CN116637716A - 一种高铜低锌型高硫化多金属矿的选矿分离方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种高铜低锌型高硫化多金属矿的选矿分离方法，包括以下步骤：A、对原矿破碎后进行球磨、分级，沉砂返回球磨，溢流产品进入铜粗选工艺中；B、进行铜粗选；C、粗选精矿经过铜精选工艺精选，得到铜精矿，粗选尾矿进入铜扫选工艺中；D、进行铜扫选，扫选尾矿进行分级，沉砂返回球磨，溢流产品进入锌粗选工艺中；E、进行锌粗选，粗选精矿经过锌精选工艺精选得到锌精矿，粗选尾矿经锌扫选工艺扫选后，得到锌尾矿。本发明通过充分利用矿物粒度分布特点、引入粒度分级系统以及对浮选药剂进行改良等方式，高效地实现了铜精矿和锌精矿的分选，分选收率高，具有易于操作、分选指标稳定等技术特点。
Description
技术领域
本发明涉及铜矿选矿技术领域，特别涉及一种高铜低锌型高硫化多金属矿的选矿分离方法。
背景技术
铜、锌矿物的有效分离与回收一直以来都是选矿界的难点、痛点问题。主要原因有：一是原矿石铜、锌矿物品位不同，单体解离要求不统一；二是部分铜、锌矿物致密共生，结晶粒度细小，矿物单体解离难度要求高；三是矿石在破碎磨矿后形成矿浆中含有Cu2+，易使闪锌矿可浮性增强，增加铜锌矿物分离难度。以上原因造成铜、锌矿物在选矿作业中难以进行有效分离与回收。
现选矿行业中，处理铜锌硫化矿的选矿工艺主要有优先浮选和混合浮选铜锌矿物后再进行铜锌分离两种，但这两种工艺在目前应用中都存在一定缺陷。混合浮选工艺主要是先将铜锌矿物优先选出，然后对选出的铜锌矿物产品进行浮选工艺分离，这种方式由于两种矿物单体解离所要求的粒度不同，故而再分离过程中，分离效果不佳，易造成两种矿物产品质量品质低，还有就是将优先选出的铜锌矿物进行再磨后再进行浮选工艺分离，这种方法虽能达到一定效果，但生产能耗高，流程繁杂，生产成本较高，同时，容易使矿物过磨，从而影响选矿指标。优先浮选通过铜锌矿物天然可浮性差异，优先将可浮性好的铜矿物选出，再进行选锌作业，该方法在生产应用中，一是存在铜锌矿物单体解离粒度要求不统一，导致各矿物分离过程中不充分，产品互含高；二是在前一段铜浮选工艺部分产品选出及生产过程中补加水，导致后一段锌浮选作业浮选浓度偏低，影响矿物回收的浮选时间；三是由于铜、锌矿物品位、性质不同，导致两种浮选工艺所需的浮选机有效容积大小不同，尤其高铜低锌型硫化矿石，选铜所需的浮选机远大于选锌所需浮选机有效容积，在生产过程中，如调整铜浮选液面时易导致锌浮选液面波动大，从而导致锌浮选指标稳定性差。
中国专利CN115430523B公开了一种低铜高锌型难选铜锌硫化矿石的浮选分离方法，该专利首先将低铜高锌型铜锌硫化矿石进行湿磨，将矿浆进行一次铜粗选和一次铜扫选作业，然后将铜粗选精矿产品再磨后进行两次铜精选作业，将第一次铜精选的尾矿进行一次铜精扫选作业，将第二次铜精选的尾矿与铜精扫选精矿合并返回至第一次铜精选作业，铜扫选的精矿产品返回至铜粗选作业，铜精扫选的尾矿返回至锌粗选作业，形成铜循环；将铜循环尾矿进行一次锌粗选和一次锌扫选作业，锌粗选精矿产品进行两次锌精选作业，第一次锌精选尾矿和锌扫选精矿返回至锌粗选作业，第二次锌精选的尾矿返回第一次锌精选作业，形成锌循环，进而构成全流程闭路循环，铜循环与锌循环第二次精选的产品即为最终铜精矿和锌精矿。然而，该专利技术应用于生产存在所需能耗高，工艺复杂，对入选的矿石量及性质稳定性要求高等缺点。
