CN111715412B - 一种硫化铅锌硫铁矿的浮选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种硫化铅锌硫铁矿的浮选方法，属于选矿方法中的浮选领域，将待浮选分离的硫化铅锌硫矿石磨至粒度小于0.074mm达60~90%后，矿浆调节至浓度为28%~35%，加入调整剂，使得矿浆pH为8~12；所得矿浆中加入CaS用量为1200~3200g/t和丁基醚醇为20~50g/t，浮选硫铁矿；所得硫浮选尾矿添加锌抑制剂ZnSO4·7H2O用量为500~1500g/t，添加捕收剂乙硫氮用量40~80g/t和起泡剂2#油用量30g/t调浆，然后输送至铅浮选系统进行浮选，获得硫化铅精矿和铅浮选尾矿；所得铅浮选尾矿，添加硫化锌活化剂CuSO4·5H2O用量为100~400g/t，添加捕收剂丁黄药100~200g/t和起泡剂2#油用量30g/t调浆，然后输送至锌浮选系统进行浮选，获得硫化锌精矿和浮选尾矿；最终获得高品质硫铁精矿、硫化铅精矿和硫化锌精矿。
Description
技术领域
本发明涉及一种硫化铅锌硫铁矿的浮选方法，属于选矿方法中的浮选领域。
背景技术
选矿是利用物理或化学方法将矿物原料中的有用矿物和无用矿物或有害矿物分开，又称为“矿物加工”，产品中有用成分富集的称精矿，无用成分富集的称尾矿，选矿提供的精矿主要作为冶炼行业提取金属的原料。浮选是利用矿物表面物理、化学性质的不同来分选矿物的选矿方法。对于硫化铅锌硫矿的浮选分离，传统上采用的工艺流程是优先浮铅—后浮锌—再浮硫的方法，或先混合浮选铅硫再浮选锌，然后铅硫再分离的方法，总是会涉及浮铅抑硫或浮锌抑硫的问题。针对这两种方法，主要用的选择抑制剂是石灰、硫酸锌、亚硫酸及盐类、氰化物类；主要用的选择性活化剂是硫酸铜、硫酸；主要用的选择性捕收剂是黄药类、黑药类、硫氮类、硫胺酯类，同时添加一定量的起泡剂。无论采用哪一种，对于整个工艺流程来说，抑制剂类、活化剂类、捕收剂类是缺一不可的，在分别浮游富集方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等矿物时捕收剂也是必不可少的。在浮选分离过程中，石灰是硫铁矿（黄铁矿等）最有效的抑制剂，但石灰也抑制方铅矿，这样就降低了铅的回收率，也使硫化锌精矿含铅偏高；在传统工艺浮选氧化率较高的硫化铅锌硫矿石时，矿浆中溶解的铅离子会活化闪锌矿和硫铁矿（黄铁矿等），导致铅锌和铅硫及锌硫分离困难，铅、锌、硫精矿产品互相掺杂严重、品级差，使金属回收率偏低；在浮选过程中大量使用的石灰，管道会结垢而堵塞；浮选被石灰抑制的硫铁矿（黄铁矿等）时，需要用硫酸、硫酸铜等进行活化，但硫酸、硫酸铜腐蚀铁质设备、形成的酸雾污染环境且有安全隐患，且硫酸铜价格昂贵、用量大。总之，使用传统工艺浮选硫化铅锌硫，总体体现为生产指标差、药剂制度复杂、成本高、操作难度大。因此寻求科学的及效果显著的处理方法是解决现存问题的关键。
发明内容
发明目的：为了克服现有硫化铅锌硫铁矿处理方法中存在的问题，本发明提供一种硫化铅锌硫铁矿的浮选方法，能避免管道堵塞、设备腐蚀、降低生产成本及提高铅锌硫的回收率。
具体技术方案为：一种硫化铅锌硫铁矿的浮选方法，包括下列步骤：
