一种含砷铅锌矿选矿方法与流程

1.本发明涉及矿物加工技术领域，特别是涉及一种含砷铅锌矿的选矿方法。


背景技术：

2.含砷铅锌矿选矿中铅精矿产品的除砷降砷是一个重要的研究课题。目前通过选矿方法降砷主要是针对砷黄铁矿、雄黄、毒砂类的含砷矿物。例如公告号为cn105251620b的中国专利中公开了一种复杂含砷硫化铅锌矿的选矿方法，可以获得含砷合格的铅、锌精矿产品。公开号为cn106513182a的中国专利申请中公开了一种含砷硫化铅矿石的选矿方法，可获得铅精矿和砷精矿，铅精矿的铅品位为66.30％，铅回收率85.04％，砷精矿的砷品位8.48％，砷回收率79.84％。以上专利中针对的都是毒砂类含砷矿物的降砷，因为毒砂类含砷矿物通过磨矿等物理手段即可实现砷与硫化铅锌矿的解离或分离，因此其中的砷较容易脱除，获得相应的合格精矿产品。
3.但是，对于与方铅矿性质相似的晶格中含砷的灰硫砷铅矿类矿物，其铅精矿降砷研究一直未取得突破性进展。灰硫砷铅矿(pb5(sb,as)2s8)，晶体呈板状，具假六方形态，铅灰色，不透明，金属光泽，断口贝壳状，性脆，硬度3，密度6.44g/cm3。灰硫砷铅矿与方铅矿连生关系密切，且嵌布粒度较细，少部分灰硫砷铅矿呈小于10微米的包裹体包含于方铅矿中，会导致铅精矿中砷含量超标。由于灰硫砷铅矿性质与方铅矿极为相似，其在选矿中的流向基本与方铅矿一致，一旦原矿中含有此类含砷矿物，在浮选过程中都会进入铅精矿中，很容易造成铅精矿砷超标。若铅精矿中含砷超标，会严重影响冶炼产品的质量，并且在冶炼过程中砷还会产生有害物质，腐蚀设备、污染大气。
4.因此，有必要针对灰硫砷铅矿类含砷铅锌矿物进行深入研究，以有效解决其与方铅矿分离的难题，获得砷含量符合要求的铅精矿。


技术实现要素：

5.本发明主要解决的技术问题是提供一种含砷铅锌矿选矿方法，可以获得砷含量低于0.4％的铅精矿产品。
6.为解决上述技术问题，本发明采用的技术方案是：一种含砷铅锌矿选矿方法，所述含砷铅锌矿中包含灰硫砷铅矿，所述选矿方法包括：将所述含砷铅锌矿磨矿制成矿浆，之后先进行砷浮选获得砷精矿，然后再进行铅浮选获得铅精矿。
7.其中，获得的铅尾矿再进行锌浮选得到锌精矿。
8.作为本发明一种优选的实施方案，所述砷浮选包括一次砷粗选、至少一次精选和至少一次扫选；所述砷粗选采用的药剂包括砷捕收剂和组合抑制剂；和/或，所述精选采用的药剂包括组合抑制剂，和/或，所述扫选采用的药剂包括砷捕收剂；
9.其中，所述砷捕收剂包括苯胺黑药和改性乙硫氨酯；所述组合抑制剂包括碳酸钠、腐植酸盐、漂白粉、亚硫酸钠和硫酸锌中的至少一种。
10.作为本发明一种优选的实施方案，所述组合抑制剂为碳酸钠、腐植酸盐、漂白粉、
亚硫酸钠和硫酸锌的混合物，优选组合抑制剂中碳酸钠、腐植酸盐、漂白粉、亚硫酸钠和硫酸锌的质量比为(15～25):(5～10):(10～20):(20～30):(30～50)；
11.所述改性乙硫氨酯为乙硫氨酯与柴油的混合物，优选乙硫氨酯与柴油按质量比1:(2～4)混合。
12.作为本发明一种优选的实施方案，所述砷浮选包括一次砷粗选、1
