CN114505174A - 一种铜铅矿铜铅分离浮选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明属于矿物加工处理技术领域，具体公开了一种铜铅矿铜铅分离浮选方法，本发明的分离浮选方法先进行铜优先浮选，获得铜精矿；铜优先浮选的尾矿再进行铜铅等浮，获得铜铅等浮精矿；所述铜铅等浮精矿经铜铅分离浮选，获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿，所述铜铅分离浮选尾矿经扫选获得铜精矿。本发明方法可有效降低铜精矿中的铅含量，解决次生铜矿与方铅矿难分离的技术难题，并保证铜精矿中铜的回收率，适合处理次生铜矿含量高的铜铅矿。
Description
技术领域
本发明涉及矿物加工处理技术领域，特别是涉及一种从铜铅矿中分选铜和铅的浮选方法。
背景技术
铅是铜精矿中最常见的有害组分，其存在会导致铜精矿冶炼过程中出现含铅烟尘等污染问题，铅冶炼进入粗铜也会影响后续铜的电解作业。硫化铜矿常伴生有铅矿物，“铜铅难分离”是一个生产时经常会面临的技术难题。就矿物性质而言，原生硫化铜矿(黄铜矿、方黄铜矿)的可浮性优于方铅矿，在矿物解离状况理想的前提下，通过适当的药剂制度可有效地达成抑铅浮铜的技术目的。但部分硫化铜矿除了原生铜矿，还常伴生有大量次生铜矿(铜蓝、辉铜矿及斑铜矿等)。次生铜矿可浮性相对较差，常规药剂条件下，次生铜矿可浮性与方铅矿相近，甚至要劣于方铅矿。因此，分选过程中这部分铜易进入铅精矿或硫精矿，造成铜金属的损失。若强行将这种含铅或硫的铜矿回收到铜精矿，则会导致铜精矿含铅增高、铜品位降低，精矿品质变差。当铜精矿中含铅时，一般遵从“抑多浮少”的分选思路，“抑铜浮铅”是合理的铜精矿除铅方式。传统的抑铜浮铅工艺主要用氰化物作铜矿物的抑制剂，但氰化物有剧毒，会对生态环境造成严重污染；此外，氰化物还会造成金、银等贵金属易损失的问题。
因此，针对次生铜矿含量较高的硫化铜矿，有必要开发一种高效、低毒、易实施的分选铜矿和铅矿的方法，对解决“铜铅难分离”问题具有积极意义。
发明内容
本发明主要解决的技术问题是提供一种铜铅矿铜铅分离浮选方法，本发明方法可有效降低铜精矿中的铅含量，解决次生铜矿与方铅矿难分离的技术难题，并保证铜精矿中铜的回收率，适合处理次生铜矿含量高的铜铅矿。
为解决上述技术问题，本发明提供了一种铜铅矿铜铅分离浮选方法，所述铜铅矿中含有较多的次生铜矿，次生铜矿中铜的占有率≥30％，即次生铜矿中所含铜质量为处理的铜铅矿中总铜质量的30％以上，本发明所述分离浮选方法先进行铜优先浮选，获得铜精矿；铜优先浮选的尾矿再进行铜铅等浮，获得铜铅等浮精矿；所述铜铅等浮精矿经铜铅分离浮选，获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿，所述铜铅分离浮选尾矿经扫选获得铜精矿。
作为本发明一种优选的实施方案，所述铜铅矿原矿经磨矿后再进行铜优先浮选作业，所述磨矿包括：铜铅矿原矿在60～70％质量百分比浓度下进行磨矿，磨矿过程中添加调整剂A，磨矿产品细度控制为-0.074mm粒级占60～70％；
其中，所述调整剂A为硫化钠，用量按每吨铜铅矿原矿计，添加600～800g/t。
作为本发明一种优选的实施方案，所述铜优先浮选作业包括1～2次铜优先浮选，优选包括2次铜优先浮选。
进一步优选地，所述铜优先浮选作业包括以下步骤：
一次铜优先浮选：将所述磨矿产品调浆至浓度为30～35％，之后添加2500～3500g/t调整剂B和2000～2800g/t调整剂C，作用2～4min，然后再添加1000～1500g/t调整剂D和500～700g/t调整剂E，作用2～4min，之后再加入20～30g/t捕收剂A和40～60g/t起泡剂A，作用2～3min，然后浮选3～5min，获得铜精矿1和一次铜优先浮选尾矿；
二次铜优先浮选：一次铜优先浮选尾矿添加500～700g/t调整剂E，作用1.5～2.5min，之后加入5～15g/t捕收剂A和20～30g/t起泡剂A，作用2～3min，浮选3～5min，获得铜精矿2以及铜优先浮选尾矿；
