CN1943871A - 超细贫铅锑锌絮凝载体浮选新技术 - Google Patents

Abstract

本发明提供了一种超细贫铅锑锌絮凝载体浮选技术，其特点是：将尾矿和溢流水带出矿泥中含有的微细粒铅锑锌矿物由两个系统回收利用，其中尾矿的回收是经过脱杂浮选后应用团聚浮选经1次粗选1次精选1次扫选，中矿顺序返回的工艺锌粗精矿；溢流水带出矿泥经絮凝沉降后，应用团聚浮选经过1次粗选2次精选1次扫选，中矿顺序返回的工艺产出铅锑精矿和铅锑尾矿，铅锑尾矿与锌粗精矿合并加入分散剂，应用分散浮选经1次粗选3次精选2次扫选，中矿顺序返的工艺产出合格锌精矿和丢弃最终尾矿。该方法由于同时回收了尾矿以及溢流水中的铅锑锌金属及其中共生的贵重金属和工业用水，实现了资源综合利用，降低了用水成本和环境污染。

Description

超细贫铅锑锌絮凝载体浮选新技术

技术领域

本发明涉及一种有色金属、黑色金属矿的选矿方法，特别是低品位铅锑锌矿物的浮选技术。

背景技术

铅锑锌属有色金属，在地壳中的存在方式有分为硫化物状态和氧化物状态，在一些地方，例如中国南方广西河池市的大厂矿区的铅锑锌是以一种复杂的硫化物状态——脆硫锑铅矿和铁闪锌矿为主的形式存在，同时伴有少量的闪锌矿和方铅矿，脆硫锑铅矿是铅锑硫相互间以化学结构方式共生的一种矿物(分子式为[PbSbS2])，铁闪锌故是铁以化学结构的形式与闪锌矿共生的一种矿物(其分子式为[ZnFeS])，在中国科技期刊，刊名：《矿冶工程》2000，20(1).-26-28，“大厂100号矿体矿化矿浮选的合理工艺”的文章中，作者指出：100号矿体矿石中除锡石外，其他有用矿物都是硫化物存在，硫化矿占s4％，其中铁闪锌矿占18.0％、脆硫锑铅矿占12.7％，银主要富集在脆硫锑铅矿中，品位高达156.9g/t。因此，对于100号矿体矿石，锡与铅、锑、锌的回收具有同等重要的地位，并且还要综台回收银、硫、砷、铟和金。这篇文章研究处理富含锡、锌、铅、锑、银、铟、镉、金等元素，综合回收的工艺是采用优先混合浮选分离流程处理100号矿体矿石，可有效回收有价矿物，选矿流程为磁选一浮选一重选流程，首先采用磁选法选出20％左右的磁黄铁矿，这一方面可减轻后续作业的负荷，另一方面可消除磁黄铁矿对后续选别作业的干扰。然后采用浮选法回收铅、锑、锌等元素，产出合格的铅锑精矿和锌精矿。最后采用重选法选出合格的锡精矿。与两段混合浮选分离流程相比，铅锑精矿中铅、锑品位分别3.23和0.96个百分点，铅、锑回收率分别提高15.80和18.02个百分点，相应银的回收率也较高；在回收率相近的情况下，锌品位和锡品位分别提高3.20和3.21个百分点。

关于锑铅锌矿的选矿，公开文献也有一些报道，我们在检索中查到了一些相关的文章，下面列出部分摘要：

1、【题名】脆硫铅锑矿与铁闪锌矿的浮选行为及其抑制【作者】陈建华[1]吴伯增[2]陈波[1]【机构】[1]广西大学资源与环境学院，[2]华锡集团车河选矿厂，【刊名】矿产保护与利用.2005(4).-27-30【文摘】研究了脆琉铅锑矿与铁闪锌矿两种矿物的基本浮选行为以及铅锌浮选分离中NaCN的作用机理和模型。研究结果表明，脆硫铅锑矿的天然可浮性好于铁闪锌矿，石灰对脆硫铅锑矿物的可浮性具有明显的影响。吸附量测定表明，NaCN对脆硫铅锑矿物表面物理吸附和化学吸附的黄药解吸能力都弱于铁闪锌矿。

