黄铁矿常常出现在多金属硫化矿的伴生矿物中，由于黄铁矿的附加值不高，选矿时一般不倾向于提取硫铁矿，而更侧重于对主要金属矿物的回收，这就导致黄铁矿流失在尾矿中，造成了一定程度上的资源浪费。
本案例中，某铅锌选矿厂目前处理的铅锌矿有较高含量的硫，这些硫主要为黄铁矿。该铅锌矿针对铅、锌和硫的回收有一套成熟的工艺，可生产品位为47%，回收率为90%的高品质硫精矿。但是，经过检测发现，尾矿中依然存在部分可回收的硫，全年平均硫品位6%，据全年统计结果推算，该尾矿全年含硫量约为3.3万吨，经济价值上千万元。
那么，如何回收铅锌尾矿中的黄铁矿呢？为了能够更好的回收这部分硫，对该铅锌尾矿进行了选矿试验研究，研究过程如下：
取该铅锌尾矿的试样，进行试样分析，发现试样中金属硫化物主要为黄铁矿，微量磁黄铁矿、毒砂、黄铜矿和黝铜矿等;脉石矿物以石英、方解石和白云石为主，次为云母、石膏和菱铁矿。其他微量矿石有长石、石榴石、绿泥石、高岭土、金红石、辉石、闪石、磷灰石和硅灰石等。
该铅锌尾矿中的硫主要以黄铁矿形式存在，硫品位达9.1%，其他有用矿物含量都很低。黄铁矿的单体解离度为66.55%，并且主要分布在20~150μm粒级，在74μm以上粒级分布达38.68%，而这部分黄铁矿解离度只有35.84%，因此在设计回收这部分硫资源的试验研究中，需要考虑其解离度可能不够。
1、初步拟定试验流程
由于生产现场有4台闲置的浮选机，工艺流程为一粗两精一扫，为控制生产成本，以闲置浮选机为试验流程的设计雏形，将流程暂定为一粗两精。如果黄铁矿的单体解离度不够，再增加磨矿环节，将粗选的到的粗精矿磨到一定细度后，再进行两次精选试验，并增加一次酸选流程。
2、浮选药剂用量&浮选时间试验
丁基黄药：经试验确定丁基黄药用量为250g/t，此时可获得粗精矿产率为23.52%，硫回收率为76.12%，硫品位为25.89%。
起泡剂：2#油用量在5g/t时，综合浮选效果优良，可获得粗精矿产率为24.05%，硫回收率为75.84%，硫品位为25.22%。
浮选时间：经试验确定浮选时间为3min，可获得粗精矿产率为23.83%，硫回收率为78.95%，硫品位为26.50%。
3、开路试验
经过一次粗选，两次精选的开路试验，最终获得硫精矿品位为35.5%，回收率为55.25%。
然而，实际生产中硫精矿品位应达到46.5%才属于合格产品，因此，为了提高硫精矿品位需要加入粗精矿磨矿。
在进行粗精矿磨矿试验中，确定磨矿细度为-40μm 80%。
最终，在加入磨矿环节后，开路试验获得精矿品位为45.88%，回收率为53.51%的硫精矿，与前期未加入磨矿环节的浮选试验相比，硫精矿品位大幅提高，说明粗选精矿磨矿后再浮选对硫精矿品位的提高有明显的促进作用。
开路试验流程：
粗精矿磨后浮选开路试验结果：
4、闭路试验
在条件实验和开路试验的基础上，进行了闭路试验，流程如图所示，结果见下表：
由于闭路试验最终获得品位为42.58%，回收率为60.14%的硫精矿，未能达到生产指标，因此不能单独作为高硫精矿产品。但可与高硫精矿混合，作为标硫进行出售，也可增加年收入1540万元。
经过全面、科学的选矿试验研究，最终确定该铅锌尾矿回收黄铁矿的工艺流程为：
1、经过一次粗选，粗精矿磨到细度为-40μm80%后，进行两次精选和一次扫选的闭路浮选流程，最终可获得品位为42.58%，回收率为60.14%的硫精矿，尾矿品位从8%降到了3.59%,
2、结合现场生产要求，将试验所得硫精矿与工业生产的高品质硫精矿混合。理论上，在不低于硫精矿出售要求情况下，每年可多回收7.7万吨的标硫(硫品位为35%)。
通过该案例可知，虽然黄铁矿附加值低，但是如果尾矿中黄铁矿含量较高，而尾矿排放量又很大，此时，黄铁矿的价值仍然是不容忽视的。所以说，尾矿不一定是废渣，也可能是宝藏，就看你怎么利用！