权利要求

1.一种高含盐水用于铅锌硫多金属硫化矿浮选分离方法，其特征在于，包括如下步骤：

S1、原矿磨矿：将原矿与高含盐水给入磨机进行磨矿;如果原矿中含碳，磨矿后得到的矿浆转入步骤S2，否则磨矿后得到的矿浆直接转入步骤S3进行铅粗选;

S2、碳粗选：将步骤S1磨矿后得到的矿浆给入浮选机，不加任何药剂，依靠盐离子的自然起泡性进行碳粗选，得到碳粗选精矿和碳粗选尾矿，碳粗选尾矿转入步骤S3进行铅粗选;

S3、铅粗选：向矿浆中加入包含硫酸锌和亚硫酸钠的组合抑制剂后，添加弱捕收剂乙硫氮，依靠盐水离子的自然起泡性进行优先选铅，得到铅粗选精矿和铅粗选尾矿;

S4、铅精选：对步骤S3所得的铅粗选精矿进行浓密后，对浓密底流用淡水调浆再磨，然后向得到的铅再磨矿浆中添加含有硫酸锌和亚硫酸钠的组合抑制剂后，添加弱捕收剂乙硫氮，经过三次铅精选获得铅精矿;

S5、铅扫选：向步骤S3得到的铅粗选尾矿加入包含硫酸锌和亚硫酸钠的组合抑制剂后，添加弱捕收剂乙硫氮，依靠盐水离子的自然起泡性进行铅扫选作业，得到铅扫选尾矿;

S6、锌-硫等可浮粗选：对步骤S5所得的铅扫选尾矿进行锌-硫等可浮粗选，加入硫酸铜用于活化闪锌矿，并添加捕收剂丁基黄药，依靠盐水离子的自然起泡性进行浮选，获得锌-硫等可浮粗选精矿及锌-硫等可浮粗选尾矿;锌-硫等可浮粗选精矿转入步骤S8，锌-硫等可浮粗选尾矿转入步骤S7;

S7、锌扫选：向步骤S6所得的锌-硫等可浮粗选尾矿中加入硫酸铜用于活化闪锌矿，并添加捕收剂丁基黄药，依靠盐水离子的自然起泡性进行两次锌扫选，得到最终尾矿;

S8、等可浮精选：对步骤S6获得的锌-硫等可浮粗选精矿进行两次空白等可浮精选，获得锌-硫精选精矿;

S9、锌-硫分离粗选：对步骤S8所得的锌-硫精选精矿进行浓密，对浓密底流用淡水调浆再磨得到锌-硫再磨矿浆，然后向锌-硫再磨矿浆中添加石灰调节pH，其后添加硫酸铜用于活化闪锌矿，并添加丁基黄药，进行分离粗选，获得锌分离粗精矿和硫分离粗精矿;

S10、锌精选：向步骤S9所得的锌分离粗精矿加入石灰调节pH，经三次锌精选获得锌精矿;

S11、锌精扫选：步骤S9中所得的硫分离粗精矿加入石灰调节pH，添加硫酸铜用于活化闪锌矿，并添加丁基黄药，经两次锌精扫选作业，获得硫精矿。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S3中，按每吨原矿干重计，硫酸锌的用量为500-2000g/t，亚硫酸用量为250-1000g/t，乙硫氮用量为20-80g/t。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S4中，第一次铅精选作业和第二次铅精选作业中均加入组合抑制剂和乙硫氮，第三次铅精选作业为空白精选;第一次铅精选作业和第二次铅精选作业中，按每吨原矿干重计，硫酸锌用量为50-200g/t，亚硫酸用量为25-100g/t，乙硫氮用量为5-30g/t。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S5中，按每吨原矿干重计，硫酸锌用量为100-600g/t，亚硫酸用量为50-300g/t，乙硫氮用量为5-20g/t。

