本研究以提高某铅锌矿硫精矿回收率为目的。对该铅锌矿黄铁矿分选工艺流程考察发现，该工艺流程的两部分尾矿硫损失率合计达15.24％，其中浮选尾矿硫品位为5.40％、硫损失率为8.92％;旋流器溢流中硫品位为15.00％、硫损失率为6.33％。　　通过对尾矿的工艺矿物学研究，查明了尾矿的化学组成、矿物种类、黄铁矿单体解离度、矿物嵌连关系以及粒度组成等，为尾矿分选方法的确定提供了理论依据。在工艺矿物学研究的基础上，开展了浮选尾矿再选试验、旋流器溢流浮选试验和旋流器沉砂独立浮选试验。　　实验室试验研究中，浮选尾矿经一次粗选两次精选开路试验流程，可获得硫品位为35.50％，作业回收率为55.25％的硫精矿。采用粗精矿再磨-浮选开路试验流程可获得硫品位为43.50％，作业回收率为50.00％的硫精矿。旋流器溢流经一次粗选两次精选一次扫选闭路试验流程，可获得硫品位为43.50％，作业回收率为69.81％的硫精矿。旋流器沉砂经一次粗选两次精选一次扫选闭路试验流程，最终可获得硫品位为46.50％，作业回收率为88.88％的硫精矿。　　在试验室研究基础上开展了工业试验，通过旋流器沉砂独立分选工业试验，获得硫品位为47.22％，回收率为88.85％的硫精矿。硫精矿回收率提高了4.09％。