（1）粉碎、磨矿分级 ，调浆并调节矿浆pH
将待浮选分离的硫化铅锌硫矿石磨至粒度小于0.074mm达60~90%后，矿浆调节至浓度为28%~35%，加入调整剂，使得矿浆pH为8~12；
（2）浮选硫铁精矿
将经上述（1）所得矿浆中加入CaS用量为1200~3200g/t和丁基醚醇为20~50g/t，浮选硫铁矿；
(3）浮选硫化铅精矿
将经上述（2）所得硫浮选尾矿添加锌抑制剂ZnSO4·7H2O用量为500~1500g/t，添加捕收剂乙硫氮用量40~80g/t和起泡剂2#油用量30g/t调浆，然后输送至铅浮选系统进行浮选，获得硫化铅精矿和铅浮选尾矿；
（4）浮选硫化锌精矿
将经上述（3）所得铅浮选尾矿，添加硫化锌活化剂CuSO4·5H2O用量为100~400g/t，添加捕收剂丁黄药100~200g/t和起泡剂2#油用量30g/t调浆，然后输送至锌浮选系统进行浮选，获得硫化锌精矿和浮选尾矿；
所述调节剂为碳酸钠或氢氧化钠。
进一步，浮选硫铁精矿作业分为；一次粗选；两次精选，精选一添加CaS用量为100~300g/t；两次扫选，扫选一添加CaS用量为200~600g/t和丁基醚醇为20~50g/t，扫选二添加丁基醚醇10g/t；
浮选硫化铅精矿作业分为：一次粗选；两次精选，精选一添加锌抑制剂ZnSO4·7H2O用量为300~600g/t；两次扫选，扫选一添加乙硫氮用量10~20g/t和起2#油用量10g/t，扫选二添加乙硫氮用量5~10g/t和起2#油用量10g/t；
浮选硫化锌精矿作业分为：一次粗选；两次精选；两次扫选，扫选一添加CuSO4·5H2O用量为50~150g/t和丁黄药用量为30~60g/t及2#油用量10g/t，扫选二添加CuSO4·5H2O用量为30~80g/t和丁黄药用量为20~50g/t及2#油用量10g/t。
有益效果：
（1）硫铁矿的优先浮选。在传统的流程中，总会涉及到优先浮选铅抑制黄铁矿或优先浮选锌抑制黄铁矿的问题，一般情况下，黄铁矿总是先被石灰在高碱条件下抑制后再添加活化剂硫酸和捕收剂进行浮选。在实验中发现加适量的CaS和丁基醚醇，可以不用捕收剂就可大大提高黄铁矿的浮游性，而在某一浓度下CaS能强烈抑制方铅矿和闪锌矿。因此通过调控CaS，可以实现优先浮选硫铁矿物抑制铅锌矿物；
（2）硫铁矿的浮选采用调整剂CaS和丁基醚醇，而不用丁基黄药、黑药等捕收剂，实现了硫铁矿（黄铁矿）的无捕收剂浮选。其CaS用量粗选作业为1200~3200g/t，精选一作业为100~300g，扫选一作业为200~600g/t；丁基醚醇用量粗选为40~100g/t，扫选一为20~50g/t，扫选二为10g/t；
（3）硫铁矿在pH=8~12条件下进行快速浮选，避免了传统工艺要求在pH＜8的条件下浮选而添加硫酸；
（4）在硫化铅浮选循环ZnSO4·7H2O兼有硫化铅活化剂和硫化锌抑制剂的作用。原因可能为ZnSO4·7H2O沉淀了溶液中残留的S2-活化硫化铅，同时沉淀物ZnS和ZnSO4·7H2O作为闪锌矿的抑制剂。在粗选作业ZnSO4·7H2O活化被CaS抑制的方铅矿兼抑制硫化锌，其ZnSO4·7H2O用量为500~1500g/t；在铅精选一作业ZnSO4·7H2O抑制硫化锌，其用量为200~600g/t；