其中，所述调整剂B为硫酸，调整剂C为亚硫酸钠，调整剂D为硫酸亚铁，调整剂E为水玻璃，捕收剂A为丁铵黑药，起泡剂A为2#油。
作为本发明一种优选的实施方案，所述铜铅等浮作业包括：向所述铜优先浮选尾矿中添加1500～2500g/t调整剂F，作用3～5min，再加入5～15g/t捕收剂A和20～30g/t起泡剂A，作用2～3min，浮选3～5min，获得铜铅等浮精矿以及铜铅等浮尾矿；
其中，所述调整剂F为碳酸钠。
作为本发明一种优选的实施方案，所述铜铅分离浮选包括：所述铜铅等浮精矿中添加500～800g/t调整剂A，作用2～4min，再加入100～200g/t吸附剂A，作用4～6min，然后加入100～200g/t调整剂G，作用2～4min，之后再加入100～200g/t捕收剂B，作用1～2min，浮选3～4min，获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿。
其中，所述吸附剂A为活性炭粉，调整剂G为铁氰化钾(化学式K3[Fe(CN)6])，捕收剂B为乙硫氮。
作为本发明一种优选的实施方案，所述扫选作业包括1～2次扫选，优选包括2次扫选。
进一步优选地，所述扫选作业包括：
一次扫选：所述铜铅分离浮选尾矿中添加50～100g/t捕收剂B，作用1～2min，之后浮选2～3min，获得铅中矿1和铅一次扫选尾矿，铅中矿1返回上一段分选作业；
二次扫选：所述铅一次扫选尾矿中添加50～100g/t捕收剂B，作用1～2min，之后浮选2～3min，获得铅中矿2和铜精矿3，铅中矿2返回上一段分选作业。
本发明提供的铜铅矿铜铅分离浮选方法，针对次生铜矿含量高的铜铅矿，采用分步回收原生铜矿和次生铜矿的浮选工艺，优先浮选原生铜矿，获得铅含量低的铜精矿；之后采用铜铅等浮的方式回收次生铜矿，以保证铜的回收率；再采用抑铜浮铅的方式分离次生铜矿与方铅矿，获得铅精矿和次生铜精矿。本发明方法可有效降低铜精矿中的铅含量，解决次生铜矿与方铅矿难分离的技术难题，并保证铜精矿中铜的回收率，适合处理次生铜矿含量高的铜铅矿，提升资源利用效率。
本发明提供的分步选别原生铜矿和次生铜矿的浮选工艺，按照铜铅矿的矿物性质依次分步选别铜精矿。通过弱酸性亚硫酸抑制剂体系进行原生铜矿的浮选，这一过程需严格控制捕收剂的用量，采用分步添加捕收剂、分步浮选的方式回收原生铜矿。选别原生铜矿后，使用碳酸钠可以适当活化被亚硫酸抑制的硫化矿，有利于次生铜矿的浮选。浮选次生铜矿时，浮选精矿难免会带有方铅矿；若采用优先浮选的思路强行抑制方铅矿，会导致次生铜矿的损失，并影响方铅矿的回收。因此，次生铜矿选别采用了等浮再分的技术路线。铜铅分离作业中，对铜铅等浮精矿使用硫化钠和活性炭完成捕收剂脱药后，通过添加铁氰化钾可以实现次生铜矿的有效抑制，随后通过对等浮精矿进行铅浮选即可获得铅精矿，铅浮选的尾矿即为以次生铜矿为主的铜精矿。本发明方法通过采用合理的浮选工艺设计，配合合适的药剂制度，提高了铜的回收率，有效解决了铜铅难分离的问题。
本发明提供的分步选别原生铜矿和次生铜矿的浮选工艺，特别适合应用于原矿铜品位高、含次生铜矿较多的铜铅多金属矿选别。对于原生铜矿，分步浮选可以有效减少铜精矿的含铅量；对于次生铜矿，通过“铜铅等浮-等浮精矿抑铜浮铅”可以有效解决铜铅难分选的问题，提升了次生铜矿的利用效率。
附图说明
图1是本发明提供的一种铜铅矿铜铅分离浮选方法的工艺流程图。
具体实施方式
下面通过具体实施例对本发明的技术方案进行详细说明。
在以下实施例中，未特别说明时，使用的药剂均为市售商品。各实施例中的浓度或含量均为质量百分数。药剂的用量均是按每吨铜铅矿原矿计，例如添加600～800g/t，即为每吨铜铅矿原矿添加600～800g的药剂。
实施例1
本实施例提供了一种铜铅矿铜铅分离浮选方法，原矿为来自广东省清远市连南县的铜铅矿，原矿铜、铅品位分别为4.68％和7.40％，次生铜矿中铜的占有率为45.19％，浮选工艺流程图见图1所示，浮选过程为：
