一种铜铅混合精矿分离方法 |
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| 申请号 | CN202310432826.4 | 申请日 | 2023-04-21 | 公开(公告)号 | CN116651606A | 公开(公告)日 | 2023-08-29 |
| 申请人 | 湖南有色黄沙坪矿业有限公司; | 发明人 | 胡振; 曾建喜; 黄神龙; 龙会友; 何贤龙; 陈鹏飞; | ||||
| 摘要 | 本 发明 实施例 公开了提供了一种 铜 铅混合精矿分离方法，包括：利用强磁机向铜铅混合精矿施加 磁场 ，以得到分离的高铜铅精矿及低铜铅精矿；在所述高铜铅精矿中，依次加入 活性炭 、铅 抑制剂 及矿浆分散剂 水 玻璃后，利用脱药搅拌桶搅拌，得到 砂浆 ；利用浓缩斗对所述砂浆进行浓缩处理，同时能够脱 碳 、脱泥、脱药，以得到浓缩溢流水及底流入选矿浆；对所述底流入选矿浆进行一次粗选、三次扫选、四次精选，并且对第一次精选中矿进行两次精扫，以得到分离的铜精矿、精扫 尾矿 及分离扫选尾矿；将所述分离扫选尾矿、所述浓缩溢流水、所述精扫尾矿及所述低铜铅精矿混合，得到最终尾矿。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种铜铅混合精矿分离方法，其特征在于，包括： |
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| 说明书全文 | 一种铜铅混合精矿分离方法技术领域[0001] 本发明涉及矿物加工领域，具体而言涉及一种铜铅混合精矿分离方法。 背景技术[0002] 我国是世界最大的铜消费国，而铜的储量和基础储量分别仅占世界总量的5.53％和6.67％，对于铜精矿的需求量只能依靠大量进口才能满足，而铜是又一种重要的有色金属矿产资源，广泛应用于电气工业、机械工业、冶金工业、化学工业等，但我国铜资源匮乏，矿石大多数贫、细、杂，原矿品位低，可选性差异大，十分需要高效选矿方法回收。 [0003] 传统铜铅分离工艺采用直接脱药、重铬酸盐抑铅等方法，但是上述方法在铅精矿中铜铅分离入选矿浆浓度低，浮选难度较大，铜铅分离效果较差并且生产成本较高。 发明内容[0004] 在发明内容部分中引入了一系列简化形式的概念，这将在具体实施方式部分中进一步详细说明。本发明的发明内容部分并不意味着要试图限定出所要求保护的技术方案的关键特征和必要技术特征，更不意味着试图确定所要求保护的技术方案的保护范围。 [0005] 本发明实施例提供了一种铜铅混合精矿分离方法，包括： [0009] 对所述底流入选矿浆进行一次粗选、三次扫选、四次精选，并且对第一次精选中矿进行两次精扫，以得到分离的铜精矿、精扫尾矿及分离扫选尾矿； [0010] 将所述分离扫选尾矿、所述浓缩溢流水、所述精扫尾矿及所述低铜铅精矿混合，得到最终尾矿。 [0011] 可选地，所述对所述底流入选矿浆进行一次粗选、三次扫选、四次精选，并且对第一次精选中矿进行两次精扫，以得到分离的铜精矿、精扫尾矿及分离扫选尾矿，包括： [0012] 在所述底流入选矿浆中加入第一预设含量的所述铅抑制剂及第二预设含量的铜捕收剂，进行一次粗选，得到铜铅分离粗选泡沫及铜铅分离粗选中矿； [0013] 在所述铜铅分离粗选泡沫中加入第二预设含量的铅抑制剂及第三预设含量的水玻璃搅拌后，进行第一次精选； [0014] 在第一次精选泡沫中加入第四预设含量的铅抑制剂及第五预设含量的水玻璃搅拌后，进行第二次精选，并且对所述第一次精选得到的中矿矿物进行两次精扫来得到精扫尾矿； [0015] 在第二次精选泡沫中加入第六预设含量的铅抑制剂及第七预设含量的水玻璃搅拌后，进行第三次精选； [0016] 在第三次精选得到的精矿中加入铅抑制剂及水玻璃搅拌后进行第四次精选，得到铜精矿； [0017] 对所述铜铅分离粗选中矿进行三次扫选，得到分离扫选尾矿。 [0018] 可选地，所述第一预设含量为4000～5000g/t，所述第二预设含量为150～200g/t，所述第三预设含量为1000～1500g/t，所述第四预设含量为800～1000g/t，所述第五预设含量为600～800g/t，所述第六预设含量为600～800g/t，所述第七预设含量为500～600g/t，第八预设含量为水玻璃400～500g/t。 [0019] 可选地，所述对所述第一次精选得到的中矿矿物进行两次精扫来得到精扫尾矿，包括： [0020] 在所述第一次精选得到的中矿矿物中添加第九预设含量的铅抑制剂和第十预设含量的铜捕收剂搅拌后，进行第一次精扫； [0021] 在第一次精扫得到的矿物中添加第十一预设含量的铅抑制剂和第十二预设含量的铜捕收剂搅拌后，进行第二次精扫； [0022] 第一次精扫泡沫及第二次精扫泡沫依次返回上一级，形成闭路循环。 [0023] 可选地，所述第九预设含量为200～300g/t，所述第十预设含量为10～20g/t，所述第十一预设含量为100～150g/t，所述第十二预设含量为15～20g/t。 [0024] 可选地，所述对所述铜铅分离粗选中矿进行三次扫选，得到分离扫选尾矿，包括： [0025] 在所述铜铅分离粗选中矿中加入第十三预设含量的铅抑制剂、第十四预设含量的水玻璃和第十五预设含量的铜捕收剂，进行第一次扫选； [0026] 在第一次扫选得到的矿物中加入第十六预设含量的铅抑制剂、第十七预设含量的水玻璃和第十八预设含量的铜捕收剂，进行第二次扫选； [0027] 在第二次扫选得到的矿物中加入第十九预设含量的铅抑制剂、第二十预设含量的水玻璃和第二十一预设含量的铜捕收剂，进行第三次扫选； [0028] 第一次扫选泡沫、第二次扫选泡沫及第三次扫选的泡沫依次返回上一级，形成闭路循环，最终得到分离扫选尾矿。 [0029] 可选地，所述第十三预设含量为200～300g/t，所述第十四预设含量为200～300g/t，所述第十五预设含量为15～20g/t，第十六预设含量为100～200g/t，第十七预设含量为100～200g/t，第十八预设含量为5～8g/t，第十九预设含量为50～100g/t，第二十预设含量为50～100g/t，第二十一预设含量为2～5g/t。 [0031] 可选地，所述铜捕收剂包括乙硫氨酯。 [0032] 可选地，所述磁场的场强为1.6T，所述脱药药剂活性炭为1000～1500g/t，所述矿浆分散剂水玻璃为8000～10000g/t；所述浓缩斗的底流储料管上设置胶管阀。 [0033] 根据本发明实施例所提供的一种铜铅混合精矿分离方法，在添加活性炭药剂脱药后，增加了浓缩工艺，从而在提高入选矿浆浓度及降低运行成本的同时，通过浓缩斗溢流也可以脱除碳质、泥质，同时将含有大量残余药剂的溢流水分离出去，通过补加一定的新鲜水，大大降低了残余药剂、碳质、泥质对铜铅分离浮选工艺的干扰，获得了更加优异的铜铅分离效果。另外，通强磁机向铜铅混合精矿施加磁场，从而实现了低品位含铜铅精矿中铜含量的有效富集，实现了低价值资源的有效回收，并且铅精矿中铜富集比可达到2，为下一阶段的铜铅分离浮选工艺创造了良好的条件，也大幅度降低了铜铅分离难度，节约了药剂用量。而且将第一次精选得到的含有大量铅矿的中矿矿物不直接返回铜铅分离粗选作业，而是通过两次精扫作业后直接排尾，从而降低对铜铅分离粗选作业的干扰，提高了粗选、第一次精选泡沫的铜品位，进而有利于精选分离，以获得更高的铜精矿品位和更低的铜精矿含铅量。附图说明 [0034] 本发明的下列附图在此作为本发明实施例的一部分用于理解本发明。附图中示出了本发明的实施例及其描述，用来解释本发明的原理。 [0035] 附图中： [0036] 图1为根据本发明的一个可选实施例的铜铅混合精矿分离方法的流程图； [0037] 图2为图1中步骤S1041的流程图； [0038] 图3为图2中步骤S1043的对第一次精选中矿进行两次精扫来得到精扫尾矿的流程图； [0039] 图4为图2中步骤S1046的流程图； [0040] 图5为根据本发明的另一个可选实施例的铜铅混合精矿分离方法的流程图。 具体实施方式[0041] 在下文的描述中，给出了大量具体的细节以便提供对本发明更为彻底的理解。然而，对于本领域技术人员而言显而易见的是，本发明可以无需一个或多个这些细节而得以实施。在其他的例子中，为了避免与本发明发生混淆，对于本领域公知的一些技术特征未进行描述。 [0042] 应予以注意的是，这里所使用的术语仅是为了描述具体实施例，而非意图限制根据本发明的示例性实施例。如在这里所使用的，除非上下文另外明确指出，否则单数形式也意图包括复数形式。此外，还应当理解的是，当在本说明书中使用术语“包含”和/或“包括”时，其指明存在特征、整体、步骤、操作、元件和/或组件，但不排除存在或附加一个或多个其他特征、整体、步骤、操作、元件、组件和/或它们的组合。 [0043] 现在，将参照附图更详细地描述根据本发明的示例性实施例。然而，这些示例性实施例可以多种不同的形式来实施，并且不应当被解释为只限于这里所阐述的实施例。应当理解的是，提供这些实施例是为了使得本发明的公开彻底且完整，并且将这些示例性实施例的构思充分传达给本领域普通技术人员。 [0044] 如图1所示，本发明实施例提供了一种铜铅混合精矿分离方法，包括： [0045] 步骤S101：利用强磁机向铜铅混合精矿施加磁场，以得到分离的高铜铅精矿及低铜铅精矿。 [0046] 磁场的场强为1.6T，通过高梯度强磁选工艺，从而使低品位含铜铅精矿中铜含量的有效富集，实现了低价值资源的有效回收，并且铅精矿中铜富集比可达到2，为下一阶段的铜铅分离浮选工艺创造了良好的条件，也大幅度降低了铜铅分离难度，节约了药剂用量。 [0047] 步骤S102：在高铜铅精矿中，依次加入活性炭、铅抑制剂CJ及矿浆分散剂水玻璃后，利用脱药搅拌桶搅拌，得到砂浆。 [0048] 活性炭为脱药药剂。其中，活性炭为1000～1500g/t，矿浆分散剂水玻璃为8000～10000g/t。 [0049] 活性炭化学式为单质碳C，材质为椰壳木质活性炭，技术参数为200目过筛率95％，碘吸附值900，亚甲基蓝脱色值为12，水份占比为8％，灰份占比为7％，PH值为7。 [0050] 水玻璃为化学式为Na2O·nSiO2，是一种可溶性的无机硅酸盐，具有广泛的用途。硅酸钠的模数越大，固体硅酸钠越难溶于水，本次使用水玻璃模数为2.4，具有较好废分散矿浆作用及抑制铅矿物作用。 [0051] 铅抑制剂CJ包括水杨酸、羟乙基纤维素和二甲基二硫代氨基甲酸钠，从而使得铅抑制剂CJ无毒环保，对铅矿物具有特殊的抑制效果，而对铜矿物几乎无抑制作用，由此具有药剂用量小、铜精矿回收率高，铜精矿含铅低等优点。 [0052] 进一步地，水杨酸、羟乙基纤维素和二甲基二硫代氨基甲酸钠的质量比为(3～8)：(1～3)：(1～6)。 [0053] 步骤S103：利用浓缩斗对砂浆进行浓缩处理，同时能够脱碳、脱泥、脱药，以得到浓缩溢流水及底流入选矿浆。 [0054] 在具体应用中，浓缩斗的底流储料管上设置胶管阀，相比于普通手动闸阀，解决了浓缩斗底流出料容易堵塞，浓度不稳定的难题，稳定了铜铅分离浮选工艺给矿量。 [0055] 在添加活性炭药剂脱药后，增加了浓缩工艺，从而在提高入选矿浆浓度及降低运行成本的同时，通过浓缩斗溢流也可以脱除碳质、泥质，同时将含有大量残余药剂的溢流水分离出去，通过补加一定的新鲜水，大大降低了残余药剂、碳质、泥质对铜铅分离浮选工艺的干扰，获得了更加优异的铜铅分离效果，也有效提高铜铅分离脱药及分选效率。 [0056] 步骤S104：对底流入选矿浆进行一次粗选、三次扫选、四次精选，并且对第一次精选中矿进行两次精扫，以得到分离的铜精矿、精扫尾矿及分离扫选尾矿。 [0057] 将第一次精选得到的含有大量铅矿的矿物不直接返回铜铅分离粗选作业，而是通过两次精扫作业后直接排尾，从而降低对铜铅分离粗选作业的干扰，提高了粗选、第一次精选泡沫的铜品位，进而有利于精选分离，以获得更高的铜精矿品位和更低的铜精矿含铅量。 [0058] 步骤S105：将分离扫选尾矿、浓缩溢流水、精扫尾矿及低铜铅精矿混合，得到最终尾矿。 [0059] 综上，本发明实施例所提供的一种铜铅混合精矿分离方法，在添加活性炭药剂脱药后，增加了浓缩工艺，从而在提高入选矿浆浓度及降低运行成本的同时，通过浓缩斗溢流也可以脱除碳质、泥质，同时将含有大量残余药剂的溢流水分离出去，通过补加一定的新鲜水，大大降低了残余药剂、碳质、泥质对铜铅分离浮选工艺的干扰，获得了更加优异的铜铅分离效果。另外，通强磁机向铜铅混合精矿施加磁场，从而实现了低品位含铜铅精矿中铜含量的有效富集，实现了低价值资源的有效回收，并且铅精矿中铜富集比可达到2，为下一阶段的铜铅分离浮选工艺创造了良好的条件，也大幅度降低了铜铅分离难度，节约了药剂用量。而且将第一次精选得到的含有大量铅矿的中矿矿物不直接返回铜铅分离粗选作业，而是通过两次精扫作业后直接排尾，从而降低对铜铅分离粗选作业的干扰，提高了粗选、第一次精选泡沫的铜品位，进而有利于精选分离，以获得更高的铜精矿品位和更低的铜精矿含铅量。 [0060] 具体地，在上述实施例中，如图2所示，步骤S104具体包括： [0061] 步骤S1041：在底流入选矿浆中加入第一预设含量的铅抑制剂CJ及第二预设含量的铜捕收剂Z‑200，进行一次粗选，得到铜铅分离粗选泡沫及铜铅分离粗选中矿。 [0062] 其中，第一预设含量为4000～5000g/t，第二预设含量为150～200g/t。铜捕收剂Z‑200包括乙硫氨酯。 [0063] 步骤S1042：在铜铅分离粗选泡沫中加入第三预设含量的铅抑制剂CJ及第四预设含量的水玻璃搅拌后，进行第一次精选。 [0064] 其中，第三预设含量为1000～1500g/t，第四预设含量为800～1000g/t。 [0065] 步骤S1043：在第一次精选泡沫中加入第五预设含量的铅抑制剂CJ及第六预设含量的水玻璃搅拌后，进行第二次精选，并且对第一次精选得到的中矿矿物进行两次精扫来得到精扫尾矿。 [0066] 其中，第五预设含量为600～800g/t，第六预设含量为600～800g/t。 [0067] 将第一次精选得到的含有大量铅矿的矿物不直接返回铜铅分离粗选作业，而是通过两次精扫作业后直接排尾，从而降低对铜铅分离粗选作业的干扰，提高了粗选、第一次精选泡沫的铜品位，进而有利于精选分离，以获得更高的铜精矿品位和更低的铜精矿含铅量。 [0068] 步骤S1044：在第二次精选泡沫中加入第七预设含量的铅抑制剂CJ及第八预设含量的水玻璃搅拌后，进行第三次精选。 [0069] 其中，第七预设含量为500～600g/t，第八预设含量为水玻璃400～500g/t。 [0070] 步骤S1045：在第三次精选得到的精矿中加入铅抑制剂CJ及水玻璃搅拌后进行第四次精选，得到铜精矿。 [0071] 步骤S1046：对铜铅分离粗选中矿进行三次扫选，得到分离扫选尾矿。 [0072] 具体地，在上述实施例中，如图3所示，步骤S1043中对第一次精选得到的中矿矿物进行两次精扫来得到精扫尾矿具体包括： [0073] 步骤S10431：在第一次精选得到的中矿矿物中添加第九预设含量的铅抑制剂CJ和第十预设含量的铜捕收剂Z‑200搅拌后，进行第一次精扫。 [0074] 其中，第九预设含量为200～300g/t，第十预设含量为10～20g/t。 [0075] 步骤S10432：在第一次精扫得到的矿物中添加第十一预设含量的铅抑制剂CJ和第十二预设含量的铜捕收剂Z‑200搅拌后，进行第二次精扫。 [0076] 其中，第十一预设含量为100～150g/t，第十二预设含量为15～20g/t。 [0077] 步骤S10433：第一次精扫泡沫及第二次精扫泡沫依次返回上一级，形成闭路循环。 [0078] 具体而言，第一精扫泡沫返回至粗选步骤，第二次精扫泡沫返回至第一精扫步骤。 [0079] 进一步地，在上述实施例中，步骤S1046具体包括： [0080] 步骤S10461：在铜铅分离粗选中矿中加入第十三预设含量的铅抑制剂CJ、第十四预设含量的水玻璃和第十五预设含量的铜捕收剂Z‑200，进行第一次扫选。 [0081] 其中，第十三预设含量为200～300g/t，第十四预设含量为200～300g/t，第十五预设含量为15～20g/t。 [0082] 步骤S10462：在第一次扫选得到的矿物中加入第十六预设含量的铅抑制剂CJ、第十七预设含量的水玻璃和第十八预设含量的铜捕收剂Z‑200，进行第二次扫选。 [0083] 其中，第十六预设含量为100～200g/t，第十七预设含量为100～200g/t，第十八预设含量为5～8g/t。 [0084] 步骤S10463：在第二次扫选得到的矿物中加入第十九预设含量的铅抑制剂CJ、第二十预设含量的水玻璃和第二十一预设含量的铜捕收剂Z‑200，进行第三次扫选。 [0085] 其中，第十九预设含量为50～100g/t，第二十预设含量为50～100g/t，第二十一预设含量为2～5g/t。 [0086] 步骤S10464：第一次扫选泡沫、第二次扫选泡沫及第三次扫选的泡沫依次返回上一级，形成闭路循环，最终得到分离扫选尾矿。 [0087] 具体地，第一次扫选泡沫返回粗选步骤，第二次扫选泡沫返回第一次扫选步骤，第三次扫选的泡沫返回第二次扫选步骤。 [0088] 具体而言，在一实施例中，通过铜铅混浮工艺得到的铜铅混合精矿原矿含铅量为56.87％，含锌量为3.50％，含铜量为1.86％，含银量为750g/t，含碳量为4.25％；主要金属矿物为方铅矿、黄铜矿、铁闪锌矿硫化矿物，铜矿物单体解离度超过75％，铅矿物单体解离度超过90％，将上述矿样采用本申请的方法进行处理，具体步骤如下： [0089] 步骤S201：利用强磁机向样矿施加强度1.6T的磁场，以得到分离的含铜3.12％、含铅49.45％高铜铅精矿及低铜铅精矿。 [0090] 步骤S202：在高铜铅精矿中，依次加入活性炭1200g/t、铅抑制剂CJ及矿浆分散剂水玻璃8500g/t后，利用脱药搅拌桶搅拌，得到砂浆。 [0091] 步骤S203：利用浓缩斗对砂浆进行浓缩处理，同时能够脱碳、脱泥、脱药，以得到浓缩溢流水及底流入选矿浆。 [0092] 步骤S204：在底流入选矿浆中加入铅抑制剂CJ4000g/t及铜捕收剂Z‑200150g/t，进行一次粗选，得到铜铅分离粗选泡沫及铜铅分离粗选中矿。 [0093] 步骤S205：在铜铅分离粗选泡沫中加入铅抑制剂CJ1000g/t及水玻璃800g/t搅拌后，进行第一次精选。 [0094] 步骤S206：在第一次精选泡沫中加入铅抑制剂CJ600g/t及水玻璃600g/t搅拌后，进行第二次精选，并且对第一次精选中矿进行两次精扫来得到精扫尾矿。 [0095] 其中，对第一次精选中矿进行两次精扫来得到精扫尾矿具体包括如下步骤： [0096] (1)在第一次精选得到的中矿矿物中添加铅抑制剂CJ200g/t和铜捕收剂Z‑20010g/t搅拌后，进行第一次精扫。 [0097] (2)在第一次精扫得到的中矿矿物中添加铅抑制剂CJ100g/t和铜捕收剂Z‑2005g/t搅拌后，进行第二次精扫。 [0098] (3)第一次精扫泡沫及第二次精扫泡沫依次返回上一级，形成闭路循环。 [0099] 步骤S207：在第二次精选泡沫中加入铅抑制剂CJ500g/t及水玻璃400g/t搅拌后，进行第三次精选。 [0100] 步骤S208：在第三次精选得到的精矿中加入铅抑制剂CJ及水玻璃搅拌后进行第四次精选，得到铜精矿。 [0101] 步骤S209：在铜铅分离粗选中矿中加入铅抑制剂CJ200g/t、水玻璃200g/t和铜捕收剂Z‑20015g/t，进行第一次扫选。 [0102] 步骤S210：在第一次扫选得到的矿物中加入铅抑制剂CJ100g/t、水玻璃100g/t和铜捕收剂Z‑2005g/t，进行第二次扫选。 [0103] 步骤S211：在第二次扫选得到的矿物中加入铅抑制剂CJ50g/t、水玻璃50g/t和铜捕收剂Z‑2002g/t，进行第三次扫选。 [0104] 步骤S212：第一次扫选泡沫、第二次扫选泡沫及第三次扫选的泡沫依次返回上一级，形成闭路循环，最终得到分离扫选尾矿。 [0105] 步骤S213：将分离扫选尾矿、浓缩溢流水、精扫尾矿及低铜铅精矿混合，得到最终尾矿。 [0106] 下表为铜铅混合精矿的铜铅品位，以及铜精矿的铜铅含量及回收率。 [0107] [0108] 具体而言，在另一实施例中，铜铅锌原矿含铅量为1.20％，含锌量为5.60％，含铜量为0.34％；主要金属矿物为黄铁矿、闪锌矿、方铅矿、黄铜矿等硫化矿物，铅锌矿物无氧化，嵌布粒度中粗，可浮性较好，通过铜铅混浮工艺得到含铜量为3.62％，含铅量为52.24％的铜铅混合精矿，将上述矿样采用本申请的方法进行处理，具体步骤如下： [0109] 步骤S301：利用强磁机向样矿施加强度1.6T的磁场，以得到分离的含铜6.25％、含铅45.62％高铜铅精矿及低铜铅精矿。 [0110] 步骤S302：在高铜铅精矿中，依次加入活性炭1000g/t、铅抑制剂CJ及矿浆分散剂水玻璃8000g/t后，利用脱药搅拌桶搅拌，得到砂浆。 [0111] 步骤S303：利用浓缩斗对砂浆进行浓缩处理，同时能够脱碳、脱泥、脱药，以得到浓缩溢流水及底流入选矿浆。 [0112] 步骤S304：在底流入选矿浆中加入铅抑制剂CJ 4200g/t及铜捕收剂Z‑200160g/t，进行一次粗选，得到铜铅分离粗选泡沫及铜铅分离粗选中矿。 [0113] 步骤S305：在铜铅分离粗选泡沫中加入铅抑制剂CJ 800g/t及水玻璃800g/t搅拌后，进行第一次精选。 [0114] 步骤S306：在第一次精选泡沫中加入铅抑制剂CJ600g/t及水玻璃600g/t搅拌后，进行第二次精选，并且对第一次精选中矿进行两次精扫来得到精扫尾矿。 [0115] 其中，对第一次精选得到的矿物进行两次精扫来得到精扫尾矿具体包括如下步骤： [0116] (1)在第一次精选得到的中矿矿物中添加铅抑制剂CJ150g/t和铜捕收剂Z‑20010g/t搅拌后，进行第一次精扫。 [0117] (2)在第一次精扫得到的中矿矿物中添加铅抑制剂CJ80g/t和铜捕收剂Z‑2005g/t搅拌后，进行第二次精扫。 [0118] (3)第一次精扫泡沫及第二次精扫泡沫依次返回上一级，形成闭路循环。 [0119] 步骤S307：在第二次精选泡沫中加入铅抑制剂CJ500g/t及水玻璃350g/t搅拌后，进行第三次精选。 [0120] 步骤S308：在第三次精选得到的精矿中加入铅抑制剂CJ及水玻璃搅拌后进行第四次精选，得到铜精矿。 [0121] 步骤S309：在铜铅分离粗选中矿中加入铅抑制剂CJ200g/t、水玻璃100g/t和铜捕收剂Z‑20010g/t，进行第一次扫选。 [0122] 步骤S310：在第一次扫选得到的矿物中加入铅抑制剂CJ100g/t、水玻璃50g/t和铜捕收剂Z‑2005g/t，进行第二次扫选。 [0123] 步骤S311：在第二次扫选得到的矿物中加入铅抑制剂CJ30g/t、水玻璃10g/t和铜捕收剂Z‑2003g/t，进行第三次扫选。 [0124] 步骤S312：第一次扫选泡沫、第二次扫选泡沫及第三次扫选的泡沫依次返回上一级，形成闭路循环，最终得到分离扫选尾矿。 [0125] 步骤S313：将分离扫选尾矿、浓缩溢流水、精扫尾矿及低铜铅精矿混合，得到最终尾矿。 |
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