5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S6中，按每吨原矿干重计，硫酸铜用量为100-250g/t，丁基黄药用量为80-200g/t。

6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S7中，两次锌扫选作业均加入硫酸铜和丁基黄药，其中，按每吨原矿干重计，硫酸铜用量为20-100g/t，丁基黄药用量为5-50g/t。

7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S9中，向锌-硫再磨矿浆中添加石灰调节pH>11.5;按每吨原矿干重计，硫酸铜用量为30-80g/t，丁基黄药用量为20-50g/t。

8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S10中，第一次锌精选作业和第二次锌精选作业中都加入石灰调节pH>11.5，第三次锌精选作业为空白精选。

9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤S11中，两次锌精扫选作业中都添加石灰调整矿浆pH>11.5，并且都添加硫酸铜和丁基黄药，按每吨原矿干重计，硫酸铜用量为10-50g/t，丁基黄药用量为5-20g/t。

说明书

技术领域

[0001]本发明涉及选矿技术领域，具体涉及一种高含盐水用于铅锌硫多金属硫化矿浮选分离方法。

背景技术

[0002]地球上海水含量约占总水资源的97%，淡水是有限的宝贵资源，采用高盐海水、苦卤水、高循环选矿回水、浓缩疏干水等高含盐、高硬度废水进行选矿分离将是未来选矿行业发展的必经之路。

[0003]在我国东北、西北、华北的干旱、半干旱地区，降水量小，蒸发量大，溶解在水中的盐分易积聚，这些地方的矿井疏干水多为高含盐水。这些高含盐水由于固含量、离子含量等超标，无法利用。高含盐疏干水经水处理后，可形成用于生活用水、灌溉、消防等用途的淡水;而处理疏干水形成的一定比例高浓度盐碱水由于其钙、镁、氯等离子含量极高，对于以浮选为主的非煤矿山无适当利用途径，随开采时间不断增长，这部分高浓度盐碱水量不断累计，成为制约矿山企业绿色环保发展的拦路虎。

[0004]海水中富含氯、钠、钙离子，其中氯离子含量约占元素总含量56.6%，沿海地区矿山若能将海水用于矿山生产，将会对淡水资源紧缺有一定缓解。

[0005]高含盐水给矿物浮选可能带来众多积极影响，包括降低气泡表面张力产生数量更多、稳定性更强的气泡，降低起泡剂用量，提高矿化泡沫形成机率，提高硫化矿混合浮选回收率等。同时，也可能存在诸多负面影响，包括高含盐水的离子会消耗浮选捕收剂，稳定的泡沫状态造成多金属分离困难，高价碱金属离子在矿物表面形成亲水沉淀降低矿物可浮性，影响选矿指标。

[0006]当前，将高含盐水用于多金属浮选领域的研究较少。

[0007]中国专利申请CN117483114A公开了一种海水浮选回收铜铅锌硫化矿的方法，该方法为采用预选磁选，磁选尾矿采用海水为介质进行铜铅锌混合粗选-粗精矿铜与铅锌分离-粗选尾矿再选锌工艺，混合浮选捕收剂主要成分由醚胺类捕收剂CY-M-4、乙基硫氨酯Z-200及丁基黄药组成，该方法铜回收率低，且未考虑铅锌分离的问题，造成经济效果较差。

[0008]中国专利申请CN110653075A公开了一种海水介质中铜矿物浮选方法，该方法通过在海水介质矿浆中加入由硫化钠、水玻璃、腐殖酸钠和焦亚硫酸钠混合制成的组合调整剂，采用丁基黄药、Z-200和松醇油为捕收起泡剂通过浮选可以获得合格铜精矿，该方法为单一铜金属的回收，不涉及多金属分离。