2、【题名】铅锑锌铁硫化矿-丁胺黑药诱导浮选行为的研究【作者】张芹[1]徐兢[2]王昌安[1]陈铁军[1【机构】[1]武汉科技大学化工与资源环境工程学院[2]中南大学资源加工与生物工程学院【刊名】矿业快报.2005，21(10).-10-12【文摘】考查了丁铵黑药为捕收剂时，磁黄铁矿、脆硫锑铅矿和铁闪锌矿的浮选行为。发现磁黄铁矿和脆硫锑铅矿在pH＜10范围内均有较好的可浮性，当pH＞10后，回收率开始下降。铁闪锌矿只有在酸性条件下才可有很好的可浮性，当pH＞5以后，浮选回收率急剧下降而不可浮。通过用氧化剂过硫酸铵，还原剂硫代硫酸钠调节矿浆电位，考查了磁黄铁矿、脆硫锑铅矿和铁闪锌矿在不同pH值下，可浮性与矿浆电位的关系，得出了矿物可浮的电位-pH区间。研究表明，三种硫化矿存在可分离电位区间。

3、【题名】铅锑锌铁硫化矿-乙硫氮电化学浮选行为的研究【作者】张芹[1]徐兢[2]王昌安[1]孙召平[3]【机构】[1]武汉科技大学[2]中南大学[3]济南钢铁集团铸管公司，【刊名】矿产综合利用.2006(3).-13-16【文摘】考查了乙硫氮为捕收剂时，磁黄铁矿、脆硫锑铅矿和铁闪锌矿的浮选行为，发现在pH2～12的范围内，磁黄铁矿具有良好的可浮性，当pH＞12时，可浮性下降。而脆硫锑铅矿在整个pH范围内，均具有很好的可浮性。铁闪锌矿只有在酸性条件下才有较好的可浮性，当pH＞5以后，浮选回收率急剧下降而不可浮。并采用氧化剂过硫酸铵、还原剂硫代硫酸钠调节矿浆电位，考查了磁黄铁矿、脆硫锑铅矿和铁闪锌矿在不同pH值下可浮性与矿浆电位的关系，得出了矿物可浮的电位-pH区间。研究表明，磁黄铁矿和脆硫锑铅矿可分离电位区间很窄。

4、中国专利，申请(专利)号：92110035.3 申请日：1992.08.31，名称：锡石多金属硫化矿无抑制选矿工艺流程，申请(专利权)人：黎东明，摘要一种锡石多金属硫化矿的选矿方法，将碎矿一次磨至0.18-0.32m/m后进行浮选，分别以丁基胺黑药、硝酸铅、硫酸铜、黄药、硫酸分别先后依次浮选出铅锑精矿、锌精矿、硫精矿、砷精矿，最后以重选选出锡精矿。主流程不加任何抑制剂。此方法工艺流程简单，精矿品位和回收率大大提高，生产成本明显下降。主权项：一种锡石多金属硫化矿的选矿工艺，采用浮——重流程，其特征是矿石经破碎后一次棒磨到0.18-0.32m/m粒级进行浮选，以丁基胺黑药和硝酸铅先浮选出铅锑精矿，再加硫酸铜、黄药浮选锌及易浮硫，后加硫酸、黄药浮选砷精矿和难浮硫，最后重选出锡精矿；整个主流程不加任何抑制剂。