（5）采用了优先浮选硫—再浮选铅—然后浮选锌的优先浮选工艺流程结构，避免了石灰和硫酸的大量使用，避免管道堵塞、设备腐蚀及提高了铅锌硫的回收率。
综上所述，本发明提供一种能避免管道堵塞、设备腐蚀、铅锌硫有效分离、各金属回收率高、药剂消耗小、成本低、流程简单、设备腐蚀低、安全可靠的硫化铅锌硫铁矿石的处理方法。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图；
图2为本发明的设备联系图。
具体实施方式
如图1所示的一种硫化铅锌硫铁矿的浮选方法，包括下列步骤：
（1）粉碎、磨矿分级 ，调浆并调节矿浆pH
将待浮选分离的硫化铅锌硫矿石磨至粒度小于0.074mm达60~90%后，矿浆调节至浓度为28%~35%，加入调整剂，使得矿浆pH为8~12；
（2）浮选硫铁精矿
将经上述（1）所得矿浆中加入CaS用量为1200~3200g/t和丁基醚醇为20~50g/t，浮选硫铁矿；
(3）浮选硫化铅精矿
将经上述（2）所得硫浮选尾矿添加锌抑制剂ZnSO4·7H2O用量为500~1500g/t，添加捕收剂乙硫氮用量40~80g/t和起泡剂2#油用量30g/t调浆，然后输送至铅浮选系统进行浮选，获得硫化铅精矿和铅浮选尾矿；
（4）浮选硫化锌精矿
将经上述（3）所得铅浮选尾矿，添加硫化锌活化剂CuSO4·5H2O用量为100~400g/t，添加捕收剂丁黄药100~200g/t和起泡剂2#油用量30g/t调浆，然后输送至锌浮选系统进行浮选，获得硫化锌精矿和浮选尾矿；
所述调节剂为碳酸钠或氢氧化钠。
进一步，浮选硫铁精矿作业分为；一次粗选；两次精选，精选一添加CaS用量为100~300g/t；两次扫选，扫选一添加CaS用量为200~600g/t和丁基醚醇为20~50g/t，扫选二添加丁基醚醇10g/t；
浮选硫化铅精矿作业分为：一次粗选；两次精选，精选一添加锌抑制剂ZnSO4·7H2O用量为300~600g/t；两次扫选，扫选一添加乙硫氮用量10~20g/t和起2#油用量10g/t，扫选二添加乙硫氮用量5~10g/t和起2#油用量10g/t；
浮选硫化锌精矿作业分为：一次粗选；两次精选；两次扫选，扫选一添加CuSO4·5H2O用量为50~150g/t和丁黄药用量为30~60g/t及2#油用量10g/t，扫选二添加CuSO4·5H2O用量为30~80g/t和丁黄药用量为20~50g/t及2#油用量10g/t。
其制备系统，如图2所示，包括塔式磨机，塔式磨机下端出口通过管道设置有泵池，泵池通过矿浆泵与水力旋流器入口连接，水力旋流器溢流出口通过管道与1#搅拌桶入口连接，水力旋流器沉砂出口与塔式磨机入口连接；
1#搅拌桶出口与2#搅拌桶入口连接，2#搅拌桶出口与硫粗选机入口连接，硫粗选机尾矿出口与硫扫选机一入口连接，硫扫选机一尾矿出口与硫扫选机二入口连接，硫扫选机二尾矿出口与3#搅拌桶和4#搅拌桶顺序连接；
硫扫选机二精矿出口与硫扫选机一入口连接，硫扫选机一精矿出口与硫粗选机入口连接，硫粗选机精矿出口与硫精选机一入口连接，硫精选机一精矿出口与硫精选机二入口连接，硫精选机二尾矿出口与硫精选机一入口连接，硫精选机一尾矿出口与硫粗选机入口连接，硫精选机二精矿出口为硫铁精矿；
