阅读说明：本技术 一种高砷铅锌矿的选矿方法 (Beneficiation method for high-arsenic lead-zinc ore ) 是由 朱阳戈 赵志强 罗思岗 赵杰 胡杨甲 王国强 周少珍 于 2020-04-15 设计创作，主要内容包括：本发明涉及矿物浮选技术领域,具体涉及一种高砷铅锌矿的选矿方法。包括以下步骤：将高砷铅锌矿原矿加入磨机中进行磨矿,得到矿浆；将所述矿浆经砷粗选、砷精选和砷扫选,得到砷精矿和砷扫选尾矿；将所述砷扫选尾矿经铅粗选、铅精选和铅扫选,得到铅精矿和铅扫选尾矿；将所述铅扫选尾矿经锌硫混合粗选、锌硫混合精选和锌硫混合扫选,得到锌硫混合精矿和锌硫混合扫选尾矿；将所述锌硫混合精矿经锌粗选、锌精选和锌扫选,得到锌精矿和硫精矿。针对含有天然可浮选性较好的雄黄等的含砷矿物,本发明提供的选矿方法不仅能够大幅降低铅、锌精矿中有害杂质砷的含量,同时还能够提高铅精矿中铅以及伴生金、银等有价金属的品位和回收率。(The invention relates to the technical field of mineral flotation, in particular to a beneficiation method of high-arsenic lead-zinc ore. The method comprises the following steps: adding high-arsenic lead-zinc ore raw ore into a mill for grinding to obtain ore pulp; performing arsenic roughing, arsenic fine selection and arsenic scavenging on the ore pulp to obtain arsenic concentrate and arsenic scavenging tailings; lead roughing, lead concentration and lead scavenging are carried out on the arsenic scavenging tailings to obtain lead concentrate and lead scavenging tailings; performing zinc-sulfur mixed roughing, zinc-sulfur mixed concentration and zinc-sulfur mixed scavenging on the lead scavenging tailings to obtain zinc-sulfur mixed concentrate and zinc-sulfur mixed scavenging tailings; and carrying out zinc roughing, zinc concentrating and zinc scavenging on the zinc-sulfur bulk concentrate to obtain zinc concentrate and sulfur concentrate. Aiming at arsenic-containing minerals containing realgar and the like with good natural floatability, the beneficiation method provided by the invention can greatly reduce the content of harmful impurity arsenic in lead and zinc concentrate, and can improve the grade and recovery rate of lead and associated valuable metals such as gold and silver in the lead concentrate.)

一种高砷铅锌矿的选矿方法

技术领域

本发明涉及矿物浮选技术领域，具体涉及一种高砷铅锌矿的选矿方法。

背景技术

砷是铜、铅、锌、金和银等矿石的主要伴生元素，每开采提炼1吨金，将把1732吨～20829吨砷金属带到地表；每开采1吨其他金属，相应带出0.12吨～10.8吨砷金属。矿产资源加工行业中，砷是不希望出现的杂质，砷的存在，不仅影响了精矿产品的质量，不利于销价与销售，同时也影响了后续的冶金处理过程。随着环境立法的日趋完善，对冶炼精矿产品中所允许的砷含量也在逐渐降低。我国相关质量标准规定冶炼精矿中砷含量小于0.3％，钢铁行业要求更低。这就要求在选矿工艺过程中将产品中砷含量降至最低的限度，为冶炼工艺创造一个精料的氛围。鉴于此可知，对含砷矿石进行深入的除砷研究，无论从环境保护还是在提高选冶效益方面，都具有十分重要的意义。

自然界中的砷矿物约有150多种，主要为雄黄、雌黄和毒砂，但铜、铅、锌、金、银、硫、铁、钨、锡、钼、铋、锑等硫化矿中砷主要是以毒砂为主，因此，国内外研究比较多的砷矿物还是毒砂，主要方法是利用浮选药剂改变毒砂矿物表面化学性质，从而达到降砷的目的。已有降砷文献中多为针对毒砂进行，未关注含雄黄等易浮砷矿物的降砷研究。

发明内容

本发明的目的是针对含有天然可浮选性较好的雄黄等的含砷矿物，提供一种高砷铅锌矿分段浮选降砷的选矿方法，不仅能够大幅降低铅、锌精矿有害杂质砷的含量，同时还能够提高铅精矿中铅以及伴生金、银等有价金属的品位和回收率。