5、中国专利，申请(专利)号：200510031202.3  申请日：2005.01.28  名称：锡石多金属硫化矿尾矿的选矿方法  申请(专利权)人：黎东明  地址：云南省蒙自县天马西路1号摘要锡石多金属硫化矿尾矿的选矿方法。本发明采用螺旋选矿机及螺旋溜槽配合使用，针对尾矿中粒级金属含量分布，分级抛尾；尾矿抛尾后采用苯基卤化季铵盐和丁胺黑药作为捕收剂进行浮选，对铅锑锌等硫化矿物及铅锑锌硫化矿的氧化物有效地浮选回收，而锡石及脉石矿物则留在槽内；对锡石的回收以碳酸钠和羧甲基聚乙烯醇组合为脉石分散和抑制药剂，采用分步梯级浮锡方法进行回收。经过高效、经济的抛尾后可以脱出60％左右的废石，提高入选品位1～3倍，尾矿抛尾的综合损失率为10％左右，与传统工艺处理锡石多金属硫化矿尾矿比较，铅、锑、锌、锡金属回收率均提高了10％以上。主权项1、锡石多金属硫化矿尾矿的选矿方法，其特征在于：采用螺旋选矿机及螺旋溜槽配合使用，针对尾矿中粒级金属含量分布，分级抛尾；尾矿抛尾后采用苯基卤化季铵盐和丁胺黑药作为捕收剂进行浮选，对铅锑锌等硫化矿物及铅锑锌硫化矿的氧化物有效地浮选回收，而锡石及脉石矿物则留在槽内；对锡石的回收以碳酸钠和羧甲基聚乙烯醇组合为脉石分散和抑制药剂，采用分步梯级浮锡方法进行回收，工艺条件如下：a＞尾矿经筛分处理、浓缩后，浓度达25％～30％，分级抛尾，粗粒级用螺旋选矿机，细粒级用螺旋溜槽，采用多台螺旋选矿机设备并联使用，从25％～30％浓度的尾矿回收-2mm到+0.074mm的物料，采用螺旋溜槽回收-0.074mm的物料；b＞铅锑锌硫化矿的混合浮选，所述浮选药剂的用量为：丁胺黑药用量为80～150克/吨原矿，苯基卤化季铵盐的用量为100～200克/吨原矿；c＞所述锡石的分步回收过程包括：第一步碳酸钠用量为500-800g/吨矿石、羧甲基聚乙烯醇用量为200-300g/吨矿石，苯异羟肟酸用量为20～40克/吨矿石，松醇油用量10-20g/吨矿石，采用两次粗选先回收易浮细粒锡石；第二步碳酸钠用量为300-500g/吨矿石、羧甲基聚乙烯醇用量为100-200g/吨矿石，苯异羟肟酸用量为80～200克/吨矿石，松醇油用量20-30g/吨矿石，采用一次粗选、一次扫选的流程回收难浮相对粗粒锡石，第一步和第二步的泡沫集中精选再富集。