发明内容
本发明的发明目的在于：针对上述存在的问题，提供一种高铜低锌型高硫化多金属矿的选矿分离方法，以解决现有技术所存在的问题。
本发明采用的技术方案如下：一种高铜低锌型高硫化多金属矿的选矿分离方法，包括以下步骤：
A、对原矿破碎后进行球磨，使原矿粒度达到－200目占比达到40％以上，然后通过第一粒度分级系统进行分级，沉砂返回球磨，分级得到的溢流产品进入铜粗选工艺中；
B、将溢流产品与浮选药剂混合调浆后进行铜粗选，其中，浮选药剂由硫铁矿抑制剂、锌矿物抑制剂、铜矿物捕收剂以及起泡剂组成；
C、粗选得到的粗选精矿经过铜精选工艺精选，得到铜精矿，粗选得到的粗选尾矿进入铜扫选工艺中进行扫选；
D、粗选尾矿与浮选药剂混合调浆后进行铜扫选，得到的扫选尾矿进入第二粒度分级系统进行分级，沉砂返回球磨，分级得到的溢流产品进入锌粗选工艺中，其中，浮选药剂由铜矿物捕收剂以及起泡剂组成；
E、第二粒度分级系统溢流产品与浮选药剂混合调浆后再进入锌粗选工艺中，其中，浮选药剂由硫铁矿抑制剂、锌矿物活化剂、锌矿物捕收剂以及起泡剂组成；粗选得到的粗选精矿经过锌精选工艺精选得到锌精矿，粗选尾矿经锌扫选工艺扫选后，得到锌尾矿。
进一步，所述第一粒度分级系统和第二粒度分级系统均由渣浆池、渣浆泵、水力旋流器组成。
进一步，第一粒度分级系统分级出来的溢流产品的细度不小于55％，浓度不小于35％，分级出来的沉砂返回球磨工艺中进行球磨；第二粒度分级系统分级出来的溢流产品的细度不小于65％，浓度不小于35％，分级出来的沉砂返回球磨工艺中进行球磨。
进一步，所述硫铁矿抑制剂为石灰，所述锌矿物抑制剂由硫酸锌和亚硫酸钠组成，所述铜矿物捕收剂为铜矿物捕收剂207，所述起泡剂为2#油，所述锌矿物活化剂为硫酸铜，所述锌矿物捕收剂丁基钠黄药。
进一步，所述铜精选工艺为3级铜精选工艺，每1级铜精选得到的精矿转下一级处理，中矿则返回上一级处理，形成闭路分选流程。
进一步，所述锌精选工艺为4级锌精选工艺，每1级锌精选得到的精矿转下一级处理，中矿则返回上一级处理，形成闭路分选流程。
进一步，在步骤B中，所述浮选药剂的组成以及用量为：石灰800±100g/t，硫酸锌300±50g/t，亚硫酸钠100±30g/t，铜矿物捕收剂207为50±10g/t，2#油10±2g/t。
进一步，铜粗选得到的粗选精矿先与石灰、硫酸锌以及亚硫酸钠混合调浆后，再进入铜精选工艺，其中，石灰的添加量为400±50g/t，硫酸锌的添加量150±20g/t，亚硫酸钠的添加量50±10g/t；铜粗选得到的粗选尾矿与铜矿物捕收剂207和2#油混合调浆后，在进入铜扫选工艺，其中，铜扫选工艺分2级扫选，1级扫选浮选药剂用量为：铜矿物捕收剂20725±5g/t，2#油5±1g/t，2级扫选的浮选药剂用量为：铜矿物捕收剂207 15±2g/t，2#油2±0.5g/t。
进一步，在锌粗选中，锌粗选所用浮选药剂为：石灰600±100g/t，硫酸铜200±50g/t，丁基钠黄药20±5g/t，2#油8±1g/t。