4#搅拌桶出口与铅粗选机入口连接，铅粗选机尾矿出口与铅扫选机一入口连接，铅扫选机一尾矿出口与铅扫选机二入口连接，铅扫选机二尾矿出口与5#搅拌桶和6#搅拌桶顺序连接；
铅扫选机二精矿出口与铅扫选机一入口连接，铅扫选机一精矿出口与铅粗选机入口连接，铅粗选机精矿出口与铅精选机一入口连接，铅精选机一精矿出口与铅精选机二入口连接，铅精选机二尾矿出口与铅精选机一入口连接，铅精选机一尾矿出口与铅粗选机入口连接，铅精选机二精矿出口为硫化铅精矿；
6#搅拌桶出口与锌粗选机入口连接，锌粗选机尾矿出口与锌扫选机一入口连接，锌扫选机一尾矿出口与锌扫选机二入口连接，锌扫选机二尾矿出口为尾渣；
锌扫选机二精矿出口与锌扫选机一入口连接，锌扫选机一精矿出口与锌粗选机入口连接，锌粗选机精矿出口与锌精选机一入口连接，锌精选机一精矿出口与锌精选机二入口连接，锌精选机二尾矿出口与锌精选机一入口连接，锌精选机一尾矿出口与锌粗选机入口连接，锌精选机二精矿出口为硫化锌精矿。
以某一有铅、锌、银伴生的硫铁矿石，主要金属矿物有方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿，还有微量氧化铅、氧化锌。主要脉石矿物有石英、长石、石榴石、高岭土等。方铅矿粒径一般为0.03~0.09mm，与闪锌矿和黄铁矿共生密切。闪锌矿粒径一般为0.02~0.25mm.黄铁矿粒径一般为0.052~0.41，按照本发明的方式进行试验，其多元素分析结果见表1。
实施例1
（1）将待浮选分离的硫化铅锌硫矿石，将待浮选分离的硫化铅锌硫矿石经过粗磨以及通过塔式磨机和水力旋流器的配合球磨分级后，将其磨至粒度小于0.074mm达60%后，矿浆调节至浓度为28%。其磨矿浓度为70%，同时添加Na2CO3用量为1000g/t，使得矿浆pH为8；
（2）优先浮选硫铁矿。
在传统的流程中，总会涉及到优先浮选铅抑制黄铁矿或优先浮选锌抑制黄铁矿的问题，一般情况下，黄铁矿总是先被石灰在高碱条件下抑制后再添加活化剂硫酸和捕收剂进行浮选。在实验中发现加适量的CaS和丁基醚醇，可以不用捕收剂就可大大提高黄铁矿的浮游性，而在某一浓度下CaS能强烈抑制方铅矿和闪锌矿。因此通过调控CaS，可以实现优先浮选硫铁矿物抑制铅锌矿物。
将经上述（1）所得矿浆输送至1#搅拌桶中，加入CaS用量为1200g/t调浆4分钟,pH值控制在8后，矿浆进入2#搅拌桶，添加丁基醚醇用量为40g/t调浆3分钟，然后输送至硫浮选系统进行浮选，获得的产品为硫精矿和硫浮选尾矿。硫浮选作业分为；一次粗选，浮选时间为5分钟；两次精选，精选一添加CaS用量为100g/t，浮选时间为精选一4分钟、精选二3分钟；两次扫选，扫选一添加CaS用量为200g/t和丁基醚醇为20g/t，扫选二添加丁基醚醇10g/t，浮选时间分别为4分钟。
(3）浮选方铅矿
将经上述（2）所得硫浮选尾矿输送至3#搅拌桶中，添加锌抑制剂ZnSO4·7H2O用量为500g/t调浆3分钟，然后矿浆流入4#搅拌桶，添加捕收剂乙硫氮用量40g/t和起泡剂2#油用量30g/t调浆2分钟，然后输送至铅浮选系统进行浮选，获得硫化铅精矿和铅浮选尾矿。铅浮选作业分为：一次粗选，浮选时间为5分钟；两次精选，精选一添加锌抑制剂ZnSO4·7H2O用量为300g/t，浮选时间为：精选一4分钟、精选二为3分钟；两次扫选，扫选一添加乙硫氮用量10g/t和起2#油用量10g/t，扫选二添加乙硫氮用量5g/t和起2#油用量10g/t，浮选时间为扫选一为4分钟、扫选二为3分钟。