为实现上述目的，本发明采用如下技术方案：

如图1所示，一种高砷铅锌矿的选矿方法，包括以下步骤：

(1)将高砷铅锌矿原矿加入磨机中进行磨矿，得到矿浆；

(2)将所述矿浆经至少一次砷粗选、至少一次砷精选和至少一次砷扫选，得到砷精矿和砷扫选尾矿；

(3)将所述砷扫选尾矿经至少一次铅粗选、至少一次铅精选和至少一次铅扫选，得到铅精矿和铅扫选尾矿；

(4)将所述铅扫选尾矿经至少一次锌硫混合粗选、至少一次锌硫混合精选和至少一次锌硫混合扫选，得到锌硫混合精矿和锌硫混合扫选尾矿；

(5)将所述锌硫混合精矿经至少一次锌粗选、至少一次锌精选和至少一次锌扫选，得到锌精矿和硫精矿。

优选的，上述选矿方法中，步骤(1)中，所述磨矿是指向所述高砷铅锌矿原矿中加入石灰，并将所述高砷铅锌矿原矿磨至细度-0.074mm占55-90％、pH为8-10的矿浆，更优选的，所述矿浆中矿石的质量分数为28-42％。

优选的，上述选矿方法中，步骤(2)中，将所述矿浆经1～2次砷粗选得到砷粗选精矿和砷粗选尾矿，将所述砷粗选精矿经1～4次砷精选得到砷精矿，将所述砷粗选尾矿经1～3次砷扫选得到砷扫选尾矿，其中，任一所述砷精选的中矿分别顺序返回到上一层作业，任一所述砷扫选的中矿分别顺序返回到上一层作业；

更优选的，所述砷粗选为加入锌抑制剂、砷捕收剂和起泡剂搅拌一段时间进行捕收；

和/或，所述砷精选为加入铅抑制剂和锌抑制剂搅拌一段时间进行捕收；

和/或，所述砷扫选为加入砷捕收剂和起泡剂搅拌一段时间进行捕收；

进一步优选的，所述砷粗选中，所述锌抑制剂为200-2000g/t的硫酸锌与200-2000g/t的选自亚硫酸盐、硫化钠、碳酸钠、硫代硫酸盐中的一种或几种的组合；

和/或，所述砷粗选和砷扫选中，所述砷捕收剂为4-40g/t的选自柴油和煤油中的一种或两种的组合，所述起泡剂为4-40g/t的选自甲基异丁基甲醇、松油、松醇油、醇类、丁基醚醇中的一种或几种的组合；

和/或，所述砷精选中，所述铅抑制剂为50-500g/t的选自亚硫酸盐、水玻璃、羧甲基纤维素、腐殖酸盐、硫酸亚铁、巯基乙酸盐中的一种或几种的组合，所述锌抑制剂为硫酸锌与选自亚硫酸盐、硫化钠、碳酸钠、硫代硫酸盐中的一种或几种的组合，所述锌抑制剂的用量为50-500g/t。

优选的，上述选矿方法中，步骤(3)中，将所述砷扫选尾矿经1～3次铅粗选得到铅粗选精矿和铅粗选尾矿，将所述铅粗选精矿经1～4次铅精选得到铅精矿，将所述铅粗选尾矿经1～4次铅扫选得到铅扫选尾矿，其中，任一所述铅精选的中矿分别顺序返回到上一层作业，任一所述铅扫选的中矿分别顺序返回到上一层作业；

更优选的，所述铅粗选为加入铅捕收剂和起泡剂搅拌一段时间进行捕收；

和/或，所述铅精选为加入砷抑制剂和锌抑制剂搅拌一段时间进行捕收；

和/或，所述铅扫选为加入铅捕收剂和起泡剂搅拌一段时间进行捕收；

进一步优选的，所述铅粗选和铅扫选中，所述铅捕收剂为15-150g/t的选自25#黑药、苯胺黑药、丁铵黑药、乙硫氮中的一种或几种的组合，所述起泡剂为0-20g/t的选自甲基异丁基甲醇、松油、松醇油、醇类、丁基醚醇中的一种或几种的组合；

和/或，所述铅精选中，所述砷抑制剂为50-500g/t的选自次氯酸盐、高锰酸钾、石灰、腐殖酸盐中的一种或几种的组合，所述锌抑制剂为硫酸锌与选自亚硫酸盐、硫化钠、碳酸钠、硫代硫酸盐中的一种或几种的组合，所述锌抑制剂的用量为50-500g/t。

优选的，上述选矿方法中，所述铅粗选精矿在进行铅精选前进行磨矿，磨至细度-0.038mm占75-95％。

优选的，上述选矿方法中，步骤(4)中，将所述铅扫选尾矿经1～2次锌硫混合粗选得到锌硫混合粗选精矿和锌硫混合粗选尾矿，将所述锌硫混合粗选精矿经1～3次锌硫混合精选得到锌硫混合精矿，将所述锌硫混合粗选尾矿经1～4次锌硫混合扫选得到锌硫混合扫选尾矿，其中，任一所述锌硫混合精选的中矿分别顺序返回到上一层作业，任一所述锌硫混合扫选的中矿分别顺序返回到上一层作业；