‑
2次精选和1
‑
2次扫选，优选地，所述砷浮选包括一次砷粗选、2次精选和2次扫选。
13.作为本发明一种优选的实施方案，所述砷粗选采用的药剂为组合抑制剂、苯胺黑药和改性乙硫氨酯，以含砷铅锌矿原矿质量计，所述组合抑制剂的用量为1000～2500g/t，所述苯胺黑药的用量为5～50g/t，所述改性乙硫氨酯的用量为10～50g/t；
14.第一次精选采用的药剂为组合抑制剂，以含砷铅锌矿原矿质量计，所述组合抑制剂的用量为100～500g/t；和/或，第二次精选采用的药剂为组合抑制剂，以含砷铅锌矿原矿质量计，所述组合抑制剂的用量为50～100g/t；
15.第一次扫选采用的药剂为苯胺黑药和改性乙硫氨酯，以含砷铅锌矿原矿质量计，所述苯胺黑药的用量为2～20g/t，所述改性乙硫氨酯的用量为4～20g/t；和/或，第二次扫选采用的药剂为苯胺黑药和改性乙硫氨酯，以含砷铅锌矿原矿质量计，所述苯胺黑药的用量为1～10g/t，所述改性乙硫氨酯的用量为1～10g/t。
16.作为本发明一种优选的实施方案，所述铅浮选包括一次铅粗选、至少一次精选和至少一次扫选；所述铅粗选采用的药剂包括石灰、硫酸锌、乙硫氮、丁铵黑药、2号油；和/或，所述精选采用的药剂包括石灰和硫酸锌；和/或，所述扫选采用的药剂包括乙硫氮和丁铵黑药。
17.作为本发明一种优选的实施方案，所述铅浮选包括一次铅粗选、1
‑
2次精选和1
‑
3次扫选，优选地，所述铅浮选包括一次铅粗选、2次精选和3次扫选。
18.作为本发明一种优选的实施方案，所述铅粗选采用的药剂为石灰、硫酸锌、乙硫氮、丁铵黑药和2号油；以含砷铅锌矿原矿质量计，所述石灰、硫酸锌、乙硫氮、丁铵黑药和2号油(即2
#
油)的用量分别为1000～5000g/t、1000～2000g/t、40～100g/t、20～50g/t、5～30g/t；
19.第一次精选采用的药剂为石灰和硫酸锌，以含砷铅锌矿原矿质量计，所述石灰、硫酸锌的用量分别为200～500g/t、100～200g/t；和/或，第二次精选采用的药剂为石灰和硫酸锌，以含砷铅锌矿原矿质量计，所述石灰、硫酸锌的用量分别为100～200g/t、50～100g/t；
20.第一次扫选采用的药剂为乙硫氮和丁铵黑药，以含砷铅锌矿原矿质量计，所述乙硫氮和丁铵黑药的用量分别为20～50g/t、10～25g/t；和/或，第二次扫选采用的药剂为乙硫氮和丁铵黑药，以含砷铅锌矿原矿质量计，所述乙硫氮和丁铵黑药的用量分别为10～25g/t、5～15g/t；和/或，第三次扫选采用的药剂为乙硫氮和丁铵黑药，以含砷铅锌矿原矿质量计，所述乙硫氮和丁铵黑药的用量分别为1～10g/t、1～10g/t。
21.本发明中，所述含砷铅锌矿磨矿的细度为
‑
0.075mm占65～85％，即磨矿产品中粒径小于0.075mm的矿物的质量百分比占65～85％。
22.本发明提供了一种含砷铅锌矿选矿方法，所处理的含砷铅锌矿中砷主要以灰硫砷铅矿、砷铅矿形式存在。其中灰硫砷铅矿物中晶格含砷，物理方法无法除去其中的砷。且由