(1)原矿磨矿：在60％浓度下进行磨矿，在磨机中添加650g/t硫化钠，磨矿产品细度控制为-0.074mm粒级占70％。
(2)优先浮铜：将磨矿产品调浆至32％的浓度，随后添加2800g/t硫酸和2500g/t亚硫酸钠，作用3min，随后加入1000g/t硫酸亚铁和600g/t水玻璃，作用3min，随后加入20g/t丁铵黑药和40g/t 2#油，作用2min，浮选4min，获得铜精矿1；对铜精矿1的尾矿添加600g/t水玻璃，作用2min，随后加入10g/t丁铵黑药和20g/t 2#油，作用2min，浮选3min，获得铜精矿2以及铜优先浮选尾矿。
(3)铜铅等浮：对铜优先浮选尾矿添加1500g/t碳酸钠，作用4min，随后加入10g/t丁铵黑药和30g/t 2#油，作用2min，浮选4min，获得铜铅等浮精矿以及铜铅等浮尾矿。
(4)铜铅分离：对铜铅等浮精矿添加600g/t硫化钠，作用3min，随后加入150g/t活性炭粉，作用4min，随后加入150g/t铁氰化钾，作用3min，随后加入150g/t乙硫氮，作用1.5min，浮选3min，获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿。
(5)铜铅分离浮选尾矿扫选：铜铅分离浮选尾矿添加75g/t乙硫氮，作用1min，浮选2min，获得铅中矿1，铅中矿1返回上一段分选作业；对铅中矿1的尾矿添加75g/t乙硫氮，作用1min，浮选2min，获得铅中矿2以及铜精矿3，铅中矿2返回上一段分选作业。
本实施例所得浮选指标如下表1所示。
表1
| 产品 | 产率％ | 铜品位％ | 铅品位％ | 铜回收率％ | 铅回收率％ |
| 铜精矿1 | 10.45 | 20.56 | 7.87 | 45.91 | 11.11 |
| 铜精矿2 | 10.18 | 19.14 | 7.33 | 41.64 | 10.08 |
| 铜精矿3 | 2.16 | 17.49 | 4.16 | 8.07 | 1.21 |
| 铅精矿 | 3.37 | 2.14 | 50.19 | 1.54 | 22.85 |
| 等浮尾矿 | 73.84 | 0.18 | 5.49 | 2.84 | 54.75 |
| 原矿 | 100.00 | 4.68 | 7.40 | 100.00 | 100.00 |
铜精矿1、2、3合并所得铜精矿的产率为22.79％，铜品位为19.63％，含铅7.28％，铜回收率为95.62％。
实施例2
本实施例提供了一种铜铅矿铜铅分离浮选方法，原矿为来自广东省梅州市梅县区城东镇的铜铅矿，原矿铜、铅品位分别为5.94％和5.84％，次生铜矿中铜的占有率为55.73％，浮选工艺流程图见图1所示，浮选过程为：
(1)原矿磨矿：在65％浓度下进行磨矿，在磨机中添加800g/t硫化钠，磨矿产品细度控制为-0.074mm粒级占68％。
(2)优先浮铜：将磨矿产品调浆至35％浓度，随后添加3000g/t硫酸和2800g/t亚硫酸钠，作用3min，随后加入1500g/t硫酸亚铁和700g/t水玻璃，作用3min，随后加入25g/t丁铵黑药和50g/t 2#油，作用2.5min，浮选4.5min，获得铜精矿1；对铜精矿1的尾矿添加700g/t水玻璃，作用2.5min，随后加入15g/t丁铵黑药和30g/t 2#油，作用2.5min，浮选3.5min，获得铜精矿2以及铜优先浮选尾矿。
(3)铜铅等浮：对铜优先浮选尾矿添加2000g/t碳酸钠，作用3min，随后加入5g/t丁铵黑药和20g/t 2#油，作用2.5min，浮选3min，获得铜铅等浮精矿以及铜铅等浮尾矿。
(4)铜铅分离：对铜铅等浮精矿添加500g/t硫化钠，作用2min，随后加入100g/t活性炭粉，作用4min，随后加入100g/t铁氰化钾，作用2min，随后加入100g/t乙硫氮，作用1min，浮选3.5min，获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿。