进一步，锌粗选得到的粗选精矿与石灰混合调浆后，再进入锌精选工艺中，得到的粗选尾矿与丁基钠黄药和硫酸铜混合调浆后，再进入锌扫选工艺中；其中，石灰用量为300±50g/t，锌扫选工艺分2及扫选，1级扫选浮选药剂用量为：丁基钠黄药10±2g/t，硫酸铜100±20g/t，2级扫选浮选药剂用量为：丁基钠黄药5±1g/t，硫酸铜50±10g/t。
综上所述，由于采用了上述技术方案，本发明的有益效果是：
1、本发明充分利用了原矿铜、锌矿物品位差异，粒度分布及矿物单体解离要求不同等的特点，通过优先浮选的方式，选用专门配制的浮选药剂将单体解离及单体解离程度高的铜矿物在铜浮选工艺进行有效回收，同时，最大限度地保障了锌矿物不在铜浮选流程中流失；
2、在铜浮选和锌浮选流程中间添加了粒度分级系统，铜尾矿通过粒度分级系统后，提升了进入锌浮选系统矿浆的浓度与细度，使得锌矿物在合理的浮选浓度、细度条件下得到高效分离，铜尾矿通过锌浮选系统前端的粒度分级系统，其少量沉砂返回一段球磨进行再磨作业，有效加强了铜锌矿物的高效分离，使得部分致密共生的铜锌矿物得到分离，同时，还可以将部分生产用水带回球磨系统，让该部分生产用水不用通过返回尾矿库后，通过电力系统再次提升至高位水池进行利用，降低了该部分生产用水成本；
3、本发明在铜浮选工艺中加入了锌矿物抑制剂，使得锌矿物表面存在大量亲水物质，避免锌矿物在铜浮选工艺流程中损失；同时，铜尾矿经过粒度分级系统后进入锌浮选系统，可使大部分锌矿物表面亲水物质被破坏，大幅度提高锌矿物可浮性，有效降低了锌浮选流程中锌活化剂的使用量；
4、在本发明中，因高品位铜矿物需要较大有效容积的浮选机进行回收，低品位锌矿物仅需较小有效容积浮选机回收，因此使用渣浆池作为缓冲池，使用渣浆泵和旋流器组成的粒度分级系统，让渣浆泵在一个稳定的频率下运转，可使铜尾矿矿浆通过稳定的渣浆泵给浆压力供送给锌浮选系统，避免了铜浮选系统调整液面时对锌浮选作业液面造成影响，保障了锌浮选液面稳定性，有效保障了锌浮选指标；
5、铜尾矿经过粒度分级后，沉砂返回一段磨矿，针对性对少部分粗颗粒矿石进行再磨，提高了铜锌的分离效率；同时，让该部分粗粒级矿石磨矿后产品再次进入铜锌浮选工艺，既能保证铜矿物的充分回收，铜锌矿物的有效分离及锌矿物充分解离，也无需全部进行二段磨矿而消耗大量能耗，大大提高铜锌高效分离的生产效益。
附图说明
图1是本发明的一种高铜低锌型高硫化多金属矿的选矿分离方法流程示意图。
具体实施方式
下面结合附图，对本发明作详细的说明。
为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合附图及实施例，对本发明进行进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。
如图1所示，一种高铜低锌型高硫化多金属矿的选矿分离方法，包括如下步骤：
S1、对原矿进行破碎，然后经过球磨机磨矿后，磨矿产品通过渣浆池进入由渣浆泵和水力旋流器组成的第一粒度分级系统进行分级；
S2、第一粒度分级系统分级出来的溢流产品进入铜粗选作业，分级出来的沉砂则返回上述球磨机再次进行细磨；
S3、进入铜粗选的溢流产品先在搅拌桶中进行加药调浆，浮选药剂使用石灰作为硫铁矿抑制剂、使用硫酸锌和亚硫酸钠作为锌矿物抑制剂、铜矿物捕收剂207及起泡剂2#油添加至搅拌桶，调浆后进入铜粗选；