发明内容

[0009]针对现有技术的不足，本发明旨在提供一种高含盐水用于铅锌硫多金属硫化矿浮选分离方法。

[0010]为了实现上述目的，本发明采用如下技术方案：

[0011]一种高含盐水用于铅锌硫多金属硫化矿浮选分离方法，包括如下步骤：

[0012]S1、原矿磨矿：将原矿与高含盐水给入磨机进行磨矿;如果原矿中含碳，磨矿后得到的矿浆转入步骤S2，否则磨矿后得到的矿浆直接转入步骤S3进行铅粗选;

[0013]S2、碳粗选：将步骤S1磨矿后得到的矿浆给入浮选机，不加任何药剂，依靠盐离子的自然起泡性进行碳粗选，得到碳粗选精矿和碳粗选尾矿，碳粗选尾矿转入步骤S3进行铅粗选;

[0014]S3、铅粗选：向矿浆中加入包含硫酸锌和亚硫酸钠的组合抑制剂后，添加弱捕收剂乙硫氮，依靠盐水离子的自然起泡性进行优先选铅，得到铅粗选精矿和铅粗选尾矿;

[0015]S4、铅精选：对步骤S3所得的铅粗选精矿进行浓密后，对浓密底流用淡水调浆再磨，然后向得到的铅再磨矿浆中添加含有硫酸锌和亚硫酸钠的组合抑制剂后，添加弱捕收剂乙硫氮，经过三次铅精选获得铅精矿;

[0016]S5、铅扫选：向步骤S3得到的铅粗选尾矿加入包含硫酸锌和亚硫酸钠的组合抑制剂后，添加弱捕收剂乙硫氮，依靠盐水离子的自然起泡性进行铅扫选作业，得到铅扫选尾矿;

[0017]S6、锌-硫等可浮粗选：对步骤S5所得的铅扫选尾矿进行锌-硫等可浮粗选，加入硫酸铜用于活化闪锌矿，并添加捕收剂丁基黄药，依靠盐水离子的自然起泡性进行浮选，获得锌-硫等可浮粗选精矿及锌-硫等可浮粗选尾矿;锌-硫等可浮粗选精矿转入步骤S8，锌-硫等可浮粗选尾矿转入步骤S7;

[0018]S7、锌扫选：向步骤S6所得的锌-硫等可浮粗选尾矿中加入硫酸铜用于活化闪锌矿，并添加捕收剂丁基黄药，依靠盐水离子的自然起泡性进行两次锌扫选，得到最终尾矿;

[0019]S8、等可浮精选：对步骤S6获得的锌-硫等可浮粗选精矿进行两次空白等可浮精选，获得锌-硫精选精矿;

[0020]S9、锌-硫分离粗选：对步骤S8所得的锌-硫精选精矿进行浓密，对浓密底流用淡水调浆再磨得到锌-硫再磨矿浆，然后向锌-硫再磨矿浆中添加石灰调节pH，其后添加硫酸铜用于活化闪锌矿，并添加丁基黄药，进行分离粗选，获得锌分离粗精矿和硫分离粗精矿;

[0021]S10、锌精选：向步骤S9所得的锌分离粗精矿加入石灰调节pH，经三次锌精选获得锌精矿;

[0022]S11、锌精扫选：步骤S9中所得的硫分离粗精矿加入石灰调节pH，添加硫酸铜用于活化闪锌矿，并添加丁基黄药，经两次锌精扫选作业，获得硫精矿。

[0023]进一步地，步骤S3中，按每吨原矿干重计，硫酸锌的用量为500-2000g/t，亚硫酸用量为250-1000g/t，乙硫氮用量为20-80g/t。

[0024]进一步地，步骤S4中，第一次铅精选作业和第二次铅精选作业中均加入组合抑制剂和乙硫氮，第三次铅精选作业为空白精选;第一次铅精选作业和第二次铅精选作业中，按每吨原矿干重计，硫酸锌用量为50-200g/t，亚硫酸用量为25-100g/t，乙硫氮用量为5-30g/t。