(5)铜铅分离浮选尾矿扫选：铜铅分离浮选尾矿添加50g/t乙硫氮，作用1min，浮选2.5min，获得铅中矿1，铅中矿1返回上一段分选作业；对铅中矿1的尾矿添加50g/t乙硫氮，作用1min，浮选2.5min，获得铅中矿2以及铜精矿3，铅中矿2返回上一段分选作业。
本实施例所得浮选指标如下表2所示。
表2
铜精矿1、2、3合并所得铜精矿的产率为30.20％，铜品位为18.66％，含铅7.50％，铜回收率为94.90％。
实施例3
本实施例提供了一种铜铅矿铜铅分离浮选方法，原矿为来自湖南省永州市江永县的铜铅矿，原矿铜、铅品位分别为5.79％和4.85％，次生铜矿中铜的占有率为33.54％，浮选工艺流程图见图1所示，浮选过程为：
(1)原矿磨矿：在70％浓度下进行磨矿，在磨机中添加800g/t硫化钠，磨矿产品细度控制为-0.074mm粒级占70％。
(2)优先浮铜：将磨矿产品调浆至30％浓度，随后添加3500g/t硫酸和2800g/t亚硫酸钠，作用4min，随后加入1000g/t硫酸亚铁和500g/t水玻璃，作用2min，随后加入30g/t丁铵黑药和60g/t 2#油，作用3min，浮选5min，获得铜精矿1；对铜精矿1的尾矿添加500g/t水玻璃，作用1.5min，随后加入15g/t丁铵黑药和30g/t 2#油，作用3min，浮选5min，获得铜精矿2以及铜优先浮选尾矿。
(3)铜铅等浮：对铜优先浮选尾矿添加2500g/t碳酸钠，作用5min，随后加入15g/t丁铵黑药和20g/t 2#油，作用3min，浮选5min，获得铜铅等浮精矿以及铜铅等浮尾矿。
(4)铜铅分离：对铜铅等浮精矿添加800g/t硫化钠，作用4min，随后加入200g/t活性炭粉，作用6min，随后加入200g/t铁氰化钾，作用4min，随后加入200g/t乙硫氮，作用2min，浮选4min，获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿。
(5)铜铅分离浮选尾矿扫选：铜铅分离浮选尾矿添加100g/t乙硫氮，作用2min，浮选3min，获得铅中矿1，铅中矿1返回上一段分选作业；对铅中矿1的尾矿添加100g/t乙硫氮，作用2min，浮选3min，获得铅中矿2以及铜精矿3，铅中矿2返回上一段分选作业。
本实施例所得浮选指标如下表3所示。
表3
| 产品 | 产率％ | 铜品位％ | 铅品位％ | 铜回收率％ | 铅回收率％ |
| 铜精矿1 | 11.13 | 22.26 | 5.17 | 42.80 | 11.86 |
| 铜精矿2 | 10.52 | 19.77 | 5.48 | 35.93 | 11.88 |
| 铜精矿3 | 6.14 | 16.63 | 3.16 | 17.64 | 4.00 |
| 铅精矿 | 4.19 | 2.43 | 48.15 | 1.76 | 41.57 |
| 等浮尾矿 | 68.02 | 0.16 | 2.19 | 1.88 | 30.69 |
| 原矿 | 100.00 | 5.79 | 4.85 | 100.00 | 100.00 |
铜精矿1、2、3合并所得铜精矿的产率为27.79％，铜品位为20.07％，含铅4.84％，铜回收率为96.36％。
实施例4
本实施例提供了一种铜铅矿铜铅分离浮选方法，原矿为来自河北省易县的铜铅矿，原矿铜、铅品位分别为5.40％和7.88％，次生铜矿中铜的占有率为30.55％，浮选工艺流程图见图1所示，浮选过程为：
(1)原矿磨矿：在60％浓度下进行磨矿，在磨机中添加600g/t硫化钠，磨矿产品细度控制为-0.074mm粒级占60％。
(2)优先浮铜：将磨矿产品调浆至35％浓度，随后添加2500g/t硫酸和2000g/t亚硫酸钠，作用2min，随后加入1500g/t硫酸亚铁和700g/t水玻璃，作用4min，随后加入20g/t丁铵黑药和40g/t 2#油，作用2min，浮选3min，获得铜精矿1；对铜精矿1的尾矿添加700g/t水玻璃，作用2.5min，随后加入5g/t丁铵黑药和20g/t 2#油，作用3min，浮选3min，获得铜精矿2以及铜优先浮选尾矿。