更优选的，所述锌硫混合粗选为加入pH调节剂、锌硫混合活化剂、锌硫混合捕收剂和起泡剂搅拌一段时间进行捕收；

和/或，所述锌硫混合精选为加入分散剂搅拌一段时间进行捕收；

和/或，所述锌硫混合扫选为加入锌硫混合捕收剂和起泡剂搅拌一段时间进行捕收；

进一步优选的，所述锌硫混合粗选中，所述pH调节剂为200-2000g/t的选自石灰、碳酸钠、碳酸氢钠、碳酸铵、碳酸氢铵中的一种或几种的组合，所述锌硫混合活化剂为50-500g/t的选自硫酸铜、硝酸铜、氯化铜中的一种或几种的组合；

和/或，所述锌硫混合粗选和锌硫混合扫选中，所述锌硫混合捕收剂为20-200g/t的选自乙基黄药、异丙基黄药、丁基黄药、正丁基黄药、正戊基黄药、异戊基黄药中的一种或几种的组合，所述起泡剂为0-20g/t的选自甲基异丁基甲醇、松油、松醇油、醇类、丁基醚醇中的一种或几种的组合；

和/或，所述锌硫混合精选中，所述分散剂为50-500g/t的六偏磷酸钠或水玻璃。

优选的，上述选矿方法中，步骤(5)中，将所述锌硫混合精矿经1～2次锌粗选得到锌粗选精矿和锌粗选尾矿，将所述锌粗选精矿经1～4次锌精选得到锌精矿，将所述锌粗选尾矿经1～4次锌扫选得到硫精矿，其中，任一所述锌精选的中矿分别顺序返回到上一层作业，任一所述锌扫选的中矿分别顺序返回到上一层作业；

更优选的，所述锌粗选为加入砷硫抑制剂搅拌一段时间进行捕收；

和/或，所述锌精选为加入砷硫抑制剂搅拌一段时间进行捕收；

和/或，所述锌扫选为加入砷硫抑制剂和锌捕收剂搅拌一段时间进行捕收；

进一步优选的，所述锌粗选、锌精选和锌扫选中，所述砷硫抑制剂为500-5000g/t的石灰与50-500g/t的选自次氯酸盐、氯化钙、高锰酸钾、腐殖酸盐中的一种或几种的组合，其中，所述石灰调节矿浆的pH为10-13；

和/或，所述锌扫选中，所述锌捕收剂选自乙基黄药、异丙基黄药、丁基黄药、正丁基黄药、正戊基黄药、异戊基黄药中的一种或几种的组合，所述锌捕收剂的用量为3-15g/t。

本发明针对含多矿相砷矿物高砷铅锌硫化矿，砷主要是以雄黄、毒砂形式存在，由于雄黄天然可浮性极好，采用常规药剂难以使其与铅、锌硫化矿物分离，该状况使得铅、锌精矿砷含量超标。本发明方法中采用柴油、煤油等中性油对可浮性好、难以抑制的雄黄优先进行浮选再对其尾矿进行铅浮选，在铅精选、锌硫分离、锌精选等作业对毒砂等其它砷矿物进行选择性抑制，从而使得砷矿物与目的硫化矿物分离，最终达到降低铅、锌精矿中砷含量的目的。

本发明所取得的有益效果：

本发明的选矿方法具有成本低、可操作性强、环境友好的特点，不仅能够大幅降低铅、锌精矿有害杂质砷的含量，同时还能够提高铅精矿中铅以及伴生金、银等有价金属的品位和回收率。通过本发明的浮选方法可解决含雄黄、毒砂等多矿相砷矿物复杂铅锌硫化矿降砷难题，为冶炼提供符合国家行业标准的精料，减少砷的排放。

附图说明

图1为本发明选矿方法的工艺流程图。

具体实施方式

以下结合具体实施例对本发明作进一步详细说明，但不用来限制本发明的范围。

实施例中未注明具体试验步骤或者条件者，按照本领域内的文献所描述的常规实验步骤的操作或条件进行。所用试剂和仪器没有注明生产厂商者，均可以通过市场购买获得

实施例1

本实施例以云南某高砷铅锌硫化矿为对象，原矿含铅2.98％，含锌2.80％，含银115g/t，含硫25.12％，含砷1.12％，其中硫化铅和硫化锌占有率分别为92.12％和94.33％，硫化砷占有率为95.19％。砷主要以毒砂形式存在，其次为雄黄。硫铁矿物主要为黄铁矿。