[0025]进一步地，步骤S5中，按每吨原矿干重计，硫酸锌用量为100-600g/t，亚硫酸用量为50-300g/t，乙硫氮用量为5-20g/t。

[0026]进一步地，步骤S6中，按每吨原矿干重计，硫酸铜用量为100-250g/t，丁基黄药用量为80-200g/t。

[0027]进一步地，步骤S7中，两次锌扫选作业均加入硫酸铜和丁基黄药，其中，按每吨原矿干重计，硫酸铜用量为20-100g/t，丁基黄药用量为5-50g/t。

[0028]进一步地，步骤S9中，向锌-硫再磨矿浆中添加石灰调节pH>11.5;按每吨原矿干重计，硫酸铜用量为30-80g/t，丁基黄药用量为20-50g/t。

[0029]进一步地，步骤S10中，第一次锌精选作业和第二次锌精选作业中均加入石灰调节pH>11.5，第三次锌精选作业为空白精选。

[0030]进一步地，步骤S11中，两次锌精扫选作业中均添加石灰调整矿浆pH>11.5，并且均添加硫酸铜和丁基黄药，按每吨原矿干重计，硫酸铜用量为10-50g/t，丁基黄药用量为5-20g/t。

[0031]本发明的有益效果在于：

[0032]1、本发明利用高含盐水盐离子自身起泡性及稳定泡沫层的积极影响，全程不使用起泡剂，利用其自然起泡性进行碳粗选、铅粗选、锌-硫等可浮粗选，通过不使用起泡剂降低精选分离困难的问题，尤其在碳粗选段利用盐离子自身起泡性，不加入任何药剂，可完成大部分碳在粗选阶段上浮分离，可显著降低药剂成本。

[0033]2、本发明采用高含盐水锌-硫等可浮、锌-硫精矿浓密-淡水调浆再磨-淡水分离工艺解决了高含盐水锌硫分离的难题。高含盐水采用锌-硫等可浮，优先选出闪锌矿(铁闪锌矿)和可浮性较好的黄铁矿，避免高含盐水为介质采用优先浮选强压强拉且分选效率差的问题。采用淡水调浆再磨-淡水分离工艺，可有效增加石灰作为硫抑制剂加入矿浆后游离氧化钙含量，以增加黄铁矿的抑制效果，实现锌-硫高效分离分选。

[0034]3、本发明采用铅粗精矿浓密-淡水调浆再磨-淡水分离工艺，通过降低盐离子，降低盐水的强起泡性及削弱泡沫层的稳定性，依次降低铅、锌互含，提高主要金属品质及回收率。

[0035]4、本发明利用高含盐水本身特性及不同矿物可浮性差异进行分离分选，可避免药剂的过度及过量使用。

附图说明

[0036]图1为本发明实施例1、2的方法流程图。

具体实施方式

[0037]以下将结合附图对本发明作进一步的描述，需要说明的是，本实施例以本技术方案为前提，给出了详细的实施方式和具体的操作过程，但本发明的保护范围并不限于本实施例。

[0038]实施例1

[0039]本实施例提供一种高含盐水用于含铅锌硫多金属硫化矿浮选分离方法，所述高含盐水中，氯离子浓度为48380mg/L，钙离子浓度为6600mg/L，镁离子浓度为1203mg/L，所述含铅锌硫多金属硫化矿中含有碳5.15%、Pb含量0.55%、锌含量2.21%、硫含量7.65%，锌主要为铁闪锌矿，平均铁含量为8.85%。

[0040]如图1所示，所述方法具体包括如下步骤：

[0041]S1、原矿磨矿：将原矿与上述高含盐水按质量比3：2的比例给入磨机进行磨矿，磨矿产品细度为-0.074mm占总原矿重量的70%;

[0042]S2、碳粗选：将步骤S1磨矿得到的矿浆给入浮选机，不加任何药剂，依靠盐离子的自然起泡性进行碳粗选，获得碳粗选精矿和碳粗选尾矿;