于灰硫砷铅矿各种物理化学性质与方铅矿相似，因此其在选矿中的流向基本与方铅矿一致，在浮选过程中砷极易进入铅精矿中，造成浮选得到的铅精矿砷超标，一般得到的铅精矿中砷含量都大于0.5％，严重影响了铅精矿的下一步使用。因此，如何获得砷含量合格的铅精矿产品是一个需要解决的难题。
23.目前在处理含灰硫砷铅矿的含砷铅锌矿时，有采用先进行铅浮选得到铅精矿，之后再对铅精矿进行选矿降砷的方法。目前这种选矿工艺存在药剂用量大，且降砷分离效果差的问题。因为浮选得到的铅精矿中含有较多的药剂，为了达到降砷分离效果，首先需要脱药，之后再降砷浮选，因此抑制剂用量也更多。
24.本发明提供的含砷铅锌矿选矿方法，首次创新性地采用“优先浮砷
‑
后浮铅”工艺，即先进行砷浮选，具体是：通过磨矿，之后采用合适的砷浮选工艺及浮选药剂，浮选获得了砷精矿，将含砷铅锌矿中所含灰硫砷铅矿基本回收进入砷精矿中，使之不进入铅浮选作业；之后砷浮选得到的尾矿再进行铅浮选，在合适的铅浮选工艺及浮选药剂下，浮选获得的铅精矿中砷含量显著降低，其中砷品位能控制在0.4％以下，约0.35％左右，有效解决了铅精矿砷含量超标的难题；之后铅浮选得到的尾矿再进行锌浮选，因为锌精矿一般不会出现砷含量超标的问题，得到的铅尾矿中锌的回收采用现有的常规锌浮选方法即可得到合格的锌精矿。本发明方法可以用于处理含砷铅锌矿，特别适合处理含灰硫砷铅矿的含砷铅锌矿，可以分别获得砷精矿、含砷合格的铅精矿以及锌精矿产品，将含砷铅锌矿中矿物进行有效分离，本发明方法还具有药剂用量少，分离效果好的优点。
附图说明
25.图1是本发明提供的一种含砷铅锌矿选矿方法的工艺流程图；
26.图2是本发明对比例1
‑
3采用的含砷铅锌矿选矿方法的工艺流程图。
具体实施方式
27.下面通过具体实施例对本发明的技术方案进行详细说明。
28.在以下实施例中，未特别说明时，使用的药剂均为市售商品。各实施例中的浓度或含量均为质量百分比。
29.需要说明的是，实施例1
‑
3中使用的组合抑制剂(组合抑制剂在以下实施例中用tf表示)为碳酸钠、腐植酸盐、漂白粉、亚硫酸钠和硫酸锌的混合物，组合抑制剂中碳酸钠、腐植酸盐、漂白粉、亚硫酸钠和硫酸锌的质量比为：20:8:15:25:40。其中，腐植酸盐包括腐植酸钠、钾、镁、锌等。
30.所用的捕收剂改性乙硫氨酯为乙硫氨酯与柴油的混合物，乙硫氨酯与柴油按质量比1:3混合。
31.药剂的用量g/t均是相对于所处理的原矿重量计。
32.浮选作业时，扫选和精选的次数可以根据实际情况进行调整。
33.由于铅浮选得到的尾矿再进行锌浮选时，锌精矿一般不会出现砷含量超标的问题，因此对于铅浮选尾矿，采用常规的锌浮选方法即可得到合格的锌精矿产品。例如在以下实施例和对比例中均可以采用如下工艺进行锌浮选获得锌精矿，本发明对此不做要求。
34.锌浮选工艺：将铅扫选尾矿加入硫抑制剂(用量为0
‑
4000g/t的石灰)、锌活化剂
(用量为50
‑
300g/t的硫酸铜)、锌捕收剂(用量为5
‑
100g/t的丁基黄药)、起泡剂(用量为5
‑
30g/t的2
#
油)，经1～2次锌粗选得到锌粗选精矿和锌粗选尾矿；将锌粗选精矿加入硫抑制剂(用量为0