（4）浮选硫化锌
将经上述（3）所得铅浮选尾矿输送至5#搅拌桶中，添加硫化锌活化剂CuSO4·5H2O用量为100g/t调浆3分钟，然后矿浆流入6#搅拌桶，添加捕收剂丁黄药100g/t和起泡剂2#油用量30g/t调浆2分钟，然后输送至锌浮选系统进行浮选，获得硫化锌精矿和浮选尾矿。锌浮选作业分为：一次粗选，浮选时间为5分钟；两次精选，浮选时间为：精选一4分钟，精选二3分钟；两次扫选，扫选一添加CuSO4·5H2O用量为50g/t和丁黄药用量为30g/t及2#油用量10g/t，扫选二添加CuSO4·5H2O用量为30g/t和丁黄药用量为20g/t及2#油用量10g/t，浮选时间分别为4分钟。
结果表明，由于没有使用石灰和硫酸，因管道堵塞和浮选设备腐蚀带来停产的频率降低了大约87%左右，提高了正常开机时间，稳定了工艺生产。最终获得了铅品位为65.68%、回收率为87.57%的铅精矿；锌品位为51.45%、回收率为91.68%的锌精矿及硫品位为47.65%、回收率为86.33%的硫铁精矿。
实施例2
（1）将待浮选分离的硫化铅锌硫矿石，将待浮选分离的硫化铅锌硫矿石经过粗磨以及通过塔式磨机和水力旋流器的配合球磨分级后，将其磨至粒度小于0.074mm达90%后，矿浆调节至浓度为35%。其磨矿浓度为75%，同时添加Na2CO3用量为适量氢氧化钠，使得矿浆pH为12；
（2）优先浮选硫铁矿。
在传统的流程中，总会涉及到优先浮选铅抑制黄铁矿或优先浮选锌抑制黄铁矿的问题，一般情况下，黄铁矿总是先被石灰在高碱条件下抑制后再添加活化剂硫酸和捕收剂进行浮选。在实验中发现加适量的CaS和丁基醚醇，可以不用捕收剂就可大大提高黄铁矿的浮游性，而在某一浓度下CaS能强烈抑制方铅矿和闪锌矿。因此通过调控CaS，可以实现优先浮选硫铁矿物抑制铅锌矿物。
将经上述（1）所得矿浆输送至1#搅拌桶中，加入CaS用量为3200g/t调浆2~4分钟,pH值控制在12后，矿浆进入2#搅拌桶，添加丁基醚醇用量为100g/t调浆3分钟，然后输送至硫浮选系统进行浮选，获得的产品为硫精矿和硫浮选尾矿。硫浮选作业分为；一次粗选，浮选时间为5分钟；两次精选，精选一添加CaS用量为300g/t，浮选时间为精选一4分钟、精选二3分钟；两次扫选，扫选一添加CaS用量为600g/t和丁基醚醇为50g/t，扫选二添加丁基醚醇10g/t，浮选时间分别为4分钟。
(3）浮选方铅矿
将经上述（2）所得硫浮选尾矿输送至3#搅拌桶中，添加锌抑制剂ZnSO4·7H2O用量为1500g/t调浆3分钟，然后矿浆流入4#搅拌桶，添加捕收剂乙硫氮用量80g/t和起泡剂2#油用量30g/t调浆2分钟，然后输送至铅浮选系统进行浮选，获得硫化铅精矿和铅浮选尾矿。铅浮选作业分为：一次粗选，浮选时间为5分钟；两次精选，精选一添加锌抑制剂ZnSO4·7H2O用量为600g/t，浮选时间为：精选一4分钟、精选二为3分钟；两次扫选，扫选一添加乙硫氮用量20g/t和起2#油用量10g/t，扫选二添加乙硫氮用量10g/t和起2#油用量10g/t，浮选时间为扫选一为4分钟、扫选二为3分钟。