[0043]S3、铅粗选：按每吨原矿干重计，向碳粗选尾矿的浮选槽中加入包含硫酸锌500g/t和亚硫酸钠250g/t的组合抑制剂，搅拌2min，进一步添加乙硫氮20g/t，搅拌2min，依靠盐水离子的自然起泡性进行优先选铅，得到铅粗选精矿(泡沫产品)和铅粗选尾矿。

[0044]S4、铅精选：对铅粗选精矿进行浓密过滤，向浓密底流加入淡水(自来水)再磨至细度-0.038mm占总给矿的70%，得到铅再磨矿浆，对铅再磨矿浆进行三次铅精选，每次铅精选作业均得到泡沫产品和槽底产品，泡沫进入下一次铅精选作业，第三次铅精选所得泡沫产品为铅精矿;第一次铅精选的槽底产品返回铅粗选作业，第二次铅精选的槽底产品返回第一次铅精选作业，第三次铅精选的槽底产品返回第二次铅精选作业;第一次铅精选和第二次铅精选作业均添加包含硫酸锌和亚硫酸钠的组合抑制剂，搅拌2min后加入乙硫氮搅拌2min;按每吨原矿干重计，第一次铅精选作业中硫酸锌、亚硫酸钠、乙硫氮用量分别为100g/t、50g/t、10g/t，第二次铅精选作业中硫酸锌、亚硫酸钠、乙硫氮用量分别为50g/t、25g/t、5g/t，第三次铅精选为空白精选。

[0045]S5、铅扫选：按每吨原矿干重计，向铅粗选尾矿的浮选槽中加入包含硫酸锌100g/t和亚硫酸钠50g/t的组合抑制剂，搅拌2min，添加乙硫氮5g/t，搅拌2min，依靠盐水离子的自然起泡性进行铅扫选，铅扫选精矿(扫选泡沫)返回至铅粗选作业，铅扫选尾矿转入步骤S6。

[0046]S6、锌-硫等可浮粗选：按每吨原矿干重计，向铅扫选尾矿加入硫酸铜100g/t，搅拌3min，添加丁基黄药80g/t，搅拌2min，进行锌-硫等可浮粗选，获得锌-硫等可浮粗选精矿和锌-硫等可浮粗选尾矿(槽底产品)。

[0047]S7、锌扫选：步骤S6所得的锌-硫等可浮粗选尾矿进行两次锌扫选，获得最终尾矿。其中，两次锌扫选作业均加入硫酸铜搅拌3min，添加丁基黄药搅拌2min，按每吨原矿干重计，第一次锌扫选中硫酸铜及丁基黄药用量分别为50g/t、10g/t，第二次锌扫选中硫酸铜及丁基黄药用量分别为20g/t和5g/t，第一次锌扫选所得的泡沫产品返回至锌-硫等可浮粗选作业，第二次锌扫选所得的泡沫产品返回至第一次锌扫选作业。

[0048]S8、等可浮精选：步骤S6所得的锌-硫等可浮粗选精矿进行两次空白等可浮精选，每次等可浮精选作业均得到泡沫产品和槽底产品，泡沫产品进入下一次等可浮精选作业，第二次等可浮精选所得的泡沫产品为锌-硫精选精矿;第一次等可浮精选所得的槽底产品返回至锌-硫等可浮粗选，第二次等可浮精选所得的槽底产品返回第一次等可浮精选作业。

[0049]S9、锌-硫分离粗选：对步骤S8所得的锌-硫精选精矿进行浓密过滤处理，浓密底流加自来水(淡水)磨矿至细度-0.038mm占总给矿的80%，添加石灰，调节pH=12，按每吨原矿干重计，石灰用量为500g/t，搅拌3min;然后按每吨原矿干重计，添加硫酸铜30g/t，搅拌3min;添加丁基黄药20g/t，搅拌2min，进行分离粗选，浮选得到的泡沫产品为锌分离粗精矿，槽底产品为硫分离粗精矿。