‑
1000g/t的石灰)，经0～4次锌精选得到锌精矿；将锌粗选尾矿加入用量为0
‑
50g/t的丁基黄药，经1～5次锌扫选得到锌扫选尾矿。其中，以上任一所述锌扫选和锌精选的中矿分别顺序返回到上一层作业。
35.实施例1
36.采用图1所示的工艺流程对含砷铅锌矿原矿进行处理，原矿中含铅6.25％，含砷0.25％，硫化铅占有率为82.35％；砷主要以灰硫砷铅矿、砷铅矿形式存在。浮选工艺过程如下：
37.(1)将原矿磨细至
‑
0.075mm占70％的磨矿细度；
38.(2)将磨好的矿浆加入浮选机，加入1500g/t的tf，搅拌后加入5g/t的苯胺黑药和10g/t改性乙硫氨酯，进行砷粗选，得到砷粗选精矿和砷粗选尾矿；
39.(3)砷粗选尾矿中加入2g/t的苯胺黑药和5g/t的改性乙硫氨酯，搅拌后进行砷一次扫选，得到砷一次扫选精矿和砷一次扫选尾矿，砷一次扫选精矿返回至上一级作业；
40.(4)砷一次扫选尾矿中加入1g/t的苯胺黑药和2g/t的改性乙硫氨酯，搅拌后进行砷二次扫选，得到砷二次扫选精矿和砷二次扫选尾矿，砷二次扫选精矿返回至上一级作业；
41.(5)砷粗选精矿中加入100g/t的tf，搅拌后进行砷一次精选，得到砷一次精选精矿和砷一次精选尾矿，砷一次精选尾矿返回至上一级作业；
42.(6)砷一次精选精矿中加入50g/t的tf，搅拌后进行砷二次精选，得到砷二次精选精矿和砷二次精选尾矿，砷二次精选尾矿返回至上一级作业，所得砷二次精选精矿即砷精矿；
43.(7)砷二次扫选尾矿即砷尾矿，向其中加入2000g/t的石灰、1500g/t硫酸锌、50g/t乙硫氮、30g/t丁铵黑药和10g/t 2
#
油，之后进行铅粗选，得到铅粗选精矿和铅粗选尾矿；
44.(8)铅粗选尾矿中加入25g/t的乙硫氮、15g/t丁铵黑药，搅拌后进行铅一次扫选，得到铅一次扫选精矿和铅一次扫选尾矿；铅一次扫选精矿返回至上一级作业；
45.(9)铅一次扫选尾矿中加入10g/t的乙硫氮、5g/t丁铵黑药，搅拌后进行铅二次扫选，得到铅二次扫选精矿和铅二次扫选尾矿；铅二次扫选精矿返回至上一级作业；
46.(10)铅二次扫选尾矿中加入2g/t的乙硫氮、5g/t丁铵黑药，搅拌后进行铅三次扫选，得到铅三次扫选精矿和铅三次扫选尾矿；铅三次扫选精矿返回至上一级作业；
47.(11)铅粗选精矿中加入300g/t的石灰、150g/t硫酸锌，搅拌后进行铅一次精选，得到铅一次精选精矿和铅一次精选尾矿；铅一次精选尾矿返回至上一级作业；
48.(12)铅一次精选精矿中加入100g/t的石灰、50g/t硫酸锌，搅拌后进行铅二次精选，得到铅二次精选精矿和铅二次精选尾矿，铅二次精选尾矿返回至上一级作业；所得铅二次精选精矿即为铅精矿；
49.(13)得到的铅三次扫选尾矿即为铅尾矿，铅尾矿进行常规的锌浮选，即可获得锌精矿产品。
50.本实施例采用优先砷浮选之后铅浮选的选矿工艺，获得的铅精矿产品中铅品位为66.25％，其中砷含量为0.35％，低于0.4％，砷不超标。
51.本实施例还获得了含砷5.10％的砷精矿产品。
52.实施例2