S4、铜粗选得到的粗选泡沫产品，通过添加石灰、硫酸锌、亚硫酸钠后进入铜精选一作业；粗选得到的尾矿产品通过添加铜矿物捕收剂207和2#油后进入铜浮选扫一作业；
S5、铜精选一精选得到精一作业泡沫产品和精一尾矿，精一作业泡沫产品进入铜精选二作业，精一尾矿返回铜粗选中；铜精选二精选得到精二作业泡沫产品和精二尾矿，精二作业泡沫产品进入铜精选三作业，精二尾矿返回铜精选一中作业；铜精选三精选得到精三作业泡沫产品和精三尾矿，精三作业泡沫产品为最终铜精矿，精三尾矿返回铜精选二作业，即通过3级铜精选流程得到铜精矿；
S6、铜浮选扫一作业得到扫一泡沫产品和扫一尾矿，扫一泡沫产品返回铜粗选作业，扫一尾矿添加铜矿物捕收剂207和2#油后进入铜浮选扫二作业，得到扫二泡沫产品和扫二尾矿，扫二泡沫产品进入铜浮选扫一作业，扫二尾矿进入第二粒度分级系统(由渣浆池、渣浆泵、水力旋流器组成)进行分级，即铜浮选扫选设置为两级扫选流程；
S7、第二粒度分级系统分级出来的溢流产品进入锌浮选系统，分级出来的沉砂则返回球磨机进行再磨；
S8、第二粒度分级系统分级出来的溢流产品进入锌浮选系统前通过搅拌桶调浆加药，选用石灰作为硫铁矿抑制剂，锌矿物活化剂选用硫酸铜，选用丁基钠黄药作为锌矿物捕收剂，2#油作为起泡剂，调浆加药后再进入锌浮选系统粗选作业；
S9、锌粗选得到的泡沫产品添加石灰后进入锌浮选精一作业，得到的锌粗选尾矿经添加硫酸铜、丁基钠黄药、2#油后进入锌浮选扫一作业；
S10、锌浮选精一得到的精一泡沫产品进入锌浮选精二作业，精一尾矿返回锌粗选作业，精二泡沫产品进入锌浮选精三作业，精二尾矿返回锌浮选精一，精三泡沫产品进入锌浮选精四作业，精三尾矿返回锌浮选精二，得到的精四泡沫产品为最终锌精矿产品，精四尾矿返回锌浮选精三作业，即设置4级锌精选流程；
S11、锌浮选扫一得到的扫一泡沫产品进入锌粗选作业，扫一尾矿经添加硫酸铜、丁基钠黄药、2#油后进入锌浮选扫二作业，得到的扫二泡沫产品进入锌浮选扫一作业，扫二尾矿成为最终锌尾矿产品，即设置2级锌浮选扫选流程。
为了更好地说明本发明的选矿分离方法的技术优势，以下列举部分实施例和前期所进行的对比试验例：
实施例1
原矿含铜品位2.31％，含锌品位1.13％，硫化率93％的高硫低锌铜矿石，请参照图1，对该矿石进行浮选，步骤如下：
S1、对原矿进行破碎，形成粒度为－200目的原矿，原矿经过MQY27＊36溢流型球磨机磨矿后，磨矿产品进入由100ZJ－42渣浆泵和FX－GTφ500水力旋流器组成的第一粒度分级系统进行分级；
S2、第一粒度分级系统分级出来的溢流产品进入铜粗选作业，分级出来的沉砂则返回上述MQY27＊36溢流型球磨机再次进行细磨；
S3、进入铜粗选的溢流产品细度60％(－200目的粒级含量达到60％)，浓度40％(原矿浓度达到40％)，该溢流产品先在搅拌桶中进行加药调浆，浮选药剂使用石灰(添加量800g/t)、硫酸锌(添加量300g/t)、亚硫酸钠(添加量100g/t)、铜矿物捕收剂207(添加量50g/t)及2#油(添加量10g/t)添加至搅拌桶，调浆后进入铜粗选；
S4、铜粗选得到的粗选泡沫产品，通过添加石灰(添加量400g/t)、硫酸锌(添加量150g/t)、亚硫酸钠(添加量50g/t)后进入铜精选一作业；粗选得到的尾矿产品通过添加铜矿物捕收剂207(添加量25g/t)和2#油(添加量5g/t)后进入铜浮选扫一作业；
