本发明属于对锡石多金属硫化矿的选别工艺流程。 在锡石多金属硫化矿中，有用矿物除锡石外，还有大量以硫化物形式存在的矿物，如脆硫铅锑矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿、硫化砷等。为充分利用矿产资源，提高各种有用矿物的回收率，人们不断地改进选矿的工艺流程，寻找效果更好地选矿方法和选矿药剂，摸索着调整各种药剂的配比和用量，但效果还是不理想。例如，广西大厂矿区锡石多金属硫化矿中的锡石粒度较粗，原矿磨至0.5-0.8m/m时锡石单体解离可达60%以上，各矿区为减少锡石在磨矿作业中过粉碎，多将矿石磨至0.4-0.80m/m;但粒度过粗导致浮选难度大、效率低，浮选回收各种硫化矿的效果差，并且由于脱硫不彻底，给重选回收锡石带来不利因素;为此，大厂矿区各选厂的浮选均被迫采用混合浮选或部分混合浮选，先以加大硫酸、黄药、乙硫氮等浮选药剂用量强化浮选力度，继而再加大量的抑制剂和捕收剂进行分离浮选。采用这种措施不仅必须使用大量的抑制剂和捕收剂，实行“重抑重拉”的选矿办法，增加了生产成本，而且由于过量的药剂破坏了各种硫化矿物的自然可浮性，直接影响各种矿物的回收率和精矿品位质量，锡矿回收率一般为50-60%，品位一般为40-50度;铅锑回收率一般为40-50%，品位一般为30-40度;锌回收率一般为50%，品位一般为42度到45度。此外，还由于碎矿粒度粗，各种硫化矿物未能完全解离，要进一步提高精矿品位和回收率必须经再磨后再进行分离浮选，增加了选矿工艺的复杂性，且对硫矿和砷矿未能很好回收。
本发明旨在提供一种顺着锡石多金属硫化矿中各矿物的不同特性而制定的选矿工艺流程。这种工艺流程简单自然，综合回收率高，精矿品位高，经济效益高。
本发明以如下方式实现其目的：采用先浮铅锑银-再浮锌铟-三浮硫砷-后重选锡的浮-重流程。矿石经破碎后一次棒磨到0.18-0.32m/m粒级进行浮选，以丁基胺黑药为捕收剂、硝酸铅为调整剂先浮选出铅锑精矿（附收银），再加硫酸铜、黄药浮选锌和易浮硫（附收铟），后加硫酸、黄药强浮难浮硫和砷。对锌和易浮硫加少量石灰进行精浮选即可分选出锌精矿和硫精矿;对难浮的硫和砷用重选分离出硫精矿和砷精矿;浮选尾矿经重选得出锡精矿。整个主流程不加任何抑制剂，按各矿物的不同特性顺势选别。药剂用量为：（g/t）丁基胺黑药150-300硝酸铅150-300黄药180-390硫酸铜290-390硫酸320-490石灰500-800。
本发明改变了常用的多级磨矿和混合浮选的做法，充分利用了各种有用矿物自然的可浮性差异，顺其特性，添加对应地选择性捕收剂，依次选出各种精矿，主流程不加任何抑制剂，也不用剧毒的氰化物，较同类矿石选别的生产厂缩短了工艺流程，减低了精矿中互含量，提高了精矿品位和金属回收率，并大大降低了生产成本。
以下结合附图进一步说明本发明：
图1是本发明的工艺流程图。
将碎矿用螺旋分级机一棒磨闭路一次磨到0.18-0.32m/m粒级，为减少锡石的过磨，可以采用有大排矿口的棒磨机。在进行浮选作业时，首先加入丁基胺黑药和硝酸铅浮选铅锑精矿，由于可浮性差异和药剂的选择性捕收，锌、硫在此条件下不需添加抑制剂而自然留在矿浆中，不进入铅锑精矿，从而减少了铅锑精矿精选的复杂性;然后向矿浆中加入硫酸铜和黄药进行锌粗、扫选，刮出的泡沫富含锌及易浮硫，随之对此部分产物加以少量石灰液精浮选出含锌量大于50%的锌精矿及含硫量大于35%的硫精矿;而对余下矿浆加入硫酸、黄药浮选出砷精矿和难浮硫的混合物、随之用摇床重选精选出砷精矿和硫精矿;最后对浮选尾矿进行重选，选出锡精矿。在整个主流程中无需加入任何抑制剂。
采用本发明的方法对锡石多金属硫化矿进行选别，可以达到如下指标：
精矿品位%：锡45-65 铅锑52-65 锌50-52 硫32-35 砷25-35
精矿回收率%：锡73-81 铅锑81-95 锌85-95 硫63-73 砷63-73
实施例：
用具有大排矿口的棒磨机及螺旋分级机将碎矿闭路一次磨至0.23m/m后，投入丁基胺黑药和硝酸铅浮选铅锑精矿，其用量各为200g/t，充分搅拌后浮选出铅锑精矿，再将硫酸铜和黄药投入矿浆中浮选锌及易浮硫，其投入量分别为300g/t和150g/t，充分搅拌后浮选出富含锌和易浮硫混合精矿的泡沫，对此部分产品加入含石灰量为600g/t的石灰液搅拌后精浮选出锌精矿和硫精矿;再对矿浆加入硫酸450g/t、黄药150g/t后浮选出砷精矿和难浮硫的混合物，对此部分产品用重选选别，获得砷精矿和硫精矿;对浮选尾矿用二段摇床、次精矿二次复洗、旋流器分级、正37微米用摇床、负37微米矿泥用皮带溜槽选出锡精矿。得到的精矿品位（%）为：锡60，铅锑63，锌51，硫35，砷25。精矿回收率为（%）：锡81，铅95，锌87，硫73，砷65。