(3)铜铅等浮：对铜优先浮选尾矿添加1500g/t碳酸钠，作用3min，随后加入5g/t丁铵黑药和25g/t 2#油，作用3min，浮选3min，获得铜铅等浮精矿以及铜铅等浮尾矿。
(4)铜铅分离：对铜铅等浮精矿添加500g/t硫化钠，作用4min，随后加入120g/t活性炭粉，作用5min，随后加入150g/t铁氰化钾，作用3min，随后加入180g/t乙硫氮，作用1.5min，浮选3.5min，获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿。
(5)铜铅分离浮选尾矿扫选：铜铅分离浮选尾矿添加100g/t乙硫氮，作用1.5min，浮选2.5min，获得铅中矿1，铅中矿1返回上一段分选作业；对铅中矿1的尾矿添加80g/t乙硫氮，作用1.5min，浮选2.5min，获得铅中矿2以及铜精矿3，铅中矿2返回上一段分选作业。
本实施例所得浮选指标如下表4所示。
表4
| 产品 | 产率％ | 铜品位％ | 铅品位％ | 铜回收率％ | 铅回收率％ |
| 铜精矿1 | 9.14 | 26.18 | 3.44 | 44.30 | 3.99 |
| 铜精矿2 | 6.47 | 22.14 | 4.13 | 26.52 | 3.39 |
| 铜精矿3 | 4.88 | 25.63 | 2.23 | 23.15 | 1.38 |
| 铅精矿 | 4.37 | 3.16 | 55.77 | 2.56 | 30.94 |
| 等浮尾矿 | 75.14 | 0.25 | 6.32 | 3.48 | 60.29 |
| 原矿 | 100.00 | 5.40 | 7.88 | 100.00 | 100.00 |
铜精矿1、2、3合并所得铜精矿的产率为20.49％，铜品位为24.77％，含铅3.37％，铜回收率为93.97％。
实施例5
本实施例提供了一种铜铅矿铜铅分离浮选方法，原矿为来自河北省易县的铜铅矿，原矿铜、铅品位分别为4.68％和7.40％，次生铜矿中铜的占有率为42.28％，浮选工艺流程图见图1所示，浮选过程为：
(1)原矿磨矿：在62％浓度下进行磨矿，在磨机中添加750g/t硫化钠，磨矿产品细度控制为-0.074mm粒级占68％。
(2)优先浮铜：将磨矿产品调浆至33％浓度，随后添加2800g/t硫酸和2400g/t亚硫酸钠，作用3min，随后加入1250g/t硫酸亚铁和600g/t水玻璃，作用3.5min，随后加入25g/t丁铵黑药和50g/t 2#油作用2.5min，浮选3.5min，获得铜精矿1；对铜精矿1的尾矿添加550g/t水玻璃，作用2min，随后加入10g/t丁铵黑药和25g/t 2#油，作用3min，浮选4min，获得铜精矿2以及铜优先浮选尾矿。
(3)铜铅等浮：对铜优先浮选尾矿添加2000g/t碳酸钠，作用4min，随后加入10g/t丁铵黑药和25g/t 2#油，作用3min，浮选4min，获得铜铅等浮精矿以及铜铅等浮尾矿。
(4)铜铅分离：对铜铅等浮精矿添加650g/t硫化钠，作用3min，随后加入150g/t活性炭粉，作用5.5min，随后加入150g/t铁氰化钾，作用3.5min，随后加入150g/t乙硫氮，作用2min，浮选4min，获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿。
(5)铜铅分离浮选尾矿扫选：铜铅分离浮选尾矿添加100g/t乙硫氮，作用2min，浮选2.5min，获得铅中矿1，铅中矿1返回上一段分选作业；对铅中矿1的尾矿添加50g/t乙硫氮，作用1.5min，浮选2min，获得铅中矿2以及铜精矿3，铅中矿2返回上一段分选作业。
本实施例所得浮选指标如下表5所示。
表5
| 产品 | 产率％ | 铜品位％ | 铅品位％ | 铜回收率％ | 铅回收率％ |
| 铜精矿1 | 8.88 | 21.18 | 6.68 | 43.89 | 8.08 |
| 铜精矿2 | 9.17 | 17.45 | 7.71 | 37.34 | 9.63 |