一种高砷铅锌矿的选矿方法，具体步骤如下：

(1)在磨机中添加石灰3000g/t后对原矿进行磨矿，磨矿细度为-0.074mm占70％，矿浆pH值为8.50，矿浆中矿石的质量分数为33％；

(2)向步骤(1)所得矿浆中依次添加硫酸锌1000g/t、亚硫酸钠1000g/t、柴油20g/t、松醇油8g/t后进行砷粗选，分别获得砷粗选精矿和砷粗选尾矿；将砷粗选尾矿进行两次砷扫选(砷扫选1和砷扫选2)后获得砷扫选尾矿，扫选中矿顺序返回上一作业，其中砷扫选1中添加柴油10g/t、松醇油4g/t，砷扫选2中添加柴油4g/t、松醇油2g/t；向砷粗选精矿中加入硫酸锌200g/t和亚硫酸钠200g/t后进行两次砷精选获得砷精矿，精选中矿顺序返回上一作业；以上浮选作业搅拌速度均为1750r/min，浮选时间均为3min；

(3)向步骤(2)中所述砷扫选尾矿中加入铅捕收剂25#黑药80g/t进行1次铅粗选获得铅粗选精矿和铅粗选尾矿，铅粗选搅拌速度1750r/min，浮选时间4min；铅粗选尾矿经过两次铅扫选(铅扫选1和铅扫选2)后获得铅扫选尾矿，扫选中矿顺序返回上一作业，铅扫选搅拌速度1750r/min，浮选时间4min，其中铅扫选1中添加25#黑药20g/t、松醇油4g/t，铅扫选2中添加25#黑药10g/t、松醇油2g/t；将所述铅粗选精矿再磨至细度为-0.038mm占90％后，依次加入次氯酸钙300g/t、硫酸锌200g/t、亚硫酸钠200g/t后进行铅精选1，向铅精选1得到的精矿中依次加入次氯酸钙100g/t、硫酸锌100g/t、亚硫酸钠100g/t后进行铅精选2后获得铅精矿，铅精选中矿顺序返回上一作业，铅精选1和铅精选2搅拌速度2340r/min，浮选时间均为5min；

(4)向步骤(3)中所述铅扫选尾矿中依次加入碳酸钠1000g/t、硫酸铜200g/t、丁基黄药100g/t、松醇油4g/t后进行锌硫混合粗选，分别获得锌硫混合粗选精矿和锌硫混合粗选尾矿，锌硫混合粗选作业搅拌速度1750r/min，浮选时间6min；将锌硫混合粗选尾矿进行两次锌硫混合扫选(锌硫混合扫选1和锌硫混合扫选2)后获得锌硫混合扫选尾矿，扫选中矿顺序返回上一作业，其中锌硫混合扫选1中添加硫酸铜100g/t、丁基黄药50g/t，锌硫混合扫选2中添加硫酸铜50g/t、丁基黄药25g/t、松醇油2g/t，锌硫混合扫选作业搅拌速度均为1750r/min，浮选时间均为6min；向锌硫混合粗选精矿中加入50g/t六偏磷酸钠后进行2次锌硫混合精选获得锌硫混合精矿，锌硫混合精选搅拌速度2340r/min，浮选时间均为4min；向锌硫混合精矿中加入石灰2000g/t调节矿浆pH值为12.10、腐殖酸钠150g/t进行锌粗选，获得锌粗选精矿和锌粗选尾矿，锌粗选搅拌速度2340r/min，浮选时间6min；将锌粗选尾矿进行两次锌扫选(锌扫选1和锌扫选2)后获得硫精矿，扫选中矿顺序返回上一作业，其中锌扫选1中添加石灰100g/t、腐殖酸钠50g/t、丁基黄药4g/t、松醇油2g/t，锌扫选2中添加丁基黄药2g/t、松醇油1g/t，锌扫选搅拌速度均为2340r/min，浮选时间均为5min；向锌粗选精矿加入石灰300g/t和腐殖酸钠150g/t后进行两次锌精选获得锌精矿，精选中矿顺序返回上一作业，锌精选搅拌速度2340r/min，浮选时间4min。

