一种高钙镁高泥质混合铅锌矿浮选回收方法
阅读说明：本技术 一种高钙镁高泥质混合铅锌矿浮选回收方法 (Flotation recovery method for high-calcium-magnesium high-argillaceous mixed lead-zinc ore ) 是由 祁忠旭 尹贤刚 冯程 孙大勇 韩远燕 王龙 肖舜元 李�杰 翟旭东 李昭旺 王硕 于 2020-12-15 设计创作，主要内容包括：本发明提供了一种高钙镁高泥质混合铅锌矿浮选回收方法,通过向原矿中加入少量的石灰进行湿磨,得到矿浆；再依次进行硫化铅浮选、硫化锌浮选、脱硫浮选和氧化锌浮选,实现对混合铅锌矿的浮选回收。通过上述方式,本发明采用了硫化铅锌低碱浮选和氧化锌捕收剂不脱泥全粒级浮选技术,实现了对混合铅锌矿的高效浮选回收,并大幅度提高铅锌的回收率,进一步提高了资源利用率；同时,本发明能够有效解决现有的高碱工艺和氧化锌脱泥后浮选工艺存在的问题,使整体浮选过程绿色环保、稳定高效,具有良好的技术经济指标,能够满足实际应用的需求,具有较高的应用价值。(The invention provides a flotation recovery method of high-calcium-magnesium high-argillaceous mixed lead-zinc ore, which comprises the steps of adding a small amount of lime into raw ore to carry out wet grinding to obtain ore pulp; and then sequentially carrying out lead sulfide flotation, zinc sulfide flotation, desulfurization flotation and zinc oxide flotation to realize flotation recovery of the mixed lead-zinc ore. By adopting the mode, the invention adopts the low-alkali flotation of lead and zinc sulfide and the slime-free full-size flotation technology of the zinc oxide collector, realizes the high-efficiency flotation and recovery of the mixed lead and zinc ore, greatly improves the recovery rate of lead and zinc, and further improves the resource utilization rate; meanwhile, the method can effectively solve the problems of the existing high-alkali process and the flotation process after desliming of zinc oxide, so that the whole flotation process is environment-friendly, stable and efficient, has good technical and economic indexes, can meet the requirements of practical application, and has higher application value.)
技术领域
本发明涉及铅锌矿浮选技术领域，尤其涉及一种高钙镁高泥质混合铅锌矿浮选回收方法。
背景技术