S5、铜精选一精选得到精一作业泡沫产品和精一尾矿，精一作业泡沫产品进入铜精选二作业，精一尾矿返回铜粗选中；铜精选二精选得到精二作业泡沫产品和精二尾矿，精二作业泡沫产品进入铜精选三作业，精二尾矿返回铜精选一中作业；铜精选三精选得到精三作业泡沫产品和精三尾矿，精三作业泡沫产品为最终铜精矿(铜品位为24.98％，锌含量为1.04％)，精三尾矿返回铜精选二作业；
S6、铜浮选扫一作业得到扫一泡沫产品和扫一尾矿，扫一泡沫产品返回铜粗选作业，扫一尾矿添加铜矿物捕收剂207(添加量15g/t)和2#油(添加量2g/t)后进入铜浮选扫二作业，得到扫二泡沫产品和扫二尾矿，扫二泡沫产品进入铜浮选扫一作业，扫二尾矿进入第二粒度分级系统(由80ZJ－42渣浆泵和FX－GTφ500水力旋流器组成)进行分级；
S7、第二粒度分级系统分级出来的溢流产品(细度70％，浓度38％)进入锌浮选系统，分级出来的沉砂则返回MQY27＊36溢流型球磨机进行再磨；
S8、第二粒度分级系统分级出来的溢流产品进入锌浮选系统前通过搅拌桶调浆加药，选用石灰(添加量600g/t)作为硫铁矿抑制剂，锌矿物活化剂选用硫酸铜(添加量200g/t)，选用丁基钠黄药(添加量20g/t)作为锌矿物捕收剂，2#油(添加量8g/t)作为起泡剂，调浆加药后再进入锌浮选系统粗选作业；
S9、锌粗选得到的泡沫产品添加石灰(添加量300g/t)后进入锌浮选精一作业，得到的锌粗选尾矿经添加硫酸铜(添加量100g/t)、丁基钠黄药(添加量10g/t)、2#油(添加量4g/t)后进入锌浮选扫一作业；
S10、锌浮选精一得到的精一泡沫产品进入锌浮选精二作业，精一尾矿返回锌粗选作业，精二泡沫产品进入锌浮选精三作业，精二尾矿返回锌浮选精一，精三泡沫产品进入锌浮选精四作业，精三尾矿返回锌浮选精二，得到的精四泡沫产品为最终锌精矿产品(锌品位为48.47％，铜含量为0.62％)，精四尾矿返回锌浮选精三作业；
S11、锌浮选扫一得到的扫一泡沫产品进入锌粗选作业，扫一尾矿经添加硫酸铜(添加量50g/t)、丁基钠黄药(添加量5g/t)、2#油(添加量2g/t)后进入锌浮选扫二作业，得到的扫二泡沫产品进入锌浮选扫一作业，扫二尾矿成为最终锌尾矿产品。
实施例2
实施例2与实施例1相同，其不同之处在于，其原矿品位铜为1.74％，锌为0.86％，硫化率94％。
实施例3
实施例3与实施例1相同，其不同之处在于，其原矿品位铜为2.87％，锌为1.53％，硫化率95％。
对比例1
对比例1与实施例1相同，其不同之处在于，铜扫选二得到的扫选尾矿直接配入浮选药剂进入锌浮选系统内，即未进行第二粒度分级系统进行处理。
对比例2
对比例2与实施例1相同，其不同之处在于，第一分级系统溢流细度50％，第二粒度分级系统溢流细度60％。
对比例3
对比例3与实施例1相同，其不同之处在于，在铜粗选工艺中，将实施例1中硫酸锌添加量300g/t、亚硫酸钠添加量100g/t替换为硫酸锌添加量240g/t、亚硫酸钠添加量75g/t、铁氰化钾添加量75g/t，抑制剂总添加量相同。
上述实施例1－3和对比例1－3各浮选阶段的指标情况如表1和表2所示：
表1实施例各浮选阶段的主要指标
