本发明涉及选矿领域，具体而言，涉及一种伴生铜铅锌硫铁矿的选矿方法。
背景技术：
在有色多金属硫化矿浮选工艺中，铜铅锌多金属硫化矿的浮选工艺较为复杂、多样。其主要含铜矿物多为黄铜矿，含铅矿物多为方铅矿，含锌矿物多为闪锌矿或铁闪锌矿，硫铁矿多为黄铁矿或磁黄铁矿。根据不同的矿石性质，其选矿工艺可有铜铅锌硫依次浮选工艺、铜铅混合浮选-锌硫混合浮选工艺、铜铅混合浮选-锌硫依次浮选工艺、以及铜铅锌混合浮选-硫浮选工艺。众多工艺利用各矿物的可浮性，原则是基本是先回收铜、铅、锌，最后回收硫铁矿。
当矿石主要有用矿物为硫铁矿时(黄铁矿或磁黄铁矿含量在35％以上)，铜、铅、锌含量较低时(如铜含量在0.2％以下，铅、锌含量均在0.5％以下)，将各矿物分别回收的难度将大大增加。处理此类型矿石的主要问题有：一是由于矿石中铜、铅、锌的含量较低，铜、铅、锌各产品中硫含量容易过高，导致铜、铅、锌产品的品位提升难度较大。二是矿石中锌矿物的可浮性和硫铁矿相当，锌矿物的浮选容易受到大量硫铁矿的干扰，锌硫依次浮选回收难度增加，难以获得合格的锌精矿。若进行锌硫混选，后续的锌硫分离基本难以实现。因此处理此类伴生铜铅锌硫铁矿时，不能采用常规的铜铅锌矿的浮选方法。
针对此类型矿石，已有部分研究，比如现有文献(郭玉武,陈昌才,魏党生.四川某伴生铜铅锌硫铁矿综合回收选矿试验研究[j].矿冶工程,2015(03):78-82)提供了一种伴生铜铅锌硫铁矿的选矿方法，其采用的原矿含铜0.18％、含铅0.49％、含锌0.56、硫28.53％，在充分利用各矿物的特点的基础上，采用铜铅硫等可浮再分离-硫浮选-硫尾矿浮锌的工艺流程。经选矿后可获得铜品位16.56％、铜回收率78.76％的铜精矿，铅品位51.16％、铅回收率64.34％的铅精矿，锌品位44.25％、锌回收率61.69％的锌精矿和硫品位38.61％、硫回收率96.33％的硫精矿。
但该工艺采用铜铅硫等可浮面临着后续铜铅硫浮选分离流程复杂的问题，鉴于上述问题的存在，有必要开发一种针对低品位伴生铜铅锌硫铁矿的选矿方法。
技术实现要素：
本发明的主要目的在于提供一种伴生铜铅锌硫铁矿的选矿方法，以解决采用现有的选矿方法对伴生铜铅锌硫铁矿进行选矿时，存在铜、铅、锌产品的品位提升难度较大，以及锌和硫较难分离的问题。
为了实现上述目的，根据本发明的提供了一种伴生铜铅锌硫铁矿的选矿方法，选矿方法包括：使伴生铜铅锌硫铁矿、水及氧化钙剂形成矿浆；将矿浆与第一浮选添加剂进行铜浮选过程，得到铜精矿和铜浮选尾矿浆液，其中第一浮选添加剂包括第一抑制剂和第一捕收剂，第一抑制剂为锌矿抑制剂和铅矿抑制剂，第一捕收剂为硫氨酯有机物；将铜浮选尾矿浆液与第二浮选添加剂进行铅浮选过程，得到铅精矿和铅浮选尾矿浆液，第二浮选添加剂包括第二抑制剂和第二捕收剂，第二抑制剂为锌矿抑制剂，第二捕收剂为黑药类捕收剂；将铅浮选尾矿浆液与第三浮选添加剂进行硫浮选过程，得到硫精矿和硫浮选尾矿浆液，第三浮选添加剂包括第三抑制剂和第三捕收剂和硫铁矿活化剂，第三抑制剂为锌矿抑制剂，第三捕收剂选自丁基黄药、戊黄药和异丁基黄药组成的组中的一种或多种；使硫浮选尾矿浆液与第四浮选添加剂进行锌浮选过程，得到锌精矿和锌浮选尾矿第四浮选添加剂包括第四捕收剂，第四捕收剂选自丁基黄药、戊黄药和异丁基黄药组成的组中的一种或多种。
进一步地，形成矿浆的步骤包括：将伴生铜铅锌硫铁矿、水及氧化钙进行磨矿形成矿浆；优选地，矿浆中，伴生铜铅锌硫铁矿的重量百分含量为30～45％，且伴生铜铅锌硫铁矿中粒径≤0.074mm的颗粒物为70～80％，ph为11～12。