（4）浮选硫化锌
将经上述（3）所得铅浮选尾矿输送至5#搅拌桶中，添加硫化锌活化剂CuSO4·5H2O用量为400g/t调浆3分钟，然后矿浆流入6#搅拌桶，添加捕收剂丁黄药200g/t和起泡剂2#油用量30g/t调浆2分钟，然后输送至锌浮选系统进行浮选，获得硫化锌精矿和浮选尾矿。锌浮选作业分为：一次粗选，浮选时间为5分钟；两次精选，浮选时间为：精选一4分钟，精选二3分钟；两次扫选，扫选一添加CuSO4·5H2O用量为150g/t和丁黄药用量为60g/t及2#油用量10g/t，扫选二添加CuSO4·5H2O用量为80g/t和丁黄药用量为50g/t及2#油用量10g/t，浮选时间分别为4分钟。
结果表明，由于没有使用石灰和硫酸，因管道堵塞和浮选设备腐蚀带来停产的频率降低了大约85%左右，提高了正常开机时间，稳定了工艺生产。最终获得了铅品位为68.77%、回收率为88.21%的铅精矿；锌品位为50.83%、回收率为89.87%的锌精矿及硫品位为48.13%、回收率为87.45%的硫铁精矿。
实施例3
（1）将待浮选分离的硫化铅锌硫矿石，将待浮选分离的硫化铅锌硫矿石经过粗磨以及通过塔式磨机和水力旋流器的配合球磨分级后，将其磨至粒度小于0.074mm达80%后，矿浆调节至浓度为28%~35%。其磨矿浓度为72%，同时添加Na2CO3用量为1000g/t，使得矿浆pH为10；
（2）优先浮选硫铁矿。
在传统的流程中，总会涉及到优先浮选铅抑制黄铁矿或优先浮选锌抑制黄铁矿的问题，一般情况下，黄铁矿总是先被石灰在高碱条件下抑制后再添加活化剂硫酸和捕收剂进行浮选。在实验中发现加适量的CaS和丁基醚醇，可以不用捕收剂就可大大提高黄铁矿的浮游性，而在某一浓度下CaS能强烈抑制方铅矿和闪锌矿。因此通过调控CaS，可以实现优先浮选硫铁矿物抑制铅锌矿物。
将经上述（1）所得矿浆输送至1#搅拌桶中，加入CaS用量为3000g/t调浆2~4分钟,pH值控制在10后，矿浆进入2#搅拌桶，添加丁基醚醇用量为80g/t调浆3分钟，然后输送至硫浮选系统进行浮选，获得的产品为硫精矿和硫浮选尾矿。硫浮选作业分为；一次粗选，浮选时间为5分钟；两次精选，精选一添加CaS用量为200g/t，浮选时间为精选一4分钟、精选二3分钟；两次扫选，扫选一添加CaS用量为400g/t和丁基醚醇为40g/t，扫选二添加丁基醚醇10g/t，浮选时间分别为4分钟。
(3）浮选方铅矿
将经上述（2）所得硫浮选尾矿输送至3#搅拌桶中，添加锌抑制剂ZnSO4·7H2O用量为1000g/t调浆3分钟，然后矿浆流入4#搅拌桶，添加捕收剂乙硫氮用量40~80g/t和起泡剂2#油用量30g/t调浆2分钟，然后输送至铅浮选系统进行浮选，获得硫化铅精矿和铅浮选尾矿。铅浮选作业分为：一次粗选，浮选时间为5分钟；两次精选，精选一添加锌抑制剂ZnSO4·7H2O用量为400g/t，浮选时间为：精选一4分钟、精选二为3分钟；两次扫选，扫选一添加乙硫氮用量10~20g/t和起2#油用量10g/t，扫选二添加乙硫氮用量8g/t和起2#油用量10g/t，浮选时间为扫选一为4分钟、扫选二为3分钟。