6、中国专利，申请(专利)号：200610010617.7  申请日：2006.01.09  名称：从含锡多金属硫化矿的选矿尾矿中回收有价矿物的方法  申请(专利权)人：昆明理工大学，地址：云南省昆明市学府路253号  摘要：本发明涉及一种从含锡多金属硫化矿的选矿尾矿中回收锡、铅锑、锌、硫、砷有价矿物的方法，属矿物加工工程技术领域。针对原料尾矿为含锡多金属的特性，在设备上采用如动筛跳汰、离子螺旋溜槽、摇床等多种力场联合作用，在浮选中采用组合药剂产生协同效应的方法，全面综合回收含锡多金属硫化矿选矿尾矿中有价矿物，得到高品位锡、铅锑、锌、硫、砷的精矿，比单一回收锡，或锡与其中砷矿物相比，具有很好的经济效益。尾矿堆场治理后，可以复土造林，尾矿库治理，可以作农业用水水库，消除尾矿对环境污染的隐患。主权项1、一种从含锡多金属硫化矿的选矿尾矿中回收有价矿物的方法，其特征在于：方法按以下步骤完成：1)、将原料含锡多金属硫化矿选矿尾矿预选抛尾，抛尾后的入选原料粒度为-3+0mm入选原料；2)、入选原料入球磨机磨矿，得到磨矿粒度-200目占95％-98％的矿浆；3)、-200目占95％-98％的矿浆，进入浮选，加入重量比2∶1的碳酸钠与石灰调整矿浆pH值为10-12，搅拌3-5分钟，再加入锌矿物的抑制剂硫酸锌400g/t-600g/t，氰化钾100g/t-200g/t，次氯酸钠100g/t-200g/t，搅拌3-5分钟，加入铅锑矿物的捕收剂25#黑药100g/t-250g/t，乙硫氮80g/t-180g/t，搅拌3-5分钟，再加2#油作起泡剂20g/t-50g/t，搅拌3-5分钟后开启充气阀门，括泡7-10分钟，得到Pb+Sb的铅锑粗精矿，铅锑粗精矿精选后，得铅锑精矿及1号尾矿；4)、浮选1号尾矿矿浆回收锌矿物，先加入重量比2∶1的碳酸钠和石灰调整矿浆pH＝10-11，再加硫酸铜300g/t-500g/t，搅拌3-5分钟，再加入重量比1∶1的次氯酸钙与腐植酸钠150-350g/t，搅拌3分钟后，加入捕收剂戍基黄药50g/t-100g/t与Z-20030g/t-50g/t，搅拌3-5分钟后加入起泡剂2号油30g/t-40g/t，搅拌3-5分钟后，打开充气阀门，括泡5-7分钟，经精选，得到锌精矿及2号尾矿；5)、2号尾矿矿浆浮选回收硫精矿，首先加入300g/t-600g/t的硫酸铜，搅拌3-5分钟，加入重铬酸钾350g/t-500g/t，搅拌3-5分钟，加入乙基黄药50g/t-80g/t，搅拌3-5分钟，加入起泡剂2号油10g/t-20g/t，搅拌3-5分钟后打开充气阀门，括泡5-7分钟，得硫铁矿粗精矿，经过精选，得到硫精矿及3号尾矿；6)、3号尾矿矿浆进入浮选回收砷矿物，首先加入硫酸铜200g/t-400g/t，搅拌3-5分钟，再加入捕收剂乙基黄药100g/t-200g/tt，搅拌3-5分钟后开启充气阀门浮选砷矿物，得砷粗精矿，砷粗精矿经精选，得到砷精矿及4号尾矿；7)、4号尾矿矿浆采用摇床选锡，摇床分选的条件为冲程1-1.5cm，冲次380次/分-420次/分，采用一粗一精的流程得到锡精矿和中矿。

从上述看出，公开文献报道了脆硫锑铅矿和铁闪锌矿主要是考虑富矿的选矿，对于贫矿中，研究的不够深入，尤其微细粒铅锑锌，由于具有矿粒粒度(颗粒)细(一般都在0.019mm以下)，其比表面积大，比表面能高，对药剂的吸附能力强，在矿浆中悬浮能力强，不易沉降的，因此给浮选分离带来了巨大因难。

发明内容

本发明的目的是提供一种超细贫铅锑锌絮凝载体浮选新技术。可应用于有色金属矿选矿、黑色金属矿选矿中所产生的粒度小于0.019mm的低品位、低浓度条件下超细粒级目的矿物的浮选，从而扩大目的金属矿物的回收粒级范围，扩大矿产资源利用率。

本发明的技术方案如下：

超细贫铅锑锌絮凝载体浮选新技术，包括在锡石多金属硫化矿选矿过程中，采用重—浮—重的原则流程，通过常规的选矿方法产出锡精矿、铅锑精矿和锌精矿，以及有价尾矿回收的过程，其特征在于：将有价尾矿和选矿废水中的微细粒铅锑锌泥分别用两个系统回收处理之后，再合并精选提高产品质量，其中尾矿的回收是经过1次脱杂粗选，脱除部分铅杂质后，再经1粗1精1扫的工艺产出锌粗精矿1和最终尾矿1；选矿溢流废水先进行选择性絮凝沉降处理后形成矿团，快速沉降后的清水则由浓密机溢流堰排出后进入回水供水系统，作为工业生产用水进入选矿厂各生产作业；沉降后的矿团经1次粗选2次精选1次扫选产出铅锑粗精矿和铅锑尾矿，铅锑粗精矿进入铅锑浮选系统再选，铅锑尾矿与锌粗精矿1合并后加入1-2％的分散剂氯化胺，经1次粗选3次精选2次扫选，产出最终锌精矿和最终尾矿2。