进一步地，第一浮选添加剂还包括第一起泡剂、第一精选助剂和第一扫选助剂，铜浮选过程包括：将矿浆、第一抑制剂、第一捕收剂和第一起泡剂进行第一粗选，得到铜粗精矿和第一粗选尾矿；将铜粗精矿与第一精选助剂进行第一精选，得到铜精矿；将第一粗选尾矿与第一扫选助剂进行第一扫选，得到铜中矿和铜浮选尾矿浆液，铜中矿再次进行第一精选过程；优选地，第一精选步骤的次数为2～3，第一扫选步骤的次数为1～2。
进一步地，第一抑制剂中的锌矿抑制剂为硫酸锌，铅矿抑制剂为焦亚硫酸钠；第一起泡剂选自松醇油、甲基异丁基甲醇和仲辛醇组成的组中的一种或多种，第一精选助剂为氧化钙，第一扫选助剂为乙硫氨酯和松醇油；优选地，以每吨矿浆的干重计，第一抑制剂、第一捕收剂和第一起泡剂的用量依次为500～1000g、2000～4000g、30～60g和10～30g；优选地，硫氨酯类有机物选自乙硫氨酯、丙硫氨酯和丁硫氨酯组成的组中的一种或多种。
进一步地，第二浮选添加剂还包括第二起泡剂、第二精选助剂和第二扫选助剂，铅浮选过程包括：将铜浮选尾矿浆液、第二抑制剂、第二捕收剂和第二起泡剂进行第二粗选，得到铅粗精矿和第二粗选尾矿；将铅粗精矿与第二精选助剂进行第二精选，得到铅精矿；将第二粗选尾矿与第二扫选助剂进行第二扫选，得到铅中矿和铅浮选尾矿浆液，铅中矿再次进行第二精选过程；优选地，第二精选步骤的次数为2～3次，第二扫选步骤的次数为1～2。
进一步地，第二抑制剂为硫酸锌，黑药类捕收剂选自丁铵黑药、丁基钠黑药和25号黑药组成的组中的一种或多种；第二起泡剂为松醇油，第二精选助剂为氧化钙，第二扫选助剂为丁铵黑药和松醇油；优选地，以每吨铜浮选尾矿浆液的干重计，第二抑制剂、第二捕收剂和第二起泡剂的用量依次为200～500g、20～50g和15～30g。
进一步地，第三浮选添加剂还包括第三起泡剂、第三精选助剂和第三扫选助剂，硫浮选过程包括：将铅浮选尾矿浆液、第三抑制剂、第三捕收剂、硫铁矿活化剂和第三起泡剂进行第三粗选，得到硫粗精矿和第三粗选尾矿；将硫粗精矿与第三精选助剂进行第三精选，得到硫精矿；将第三粗选尾矿与第三扫选助剂进行第三扫选，得到硫中矿和硫浮选尾矿浆液；优选地，第三精选步骤的次数为2～3次，第三扫选步骤的次数为1～2。
进一步地，第三抑制剂为硫酸锌，第三捕收剂为丁基黄药，硫铁矿活化剂为硫酸亚铁、第三起泡剂为松醇油，第三精选助剂为硫酸锌，第三扫选助剂为松醇油；优选地，以每吨铅浮选尾矿浆液的干重计，硫酸锌的用量为200～600g，硫酸亚铁的用量为1500～2500g，丁基黄药的用量为50～150g，松醇油的用量为20～60g。
进一步地，第四浮选添加剂还包括第四起泡剂、活化剂、第四精选助剂和第四扫选助剂，锌浮选过程包括：将硫浮选尾矿浆液、第四捕收剂和第四起泡剂及活化剂进行第四粗选，得到锌粗精矿和第四粗选尾矿；将锌粗精矿与第四精选助剂进行第四精选，得到锌精矿；将第四粗选尾矿与第四扫选助剂进行第四扫选，得到锌中矿和锌浮选尾矿浆液；优选地，第四精选步骤的次数为2～3次，第四扫选步骤的次数为1～2。
进一步地，第四捕收剂为丁基黄药，活化剂为硫酸铜，第四起泡剂为松醇油，第四精选助剂为氧化钙，第四扫选助剂为松醇油；优选地，第四粗选过程的时间为4～6min，以每吨硫浮选尾矿浆液的干重计，丁基黄药的用量为50～100g，硫酸铜的用量为100～300g，松醇油的用量为20～40g。