53.采用图1所示的工艺流程对含砷铅锌矿原矿进行处理，原矿含铅5.39％，含砷0.28％，硫化铅占有率为86.77％，砷主要以灰硫砷铅矿形式存在。浮选工艺过程如下：
54.(1)将原矿磨细至
‑
0.075mm占68.95％的磨矿细度；
55.(2)磨好的矿浆加入浮选机，加入1800g/t的tf，搅拌后加入8g/t的苯胺黑药和13g/t改性乙硫氨酯，进行砷粗选，得到砷粗选精矿和砷粗选尾矿；
56.(3)砷粗选尾矿中加入3g/t的苯胺黑药和6g/t改性乙硫氨酯，搅拌后进行砷一次扫选，得到砷一次扫选精矿和砷一次扫选尾矿；砷一次扫选精矿返回上一级作业；
57.(4)砷一次扫选尾矿中加入1g/t的苯胺黑药和2g/t改性乙硫氨酯，搅拌后进行砷二次扫选，得到砷二次扫选精矿和砷二次扫选尾矿；砷二次扫选精矿返回上一级作业；
58.(5)砷粗选精矿中加入130g/t的tf，搅拌后进行砷一次精选，得到砷一次精选精矿和砷一次精选尾矿；砷一次精选尾矿返回上一级作业；
59.(6)砷一次精选精矿中加入60g/t的tf，搅拌后进行砷二次精选，得到砷二次精选精矿和砷二次精选尾矿；砷二次精选尾矿返回上一级作业；砷二次精选精矿即砷精矿；
60.(7)砷二次扫选尾矿中加入2100g/t的石灰、1600g/t硫酸锌、55g/t乙硫氮、35g/t丁铵黑药和10g/t 2
#
油，之后进行铅粗选，得到铅粗选精矿和铅粗选尾矿；
61.(8)铅粗选尾矿中加入30g/t的乙硫氮、15g/t丁铵黑药，搅拌后进行铅一次扫选，得到铅一次扫选精矿和铅一次扫选尾矿；铅一次扫选精矿返回上一级作业；
62.(9)铅一次扫选尾矿中加入15g/t的乙硫氮、5g/t丁铵黑药，搅拌后进行铅二次扫选，得到铅二次扫选精矿和铅二次扫选尾矿；铅二次扫选精矿返回上一级作业；
63.(10)铅二次扫选尾矿中加入3g/t的乙硫氮、5g/t丁铵黑药，搅拌后进行铅三次扫选，得到铅三次扫选精矿和铅三次扫选尾矿；铅三次扫选精矿返回上一级作业；
64.(11)铅粗选精矿中加入320g/t的石灰、180g/t硫酸锌，搅拌后进行铅一次精选，得到铅一次精选精矿和铅一次精选尾矿；铅一次精选尾矿返回上一级作业；
65.(12)铅一次精选精矿中加入110g/t的石灰、60g/t硫酸锌，搅拌后进行铅二次精选，得到铅二次精选精矿和铅二次精选尾矿；铅二次精选尾矿返回上一级作业，铅二次精选精矿即为铅精矿；
66.(13)得到的铅三次扫选尾矿即为铅尾矿，铅尾矿进行常规的锌浮选，即可获得锌精矿产品。
67.本实施例采用优先砷浮选之后铅浮选的选矿工艺，获得的铅精矿产品中铅品位为68.39％，其中砷含量为0.37％，低于0.4％，砷不超标。
68.本实施例还获得了含砷4.88％的砷精矿产品。
69.实施例3
70.采用图1所示的工艺流程对含砷铅锌矿原矿进行处理，原矿含铅6.45％，含砷0.33％，硫化铅占有率为84.30％，砷主要以灰硫砷铅矿、砷铅矿形式存在。浮选工艺过程如下：
71.(1)原矿磨细至
‑
0.075mm占71.05％的磨矿细度；