以上所述的尾矿的回收的浮选采用1粗1精1扫的工艺产出锌粗精矿1和最终尾矿1的过程是在脱除部分铅杂质的后浮选过程中加入1-2％改性聚丙烯先胺搅拌絮凝团聚，在常温、浓度为25％条件下，加入硫酸铜活化矿团，经1粗1精1扫选出锌粗精矿团1和丢弃最终尾矿1。

以上所述的选矿废水，包括先从全厂各脱水作业中回收溢流水并归队进入Φ30米浓密机，加入具有选择性吸附铅锑锌的1-2％改性聚丙烯酰胺，选择性吸附、絮凝铅锑锌硫化矿物，形成矿团，快速沉降，矿团在浓度为25％、常温条件下，经1次粗选2次精选1次扫选，沉清后的Φ30米浓密机溢流水就地循环回主厂房作为生产用水，减少外部供水和新水的供给量，中矿顺序返回的工艺，产出铅锑粗精矿和铅锑尾矿，铅锑精矿因含铅锑为16％左右，不能直接出厂，需进入铅锑浮选系统进一步处理提高产品质量。

两个系统回收矿物的具体工艺及原理如下：

1、将铅锑浮选尾矿放到粗选槽，采用优先浮选法，加入少量乙硫氮、适量硫酸锌，在常温下优先浮出部分可浮性好的铅锑矿物和磁黄铁矿等杂质，然后对含锌的矿物在常温条件下，浓度为25％左右时，加少量改性聚丙烯先胺絮凝搅拌絮团，加少量硫酸铜活化锌矿物，采取1次粗选1次精选1次扫选，中矿返回的浮选工艺，得到含锌5％～8％的锌粗精矿1和最终尾矿1。

2、从选矿厂所有浓缩脱水作业流出的溢流水，其含泥量为5％～10％，矿泥粒度小于0.019mm，由于含有大量有价金属铅锑、锌，作为选矿废水进入尾矿库时，损失了大量有价金属，同时也使选矿厂生产用水出现紧缺，所以必须对此部分废水进行处理，首先将所有溢流水归类回收进入Φ30米浓密机，在常温常压条件下，加入适量改性聚丙烯先胺进行选择性絮凝，形成以铅锑锌矿物为主的絮凝矿团并沉降下来，产生的溢流水浓度为1％～3％，可以作为工业用水就地进入生产用水循环系统，沉降下来的矿团使用乙硫氮作捕收剂、硫酸锌和制氰化钠作换抑制剂，在常温条件下经1次粗选2次精选1次扫选，中矿顺序返回的工艺流程，产出铅锑粗精矿团和铅尾矿矿团，铅锑粗精矿团进入铅锑系统回收，铅尾矿矿团与锌粗精矿1合并处理，先加入氯化胺搅拌，分散矿团，再加入少量硫酸铜活化锌矿物、加入石灰抑制黄铁矿等杂质矿，利用流程中的过剩捕收剂，经1次粗选3次精选2次扫选，中矿顺序返回的工艺，产出最终锌精矿和最终尾矿2。

3、上述工序中经絮凝沉降后产生的水已经符合选矿厂工业用水标准，也可以经再次沉降进一步提高用水质量，所产生的水采取就地循环，直接进入生产用水系统，降低了供水成本，同时也减少了新水供给量，这样就可以大大节省用水，减少排放造成的环境污染。

4、上述工艺可以针对现有铅锑锌矿尾矿，尤其是0.019mm占80％以下的微细粒矿粉进行处理，也可以推广到金银铜镍锰等贵金属或有色金属的尾矿或矿泥处理。

本发明超细贫铅锑锌絮凝载体浮选新技术的分选原理：通过添加选择性絮凝剂，有针对的进行铅锑锌的絮凝，迫使矿浆中的目的矿大量絮凝而沉淀，这样就改变了由于粒度细，比表面能大所造成的不易沉降的问题，同时由于在絮凝过程中有大量杂质及药剂被夹带、包裹而进入矿团，因此就需要分散矿团精选，这样才能产出合的精矿产品。