应用本发明的技术方案，上述选矿方法中，依次包括铜浮选、铅浮选、硫浮选、锌浮选四个部分。相比于现有铜铅硫混选-铜铅硫分离-铜铅分离-硫浮选-锌浮选的流程，本申请提供的选矿方法相对简单地实现了提高铜元素、铅元素、锌元素的回收率以及金属精矿的品位的效果。
具体实施方式
需要说明的是，在不冲突的情况下，本申请中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。下面将结合实施例来详细说明本发明。
正如背景技术所描述的，采用现有的选矿方法对伴生铜铅锌硫铁矿进行选矿时，存在铜、铅、锌产品的品位提升难度较大，以及锌和硫较难分离的问题。为了解决上述技术问题，本申请提供了一种伴生铜铅锌硫铁矿的选矿方法，该选矿方法包括：使伴生铜铅锌硫铁矿、水及氧化钙剂形成矿浆；将矿浆与第一浮选添加剂进行铜浮选过程，得到铜精矿和铜浮选尾矿浆液，其中第一浮选添加剂包括第一抑制剂和第一捕收剂，第一抑制剂为锌矿抑制剂和铅矿物抑制剂，第一捕收剂为硫氨酯有机物；将铜浮选尾矿浆液与第二浮选添加剂进行铅浮选过程，得到铅精矿和铅浮选尾矿浆液，第二浮选添加剂包括第二抑制剂和第二捕收剂，第二抑制剂为锌矿抑制剂，第二捕收剂为黑药类捕收剂；将铅浮选尾矿浆液与第三浮选添加剂进行硫浮选过程，得到硫精矿和硫浮选尾矿浆液，第三浮选添加剂包括第三抑制剂、第三捕收剂和硫铁矿活化剂和第三捕收剂，第三抑制剂为锌矿抑制剂，第三捕收剂选自丁基黄药、戊黄药和异丁基黄药组成的组中的一种或多种；使硫浮选尾矿浆液与第四浮选添加剂进行锌浮选过程，得到锌精矿和锌浮选尾矿，第四浮选添加剂包括第四捕收剂，第四捕收剂选自丁基黄药、戊黄药和异丁基黄药组成的组中的一种或多种。
上述选矿方法中，依次包括铜浮选、铅浮选、硫浮选、锌浮选四个部分。相比于现有铜铅硫混选-铜铅硫分离-铜铅分离-硫浮选-锌浮选的流程，本申请提供的程结构相对简单。同时通过在每个步骤中采用特定的浮选添加剂，并在硫元素浮选之后进行锌元素的浮选回收，实现了简化流程，提高铜元素、铅元素、锌元素的回收率，以及金属精矿的品位。
上述回收方法中，可以采用本领域常用的方法形成矿浆。在一种优选的实施例中，形成矿浆的步骤包括：将伴生铜铅锌硫铁矿、水及氧化钙进行磨矿形成矿浆。为了进一步提高浮选过程中金属元素的回收率及选择性，更优选地，矿浆中，伴生铜铅锌硫铁矿的重量百分含量为30～45％，且伴生铜铅锌硫铁矿中粒径≤0.074mm的颗粒物为70～80％，ph为11～12。
上述铜浮选过程可以采用本领域常用的方法。在一种优选的实施例中，第一浮选添加剂还包括第一起泡剂、第一精选助剂和第一扫选助剂，铜浮选过程包括：将矿浆、第一抑制剂、第一捕收剂和第一起泡剂进行第一粗选，得到铜粗精矿和第一粗选尾矿；将铜粗精矿与第一精选助剂进行第一精选，得到铜精矿；将第一粗选尾矿与第一扫选助剂进行第一扫选，得到铜中矿和铜浮选尾矿浆液，铜中矿再次进行第一精选过程。
为了进一步提高铜元素的回收率以及铜精矿的品位，优选地，第一精选步骤的次数为2～3，第一扫选步骤的次数为1～2。