高钙镁高泥质混合铅锌矿石一般具有以下特点：1)钙镁脉石矿物种类多，既含有白云石、方解石等钙镁碳酸盐，也含有石英、长石、角闪石、辉石、绿泥石、云母等镁硅酸盐；2)钙镁脉石矿物含量高，可达50％～70％；3)泥化严重，矿石含有大量的矿泥。其中，矿泥形成的原因有两种，一是原生矿泥，主要是矿石中的泥质脉石矿物，如绿泥石、高岭石、绢云母、褐铁矿和赤铁矿等，粒度小于10μm的矿泥含量高达20％以上；二是在矿石碎矿和磨矿的过程中产生的次生矿泥，如方解石和白云石等性质较脆的碳酸盐脉石在碎磨过程中容易过磨泥化。由于矿泥的存在对氧化锌矿选矿造成严重的不利影响，因此在氧化锌矿浮选前一般需要进行脱泥处理。
对于高钙镁高泥质混合铅锌矿石，现有的选矿方法一般采用全优先浮选的高碱工艺，先添加6～7kg/t的石灰优先浮选硫化铅，尾矿再浮选硫化锌，硫化锌尾矿进行分级脱泥后再浮选氧化锌。
然而，上述现有的高钙镁高泥质混合铅锌矿选矿技术存在以下问题：1)硫化铅浮选加入大量石灰，整个浮选过程在pH＝11左右的高碱度环境中进行，后续氧化锌浮选需要pH＝9～10左右的环境，因此氧化锌浮选前需要加入1～2kg/t的碳酸氢铵来调节pH值，造成选厂内氨气含量高，工作环境恶劣；2)由于添加大量石灰，使硫化锌受到抑制，在硫化锌浮选作业需要使用大量的硫酸铜进行活化，硫酸铜用量高达800～1000g/t，药剂成本高；3)氧化锌浮选的现场工艺采用脱泥后再浮选的工艺流程，导致近50％的锌金属量被脱除，从而导致氧化锌回收率低；4)氧化锌一般采用脂肪酸类或胺类捕收剂，这类捕收剂泡沫量大，导致浮选泡沫丰富且黏度大，消泡困难，浮选过程不稳定；5)选矿回水pH值高达11，回用困难。
有鉴于此，有必要设计一种改进的高钙镁高泥质混合铅锌矿浮选回收方法，以解决上述问题。
发明内容
针对上述现有技术的缺陷，本发明的目的在于提供一种高钙镁高泥质混合铅锌矿浮选回收方法。通过采用硫化铅锌低碱浮选和氧化锌不脱泥全粒级浮选技术，实现对混合铅锌矿的高效浮选回收，大幅度提高铅锌的回收率，提高资源利用率；并解决高碱工艺和氧化锌脱泥后浮选工艺存在的问题，使整体浮选过程绿色环保、稳定高效，具有良好的技术经济指标。
为实现上述发明目的，本发明提供了一种高钙镁高泥质混合铅锌矿浮选回收方法，包括如下步骤：
S1、将高钙镁高泥质混合铅锌矿破碎后，加入500～1000g/t的石灰进行湿磨，得到矿浆；
S2、向步骤S1得到的所述矿浆中添加第一预设药剂进行硫化铅浮选，得到硫化铅精矿和第一次粗选尾矿；
S3、向步骤S2得到的所述第一次粗选尾矿中添加第二预设药剂进行硫化锌浮选，得到硫化锌精矿和第二次粗选尾矿；
S4、向步骤S3得到的所述第二次粗选尾矿中添加第三预设药剂进行脱硫浮选，得到硫粗精矿和第三次粗选尾矿；
S5、向步骤S4得到的所述第三次粗选尾矿中添加第四预设药剂进行氧化锌浮选，得到氧化锌精矿和第四次粗选尾矿；
S6、将步骤S4得到的所述硫粗精矿和步骤S5得到的所述第四次粗选尾矿合并，得到最终尾矿。
作为本发明的进一步改进，在步骤S2中，所述硫化锌浮选采用一次粗选、两次扫选、三次精选的工艺。
作为本发明的进一步改进，在步骤S2中，所述第一预设药剂包括：作为粗选药剂的500～700g/t的硫化钠、200～300g/t的硫酸锌、200～300g/t的亚硫酸钠、60～80g/t的乙硫氮、10～15g/t的黑药和10～20g/t的2#油；作为第一次扫选药剂的20～30g/t的乙硫氮；作为第二次扫选药剂的10～20g/t的乙硫氮；作为第一次精选药剂的100～150g/t的硫酸锌和100～150g/t的亚硫酸钠；作为第二次精选药剂的50～100g/t的硫酸锌和50～100g/t的亚硫酸钠。
作为本发明的进一步改进，在步骤S5中，所述氧化锌浮选采用一次粗选、一次扫选、两次精选的工艺。
作为本发明的进一步改进，在步骤S5中，所述第四预设药剂包括：作为粗选药剂的800～1000g/t的六偏磷酸钠、80～100g/t的羧甲基纤维素、3000～4000g/t的硫化钠、30～50g/t的混溶捕收剂和50～60g/t的丁基黄药；作为扫选药剂的500～1000g/t的硫化钠、10～20g/t的所述混溶捕收剂和20～30g/t的丁基黄药；作为第一次精选药剂的200～300g/t的六偏磷酸钠。