本发明所述的超细贫铅锑锌絮凝载体浮选新技术，可以选择性团聚浮选有价金属矿团，分散精选矿团回收金、银、铟、镉、镓等贵重金属方面的应用，特别是处理以共生状态存在于脆硫锑铅矿和铁闪锌矿中，以及回收尾矿和溢流水中0.037mm以下的超细粒贵重金属方面的应用。

本发明的实质性特点和显著的进步是：

1、本发明的研究对象微细粒铅锑锌具有矿粒粒度(颗粒)细(一般都在0.037mm以下，其中0.019mm以下占80％左右)，比表面积大，比表面能高，对药剂的吸附能力强，在矿浆中悬浮能力强，不易沉降的特点，给浮选分离带来了巨大因难，因此必须改变矿物表面特性及粒度特性，改变常规的浮选方法和浮选工艺，才能实现微细粒级的浮选。

2、本发明通过絮凝矿团作为载体，采用絮凝浮选铅锑锌矿团——分散精选分离铅锑锌矿团，有效地实现了从微细粒矿浆中回收铅锑锌金属，可获得含铅锑16.58％粗铅锑毛精矿，粗铅锑精矿回收率7.72％；含锌品位39.29％锌精矿，对原矿回收率3.22％。

3、本发明由于回收了溢流中的铅锑锌金属，实现综合回收利用，扩大资源的利用率，对于有色金属选矿厂和黑色金属选矿厂所产生的原、次生矿泥的回收提供了一种全新的选矿方法，在同类矿山选矿厂具有极大的扩广价值。

4、由于所有浓缩脱水作业产生的溢流水较混浊(浓度为5％～10％)，作为尾矿或废水排放损失大量水资源和有价金属资源，通过选择性絮凝技术，高效沉清废水，并就地就近返回选矿厂作为生产用水使用，这样就可以大大节省用水，减少排放造成的环境污染。如果加强管理，将其它工序的废水也引入本系统，就可以达到整个矿区的用水全部循环处理，实现零排放。

5、分散浮选，多次精选得出合格精矿产品，浮铅尾矿由于含有大量药剂，与主流程铅锑浮选尾矿合并，在不加药或少量加药的条件下回收锌精矿，可以得到合格的锌精矿产品。

附图说明

图1是本发明的超细贫铅锑锌絮凝载体浮选生产工艺实施例的流程图。

具体实施方式

从图1中了解到：本发明的原料分为两种，一种是铅锑锌矿尾矿，另一种是从选矿厂其它工序流出的含有含量较高的铅锑锌矿泥。

图1的右边是处理将铅锑锌矿尾矿的过程，首先是将铅锑浮选尾矿进行脱杂浮选(采用优先浮选法，加入少量乙硫氮、适量硫酸锌，在常温下优先浮出部分可浮性好的铅锑矿物和磁黄铁矿等杂质)，产出铅杂质和脱杂尾矿，然后在脱杂尾矿中加少量改性聚丙烯先胺絮凝搅拌絮团，加少量硫酸铜活化锌矿物，采取1次粗选1次精选1次扫选，中矿返回的浮选工艺，得到锌粗精矿1和最终尾矿1，锌粗精矿1与铅尾矿矿团合并经过1次粗选3次精选2次扫选，中矿顺序返回的工艺(加入氯化胺搅拌，分散矿团，再加入少量硫酸铜活化锌矿物、加入石灰抑制黄铁矿等杂质矿，利用流程中的过剩捕收剂)，产出最终锌精矿和最终尾矿2。