上述铜浮选过程中，第一抑制剂、第一起泡剂、第一精选助剂和第一扫选助剂可以采用本领域常用的种类。在一种优选的实施例中，第一抑制剂中的锌矿抑制剂为硫酸锌，铅矿物抑制剂为焦亚硫酸，第一起泡剂选自松醇油、甲基异丁基甲醇和仲辛醇组成的组中的一种或多种，第一精选助剂为氧化钙，第一扫选助剂为乙硫氨酯和松醇油。相比于其它种类的浮选添加剂，选用上述几种有利于进一步提高铜浮选过程中的浮选效率和金属元素的回收率。更优选地，优选地，以每吨矿浆的干重计，第一抑制剂、第一调整剂、第一捕收剂和第一起泡剂的用量依次为500～1000g、2000～4000g、30～60g和10～30g。
在一种优选的实施例中，硫氨酯类有机物选自乙硫氨酯、丙硫氨酯和丁硫氨酯组成的组中的一种或多种。相比于其它捕收剂，采用上述几种捕收剂有利于进一步提高其对铜精矿的分离效率，从而有利于进一步提高铜元素的回收率和铜精矿的品位。
上述铅浮选过程可以采用本领域常用的方法。在一种优选的实施例中，第二浮选添加剂还包括第二起泡剂、第二精选助剂和第二扫选助剂，铅浮选过程包括：将铜浮选尾矿浆液、第二抑制剂、第二捕收剂和第二起泡剂进行第二粗选，得到铅粗精矿和第二粗选尾矿；将铅粗精矿与第二精选助剂进行第二精选，得到铅精矿；将第二粗选尾矿与第二扫选助剂进行第二扫选，得到铅中矿和铅浮选尾矿浆液，铅中矿再次进行第二精选过程。更优选地，第二精选步骤的次数为2～3次，第二扫选步骤的次数为1～2。
上述铜浮选过程中，第二抑制剂、第二起泡剂、第二精选助剂和第二扫选助剂可以采用本领域常用的种类。在一种优选的实施例中，第二抑制剂为硫酸锌，黑药类捕收剂选自丁铵黑药、丁基钠黑药和25号黑药组成的组中的一种或多种；第二起泡剂为松醇油，第二精选助剂为氧化钙，第二扫选助剂为丁铵黑药和松醇油。相比于其它种类的浮选添加剂，选用上述几种有利于进一步提高铅浮选过程中的浮选效率和金属元素的回收率。更优选地，以每吨铜浮选尾矿浆液的干重计，第二抑制剂、第二捕收剂和第二起泡剂的用量依次为200～500g、20～50g和15～30g。
上述硫浮选过程可以采用本领域常用的方法。在一种优选的实施例中，第三浮选添加剂还包括第三起泡剂、第三精选助剂和第三扫选助剂，硫浮选过程包括：将铅浮选尾矿浆液、第三抑制剂、第三捕收剂、硫铁矿活化剂和第三起泡剂进行第三粗选，得到硫粗精矿和第三粗选尾矿；将硫粗精矿与第三精选助剂进行第三精选，得到硫精矿；将第三粗选尾矿与第三扫选助剂进行第三扫选，得到硫中矿和硫浮选尾矿浆液。为了进一步提高硫元素的去除率，优选地，第三精选步骤的次数为2～3次，第三扫选步骤的次数为1～2。
在一种优选的实施例中，第三抑制剂为硫酸锌，第三捕收剂为丁基黄药，硫铁矿活化剂为硫酸亚铁、第三起泡剂为松醇油，第三精选助剂为硫酸锌，第三扫选助剂为松醇油。相比于其它种类的浮选添加剂，选用上述几种有利于进一步提高硫浮选过程硫精矿的去除率，从而有利于提高后续锌元素的浮选率。更优选地，以每吨铅浮选尾矿浆液的干重计，硫酸锌的用量为200～600g，硫酸亚铁的用量为1500～2500g，丁基黄药的用量为50～150g，松醇油的用量为20～60g。
上述锌浮选过程可以采用本领域常用的方法。在一种优选的实施例中，第四浮选添加剂还包括第四起泡剂、活化剂、第四精选助剂和第四扫选助剂，锌浮选过程包括：将硫浮选尾矿浆液、第四捕收剂和第四起泡剂及活化剂进行第四粗选，得到锌粗精矿和第四粗选尾矿；将锌粗精矿与第四精选助剂进行第四精选，得到锌精矿；将第四粗选尾矿与第四扫选助剂进行第四扫选，得到锌中矿和锌浮选尾矿浆液。为了进一步提高锌元素的回收率，更优选地，第四精选步骤的次数为2～3次，第四扫选步骤的次数为1～2。