作为本发明的进一步改进，在步骤S5中，所述混溶捕收剂包括2％～5％的软脂胺、2％～5％的乙酸、45％～50％的水、10％～15％的羟乙基纤维素和30％～35％的聚丙烯酸。
作为本发明的进一步改进，在步骤S3中，所述硫化锌浮选采用一次粗选、两次扫选、三次精选的工艺。
作为本发明的进一步改进，在步骤S3中，所述第二预设药剂包括：作为粗选药剂的200～300g/t的六偏磷酸钠、450～550g/t的硫酸铜、80～100g/t的丁基黄药和10～20g/t的2#油；作为第一次扫选药剂的20～30g/t的丁基黄药；作为第二次扫选药剂的10～20g/t的丁基黄药；作为第一次精选药剂的100～150g/t的六偏磷酸钠。
作为本发明的进一步改进，在步骤S4中，所述脱硫浮选为一次粗选；所述第三预设药剂包括1000～2000g/t的碳酸钠、80～100g/t的丁基黄药和20～30g/t的2#油。
作为本发明的进一步改进，在步骤S1中，所述湿磨过程的磨矿细度为粒度小于0.074mm的矿石占80％～85％；所述矿浆的浓度为30％～40％。
本发明的有益效果是：
(1)本发明提供的高钙镁高泥质混合铅锌矿浮选回收方法采用了硫化铅锌低碱浮选和氧化锌捕收剂不脱泥全粒级浮选技术，不仅能够解决传统的高碱工艺中存在的污染大、石灰管道结垢严重、尾矿水回用困难等问题，还能够避免传统的氧化锌浮选过程中脱泥导致的氧化锌回收率低的问题，并提高浮选过程的稳定性。基于本发明对现有技术的有效改进，本发明能够实现对混合铅锌矿的高效浮选回收，并大幅度提高铅锌的回收率和资源利用率，使整体浮选过程绿色环保、稳定高效，具有良好的技术经济指标，能够满足实际应用的需求。
(2)本发明通过采用低碱浮选技术，利用硫化钠、硫酸锌和亚硫酸钠的组合抑制，实现了更高效的硫化锌抑制效果，避免了现有技术中采用高碱工艺对硫化锌进行抑制时带来的问题，能够将石灰的用量降低90％，将硫酸铜用量降低45％，且不需要使用碳酸氢铵。整个浮选过程不仅有效节约了药剂成本，还能够避免碳酸氢铵对生产环境的影响，并使回水的pH值由11降到7，给回水利用创造条件，使废水能够全部回用，减少了外排压力及对环境的污染，能够达到节能环保的效果。
(3)本发明通过在氧化锌浮选过程采用起泡性较弱的混溶捕收剂，能够有效降低泡沫黏度，并提高对矿泥的适应性；同时，本发明还通过使用六偏磷酸钠和羧甲基纤维素，进一步消除矿泥及碳酸盐、硅酸盐脉石对浮选的影响，从而实现对氧化锌的不脱泥全粒级浮选，达到强化捕收的目的，有效避免了细粒级氧化锌的损失，显著提高了氧化锌的综合回收率。此外，本发明还通过在硫化铅浮选过程中使用对方铅矿选择性较好的乙硫氮、黑药组合捕收剂，能够有效提高铅浮选效率，并提高铅的回收率，具有较高的实际应用价值。
附图说明
图1为本发明提供的一种高钙镁高泥质混合铅锌矿浮选回收方法的流程示意图。
具体实施方式
为了使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚，下面结合附图和具体实施例对本发明进行详细描述。
在此，还需要说明的是，为了避免因不必要的细节而模糊了本发明，在附图中仅仅示出了与本发明的方案密切相关的结构和/或处理步骤，而省略了与本发明关系不大的其他细节。
另外，还需要说明的是，术语“包括”、“包含”或者其任何其他变体意在涵盖非排他性的包含，从而使得包括一系列要素的过程、方法、物品或者设备不仅包括那些要素，而且还包括没有明确列出的其他要素，或者是还包括为这种过程、方法、物品或者设备所固有的要素。
本发明提供了一种高钙镁高泥质混合铅锌矿浮选回收方法，包括如下步骤：
S1、将高钙镁高泥质混合铅锌矿破碎后，加入500～1000g/t的石灰进行湿磨，得到矿浆；
S2、向步骤S1得到的所述矿浆中添加第一预设药剂进行硫化铅浮选，得到硫化铅精矿和第一次粗选尾矿；
S3、向步骤S2得到的所述第一次粗选尾矿中添加第二预设药剂进行硫化锌浮选，得到硫化锌精矿和第二次粗选尾矿；
S4、向步骤S3得到的所述第二次粗选尾矿中添加第三预设药剂进行脱硫浮选，得到硫粗精矿和第三次粗选尾矿；