实施例1所获得铅精矿中铅品位为68.12％，其中砷含量低至0.21％，伴生银回收率为85％；锌精矿中锌品位为48.67％，其中砷含量低至0.10％。

对比例1

对比例1使用与实施例1相同的高砷铅锌硫化矿为对象，区别仅在于使用现有技术的高碱条件下铅锌顺序优先浮选工艺，具体步骤如下：

(1)在磨机中添加石灰7000g/t后对原矿进行磨矿，磨矿细度为-0.074mm占78％，矿浆pH值为12.3，矿浆中矿石的质量分数为33％；

(2)向步骤(1)所得矿浆中依次添加硫酸锌800g/t、碳酸钠800g/t、乙硫氮150g/t、松醇油20g/t后进行1次铅粗选获得铅粗选精矿和铅粗选尾矿，铅粗选搅拌速度1750r/min，浮选时间6min；铅粗选尾矿经过两次铅扫选(铅扫选1和铅扫选2)后获得铅扫选尾矿，扫选中矿顺序返回上一作业，铅扫选搅拌速度1750r/min，浮选时间5min，其中铅扫选1中添加乙硫氮80g/t、松醇油8g/t，铅扫选2中添加乙硫氮40g/t、松醇油2g/t；将所述铅粗选精矿依次加入石灰500g/t、硫酸锌300g/t、碳酸钠300g/t后进行铅精选1，向铅精选1得到的精矿中依次加入石灰150g/t、硫酸锌150g/t、碳酸钠150g/t后进行铅精选2后获得铅精矿，铅精选中矿顺序返回上一作业，铅精选1和铅精选2搅拌速度均为2340r/min，浮选时间均为6min；

(3)向步骤(2)中所述铅扫选尾矿中依次加入石灰1500g/t、硫酸铜400g/t、丁基黄药150g/t、松醇油8g/t后进行锌粗选，分别获得锌粗选精矿和锌粗选尾矿，将锌粗选尾矿进行两次锌扫选(锌扫选1和锌扫选2)后获得锌扫选尾矿，扫选中矿顺序返回上一作业，其中锌扫选1中添加硫酸铜200g/t、丁基黄药80g/t，锌扫选2中添加硫酸铜100g/t、丁基黄药40g/t、松醇油4g/t，锌粗选、扫选作业搅拌速度均为1750r/min，浮选时间6min；向锌粗选精矿中加入500g/t石灰后进行锌精选1，向锌精选1精矿中加入250g/t石灰后进行锌精选2，向锌精选2精矿中加入100g/t石灰后进行精选3，向锌精选3精矿中加入50g/t石灰后进行精选4获得最终锌精矿，精选中矿顺序返回上一作业，锌精选搅拌速度均为2340r/min、浮选时间均为5min。

对比例1所获得铅精矿中铅品位为55.12％，其中砷含量为1.50％，伴生银回收率为75％；锌精矿中锌品位为42.11％，其中砷含量为0.91％。

实施例2

本实施例以四川某高砷铅锌硫化矿为对象，原矿含铅1.24％，含锌3.45％，含硫12.11％，含砷0.78％，其中硫化铅和硫化锌占有率分别为95.78％和97.11％，硫化砷占有率为98.11％。砷主要以雄黄形式存在，其次为毒砂。硫铁矿物主要为黄铁矿。

一种高砷铅锌矿的选矿方法，具体步骤如下：

(1)在磨机中添加石灰2500g/t后对原矿进行磨矿，磨矿细度为-0.074mm占75％，矿浆pH值为8.95，矿浆中矿石的质量分数为33％；

(2)向步骤(1)所得矿浆中依次添加硫酸锌1000g/t、亚硫酸钠500g/t、煤油16g/t、松醇油12g/t后进行砷粗选，搅拌速度1750r/min、浮选时间4min，分别获得砷粗选精矿和砷粗选尾矿；将砷粗选尾矿进行砷两次砷扫选(砷扫选1和砷扫选2)后获得砷扫选尾矿，扫选中矿顺序返回上一作业，搅拌速度均为1750r/min、浮选时间均为3min，其中砷扫选1中添加煤油8g/t、松醇油2g/t，砷扫选2中添加煤油4g/t、松醇油1g/t；向砷粗选精矿中加入硫酸锌300g/t和亚硫酸钠300g/t进行两次砷精选后获得砷精矿，精选中矿顺序返回上一作业，搅拌速度均为2340r/min、浮选时间均为5min；

(3)向步骤(2)中所述脱砷尾矿中加入铅捕收剂苯胺黑药60g/t进行1次铅粗选获得铅粗选精矿和铅粗选尾矿，铅粗选尾矿经过两次铅扫选(铅扫选1和铅扫选2)后获得铅扫选尾矿，扫选中矿顺序返回上一作业，其中铅扫选1中添加苯胺黑药15g/t、松醇油4g/t，铅扫选2中添加苯胺黑药8g/t、松醇油2g/t，铅粗选搅拌速度1750r/min、浮选时间5min，铅扫选搅拌速度均为1750r/min、浮选时间均为4min；将所述铅粗选精矿再磨至细度为-0.038mm占84％后，依次加入石灰300g/t、次氯酸钙100g/t、硫酸锌100g/t、亚硫酸钠100g/t后进行铅精选1，向铅精选1得到的精矿中依次加入石灰150g/t、硫酸锌50g/t、亚硫酸钠50g/t后进行铅精选2后获得铅精矿，铅精选中矿顺序返回上一作业，铅精选搅拌速度均为2340r/min、浮选时间均为4min；