在一种优选的实施例中，第四捕收剂为丁基黄药，活化剂为硫酸铜，第四起泡剂为松醇油，第四精选助剂为氧化钙，第四扫选助剂为丁基黄药和松醇油。相比于其它种类的浮选添加剂，选用上述几种有利于进一步提高锌浮选过程中铜元素的回收率和锌精矿的品位。更优选地，第四粗选过程的时间为4～6min，以每吨硫浮选尾矿浆液的干重计，丁基黄药的用量为50～100g，硫酸铜的用量为100～300g，松醇油的用量为20～40g。
以下结合具体实施例对本申请作进一步详细描述，这些实施例不能理解为限制本申请所要求保护的范围。
实施例1
某伴生铜铅锌硫铁矿，其硫铁矿大部分为磁黄铁矿，另外含有部分黄铁矿，矿物总含量为47.12％。该矿含s19.72％、含cu0.085％、含pb0.22％、含zn0.45％，主要含铅矿物为方铅矿，含铜矿物为黄铜矿，含锌矿物为铁闪锌矿。
采用本申请提供的选矿方法对上述伴生铜铅锌硫铁矿中的有价金属进行回收，具体方法如下：
(1)矿浆制备。将矿石和水混合进行磨矿，矿石质量百分浓度为35％，并在磨矿过程中加入氧化钙，使矿浆ph控制在11.2。矿浆中矿石的细度为-0.074mm占75％。
(2)铜浮选。向矿浆加入硫酸锌和焦亚硫酸钠，添加量分别为800g/t矿石和2200g/t矿石，搅拌3～5min后加入乙硫氨酯和松醇油，添加量分别为50和15g/t矿石，搅拌5min后进行铜粗选，浮选3～5min得到铜粗精矿。为保证铜精矿的品位和回收率，铜浮选作业还包含2～3次精选作业和1～2次扫选作业。精选作业需添加适量氧化钙，扫选作业需添加适量硫氨酯和松醇油。
(3)铅浮选。向浮铜尾矿中加入硫酸锌400g/t矿石，搅拌3～5min，然后添加丁铵黑药和松醇油，添加量分别为40g/t和20g/t，搅拌2～4min后进行铅粗选，浮选3～5min后得到铅粗精矿。为保证铅精矿的品位和回收率，铅浮选作业还包含2～3次精选作业和1～2次扫选作业。精选作业需添加适量氧化钙，扫选作业需添加适量丁铵黑药和松醇油。
(4)硫浮选。向铜铅浮选尾矿矿浆中加入硫酸锌(锌矿抑制剂)和硫酸亚铁，添加量分别为400g/t矿石和2000g/t矿石，搅拌3～5min后加入丁基黄药和松醇油，添加量分别为100g/t矿石和40g/t矿石，搅拌2～3min后进行硫粗选，浮选4～6min后得到硫粗精矿和浮硫尾矿。为保证硫精矿的品位和回收率，硫浮选作业还包括2～3次精选作业和1～2次扫选作业。精选作业需添加适量硫酸锌，扫选作业需添加适量丁基黄药和松醇油。
(5)锌浮选。向浮硫尾矿中添加硫酸铜100g/t原矿，搅拌3～5min，然后添加丁基黄药和松醇油，添加量分别为60g/t矿石和30g/t矿石，搅拌2～3min后进行锌粗选，浮选4～6min后得到锌粗精矿和浮锌尾矿。为保证锌精矿的品位和回收率，锌浮选作业还包括2～3次精选作业和1～2次扫选作业。精选作业添加适量氧化钙，扫选作业需添加适量丁基黄药和松醇油。
有价金属的回收结果见表1。
表1
实施例2
某伴生铜铅锌硫铁矿，其硫铁矿主要为黄铁矿和磁黄铁矿，矿物总含量为53.45％。该矿含s22.67％、含cu0.086％、含pb0.25％、含zn0.43％，主要含铅矿物为方铅矿，含铜矿物为黄铜矿，含锌矿物为铁闪锌矿。
采用本申请提供的选矿方法对上述伴生铜铅锌硫铁矿中的有价金属进行回收，具体方法如下：
(1)矿浆制备。将矿石和水混合进行磨矿，矿石质量百分浓度为35％，并在磨矿过程中加入氧化钙，使矿浆ph控制在11.6。矿浆中矿石的细度为-0.074mm占75％。