[0050]S10、锌精选：对S9所获得的锌分离粗精矿过滤，经三次锌精选，每次锌精选作业均得到泡沫产品和槽底产品，泡沫产品进入下一次锌精选作业，第三次锌精选分离所得泡沫产品为锌精矿;第一次锌精选所得的槽底产品返回锌-硫分离粗选作业，第二次锌精选所得的槽底产品返回第一次锌精选作业，第三次锌精选所得的槽底产品返回第二次锌精选作业;第一次锌精选和第二次锌精选作业均加石灰，保持pH>11.5，搅拌3min后分选，第一次锌精选和第二次锌精选作业的石灰用量分别为100g/t、70g/t，第三次锌精选为不加药剂的空白精选。

[0051]S11、锌精扫选：步骤S9所得的硫分离粗精矿经两次锌精扫选，获得硫精矿，两次锌精扫选作业中均加入石灰，保持pH>11.5，搅拌3min，然后加入硫酸铜搅拌3min，再进一步添加丁基黄药搅拌2min。按每吨原矿干重计，第一次锌精扫选作业中石灰、硫酸铜及丁基黄药用量分别为100g/t、30t/g、10g/t，第二次锌精扫选作业中80g/t、10g/t、5g/t，第一次锌精扫选作业所得的泡沫产品返回至锌-硫分离粗选作业，第二次锌精扫选作业所得的泡沫产品返回至第一次锌精扫选作业。

[0052]对比例1

[0053]本对比例与实施例1基本相同，区别在于在步骤S2的碳粗选中，按每吨原矿干重计加入柴油20g/t、2#油10g/t，在步骤S3的铅粗选中加入包含硫酸锌500g/t和亚硫酸钠250g/t的组合抑制剂，搅拌2min后加入乙硫氮15g/t，同时加入2#油10g/t;在步骤S6的锌-硫等可浮粗选中加入硫酸铜100g/t，搅拌3min后加入丁基黄药70g/t，同时加入2#油20g/t。其他药剂制度及条件不变，得到碳精矿、铅精矿、锌精矿、硫精矿。

[0054]对比例2

[0055]本对比例中，步骤S1-S5与实施例1相同;

[0056]步骤S6的锌-硫等可浮粗选作业改为锌粗选作业，在步骤S6原有的药剂制度上，进一步添加石灰10000g/t，保持pH大于11.5，泡沫产品为锌粗精矿，槽底产品转入步骤S7;步骤S7中，第一次锌扫选、第二次锌扫选作业分别在原有的药剂制度基础上补加3000g/t石灰和1500g/t石灰，保持pH大于11.5。

[0057]锌粗精矿直接进行四次锌精选作业，第一次锌精选作业的药剂制度和分选条件与实施例1的步骤S9相同，槽底产品返回锌粗选作业，泡沫产品进入下一次锌精选作业;第二、三、四次锌精选作业的药剂制度和分选条件分别与实施例1的步骤S10中的第一、二、三次锌精选作业的药剂制度和分选条件相同，槽底产品返回上一级精选作业。本对比例最终获得碳精矿、铅精矿、锌精矿。

[0058]对比例3

[0059]本对比例与实施例1基本相同，区别在于步骤S4和步骤S9中取消浓密过滤和淡水(自来水)调浆工序，将铅粗精矿和锌-硫精选精矿直接再磨。

[0060]对比例4

[0061]本对比例与实施例1基本相同，区别在于删除步骤S2的碳粗选作业，最终只获得铅精矿、锌精矿、硫精矿。

[0062]表1

[0063]