图2的左边是处理从选矿厂所有脱水作业流出的含有含量较高的铅锑锌矿泥的选矿废水，由于有价金属资源和水资源的损失较大，所以也必须进行处理，首先将溢流出来的废水进行归队回收，集中于Φ30米浓密机，采用采用选择性絮凝沉降方法(加入1-2％的改性聚丙烯酰胺)，产出铅锑锌絮凝矿团，使用乙硫氮作捕收剂、硫酸锌和制氰化钠作换抑制剂，(这些选矿药剂浓度和选矿时间与现有常规选矿基本相同)，在常温条件下铅锑锌絮凝矿团经1次粗选2次精选1次扫选，中矿顺序返回的工艺流程，产出铅锑粗精矿团和铅尾矿矿团，铅锑粗精矿团进入铅锑浮选作业处理，铅尾矿矿团与锌粗精矿1合并处理，工艺条件同上，产出最终锌精矿和最终尾矿2。

本发明所有溢流经选择性絮凝沉降后，再分散精选，得到的精铅锑精矿质量(含铅+锑16.58％)还达不到出厂产品的质量要求，必须进入铅锑锑主流程再次提高质量，锌精矿(含锌39.29％)可以作为合格品直接出厂。

应用实例：

本发明所在的选矿厂在生产过程中产生溢流中0.019mm以下颗粒占88％的微细粒铅锑金属，损失率占原矿的19.14％，微细粒锌金属损失率占原矿的13.22％，如果按年处理能力170万吨计，每年铅锑金属约有800吨/年，锌金属约有5000吨损失于溢流并进入尾矿中，其回收利用的潜在价值相当大。年增加经济效益可以达到500万元。

Claims (4)

1、一种超细贫铅锑锌絮凝载体浮选新技术，包括在锡石多金属硫化矿选矿过程中，采用重-浮-重的原则流程，通过常规的选矿方法产出锡精矿、铅锑精矿和锌精矿，以及有价尾矿回收的过程，其特征在于：将有价尾矿和选矿废水中的微细粒铅锑锌泥分别用两个系统回收处理之后，再合并精选提高产品质量，其中尾矿的回收是经过1次脱杂粗选，脱除部分铅杂质后，再经1粗1精1扫的工艺产出锌粗精矿1和最终尾矿1；选矿溢流废水先进行选择性絮凝沉降处理后形成矿团，快速沉降后的清水则由浓密机溢流堰排出后进入回水供水系统，作为工业生产用水进入选矿厂各生产作业；沉降后的矿团经1次粗选2次精选1次扫选产出铅锑粗精矿和铅锑尾矿，铅锑粗精矿进入铅锑浮选系统再选，铅锑尾矿与锌粗精矿1合并后加入1-2％的分散剂氯化胺，经1次粗选3次精选2次扫选，产出最终锌精矿和最终尾矿2。

2、根据权利要求1所述的超细贫铅锑锌絮凝载体浮选新技术，其特征在于：尾矿的回收的浮选采用1粗1精1扫的工艺产出锌粗精矿1和最终尾矿1的过程是在脱除部分铅杂质的后浮选过程中加入1-2％改性聚丙烯先胺搅拌絮凝团聚，在常温、浓度为25％条件下，加入硫酸铜活化矿团，经1粗1精1扫选出锌粗精矿团1和丢弃最终尾矿1。

3、根据权利要求1所述的超细贫铅锑锌絮凝载体浮选新技术，其特征在于：所述的选矿废水先进行选择性絮凝沉降处理的过程是将归队回收选矿厂所有脱水作业中流出的、并已经作为废水进入尾矿库的溢流水，集中进入Φ30米浓密机，加入1-2％的改性聚丙烯酰胺，形成矿团，快速沉降，矿团在浓度为25％、常温条件下，经1次粗选2次精选1次扫选，中矿顺序返回的工艺，产出铅锑粗精矿和铅锑尾矿，铅锑精矿因含铅锑为16％左右，不能直接出厂，需进入铅锑浮选系统进一步处理提高产品质量。

4、一种如权利要求1所述的超细贫铅锑锌絮凝载体浮选新技术，其特征在于：该技术在于选择性团聚浮选有价金属矿团，分散精选矿团回收金、银、铟、镉、镓等贵重金属方面的应用，特别是处理以共生状态存在于脆硫锑铅矿和铁闪锌矿中，以及回收尾矿和溢流水中0.037mm以下的超细粒贵重金属方面的应用。