矿是否单体解离为依据进行磨矿，因此在该过程中有可能导致萤石矿过磨，从而影响萤石精矿的品位和回收率。

因此，我们亟需一种既能让铅锌矿的解离达到选别分离，又能够提高所得萤石精矿的品位和回收率，从而使所得萤石精矿的选矿指标最佳的铅锌萤石矿的分离方法。

发明内容

本发明的目的在于克服现有技术的不足，提供铅锌萤石矿的分离方法，以至少达到既能让铅锌矿的解离达到选别分离，又能够提高所得萤石精矿的品位和回收率，从而使所得萤石精矿的选矿指标最佳的效果。

本发明的目的是通过以下技术方案来实现的：铅锌萤石矿的分离方法，包括以下步骤：

S1.磨矿：对所述铅锌萤石矿进行磨矿，得到粒度-0.074mm的矿物含量为75～80wt％的入浮矿物；

S2.铅矿浮选：从所述入浮矿物中浮选铅矿，得到铅精矿和脱铅尾矿；

S3.锌矿浮选：从所述脱铅尾矿中浮选锌矿，得到锌精矿和脱锌尾矿；

S4.萤石矿浮选：从所述脱锌尾矿中浮选萤石矿，得到萤石总精矿和尾矿。

进一步的，S2中，所述浮选铅矿包括铅粗选、铅扫选和铅精选；

优选的，所述铅粗选，是向所述入浮矿物中加入粗选药剂Ⅰ，进行粗选，得到铅粗精矿和铅粗选尾矿；

所述铅扫选，是向所述铅粗选尾矿中加入扫选药剂Ⅰ，进行扫选，得到铅扫选中矿和脱铅尾矿，所述铅扫选中矿返回前一作业；

所述铅精选，是向所述铅粗精矿中加入精选药剂Ⅰ，进行精选，精选次数≥3，每次精选得到各自的铅精选中矿，最后一次精选得到铅精选中矿和铅精矿，每次精选得到的所述铅精选中矿顺序返回前一作业。

进一步的，所述粗选药剂Ⅰ和所述扫选药剂Ⅰ均包括抑制剂、捕收剂和起泡剂，所述精选药剂Ⅰ包括抑制剂；

优选的，所述抑制剂包括硫酸锌和亚硫酸钠，所述捕收剂包括丁基黄药，所述起泡剂包括2号油。

进一步的，所述粗选药剂Ⅰ中各组分的用量具体为：硫酸锌1400～1600g/t·原矿、亚硫酸钠700～900g/t·原矿、丁基黄药200～250g/t·原矿和2号油80～100g/t·原矿；

所述扫选药剂Ⅰ中各组分的用量具体为：硫酸锌700g/t·原矿、亚硫酸钠400g/t·原矿、丁基黄药100g/t·原矿和2号油30g/t·原矿；

所述精选药剂Ⅰ中各组分的用量具体为：第一次精选时，加入硫酸锌500g/t·原矿和亚硫酸钠300g/t·原矿，随着精选次数的增加，每一次硫酸锌和亚硫酸钠的用量均在上次的基础上减半。

进一步的，S3中，所述浮选锌矿包括锌粗选、锌扫选和锌精选；

优选的，所述锌粗选，是向所述脱铅尾矿中加入粗选药剂Ⅱ，进行粗选，得到锌粗精矿和锌粗选尾矿；

所述锌扫选，是向所述锌粗选尾矿中加入扫选药剂Ⅱ，进行扫选，得到锌扫选中矿和脱锌尾矿，所述锌扫选中矿返回前一作业；

所述锌精选，是对所述锌粗精矿进行精选，精选次数≥4，每次精选得到各自的锌精选中矿，最后一次精选得到锌精选中矿和锌精矿，每次精选得到的所述锌精选中矿顺序返回前一作业。

进一步的，所述粗选药剂Ⅱ包括活化剂、捕收剂和起泡剂；所述扫选药剂Ⅱ包括捕收剂和起泡剂；

优选的，所述活化剂包括硫酸铜，所述捕收剂包括丁基黄药，所述起泡剂包括2号油。

进一步的，所述粗选药剂Ⅱ中各组分的用量具体为：硫酸铜700～800g/t·原矿、丁基黄药100～150g/t·原矿和2号油60～70g/t·原矿；

所述扫选药剂Ⅱ中各组分的用量具体为：丁基黄药70～80g/t·原矿和2号油20～30g/t·原矿。

进一步的，S4中，所述浮选萤石矿包括萤石粗选、萤石扫选和萤石精选；

优选的，所述萤石粗选，是向所述脱锌尾矿中加入粗选药剂Ⅲ，进行粗选，得到萤石粗精矿和萤石粗选尾矿；

所述萤石扫选，是向所述萤石粗选尾矿中加入扫选药剂Ⅲ，进行扫选，得到萤石扫选中矿和尾矿，所述萤石扫选中矿返回前一作业；

所述萤石精选，是向所述萤石粗精矿中加入精选药剂Ⅲ，进行精选，精选次数≥6，每次精选得到各自的萤石精选中矿，最后一次精选得到萤石精选中矿和萤石精矿；每次精选得到的所述萤石精选中矿合并进行扫选和精选，精选次数≥2，得到萤石次精矿；将所述萤石精矿与萤石次精矿合并，得到所述萤石总精矿。