[0064]实施例2

[0065]本实施例提供一种高含盐水用于铅锌硫多金属硫化矿浮选分离方法，所述高含盐水为海水，其中氯离子浓度为19320mg/L，钙离子浓度为500mg/L，镁离子浓度为1340mg/L，钠离子浓度为10230mg/L，所述铅锌硫化矿铅含量1.12%、锌含量2.78%、硫含量9.41%;铅矿物主要为方铅矿，锌矿物只要为闪锌矿。

[0066]所述方法具体包括如下步骤：

[0067]S1、原矿磨矿：将原矿与水按质量比2：1的比例给入磨机进行磨矿，魔矿产品细度为-0.074mm占总原矿重量的65%;

[0068]S2、铅粗选：将步骤S1磨矿矿浆给入浮选机，按每吨原矿干重计，加入包含硫酸锌2000g/t和亚硫酸钠1000g/t的组合抑制剂，搅拌2min，添加乙硫氮80g/t，搅拌2min，依靠盐水离子的自然起泡性进行优先选铅，得到铅粗选精矿(泡沫产品)和铅粗选尾矿。

[0069]S3、铅精选：对S2所获得的铅粗选精矿进行浓密过滤，加入淡水(自来水)再磨至细度-0.038mm占总给矿的80%得到铅再磨矿浆，铅再磨矿浆经三次铅精选，每次铅精选作业均得到泡沫产品和槽底产品，泡沫进入下一次铅精选作业，第三次铅精选所得泡沫产品为铅精矿;第一次铅精选的槽底产品返回铅粗选作业，第二次铅精选的槽底产品返回第一次铅精选作业，第三次铅精选的槽底产品返回第二次铅精选作业;第一次铅精选、第二次铅精选作业均加入包含硫酸锌和亚硫酸钠的组合抑制剂，搅拌2min后加入乙硫氮搅拌2min，按每吨原矿干重计，第一次铅精选中硫酸锌、亚硫酸钠、乙硫氮用量分别为200g/t、100g/t、30g/t，第二次铅精选中硫酸锌、亚硫酸钠、乙硫氮用量分别为50g/t、25g/t、10g/t，第三次铅精选为空白精选。

[0070]S4、铅扫选：按每吨原矿干重计，向铅粗选尾矿的浮选槽中加入包含硫酸锌600g/t和亚硫酸钠300g/t的组合抑制剂，搅拌2min，添加乙硫氮20g/t，搅拌2min，依靠盐水离子的自然起泡性进行铅扫选，扫选泡沫返回至铅粗选作业，槽底产品为铅扫选尾矿转入步骤S5。

[0071]S5、锌-硫等可浮粗选：按每吨原矿干重计，向铅扫选尾矿加入硫酸铜250g/t，搅拌3min，添加丁基黄药200g/t，搅拌2min，进行分选获得锌-硫等可浮粗选精矿和锌-硫等可浮粗选尾矿(槽底产品)。

[0072]S6、锌扫选：锌-硫等可浮粗选尾矿经两次锌扫选，获得最终尾矿，两次锌扫选作业均加入硫酸铜搅拌3min，再进一步添加丁基黄药搅拌2min，按每吨原矿干重计，第一次锌扫选作业中硫酸铜及丁基黄药用量分别为100g/t、50g/t，第二次锌扫选作业中硫酸铜及丁基黄药用量分别为20g/t和20g/t，第一次锌扫选作业的泡沫返回至锌-硫等可浮粗选，第二次锌扫选作业的泡沫返回至第一次锌扫选作业。

[0073]S7、等可浮精选：步骤S5所得的锌-硫等可浮粗选精矿进行两次空白等可浮精选，每次等可浮精选作业均得到泡沫产品和槽底产品，泡沫产品进入下一次等可浮精选作业，第二次等可浮精选所得的泡沫产品为锌-硫精选精矿;第一次等可浮精选的槽底产品返回至锌-硫等可浮粗选作业，第二次等可浮精选槽底产品返回第一次等可浮精选作业。