(2)铜浮选。向矿浆加入硫酸锌和焦亚硫酸钠，添加量分别为600g/t矿石和2000g/t矿石，搅拌3～5min后加入乙硫氨酯和松醇油，添加量分别为35和15g/t矿石，搅拌2min后进行铜粗选，浮选3～5min得到铜粗精矿。为保证铜精矿的品位和回收率，铜浮选作业还包含2～3次精选作业和1～2次扫选作业。精选作业需添加适量氧化钙，扫选作业需添加适量硫氨酯和松醇油。
(3)铅浮选。向浮铜尾矿中加入硫酸锌300g/t矿石，搅拌3～5min，然后添加丁铵黑药和松醇油，添加量分别为25g/t和15g/t，搅拌2～4min后进行铅粗选，浮选3～5min后得到铅粗精矿。为保证铅精矿的品位和回收率，铅浮选作业还包含2～3次精选作业和1～2次扫选作业。精选作业需添加适量氧化钙，扫选作业需添加适量丁铵黑药和松醇油。
(4)硫浮选。向铜铅浮选尾矿矿浆中加入硫酸锌(锌矿抑制剂)和硫酸亚铁，添加量分别为400g/t矿石和2500g/t矿石，搅拌3～5min后加入丁基黄药和松醇油，添加量分别为120g/t矿石和40g/t矿石，搅拌2～3min后进行硫粗选，浮选4～6min后得到硫粗精矿和浮硫尾矿。为保证硫精矿的品位和回收率，硫浮选作业还包括2～3次精选作业和1～2次扫选作业。精选作业需添加适量硫酸锌，扫选作业需添加适量丁基黄药和松醇油。
(5)锌浮选。向浮硫尾矿中添加硫酸铜150g/t原矿，搅拌3～5min，然后添加丁基黄药和松醇油，添加量分别为60g/t矿石和30g/t矿石，搅拌2～3min后进行锌粗选，浮选4～6min后得到锌粗精矿和浮锌尾矿。为保证锌精矿的品位和回收率，锌浮选作业还包括2～3次精选作业和1～2次扫选作业。精选作业添加适量氧化钙，扫选作业需添加适量丁基黄药和松醇油。
有价金属的回收结果见表2。
表2
实施例3
某伴生铜铅锌硫铁矿，其硫铁矿主要为黄铁矿，矿物含量为40.12％。另外含有少量磁黄铁矿。该矿含s19.72％、含cu0.12％、含pb0.46％、含zn0.47％，主要含铅矿物为方铅矿，含铜矿物为黄铜矿，含锌矿物为闪锌矿。
采用本申请提供的选矿方法对上述伴生铜铅锌硫铁矿中的有价金属进行回收，具体方法如下：
(1)矿浆制备。将矿石和水混合进行磨矿，矿石质量百分浓度为35％，并在磨矿过程中加入氧化钙，使矿浆ph控制在11.2。矿浆中矿石的细度为-0.074mm占70％。
(2)铜浮选。向矿浆加入硫酸锌和焦亚硫酸钠，添加量分别为600g/t矿石和2500g/t矿石，搅拌3～5min后加入乙硫氨酯和松醇油，添加量分别为40和20g/t矿石，搅拌3min后进行铜粗选，浮选4min得到铜粗精矿。为保证铜精矿的品位和回收率，铜浮选作业还包含3次精选作业和1次扫选作业。精选作业需添加适量氧化钙，扫选作业需添加适量硫氨酯和松醇油。
(3)铅浮选。向浮铜尾矿中加入硫酸锌300g/t矿石，搅拌3～5min，然后添加丁铵黑药和松醇油，添加量分别为30g/t和20g/t，搅拌3min后进行铅粗选，浮选4min后得到铅粗精矿。为保证铅精矿的品位和回收率，铅浮选作业还包含3次精选作业和1次扫选作业。精选作业需添加适量氧化钙，扫选作业需添加适量丁铵黑药和松醇油。
(4)硫浮选。向铜铅浮选尾矿矿浆中加入硫酸锌(锌矿抑制剂)和硫酸亚铁，添加量分别为300g/t矿石和2000g/t矿石，搅拌3min后加入丁基黄药和松醇油，添加量分别为100g/t矿石和30g/t矿石，搅拌2min后进行硫粗选，浮选5min后得到硫粗精矿和浮硫尾矿。为保证硫精矿的品位和回收率，硫浮选作业还包括2次精选作业和2次扫选作业。精选作业需添加适量硫酸锌，扫选作业需添加适量丁基黄药和松醇油。