(4)向步骤(3)中所述铅扫选尾矿中依次加入碳酸钠800g/t、硫酸铜150g/t、丁基黄药120g/t、松醇油8g/t后进行锌硫混合粗选，搅拌速度1750r/min、浮选时间6min，分别获得锌硫混合粗选精矿和锌硫混合粗选尾矿，将锌硫混合粗选尾矿进行两次锌硫混合扫选(锌硫混合扫选1和锌硫混合扫选2)后获得锌硫混合扫选尾矿，扫选中矿顺序返回上一作业，其中锌硫混合扫选1中添加硫酸铜100g/t、丁基黄药50g/t，锌硫混合扫选2中添加硫酸铜50g/t、丁基黄药25g/t、松醇油2g/t，扫选搅拌速度均为1750r/min、浮选时间均为5min；向锌硫混合粗选精矿中加入50g/t六偏磷酸钠、100g/t水玻璃进行两次锌硫混合精选后获得锌硫混合精矿，锌硫混合精选搅拌速度均为2340r/min、浮选时间均为5min，向锌硫混合精矿中依次加入石灰1500g/t调节矿浆pH值为11.65，次氯酸钙150g/t进行锌粗选，搅拌速度2340r/min、浮选时间5min，获得锌粗选精矿和锌粗选尾矿，将锌粗选尾矿进行两次锌扫选(锌扫选1和锌扫选2)后获得硫精矿，其中锌扫选1中添加石灰200g/t、次氯酸钙50g/t、丁基黄药6g/t、松醇油1g/t，锌扫选2中添加丁基黄药3g/t、松醇油0.5g/t，扫选中矿顺序返回上一作业，锌扫选搅拌速度均为2340r/min、浮选时间均为4min；将锌粗选精矿加入石灰200g/t和腐殖酸钠100g/t后进行两次锌精选获得锌精矿，精选中矿顺序返回上一作业，锌精选搅拌速度均为2340r/min、浮选时间均为5min。

实施例2所获得铅精矿中铅品位为60.33％，其中砷含量低至0.30％；锌精矿中锌品位为53.67％，其中砷含量低至0.08％。

对比例2

对比例2使用与实施例2相同的高砷铅锌硫化矿为对象，区别仅在于使用现有技术的高碱条件下铅锌顺序优先浮选工艺，具体步骤如下：

(1)在磨机中添加石灰5000g/t后对原矿进行磨矿，磨矿细度为-0.074mm占83％，矿浆pH值为11.8，矿浆中矿石的质量分数为33％；

(2)向步骤(1)所得矿浆中依次添加硫酸锌1500g/t、亚硫酸钠1000g/t、乙硫氮140g/t、乙基黄药20g/t、松醇油32g/t后进行1次铅粗选获得铅粗选精矿和铅粗选尾矿，铅粗选搅拌速度1750r/min，浮选时间6min；铅粗选尾矿经过两次铅扫选(铅扫选1和铅扫选2)后获得铅扫选尾矿，扫选中矿顺序返回上一作业，铅扫选搅拌速度1750r/min，浮选时间6min，其中铅扫选1中添加乙硫氮70g/t、松醇油8g/t，铅扫选2中添加乙硫氮35g/t、乙基黄药10g/t、松醇油2g/t；将所述铅粗选精矿依次加入石灰400g/t、硫酸锌400g/t、亚硫酸钠200g/t后进行铅精选1，向铅精选1得到的精矿中依次加入石灰200g/t、硫酸锌100g/t、亚硫酸钠100g/t后进行铅精选2，向铅精选2得到的精矿中依次加入石灰200g/t、硫酸锌50g/t、亚硫酸钠50g/t后进行铅精选3后获得最终铅精矿，铅精选中矿顺序返回上一作业，铅精选搅拌速度均为2340r/min，浮选时间均为6min；