| 铜精矿3 | 2.49 | 22.36 | 3.49 | 12.99 | 1.18 |
| 铅精矿 | 3.31 | 4.25 | 52.18 | 3.28 | 23.53 |
| 等浮尾矿 | 76.15 | 0.14 | 5.55 | 2.49 | 57.57 |
| 原矿 | 100.00 | 4.28 | 7.34 | 100.00 | 100.00 |
铜精矿1、2、3合并所得铜精矿的产率为20.54％，铜品位为19.66％，含铅6.75％，铜回收率为94.23％。
通过以上实施例可以看出，本发明方法通过分步浮选，有效减少了铜精矿的含铅量，解决了铜铅难分选的问题，提升了次生铜矿的利用效率。
虽然，上文中已经用一般性说明、具体实施方式及试验，对本发明作了详尽的描述，但在本发明基础上，可以对之作一些修改或改进，这对本领域技术人员而言是显而易见的。因此，在不偏离本发明精神的基础上所做的这些修改或改进，均属于本发明要求保护的范围。
Claims (6)
1.一种铜铅矿铜铅分离浮选方法，其特征在于，所述铜铅矿中含有次生铜矿，所述分离浮选方法先进行铜优先浮选，获得铜精矿；铜优先浮选的尾矿再进行铜铅等浮，获得铜铅等浮精矿；所述铜铅等浮精矿经铜铅分离浮选，获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿，所述铜铅分离浮选尾矿经扫选获得铜精矿。
2.根据权利要求1所述的分离浮选方法，其特征在于，所述铜铅矿原矿经磨矿后再进行铜优先浮选作业，所述磨矿包括：铜铅矿原矿在60～70％质量百分比浓度下进行磨矿，磨矿过程中添加调整剂A，磨矿产品细度控制为-0.074mm粒级占60～70％；
所述调整剂A为硫化钠，用量按每吨铜铅矿原矿计，添加600～800g/t。
3.根据权利要求2所述的分离浮选方法，其特征在于，所述铜优先浮选作业包括1～2次铜优先浮选，优选包括2次铜优先浮选；
进一步优选所述铜优先浮选作业包括以下步骤：
一次铜优先浮选：将所述磨矿产品调浆至浓度为30～35％，之后添加2500～3500g/t调整剂B和2000～2800g/t调整剂C，然后再添加1000～1500g/t调整剂D和500～700g/t调整剂E，之后再加入20～30g/t捕收剂A和40～60g/t起泡剂A，然后浮选3～5min，获得铜精矿1；
二次铜优先浮选：一次铜优先浮选的尾矿添加500～700g/t调整剂E，之后加入5～15g/t捕收剂A和20～30g/t起泡剂A，浮选3～5min，获得铜精矿2以及铜优先浮选尾矿；
所述调整剂B为硫酸，调整剂C为亚硫酸钠，调整剂D为硫酸亚铁，调整剂E为水玻璃，捕收剂A为丁铵黑药，起泡剂A为2#油。
4.根据权利要求2或3所述的分离浮选方法，其特征在于，所述铜铅等浮作业包括：向所述铜优先浮选尾矿中添加1500～2500g/t调整剂F，再加入5～15g/t捕收剂A和20～30g/t起泡剂A，浮选3～5min，获得铜铅等浮精矿以及铜铅等浮尾矿；
所述调整剂F为碳酸钠。
5.根据权利要求4所述的分离浮选方法，其特征在于，所述铜铅分离浮选包括：所述铜铅等浮精矿中添加500～800g/t调整剂A，再加入100～200g/t吸附剂A，然后加入100～200g/t调整剂G，之后再加入100～200g/t捕收剂B，浮选3～4min，获得铅精矿和铜铅分离浮选尾矿；
所述吸附剂A为活性炭粉，调整剂G为铁氰化钾，捕收剂B为乙硫氮。
6.根据权利要求2～5任一项所述的分离浮选方法，其特征在于，所述扫选作业包括1～2次扫选，优选包括2次扫选；
进一步优选所述扫选作业包括：
一次扫选：所述铜铅分离浮选尾矿中添加50～100g/t捕收剂B，之后浮选2～3min，获得铅中矿1和铅一次扫选尾矿，铅中矿1返回上一段分选作业；
二次扫选：所述铅一次扫选尾矿中添加50～100g/t捕收剂B，之后浮选2～3min，获得铅中矿2和铜精矿3，铅中矿2返回上一段分选作业。
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