进一步的，所述所述粗选药剂Ⅲ包括分散剂和捕收剂，所述扫选药剂Ⅲ包括捕收剂，所述精选药剂Ⅲ包括分散剂；

优选的，所述分散剂包括硅酸钠，所述捕收剂包括油酸钠。

进一步的，所述粗选药剂Ⅲ中各组分的用量具体为：硅酸钠1000～1500g/t·原矿和油酸钠200～260g/t·原矿；

所述扫选药剂Ⅲ中各组分的用量具体为：油酸钠80～150g/t·原矿；

所述精选药剂Ⅲ中各组分的用量具体为：硅酸钠200～300g/t·原矿。

进一步的，所述铅精矿中Pb的重量百分比≥55％。

进一步的，所述锌精矿中Zn的重量百分比≥50％。

进一步的，所述萤石总精矿中CaF2的重量百分比≥98％。

值得注意的是，本发明通过创造性地对分离方法中的浮选顺序、药剂选择以及条件参数进行优化，以铅锌矿物基本解离为原则对所述铅锌萤石矿的磨矿细度进行控制，同时借助对浮选顺序以及各浮选药剂的限定所起到的协同作用，达到了既能让铅锌矿的解离达到选别分离，又能够提高所得萤石总精矿的品位和回收率的效果。

应当理解的是，尽管现有技术中已经存在对铅锌萤石矿进行分离的方法，但本发明中所述分离方法所达到的效果远远优于现有技术。具体来说，现有技术中对铅锌萤石矿的分离大多药剂成分复杂、用量大且步骤繁多，例如萤石的精选次数为至少8次，才能使其中CaF2的含量达到97％；而根据本发明的实施例记载，所得萤石总精矿中CaF2的含量≥98％，但此时所述萤石精选的次数仅仅为6次，由此可知，本发明在减少了药剂成分和分离步骤的情况下，却提高了所述萤石总精矿中CaF2的含量。因此，现有技术对于本发明不存在借鉴作用。

本发明的有益效果是：

1.本发明的一种铅锌萤石矿的分离方法，以铅锌矿物基本解离为原则对磨矿细度进行控制，克服了萤石精矿中铅锌含量超标的问题，同时避免了萤石矿物过磨的问题，最大限度的回收利用了铅锌萤石资源。

2.本发明的一种铅锌萤石矿的分离方法，所得萤石总精矿中的CaF2的含量≥98％，同时所得铅精矿中Pb的含量以及所得锌精矿中Zn的含量符合质量要求。

附图说明

图1为本发明所述分离方法的流程示意图。

具体实施方式

下面结合附图进一步详细描述本发明的技术方案，但本发明的保护范围不局限于以下所述。

以下实施例1～3所用铅锌萤石矿成分按质量分数为：1.96％Pb、3.02％Zn、44.55％SiO2、6.14％Al2O3、19.30％CaF2、0.97％MgO、2.10％S、0.18％Na2O、2.20％K2O、0.01％Cu、0.18％BaSO4、0.022％Cd、0.048％P、1.98％TFe、0.0025％As、0.1g/tAu、65.2g/tAg。

实施例1

一种铅锌萤石矿的分离方法，如图1所示，包括以下步骤：

S1.磨矿：对铅锌萤石矿进行磨矿，得到粒度-0.074mm的矿物含量为75wt％的入浮矿物；

S2.铅矿浮选，具体包括以下步骤：

1)铅粗选：向入浮矿物中加入硫酸锌1500g/t·原矿、亚硫酸钠800g/t·原矿、丁基黄药200g/t·原矿和2号油80g/t·原矿，进行粗选，得到铅粗精矿和铅粗选尾矿；

2)铅扫选：向铅粗选尾矿中加入硫酸锌700g/t·原矿、亚硫酸钠400g/t·原矿、丁基黄药100g/t·原矿和2号油30g/t·原矿，进行扫选，得到铅扫选中矿和脱铅尾矿，其中的铅扫选中矿返回前一作业；