(3)向步骤(2)中所述铅扫选尾矿中依次加入石灰1200g/t、硫酸铜300g/t、丁基黄药120g/t、松醇油12g/t后进行锌粗选，分别获得锌粗选精矿和锌粗选尾矿，将锌粗选尾矿进行两次锌扫选(锌扫选1和锌扫选2)后获得锌扫选尾矿，扫选中矿顺序返回上一作业，其中锌扫选1中添加硫酸铜150g/t、丁基黄药60g/t、松醇油4g/t，锌扫选2中添加硫酸铜75g/t、丁基黄药30g/t、松醇油2g/t，锌粗选、扫选作业搅拌速度均为1750r/min，浮选时间6min；向锌粗选精矿中加入400g/t石灰后进行锌精选1，向锌精选1精矿中加入200g/t石灰后进行锌精选2，向锌精选2精矿中加入100g/t石灰后进行精选3获得最终锌精矿，精选中矿顺序返回上一作业，锌精选搅拌速度均为2340r/min、浮选时间均为5min。

对比例2所获得铅精矿中铅品位为45.75％，其中砷含量为2.45％；锌精矿中锌品位为45.11％，其中砷含量为0.50％。

实施例3

本实施例以湖南某高砷铅锌硫化矿为对象，原矿含铅4.55％，含锌1.76％，含金0.56g/t，含银85g/t，含硫6.78％，含砷2.21％，其中硫化铅和硫化锌占有率分别为94.41％和96.67％，硫化砷占有率为99.11％。砷主要以毒砂形式存在，其次为雄黄。硫铁矿物主要为黄铁矿和磁黄铁矿。

一种高砷铅锌矿的选矿方法，具体步骤如下：

(1)在磨机中添加石灰1500g/t后对原矿进行磨矿，磨矿细度为-0.074mm占65％，矿浆pH值为8.72，矿浆中矿石的质量分数为33％；

(2)向步骤(1)所得矿浆中依次添加硫酸锌500g/t、亚硫酸钠1000g/t、柴油28g/t、松醇油12g/t后进行砷粗选，分别获得砷粗选精矿和砷粗选尾矿，砷粗选搅拌速度1750r/min、浮选时间3min；将砷粗选尾矿进行两次砷扫选(砷扫选1和砷扫选2)后获得砷扫选尾矿，扫选中矿顺序返回上一作业，砷扫选搅拌速度均为1750r/min、浮选时间均为2min，其中砷扫选1中添加柴油12g/t、松醇油4g/t，砷扫选2中添加柴油6g/t、松醇油2g/t；向砷粗选精矿中添加硫酸锌100g/t、硫代硫酸钠200g/t、亚硫酸钠200g/t、CMC10g/t、水玻璃200g/t进行两次砷精选后获得砷精矿，精选中矿顺序返回上一作业，砷精选搅拌速度2340r/min、浮选时间均为4min；

(3)向步骤2中所述砷扫选尾矿中加入铅捕收剂25#黑药60g/t、乙硫氮20g/t进行2次铅粗选获得铅粗选精矿和铅粗选尾矿，铅粗选搅拌速度均为1750r/min、浮选时间均为5min，铅粗选尾矿经过两次铅扫选(铅扫选1和铅扫选2)后获得铅扫选尾矿，其中铅扫选1中添加25黑药30g/t、乙硫氮10g/t、松醇油4g/t，铅扫选2中添加25#黑药15g/t、乙硫氮5g/t、松醇油2g/t，扫选中矿顺序返回上一作业，铅扫选搅拌速度均为1750r/min、浮选时间均为4min；将所述铅粗选精矿再磨至细度为-0.038mm占87％后，依次加入次氯酸钙500g/t、硫酸锌300g/t、亚硫酸钠300g/t后进行铅精选1，向铅精选1得到的精矿中依次加入次氯酸钙200g/t、硫酸锌150g/t、亚硫酸钠150g/t后进行铅精选2后获得铅精矿，精选中矿顺序返回上一作业，铅精选搅拌速度均为2340r/min、浮选时间均为5min；

(4)向步骤(3)中所述铅扫选尾矿中依次加入碳酸钠1500g/t、硫酸铜300g/t、丁基黄药80g/t、松醇油12g/t后进行锌硫混合粗选，搅拌速度1750r/min、浮选时间6min，分别获得锌硫混合粗选精矿和锌硫混合粗选尾矿，将锌硫混合粗选尾矿进行两次锌硫混合扫选(锌硫混合扫选1和锌硫混合扫选2)后获得锌硫混合扫选尾矿，其中锌硫混合扫选1中添加硫酸铜150g/t、丁基黄药40g/t，锌硫混合扫选2中添加硫酸铜75g/t、丁基黄药20g/t、松醇油4g/t，扫选中矿顺序返回上一作业，锌硫混合扫选搅拌速度1750r/min、浮选时间均为5min；向锌硫混合粗选精矿中加入100g/t六偏磷酸钠后进行2次锌硫混合精选获得锌硫混合精矿，锌硫混合精选搅拌速度均为2340r/min、浮选时间均为5min，向锌硫混合精矿中依次加入石灰3000g/t调节矿浆pH值为12.50、腐殖酸钠120g/t、次氯酸钙100g/t进行锌粗选，获得锌粗选精矿和锌粗选尾矿，锌粗选搅拌速度均为2340r/min、浮选时间均为5min，将锌粗选尾矿进行两次锌扫选(锌扫选1和锌扫选2)后获得硫精矿，其中锌扫选1中添加石灰150g/t、腐殖酸钠50g/t、丁基黄药4g/t、松醇油2g/t，锌扫选2中添加丁基黄药3g/t、松醇油1g/t，扫选中矿顺序返回上一作业，锌扫选搅拌速度均为2340r/min、浮选时间均为4min；将锌粗选精矿加入石灰100g/t和腐殖酸钠50g/t后进行两次锌精选获得锌精矿，精选中矿顺序返回上一作业，锌精选搅拌速度均为2340r/min、浮选时间均为4min。