S5、向步骤S4得到的所述第三次粗选尾矿中添加第四预设药剂进行氧化锌浮选，得到氧化锌精矿和第四次粗选尾矿；
S6、将步骤S4得到的所述硫粗精矿和步骤S5得到的所述第四次粗选尾矿合并，得到最终尾矿。
在步骤S1中，所述湿磨过程的磨矿细度为粒度小于0.074mm的矿石占80％～85％；所述矿浆的浓度为30％～40％。
在步骤S2中，所述硫化锌浮选采用一次粗选、两次扫选、三次精选的工艺。所述第一预设药剂包括：作为粗选药剂的500～700g/t的硫化钠、200～300g/t的硫酸锌、200～300g/t的亚硫酸钠、60～80g/t的乙硫氮、10～15g/t的黑药和10～20g/t的2#油；作为第一次扫选药剂的20～30g/t的乙硫氮；作为第二次扫选药剂的10～20g/t的乙硫氮；作为第一次精选药剂的100～150g/t的硫酸锌和100～150g/t的亚硫酸钠；作为第二次精选药剂的50～100g/t的硫酸锌和50～100g/t的亚硫酸钠。
在步骤S3中，所述硫化锌浮选采用一次粗选、两次扫选、三次精选的工艺。所述第二预设药剂包括：作为粗选药剂的200～300g/t的六偏磷酸钠、450～550g/t的硫酸铜、80～100g/t的丁基黄药和10～20g/t的2#油；作为第一次扫选药剂的20～30g/t的丁基黄药；作为第二次扫选药剂的10～20g/t的丁基黄药；作为第一次精选药剂的100～150g/t的六偏磷酸钠。
在步骤S4中，所述脱硫浮选为一次粗选；所述第三预设药剂包括1000～2000g/t的碳酸钠、80～100g/t的丁基黄药和20～30g/t的2#油。
在步骤S5中，所述氧化锌浮选采用一次粗选、一次扫选、两次精选的工艺。所述第四预设药剂包括：作为粗选药剂的800～1000g/t的六偏磷酸钠、80～100g/t的羧甲基纤维素、3000～4000g/t的硫化钠、30～50g/t的混溶捕收剂和50～60g/t的丁基黄药；作为扫选药剂的500～1000g/t的硫化钠、10～20g/t的所述混溶捕收剂和20～30g/t的丁基黄药；作为第一次精选药剂的200～300g/t的六偏磷酸钠。所述混溶捕收剂包括2％～5％的软脂胺、2％～5％的乙酸、45％～50％的水、10％～15％的羟乙基纤维素和30％～35％的聚丙烯酸。
下面结合具体的实施例对本发明提供的一种高钙镁泥质混合铅锌矿浮选回收方法进行说明。
实施例1
本实施例提供了一种高钙镁高泥质混合铅锌矿浮选回收方法，包括如下步骤：
S1、将高钙镁高泥质混合铅锌矿破碎后，按每吨原矿计，在磨矿过程中添加750g/t的石灰进行湿磨，使粒度小于0.074mm的矿石的质量百分比为80％～85％，并加水调节矿浆浓度至35％。
S2、采用一次粗选、两次扫选、三次精选的工艺对步骤S1得到的矿浆进行硫化铅浮选，得到硫化铅精矿和第一次粗选尾矿；其中，粗选药剂为600g/t的硫化钠、250g/t的硫酸锌、250g/t的亚硫酸钠、70g/t的乙硫氮、13g/t的黑药和15g/t的2#油；第一次扫选的药剂为25g/t的乙硫氮；第二次扫选的药剂为15g/t的乙硫氮；第一次精选的药剂为130g/t的硫酸锌和130g/t的亚硫酸钠；第二次精选的药剂为75g/t的硫酸锌和75g/t的亚硫酸钠；第三次精选不添加药剂。
S3、采用一次粗选、两次扫选、三次精选的工艺对步骤S2得到的第一次粗选尾矿进行硫化锌浮选，得到硫化锌精矿和第二次粗选尾矿；其中，粗选的药剂为250g/t的六偏磷酸钠、500g/t的硫酸铜、90g/t的丁基黄药和15g/t的2#油；第一次扫选的药剂为25g/t的丁基黄药；第二次扫选的药剂为15g/t的丁基黄药；第一次精选的药剂为125g/t的六偏磷酸钠；第二次精选和第三次精选不添加药剂。
S4、采用一次粗选的工艺对步骤S3得到的第二次粗选尾矿进行脱硫浮选，得到硫粗精矿和第三次粗选尾矿；其中，粗选药剂为1500g/t的碳酸钠、90g/t的丁基黄药和25g/t的2#油。