3)铅精选：向铅粗精矿中加入硫酸锌和亚硫酸钠，进行精选，精选次数＝3，每次精选得到各自的铅精选中矿，最后一次精选得到铅精选中矿和铅精矿，每次精选得到的铅精选中矿顺序返回前一作业；其中，第一次精选时硫酸锌的用量为500g/t·原矿，亚硫酸钠的用量为300g/t·原矿，随着精选次数的增加，每一次硫酸锌和亚硫酸钠的用量均在上一次的基础上减半；

S3.锌矿浮选，具体包括以下步骤：

1)锌粗选：向脱铅尾矿中加入石灰1500g/t·原矿、硫酸铜750g/t·原矿、丁基黄药150g/t·原矿和2号油60g/t·原矿，进行粗选，得到锌粗精矿和锌粗选尾矿；

2)锌扫选：向锌粗选尾矿中加入丁基黄药80g/t·原矿和2号油20g/t·原矿，进行扫选，得到锌扫选中矿和脱锌尾矿，其中的锌扫选中矿返回前一作业；

3)锌精选：对锌粗精矿进行精选，精选次数＝4，每次精选得到各自的锌精选中矿，最后一次精选得到锌精选中矿和锌精矿，每次精选得到的锌精选中矿顺序返回前一作业；

S4.萤石矿浮选，具体包括以下步骤：

1)萤石粗选：向脱锌尾矿中加入硅酸钠1000g/t·原矿和油酸钠200g/t·原矿，进行粗选，得到萤石粗精矿和萤石粗选尾矿；

2)萤石扫选：向萤石粗选尾矿中加入油酸钠100g/t·原矿，进行扫选，得到萤石扫选中矿和尾矿，其中的萤石扫选中矿返回前一作业；

3)萤石精选：向萤石粗精矿中加入硅酸钠，进行精选，精选次数＝6，每次精选得到各自的萤石精选中矿，最后一次精选得到萤石精选中矿和萤石精矿；每次精选得到的萤石精矿中矿合并进行扫选和精选，精选次数＝2，得到萤石次精矿；将萤石精矿与萤石次精矿合并，得到萤石总精矿；其中，每次精选时硅酸钠的用量均为300g/t·原矿。

结果显示：铅精矿中Pb的含量为59.66％，Pb的回收率为82.68％；

锌精矿中Zn的含量为58.93％，Zn的回收率为76.65％；

萤石总精矿中CaF2的含量为98.26％，CaF2的回收率为61.44％。

实施例2

一种铅锌萤石矿的分离方法，如图1所示，包括以下步骤：

S1.磨矿：对铅锌萤石矿进行磨矿，得到粒度-0.074mm的矿物含量为78wt％的入浮矿物；

S2.铅矿浮选，具体包括以下步骤：

1)铅粗选：向入浮矿物中加入硫酸锌1500g/t·原矿、亚硫酸钠800g/t·原矿、丁基黄药220g/t·原矿和2号油100g/t·原矿，进行粗选，得到铅粗精矿和铅粗选尾矿；

2)铅扫选：向铅粗选尾矿中加入硫酸锌700g/t·原矿、亚硫酸钠400g/t·原矿、丁基黄药100g/t·原矿和2号油30g/t·原矿，进行扫选，得到铅扫选中矿和脱铅尾矿，其中的铅扫选中矿返回前一作业；

3)铅精选：向铅粗精矿中加入硫酸锌和亚硫酸钠，进行精选，精选次数＝3，每次精选得到各自的铅精选中矿，最后一次精选得到铅精选中矿和铅精矿，每次精选得到的铅精选中矿顺序返回前一作业；其中，第一次精选时硫酸锌的用量为500g/t·原矿，亚硫酸钠的用量为300g/t·原矿，随着精选次数的增加，每一次硫酸锌和亚硫酸钠的用量均在上一次的基础上减半；

S3.锌矿浮选，具体包括以下步骤：

1)锌粗选：向脱铅尾矿中加入石灰1500g/t·原矿、硫酸铜750g/t·原矿、丁基黄药150g/t·原矿和2号油70g/t·原矿，进行粗选，得到锌粗精矿和锌粗选尾矿；

2)锌扫选：向锌粗选尾矿中加入丁基黄药70g/t·原矿和2号油20g/t·原矿，进行扫选，得到锌扫选中矿和脱锌尾矿，其中的锌扫选中矿返回前一作业；

3)锌精选：对锌粗精矿进行精选，精选次数＝4，每次精选得到各自的锌精选中矿，最后一次精选得到锌精选中矿和锌精矿，每次精选得到的锌精选中矿顺序返回前一作业；

S4.萤石矿浮选，具体包括以下步骤：

1)萤石粗选：向脱锌尾矿中加入硅酸钠1200g/t·原矿和油酸钠230g/t·原矿，进行粗选，得到萤石粗精矿和萤石粗选尾矿；

2)萤石扫选：向萤石粗选尾矿中加入油酸钠100g/t·原矿，进行扫选，得到萤石扫选中矿和尾矿，其中的萤石扫选中矿返回前一作业；

3)萤石精选：向萤石粗精矿中加入硅酸钠，进行精选，精选次数＝6，每次精选得到各自的萤石精选中矿，最后一次精选得到萤石精选中矿和萤石精矿；每次精选得到的萤石精矿中矿合并进行扫选和精选，精选次数＝2，得到萤石次精矿；将萤石精矿与萤石次精矿合并，得到萤石总精矿；其中，每次精选时硅酸钠的用量均为300g/t·原矿。