(5)锌浮选。向浮硫尾矿中添加硫酸铜100g/t原矿，搅拌3～5min，然后添加丁基黄药和松醇油，添加量分别为50g/t矿石和30g/t矿石，搅拌2min后进行锌粗选，浮选4min后得到锌粗精矿和浮锌尾矿。为保证锌精矿的品位和回收率，锌浮选作业还包括2次精选作业和1次扫选作业。精选作业添加适量氧化钙，扫选作业需添加适量丁基黄药和松醇油。
有价金属的回收结果见表3。
表3
实施例4
与实施例3的区别为：
铜浮选。向矿浆加入硫酸锌和焦亚硫酸钠，添加量分别为500g/t矿石和2000g/t矿石，搅拌3～5min后加入乙硫氨酯和松醇油，添加量分别为30和10g/t矿石，搅拌2min后进行铜粗选，浮选3～5min得到铜粗精矿。
铅浮选。向浮铜尾矿中加入硫酸锌200g/t矿石，搅拌3～5min，然后添加丁铵黑药和松醇油，添加量分别为20g/t和15g/t，搅拌2～4min后进行铅粗选，浮选3～5min后得到铅粗精矿。为保证铅精矿的品位和回收率，铅浮选作业还包含2～3次精选作业和1～2次扫选作业。精选作业需添加适量氧化钙，扫选作业需添加适量丁铵黑药和松醇油。
有价金属的回收结果见表4。
表4
实施例5
与实施例3的区别为：
铜浮选。向矿浆加入硫酸锌和焦亚硫酸钠，添加量分别为1000g/t矿石和4000g/t矿石，搅拌3～5min后加入乙硫氨酯和松醇油，添加量分别为60和30g/t矿石，搅拌min后进行铜粗选，浮选3～5min得到铜粗精矿。
铅浮选。向浮铜尾矿中加入硫酸锌500g/t矿石，搅拌3～5min，然后添加丁铵黑药和松醇油，添加量分别为50g/t和30g/t，搅拌2～4min后进行铅粗选，浮选3～5min后得到铅粗精矿。为保证铅精矿的品位和回收率，铅浮选作业还包含2～3次精选作业和1～2次扫选作业。精选作业需添加适量氧化钙，扫选作业需添加适量丁铵黑药和松醇油。有价金属的回收结果见表5。
表5
实施例6
铜浮选。向矿浆加入硫酸锌和焦亚硫酸钠，添加量分别为400g/t矿石和1000g/t矿石，搅拌3～5min后加入乙硫氨酯和松醇油，添加量分别为65和35g/t矿石，搅拌2min后进行铜粗选，浮选3～5min得到铜粗精矿。
铅浮选。向浮铜尾矿中加入硫酸锌100g/t矿石，搅拌3～5min，然后添加丁铵黑药和松醇油，添加量分别为60g/t和35g/t，搅拌2～4min后进行铅粗选，浮选3～5min后得到铅粗精矿。为保证铅精矿的品位和回收率，铅浮选作业还包含2～3次精选作业和1～2次扫选作业。精选作业需添加适量氧化钙，扫选作业需添加适量丁铵黑药和松醇油。有价金属的回收结果见表6。
表6
实施例7
与实施例3的区别为：
硫浮选。向铜铅浮选尾矿矿浆中加入硫酸锌(锌矿抑制剂)和硫酸亚铁，添加量分别为200g/t矿石和1500g/t矿石，搅拌3～5min后加入丁基黄药和松醇油，添加量分别为150g/t矿石和60g/t矿石，搅拌2～3min后进行硫粗选，浮选4～6min后得到硫粗精矿和浮硫尾矿。为保证硫精矿的品位和回收率，硫浮选作业还包括2～3次精选作业和1～2次扫选作业。精选作业需添加适量硫酸锌，扫选作业需添加适量丁基黄药和松醇油。