实施例3所获得铅精矿中铅品位为70.55％，其中砷含量低至0.35％；锌精矿中锌品位为50.11％，其中砷含量低至0.18％。

对比例3

对比例3使用与实施例3相同的高砷铅锌硫化矿为对象，区别仅在于使用现有技术的高碱条件下铅锌顺序优先浮选工艺，具体步骤如下：

(1)在磨机中添加石灰8000g/t后对原矿进行磨矿，磨矿细度为-0.074mm占72％，矿浆pH值为12.5，矿浆中矿石的质量分数为33％；

(2)向步骤(1)所得矿浆中依次添加硫酸锌500g/t、亚硫酸钠500g/t、乙硫氮150g/t、松醇油24g/t后进行1次铅粗选获得铅粗选精矿和铅粗选尾矿，铅粗选搅拌速度1750r/min，浮选时间8min；铅粗选尾矿经过两次铅扫选(铅扫选1和铅扫选2)后获得铅扫选尾矿，扫选中矿顺序返回上一作业，铅扫选搅拌速度1750r/min，浮选时间6min，其中铅扫选1中添加乙硫氮75g/t、松醇油4g/t，铅扫选2中添加乙硫氮40g/t、松醇油2g/t；将所述铅粗选精矿依次加入石灰600g/t、硫酸锌300g/t、亚硫酸钠300g/t后进行铅精选1，向铅精选1得到的精矿中依次加入石灰300g/t、硫酸锌100g/t、亚硫酸钠100g/t后进行铅精选2，向铅精选2得到的精矿中依次加入石灰150g/t、硫酸锌50g/t、亚硫酸钠50g/t后进行铅精选3后获得最终铅精矿，铅精选中矿顺序返回上一作业，铅精选搅拌速度均为2340r/min，浮选时间均为6min；

(3)向步骤(2)中所述铅扫选尾矿中依次加入石灰1600g/t、硫酸铜500g/t、丁基黄药160g/t、松醇油16g/t后进行锌粗选，分别获得锌粗选精矿和锌粗选尾矿，将锌粗选尾矿进行两次锌扫选(锌扫选1和锌扫选2)后获得锌扫选尾矿，扫选中矿顺序返回上一作业，其中锌扫选1中添加硫酸铜250g/t、丁基黄药80g/t、松醇油8g/t，锌扫选2中添加硫酸铜150g/t、丁基黄药40g/t、松醇油4g/t，锌粗选、扫选作业搅拌速度均为1750r/min，浮选时间6min；向锌粗选精矿中加入300g/t石灰后进行锌精选1，向锌精选1精矿中加入200g/t石灰后进行锌精选2，向锌精选2精矿中加入100g/t石灰后进行精选3获得最终锌精矿，精选中矿顺序返回上一作业，锌精选搅拌速度均为2340r/min、浮选时间均为5min。

对比例2所获得铅精矿中铅品位为50.23％，其中砷含量为3.50％；锌精矿中锌品位为44.13％，其中砷含量为0.86％。

由以上实施例1-3和对比例1-3选矿方法获得的最终产品对比可以明显看出，本发明的选矿方法不仅能够大幅降低铅、锌精矿有害杂质砷的含量，同时还能够提高铅、锌精矿中铅、锌的品位以及伴生银等有价金属的回收率。

综上所述，通过本发明的选矿方法可解决含雄黄、毒砂等多矿相砷矿物复杂铅锌硫化矿降砷难题，为冶炼提供符合国家行业标准的精料，减少砷的排放。

虽然，上文中已经用一般性说明、具体实施方式及试验，对本发明作了详尽的描述，但在本发明基础上，可以对其作一些修改或改进，这对本领域技术人员而言是显而易见的。因此，在不偏离本发明精神的基础上所做的这些修改或改进，均属于本发明要求保护的范围。