S5、采用一次粗选、一次扫选、两次精选的工艺对步骤S4得到的第三次粗选尾矿进行氧化锌浮选，得到氧化锌精矿和第四次粗选尾矿；其中，粗选药剂为900g/t的六偏磷酸钠、90g/t的羧甲基纤维素、3500g/t的硫化钠、40g/t的混溶捕收剂和55g/t的丁基黄药；扫选的药剂为750g/t的硫化钠、15g/t的所述混溶捕收剂和25g/t的丁基黄药；第一次精选的药剂为250g/t的六偏磷酸钠；第二次精选不添加药剂。其中，混溶捕收剂由2.5％的软脂胺、2.5％的乙酸、48％的水、12.5％的羟乙基纤维素和32.5％的聚丙烯酸组成。
S6、将步骤S4得到的所述硫粗精矿和步骤S5得到的所述第四次粗选尾矿合并，得到最终尾矿。
在本实施例中，使用的高钙镁高泥质混合铅锌矿中各元素的含量及原矿氧化率如表1所示。
表1高钙镁高泥质混合铅锌矿中各元素的含量及原矿氧化率
Pb(％)
Zn(％)
Ag(g/t)
原矿氧化率(％)
1.36
8.50
80
21.37
对比例1
对比例1提供了一种基于硫化铅锌高碱浮选工艺和氧化锌脱泥浮选工艺的高钙镁高泥质混合铅锌矿浮选回收方法，具体包括如下步骤：
S1、将高钙镁高泥质型混合铅锌矿进行湿磨，按每吨原矿计，在磨矿过程中添加石灰4500g/t，磨矿细度以矿石粒度小于0.074mm的质量百分比计算为80～85％，并加水调节矿浆浓度为35％。
S2、采用一次粗选、两次扫选、三次精选的工艺对步骤S1得到的矿浆进行硫化铅浮选，得到硫化铅精矿和第一次粗选尾矿；其中，粗选药剂为150g/t的硫酸锌、150g/t的亚硫酸钠、110g/t的乙硫氮、15g/t的2#油，第一次扫选的药剂为25g/t的乙硫氮，第二次扫选的药剂为15g/t的乙硫氮，第一次精选和第二次精选不添加药剂，第三次精选的药剂为3000g/t的石灰。
S3、采用一次粗选、两次扫选、三次精选的工艺对步骤S2得到的第一次粗选尾矿进行硫化锌浮选，得到硫化锌精矿和第二次粗选尾矿；其中，粗选药剂为900g/t的硫酸铜、110g/t的丁基黄药、15g/t的2#油，第一次扫选的药剂为25g/t的丁基黄药，第二次扫选的药剂为15g/t的丁基黄药，三次精选工艺均不添加药剂。
S4、对第二次粗选尾矿进行旋流器脱泥，得到旋流器溢流产品和沉沙产品；向沉沙产品中添加药剂进行脱硫浮选，得到硫粗精矿和第三次粗选尾矿，流程为一次粗选，粗选药剂为1500g/t的碳酸氢铵、90g/t的丁基黄药、25g/t的T-298。
S5、采用一次粗选、一次扫选、两次精选的工艺对步骤S4得到的第三次粗选尾矿进行氧化锌浮选；其中，粗选药剂为1250g/t的水玻璃、3500g/t的硫化钠，40g/t的捕收剂E-5，55g/t的丁基黄药，第一次扫选的药剂为750g/t的硫化钠，15g/t的捕收剂E-5，25g/t的丁基黄药，两次精选工艺均不添加药剂。
S6、将旋流器溢流产品、脱硫浮选的硫粗精矿和第四次粗选尾矿合并，成为最终尾矿。
对比例1使用的原矿与实施例1一致，分别按照对比例1和实施例1提供的浮选回收方法对高钙镁泥质混合铅锌矿进行浮选后，结果如表2所示。
表2高钙镁泥质混合铅锌矿的选矿试验结果
由表2可以看出，与现有技术中常用的硫化铅锌高碱浮选和氧化锌脱泥浮选工艺相比，实施例1采用低碱浮选工艺和氧化锌不脱泥全粒级浮选技术，不仅取消了有刺激性气味的药剂碳酸氢铵，明显改善了现场的工作环境，还大幅降低了生产成本，其得到的硫化铅精矿、硫化锌精矿、氧化锌精矿和Ag的回收率均明显增加，表明实施例1提供的方法能够对混合铅锌矿进行高效浮选回收，并大幅度提高铅锌的回收率和资源利用率。
实施例2～3及对比例2～3
实施例2～3及对比例2～3分别提供了一种高钙镁高泥质混合铅锌矿浮选回收方法，与实施例1相比，不同之处在于调整了石灰的添加量。其中，实施例2～3及对比例1～2中石灰的添加量分别为500g/t、1000g/t、4000g/t和5000g/t。
分别按照实施例2～3及对比例2～3提供的方法对高钙镁泥质混合铅锌矿进行浮选，结果如表3所示。
表3实施例2～3及对比例2～3的选矿试验结果
由表3可以看出，在同样的矿样条件下，实施例2～3采用的硫化铅锌低碱浮选工艺相对于对比例2～3采用的硫化铅锌高碱浮选，不仅有效降低了石灰的用量，同时显著提高了铅锌银的回收率，大幅度降低生产成本，实现资源的高效回收利用。