锌浮选。向浮硫尾矿中添加硫酸铜100g/t原矿，搅拌3～5min，然后添加丁基黄药和松醇油，添加量分别为100g/t矿石和40g/t矿石，搅拌2～3min后进行锌粗选，浮选4～6min后得到锌粗精矿和浮锌尾矿。为保证锌精矿的品位和回收率，锌浮选作业还包括2～3次精选作业和1～2次扫选作业。精选作业添加适量氧化钙，扫选作业需添加适量丁基黄药和松醇油。有价金属的回收结果见表7。
表7
实施例8
与实施例3的区别为：
硫浮选。向铜铅浮选尾矿矿浆中加入硫酸锌(锌矿抑制剂)和硫酸亚铁，添加量分别为600g/t矿石和2500g/t矿石，搅拌3～5min后加入丁基黄药和松醇油，添加量分别为50g/t矿石和20g/t矿石，搅拌2～3min后进行硫粗选，浮选4～6min后得到硫粗精矿和浮硫尾矿。为保证硫精矿的品位和回收率，硫浮选作业还包括2～3次精选作业和1～2次扫选作业。精选作业需添加适量硫酸锌，扫选作业需添加适量丁基黄药和松醇油。
锌浮选。向浮硫尾矿中添加硫酸铜300g/t原矿，搅拌3～5min，然后添加丁基黄药和松醇油，添加量分别为50g/t矿石和20g/t矿石，搅拌2～3min后进行锌粗选，浮选4～6min后得到锌粗精矿和浮锌尾矿。为保证锌精矿的品位和回收率，锌浮选作业还包括2～3次精选作业和1～2次扫选作业。精选作业添加适量氧化钙，扫选作业需添加适量丁基黄药和松醇油。有价金属的回收结果见表8。
表8
实施例9
与实施例3的区别为：
硫浮选。向铜铅浮选尾矿矿浆中加入硫酸锌(锌矿抑制剂)和硫酸亚铁，添加量分别为100g/t矿石和1000g/t矿石，搅拌3～5min后加入丁基黄药和松醇油，添加量分别为40g/t矿石和15g/t矿石，搅拌2～3min后进行硫粗选，浮选4～6min后得到硫粗精矿和浮硫尾矿。为保证硫精矿的品位和回收率，硫浮选作业还包括2～3次精选作业和1～2次扫选作业。精选作业需添加适量硫酸锌，扫选作业需添加适量丁基黄药和松醇油。
锌浮选。向浮硫尾矿中添加硫酸铜50g/t原矿，搅拌3～5min，然后添加丁基黄药和松醇油，添加量分别为45g/t矿石和15g/t矿石，搅拌2～3min后进行锌粗选，浮选4～6min后得到锌粗精矿和浮锌尾矿。为保证锌精矿的品位和回收率，锌浮选作业还包括2～3次精选作业和1～2次扫选作业。精选作业添加适量氧化钙，扫选作业需添加适量丁基黄药和松醇油。
有价金属的回收结果见表9。
表9
对比例1
与实施例1的区别为：
第一抑制剂为硫酸锌，第一捕收剂为乙黄药；第二抑制剂为亚硫酸钠，第二捕收剂为乙黄药；不添加第三抑制剂，第三捕收剂为乙黄药；不添加第四活化剂，第四捕收剂为乙黄药。
有价金属的回收结果见表10。
表10
从以上的描述中，可以看出，本发明上述的实施例实现了如下技术效果：
由实施例1至9及对比例1可知，相比于现有技术，采用本申请提供的选矿方法有利于提高伴生铜铅锌硫铁矿中有价金属的回收率和品位。
比较实施例1、4至6可知，将第一浮选添加剂和第二浮选添加剂的用量限定在本申请优选的范围内有利于进一步提高伴生铜铅锌硫铁矿中有价金属的回收率和品位。
比较实施例1、7至9可知，将第三浮选添加剂和第四浮选添加剂的用量限定在本申请优选的范围内有利于进一步提高伴生铜铅锌硫铁矿中有价金属的回收率和品位。
以上所述仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，对于本领域的技术人员来说，本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。