某铜铅锌矿原矿中铜主要以黝铜矿形式赋存，矿石中硫铁矿含量高达50%以上，金属硫化物之间共生关系复杂，部分目的矿物嵌布粒度微细，矿石的这些特点导致铜铅精矿品位偏低，铅精矿砷、锑含量超标。由于该选厂现有工艺流程具有选矿指标不达标、回收率偏低等问题，对其进行了工艺流程改造。
目前选厂采用优先浮选工艺流程，原矿磨矿细度为-0.074 mm粒级占85%，采用一粗两精两扫的浮选工艺获得铜精矿，铜浮选尾矿采用一粗三精两扫的浮选工艺获得铅精矿，铅浮选尾矿采用一粗两精两扫获得锌精矿，锌尾矿采用一粗一扫一精获得硫精矿。但现有选厂生产指标存在铜铅回收率偏低、铜铅精矿互含严重的缺点，铜回收率仅为62%，铅回收率75%，锌回收率90%。
铜铅锌多金属矿常采用优先浮选、混合浮选、部分混合浮选、等可浮等方案进行浮选。根据矿石性质，考察了优先浮选、铜铅混浮-铜铅尾矿浮锌-锌尾矿浮硫、铜铅锌混浮等工艺对铅锌硫的回收情况。最终确定采用铜铅混浮-混浮精矿再磨-铜铅分离-混浮尾矿浮锌-锌尾矿浮硫的工艺回收该矿种的铜、铅、锌、硫。
1、矿石性质
原矿主要化学成分分析结果见下图。矿石中可供回收的有价组分为铜、铅、锌、硫。矿石中主要金属矿物有黄铁矿、方铅矿、闪锌矿，其次为毒砂、黝铜矿、车轮矿，偶见白铅矿、菱锌矿；脉石矿物以白云石、方解石、石英为主，其次为云母、高岭石。
2、改造后的选矿工艺流程
(1)铜铅混浮
铜铅混浮阶段，将原矿研磨至-0.074mm粒级占65%，抑制剂采用六偏磷酸钠+石灰+硫酸锌的组合抑制剂，目的是对原矿中的黄铁矿与脉石进行抑制。抑制剂用量为，石灰用量800g/t，六偏磷酸钠用量150g/t。捕收剂采用乙黄药+25号黑药，比例为1:1，用量为50g/t。
铜铅混浮后需要对混浮精矿进行再磨，研究表明，随着再磨细度增加，铜铅精矿铜铅品位与回收率增加，当再磨细度到-0.037mm粒级占80%以后，铜铅浮选回收率增加不明显，因此，再磨细度选择-0.037mm粒级占80%为宜。
(2)铜铅分离
由于黝铜矿与方铅矿的可浮性相近，黝铜矿与方铅矿的分离比黄铜矿与方铅矿的分离难度大很多。要实现黝铜矿与方铅矿的分离，需强化方铅矿的抑制。
经过多种方案比较，本次铜铅分离采用活性炭进行预先脱药，然后采用Z-200为捕收剂、水玻璃+CMC+YZ(YZ是一种无机物，不常用于铜铅分离作业)为组合抑制剂强化方铅矿的抑制，其中YZ对方铅矿的选择性抑制效果非常明显。
(3)浮锌
接下来需要对铜铅混合浮选闭路尾矿采用浮选回收锌，硫酸铜用量为700g/t。
3、改造结果
工业改造的原则是尽可能地利用现有设备。根据试验确定的工艺流程和药剂制度对现场流程实施了改造，具体改造方案包括：
(1)磨矿系统
降低磨矿细度，将原有的两段磨矿改为一段磨矿，原有的二段磨矿改为铜铅粗精矿再磨。
(2)主体浮选系统
闲置原铜浮选系统，原选铅浮选系统改为铜铅混合浮选系统，磨矿后的矿浆自搅拌桶直接引入原铅粗选浮选槽进行铜铅混合浮选，混合浮选尾矿进入原锌浮选系统照常选锌，锌浮选尾矿进入选硫系统进行硫浮选。
(3)新建铜铅分离系统
铜铅混合精矿经新安装的浓密机浓缩脱药后进行再磨，再磨后的矿浆经搅拌桶后进行铜铅分离浮选。铜铅分离系统为新安装的浮选机。
改造后铜精矿品位提高了6.51个百分点，铜回收率提高了8.68个百分点，铅、锌回收率分别提高了6.59个百分点和2.36个百分点，技术改造带来的经济效益显著。