实施例4～5
实施例4～5分别提供了一种高钙镁高泥质混合铅锌矿浮选回收方法，与实施例1相比，不同之处在于调整了各步骤中的药剂含量，其余步骤均与实施例1一致，在此不再赘述。
在实施例4中，步骤S2中粗选药剂为硫化钠500g/t、硫酸锌200g/t、亚硫酸钠200g/t、乙硫氮60g/t、黑药10g/t、2#油10g/t；第一次扫选药剂为乙硫氮20g/t；第二次扫选药剂为乙硫氮10g/t；第一次精选药剂为硫酸锌100g/t、亚硫酸钠100g/t；第二次精选药剂为硫酸锌50g/t、亚硫酸钠50g/t。步骤S3中粗选药剂为六偏磷酸钠200g/t、硫酸铜450g/t、丁基黄药80g/t、2#油10g/t；第一次扫选药剂为丁基黄药20g/t；第二次扫选药剂为丁基黄药10g/t；第一次精选药剂为六偏磷酸钠100g/t。步骤S4中粗选药剂为碳酸钠1000g/t、丁基黄药80g/t、2#油20g/t。步骤S5中粗选药剂为六偏磷酸钠800g/t、羧甲基纤维素80g/t、硫化钠3000g/t、混溶捕收剂30g/t、丁基黄药50g/t；扫选药剂为硫化钠500g/t、混溶捕收剂10g/t、丁基黄药20g/t；第一次精选药剂为六偏磷酸钠200g/t。
在实施例5中，步骤S2中粗选药剂为硫化钠700g/t、硫酸锌300g/t、亚硫酸钠300g/t、乙硫氮80g/t、黑药15g/t、2#油20g/t；第一次扫选药剂为乙硫氮30g/t；第二次扫选药剂为乙硫氮20g/t；第一次精选药剂为硫酸锌150g/t、亚硫酸钠150g/t；第二次精选药剂为硫酸锌100g/t、亚硫酸钠100g/t。步骤S3中粗选药剂为六偏磷酸钠300g/t、硫酸铜550g/t、丁基黄药100g/t、2#油20g/t；第一次扫选药剂为丁基黄药30g/t；第二次扫选药剂为丁基黄药20g/t；第一次精选药剂为六偏磷酸钠150g/t。步骤S4中粗选药剂为碳酸钠2000g/t、丁基黄药100g/t、2#油30g/t。步骤S5中粗选药剂为六偏磷酸钠1000g/t、羧甲基纤维素100g/t、硫化钠4000g/t、混溶捕收剂50g/t、丁基黄药60g/t；扫选药剂为硫化钠1000g/t、混溶捕收剂20g/t、丁基黄药30g/t；第一次精选药剂为六偏磷酸钠300g/t。
分别按照实施例4～5提供的方法对高钙镁泥质混合铅锌矿进行浮选，结果如表4所示。
表4实施例4～5的选矿试验结果
由表4可以看出，按照本发明提供的方法对各药剂的用量进行适当调整后均能够达到较高的回收率，表明本发明提供的方法适用于高钙镁、高泥质、硫化氧化混合铅锌矿。本发明采用硫化铅锌矿低碱工艺和氧化锌全粒级浮选工艺，不仅绿色环保、污染小，浮选过程稳定；还能够大幅减少石灰和硫酸铜用量，取消碳酸氢铵，将回水pH值由11降为7，同时具有较高的铅锌回收率，技术经济指标先进，能够使资源得到高效利用。
综上所述，本发明提供了一种高钙镁高泥质混合铅锌矿浮选回收方法，通过向原矿中加入少量的石灰进行湿磨，得到矿浆；再依次进行硫化铅浮选、硫化锌浮选、脱硫浮选和氧化锌浮选，实现对混合铅锌矿的浮选回收。通过上述方式，本发明采用了硫化铅锌低碱浮选和氧化锌捕收剂不脱泥全粒级浮选技术，实现了对混合铅锌矿的高效浮选回收，并大幅度提高铅锌的回收率，进一步提高了资源利用率；同时，本发明能够有效解决现有的高碱工艺和氧化锌脱泥后浮选工艺存在的问题，使整体浮选过程绿色环保、稳定高效，具有良好的技术经济指标，能够满足实际应用的需求，具有较高的应用价值。
以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非限制，尽管参照较佳实施例对本发明进行了详细说明，本领域的普通技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明技术方案的精神和范围。
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