结果显示：铅精矿中Pb的含量为61.23％，Pb的回收率为80.34％；

锌精矿中Zn的含量为59.83％，Zn的回收率为75.62％；

萤石总精矿中CaF2的含量为98.36％，CaF2的回收率为59.35％。

实施例3

一种铅锌萤石矿的分离方法，如图1所示，包括以下步骤：

S1.磨矿：对铅锌萤石矿进行磨矿，得到粒度-0.074mm的矿物含量为80wt％的入浮矿物；

S2.铅矿浮选，具体包括以下步骤：

1)铅粗选：向入浮矿物中加入硫酸锌1500g/t·原矿、亚硫酸钠800g/t·原矿、丁基黄药250g/t·原矿和2号油100g/t·原矿，进行粗选，得到铅粗精矿和铅粗选尾矿；

2)铅扫选：向铅粗选尾矿中加入硫酸锌700g/t·原矿、亚硫酸钠400g/t·原矿、丁基黄药100g/t·原矿和2号油30g/t·原矿，进行扫选，得到铅扫选中矿和脱铅尾矿，其中的铅扫选中矿返回前一作业；

3)铅精选：向铅粗精矿中加入硫酸锌和亚硫酸钠，进行精选，精选次数＝3，每次精选得到各自的铅精选中矿，最后一次精选得到铅精选中矿和铅精矿，每次精选得到的铅精选中矿顺序返回前一作业；其中，第一次精选时硫酸锌的用量为500g/t·原矿，亚硫酸钠的用量为300g/t·原矿，随着精选次数的增加，每一次硫酸锌和亚硫酸钠的用量均在上一次的基础上减半；

S3.锌矿浮选，具体包括以下步骤：

1)锌粗选：向脱铅尾矿中加入石灰1500g/t·原矿、硫酸铜750g/t·原矿、丁基黄药150g/t·原矿和2号油70g/t·原矿，进行粗选，得到锌粗精矿和锌粗选尾矿；

2)锌扫选：向锌粗选尾矿中加入丁基黄药70g/t·原矿和2号油20g/t·原矿，进行扫选，得到锌扫选中矿和脱锌尾矿，其中的锌扫选中矿返回前一作业；

3)锌精选：对锌粗精矿进行精选，精选次数＝4，每次精选得到各自的锌精选中矿，最后一次精选得到锌精选中矿和锌精矿，每次精选得到的锌精选中矿顺序返回前一作业；

S4.萤石矿浮选，具体包括以下步骤：

1)萤石粗选：向脱锌尾矿中加入硅酸钠1500g/t·原矿和油酸钠260g/t·原矿，进行粗选，得到萤石粗精矿和萤石粗选尾矿；

2)萤石扫选：向萤石粗选尾矿中加入油酸钠100g/t·原矿，进行扫选，得到萤石扫选中矿和尾矿，其中的萤石扫选中矿返回前一作业；

3)萤石精选：向萤石粗精矿中加入硅酸钠，进行精选，精选次数＝6，每次精选得到各自的萤石精选中矿，最后一次精选得到萤石精选中矿和萤石精矿；每次精选得到的萤石精矿中矿合并进行扫选和精选，精选次数＝2，得到萤石次精矿；将萤石精矿与萤石次精矿合并，得到萤石总精矿；其中，每次精选时硅酸钠的用量均为300g/t·原矿。

结果显示：铅精矿中Pb的含量为57.67％，Pb的回收率为84.59％；

锌精矿中Zn的含量为56.37％，Zn的回收率为76.87％；

萤石总精矿中CaF2的含量为98.03％，CaF2的回收率为57.32％。

以上所述仅是本发明的优选实施方式，应当理解本发明并非局限于本文所披露的形式，不应看作是对其他实施例的排除，而可用于各种其他组合、修改和环境，并能够在本文所述构想范围内，通过上述教导或相关领域的技术或知识进行改动。而本领域人员所进行的改动和变化不脱离本发明的精神和范围，则都应在本发明所附权利要求的保护范围内。

全文PDF

铅锌萤石矿的分离方法.pdf