表2对比例各浮选阶段的主要指标
由表1和表2可以得到，实施例1、2、3说明，该工艺针对原矿品位及性质的变化，适用性较强，能保障铜精矿品位及回收率稳定在25％和95％左右，锌精矿品位及回收率稳定在48％和80％左右。有效保障了铜、锌精矿产品品质及回收率。同时，在铜精矿中，锌含量控制在1.13％以下，在锌精矿中，铜含量控制在0.64％以下，铜锌分离分选效果明显，经济效益显著。
由对比例1说明，仅通过一段分级系统，铜锌分离及回收效果较差，主要原因在于在铜流程回收铜时，部分铜锌矿物未充分解离，为保障铜回收率，只能强行回收部分锌矿物至铜精矿产品中，从而大幅度降低铜精矿品质，如要保障铜精矿品质，那部分铜锌伴生矿物只能流失至锌浮选流程中，从而影响铜精矿回收率。同时，由于无第二段分级系统，进入锌浮选流程的矿浆浓度偏低，导致锌矿物在锌浮选流程上回收时间减少；锌矿物单体不充分，锌精矿产品品质降低；部分锌矿物在铜浮选流程中受抑制剂影响，部分锌矿物可浮性差；锌浮选流程浮选机有效容积较小，受上游铜浮选流程液面调整影响较大，以上因素都是影响铜、锌矿物高效分离与回收的主要原因。
由对比例2说明，矿物间充分单体解离是影响浮选指标好坏的重要因素之一，而入选细度就是衡量矿物间是否充分单体解离的重要技术参数。对比例2中，虽然有二段分级系统，能为锌浮选流程供给适宜的浮选矿浆浓度，浮选指标相对对比例1，铜、锌精矿品位及回收率都有所上升。但由于入选细度偏低，导致矿物间充分解离程度低，从而导致精矿产品互含偏高。回收率也相对实施例1偏低。
由对比例3说明，在铜浮选流程上，选择有效的锌矿物抑制剂种类和用量，亦是铜、锌矿物高效分离的重要因素之一，对比例3相对实施例1，由于在铜浮选流程上，锌矿物未得到有效抑制，导致部分锌矿物在铜浮选流程中，与铜矿物浮选回收形成良性竞争，导致部分锌矿物流失至铜精矿产品中，不但对铜精矿品质有一定影响，而且长时间生产，会导致少部分铜矿物流失锌浮选流程中，也会对锌精矿品质及回收率造成一定影响。
本发明的高铜低锌型高硫化多金属矿的分离回收选矿工艺，针对不同品位、性质的原矿石，适用性强；应用于生产稳定性好，便于操作，选矿指标优异；生产能耗低，能节约药剂成本10％，节约5％磨矿用水量，避免该部分水经尾矿库返回至高位水池应用于生产。是铜、锌矿物高效分离和回收工艺的良好选择之一。
以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (10)
1.一种高铜低锌型高硫化多金属矿的选矿分离方法，其特征在于，包括以下步骤：
A、对原矿破碎后进行球磨，使原矿粒度达到－200目占比达到40％以上，然后通过第一粒度分级系统进行分级，分级沉砂返回球磨，分级得到的溢流产品进入铜粗选工艺中；
B、将溢流产品与浮选药剂混合调浆后进行铜粗选，其中，浮选药剂由硫铁矿抑制剂、锌矿物抑制剂、铜矿物捕收剂以及起泡剂组成；
C、粗选得到的粗选精矿经过铜精选工艺精选，得到铜精矿，粗选得到的粗选尾矿进入铜扫选工艺中进行扫选；
D、粗选尾矿与浮选药剂混合调浆后进行铜扫选，得到的扫选尾矿进入第二粒度分级系统进行分级，沉砂返回球磨，分级得到的溢流产品进入锌粗选工艺中，其中，浮选药剂由铜矿物捕收剂以及起泡剂组成；