[0074]S8、锌-硫分离粗选：步骤S7所得的锌-硫精选精矿进行浓密过滤处理后加自来水(淡水)磨矿至细度-0.038mm占总给矿的77%，然后添加石灰，调节矿浆pH>12，按每吨原矿干重计，石灰用量为800g/t，搅拌3min;然后按每吨原矿干重计，添加硫酸铜80g/t，搅拌3min;添加丁基黄药50g/t，搅拌2min，进行分离粗选，浮选得到的泡沫产品为锌分离粗精矿，槽底产品为硫分离粗精矿。

[0075]S9、锌精选：对步骤S8所获得的锌分离粗精矿进行浓密过滤，经三次锌精选，每次锌精选作业均得到泡沫产品和槽底产品，泡沫产品进入下一次锌精选作业，第三次锌精选所得泡沫产品为锌精矿;第一次锌精选的槽底产品返回锌-硫分离粗选作业，第二次锌精选的槽底产品返回第一次锌精选作业，第三次锌精选的槽底产品返回第二次锌精选作业;第一次锌精选和第二次锌精选作业均加入石灰，保持矿浆pH>12，搅拌3min后分选，按每吨原矿干重计，第一次锌精选和第二次锌精选作业的石灰用量分别为300g/t、100g/t，第三次锌精选为不加药剂空白精选。

[0076]S10、锌精扫选：步骤S8所得的硫分离粗精矿进行两次锌精扫选作业，获得硫精矿，两次锌精扫选作业均加入石灰，保持矿浆pH>12，搅拌3min，然后加入硫酸铜搅拌3min，再进一步添加丁基黄药搅拌2min，按每吨原矿干重计，第一次锌精扫选作业中石灰、硫酸铜及丁基黄药用量分别为200g/t、50t/g、20g/t，第二次锌精扫选作业中石灰、硫酸铜及丁基黄药用量分别为50g/t、20g/t、10g/t，第一次锌精扫选作业得到的泡沫返回至锌-硫分离粗选作业，第二次锌精扫选作业所得的泡沫返回至第一次锌精扫选作业。

[0077]对比例5

[0078]本对比例中，步骤S1-S4和实施例2相同;

[0079]步骤S5的锌-硫等可浮粗选作业改为锌粗选作业，在实施例2中步骤S5原有的药剂制度基础上，通过添加石灰8000g/t，保持pH>12，泡沫产品为锌粗精矿，槽底产品进入步骤S6。

[0080]步骤S6的第一次锌扫选、第二次锌扫选作业在实施例2中原有的药剂制度的基础上分别补加2500g/t石灰和1000g/t石灰，保持pH>12;

[0081]锌粗精矿直接进行四次锌精选作业，第一次锌精选作业的药剂制度和分选条件与实施例2的步骤S8相同，槽底产品返回锌粗选作业，泡沫产品进入下一次锌精选作业;第二、三、四次锌精选作业的药剂制度和分选条件分别与实施例1的步骤S9中的第一、二、三次锌精选作业的药剂制度和分选条件相同，槽底产品返回上一级精选作业。本对比例最终获得铅精矿、锌精矿。

[0082]对比例6

[0083]本对比例与实施例2基本相同，区别在于，步骤S3和步骤S8中，不进行浓密过滤和淡水(自来水)调浆，直接再磨。

[0084]表2

[0085]

[0086]通过实施例与对比例试验结果表明，采用实施例1、2的方法，在保证获得合格铅精矿、锌精矿的条件下，可降低各个精矿互含，显著提高各个精矿品位及回收率，实现多金属有价成分的有效分离;同时实施例1、2采用高含盐水为选矿用水，对缓解淡水资源紧缺具有一定积极意义。

[0087]对于本领域的技术人员来说，可以根据以上的技术方案和构思，给出各种相应的改变和变形，而所有的这些改变和变形，都应该包括在本发明权利要求的保护范围之内。

说明书附图(1)