（4）浮选硫化锌
将经上述（3）所得铅浮选尾矿输送至5#搅拌桶中，添加硫化锌活化剂CuSO4·5H2O用量为300g/t调浆3分钟，然后矿浆流入6#搅拌桶，添加捕收剂丁黄药150g/t和起泡剂2#油用量30g/t调浆2分钟，然后输送至锌浮选系统进行浮选，获得硫化锌精矿和浮选尾矿。锌浮选作业分为：一次粗选，浮选时间为5分钟；两次精选，浮选时间为：精选一4分钟，精选二3分钟；两次扫选，扫选一添加CuSO4·5H2O用量为100g/t和丁黄药用量为40g/t及2#油用量10g/t，扫选二添加CuSO4·5H2O用量为60g/t和丁黄药用量为40g/t及2#油用量10g/t，浮选时间分别为4分钟。
结果表明，由于没有使用石灰和硫酸，因管道堵塞和浮选设备腐蚀带来停产的频率降低了大约84%左右，提高了正常开机时间，稳定了工艺生产。最终获得了铅品位为63.89%、回收率为85.98%的铅精矿；锌品位为51.76%、回收率为90.78%的锌精矿及硫品位为46.55%、回收率为85..69%的硫铁精矿。
Claims (2)
1.一种硫化铅锌硫铁矿的浮选方法，其特征在于，包括下列步骤：
（1）粉碎、磨矿分级 ，调浆并调节矿浆pH
将待浮选分离的硫化铅锌硫矿石磨至粒度小于0.074mm达60~90%后，矿浆调节至浓度为28%~35%，加入调整剂，使得矿浆pH为8~12；
（2）浮选硫铁精矿
将经上述（1）所得矿浆中加入CaS用量为1200~3200g/t和丁基醚醇为20~50g/t，然后输送至硫浮选系统进行硫浮选作业；
(3）浮选硫化铅精矿
将经上述（2）所得硫浮选尾矿添加锌抑制剂ZnSO4·7H2O用量为500~1500g/t，添加捕收剂乙硫氮用量40~80g/t和起泡剂2#油用量30g/t调浆，然后输送至铅浮选系统进行铅浮选作业，获得硫化铅精矿和铅浮选尾矿；
（4）浮选硫化锌精矿
将经上述（3）所得铅浮选尾矿，添加硫化锌活化剂CuSO4·5H2O用量为100~400g/t，添加捕收剂丁黄药100~200g/t和起泡剂2#油用量30g/t调浆，然后输送至锌浮选系统进行锌浮选作业，获得硫化锌精矿和浮选尾矿；
所述调整剂为碳酸钠或氢氧化钠。
2.如权利要求1所述的一种硫化铅锌硫铁矿的浮选方法，其特征在于，
硫浮选作业分为：一次粗选；两次精选，精选一添加CaS用量为100~300g/t；两次扫选，扫选一添加CaS用量为200~600g/t和丁基醚醇为20~50g/t，扫选二添加丁基醚醇10g/t；
铅浮选作业分为：一次粗选；两次精选，精选一添加锌抑制剂ZnSO4·7H2O用量为300~600g/t；两次扫选，扫选一添加乙硫氮用量10~20g/t和起泡剂2#油用量10g/t，扫选二添加乙硫氮用量5~10g/t和起泡剂2#油用量10g/t；
锌浮选作业分为：一次粗选；两次精选；两次扫选，扫选一添加用量为50~150g/t和丁黄药用量为30~60g/t及起泡剂2#油用量10g/t，扫选二添加用量为30~80g/t和丁黄药用量为20~50g/t及起泡剂2#油用量10g/t。
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