E、溢流产品与浮选药剂混合调浆后在进入锌粗选工艺中，其中，浮选药剂由硫铁矿抑制剂、锌矿物活化剂、锌矿物捕收剂以及起泡剂组成；粗选得到的粗选精矿经过锌精选工艺精选得到锌精矿，粗选尾矿经锌扫选工艺扫选后，得到锌尾矿。
2.如权利要求1所述的高铜低锌型高硫化多金属矿的选矿分离方法，其特征在于，所述第一粒度分级系统和第二粒度分级系统均由渣浆池、渣浆泵、水力旋流器组成。
3.如权利要求1所述的高铜低锌型高硫化多金属矿的选矿分离方法，其特征在于，第一粒度分级系统分级出来的溢流产品的细度不小于55％，浓度不小于35％，分级出来的沉砂返回球磨工艺中进行球磨；第二粒度分级系统分级出来的溢流产品的细度不小于65％，浓度不小于35％，分级出来的沉砂返回球磨工艺中进行球磨。
4.如权利要求1所述的高铜低锌型高硫化多金属矿的选矿分离方法，其特征在于，所述硫铁矿抑制剂为石灰，所述锌矿物抑制剂由硫酸锌和亚硫酸钠组成，所述铜矿物捕收剂为铜矿物捕收剂207，所述起泡剂为2#油，所述锌矿物活化剂为硫酸铜，所述锌矿物捕收剂丁基钠黄药。
5.如权利要求1所述的高铜低锌型高硫化多金属矿的选矿分离方法，其特征在于，所述铜精选工艺为3级铜精选工艺，每1级铜精选得到的精矿转下一级处理，中矿则返回上一级处理，形成闭路分选流程。
6.如权利要求1所述的高铜低锌型高硫化多金属矿的选矿分离方法，其特征在于，所述锌精选工艺为4级锌精选工艺，每1级锌精选得到的精矿转下一级处理，中矿则返回上一级处理，形成闭路分选流程。
7.如权利要求1所述的高铜低锌型高硫化多金属矿的选矿分离方法，其特征在于，在步骤B中，所述浮选药剂的组成以及用量为：石灰800±100g/t，硫酸锌300±50g/t，亚硫酸钠100±30g/t，铜矿物捕收剂207为50±10g/t，2#油10±2g/t。
8.如权利要求1所述的高铜低锌型高硫化多金属矿的选矿分离方法，其特征在于，铜粗选得到的粗选精矿先与石灰、硫酸锌以及亚硫酸钠混合调浆后，再进入铜精选工艺，其中，石灰的添加量为400±50g/t，硫酸锌的添加量150±20g/t，亚硫酸钠的添加量50±10g/t；铜粗选得到的粗选尾矿与铜矿物捕收剂207和2#油混合调浆后，在进入铜扫选工艺，其中，铜扫选工艺分2级扫选，1级扫选浮选药剂用量为：铜矿物捕收剂207 25±5g/t，2#油5±1g/t，2级扫选的浮选药剂用量为：铜矿物捕收剂207 15±2g/t，2#油2±0.5g/t。
9.如权利要求1所述的高铜低锌型高硫化多金属矿的选矿分离方法，其特征在于，在锌粗选中，锌粗选所用浮选药剂为：石灰600±100g/t，硫酸铜200±50g/t，丁基钠黄药20±5g/t，2#油8±1g/t。
10.如权利要求1－9任一所述的高铜低锌型高硫化多金属矿的选矿分离方法，其特征在于，锌粗选得到的粗选精矿与石灰混合调浆后，再进入锌精选工艺中，得到的粗选尾矿与丁基钠黄药和硫酸铜混合调浆后，再进入锌扫选工艺中；其中，石灰用量为300±50g/t，锌扫选工艺分2级扫选，1级扫选浮选药剂用量为：丁基钠黄药10±2g/t，硫酸铜100±20g/t，2级扫选浮选药剂用量为：丁基钠黄药5±1g/t，硫酸铜50±10g/t。
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