72.(2)磨好的矿浆加入浮选机，加入1600g/t的tf，搅拌后加入8g/t的苯胺黑药和12g/t改性乙硫氨酯，进行砷粗选，得砷粗选精矿和砷粗选尾矿；
73.(3)砷粗选尾矿中加入3g/t的苯胺黑药和4g/t改性乙硫氨酯，搅拌后进行砷一次扫选，得到砷一次扫选精矿和砷一次扫选尾矿；砷一次扫选精矿返回上一级作业；
74.(4)砷一次扫选尾矿中加入2g/t的苯胺黑药和2g/t改性乙硫氨酯，搅拌后进行砷二次扫选，得到砷二次扫选精矿和砷二次扫选尾矿；砷二次扫选精矿返回上一级作业；
75.(5)砷粗选精矿中加入150g/t的tf，搅拌后进行砷一次精选，得到砷一次精选精矿和砷一次精选尾矿；砷一次精选尾矿返回上一级作业；
76.(6)砷一次精选精矿中加入80g/t的tf，搅拌后进行砷二次精选，得到砷二次精选精矿和砷二次精选尾矿；砷二次精选尾矿返回上一级作业；砷二次精选精矿即为砷精矿；
77.(7)砷二次扫选尾矿中加入1800g/t的石灰、1600g/t硫酸锌、70g/t乙硫氮、25g/t丁铵黑药和15g/t 2
#
油，进行铅粗选，得到铅粗选精矿和铅粗选尾矿；
78.(8)铅粗选尾矿中加入20g/t的乙硫氮、20g/t丁铵黑药，搅拌后进行铅一次扫选，得到铅一次扫选精矿和铅一次扫选尾矿；铅一次扫选精矿返回上一级作业；
79.(9)铅一次扫选尾矿中加入15g/t的乙硫氮、10g/t丁铵黑药，搅拌后进行铅二次扫选，得到铅二次扫选精矿和铅二次扫选尾矿；铅二次扫选精矿返回上一级作业；
80.(10)铅二次扫选尾矿中加入1g/t的乙硫氮、5g/t丁铵黑药，搅拌后进行铅三次扫选，得到铅三次扫选精矿和铅三次扫选尾矿；铅三次扫选精矿返回上一级作业；
81.(11)铅粗选精矿中加入250g/t的石灰、180g/t硫酸锌，搅拌后进行铅一次精选，得到铅一次精选精矿和铅一次精选尾矿；铅一次精选尾矿返回上一级作业；
82.(12)铅一次精选精矿中加入120g/t的石灰、60g/t硫酸锌，搅拌后进行铅二次精选，得到铅二次精选精矿和铅二次精选尾矿；铅二次精选尾矿返回上一级作业；铅二次精选精矿即为铅精矿；
83.(13)得到的铅三次扫选尾矿即为铅尾矿，铅尾矿进行常规的锌浮选，即可获得锌精矿产品。
84.本实施例采用优先砷浮选之后铅浮选的选矿工艺，获得的铅精矿产品中铅品位为63.64％，其中砷含量为0.34％，低于0.4％，砷不超标。
85.本实施例还获得了含砷5.25％的砷精矿产品。
86.对比例1
87.采用图2所示的工艺流程对含砷铅锌矿原矿进行处理，直接进行铅浮选，原矿同实施例1，与实施例1主要区别是没有优先浮砷工艺。浮选过程如下：
88.(1)原矿磨细至
‑
0.075mm占70％的磨矿细度；
89.(2)磨好的矿浆加入浮选机，加入2500g/t石灰、1600g/t硫酸锌、60g/t乙硫氮、35g/t丁铵黑药和10g/t 2
#
油，进行铅粗选，得到铅粗选精矿和铅粗选尾矿；
90.(3)铅粗选尾矿中加入25g/t的乙硫氮、15g/t丁铵黑药，搅拌后进行铅一次扫选，得到铅一次扫选精矿和铅一次扫选尾矿；铅一次扫选精矿返回上一级作业；
91.(4)铅一次扫选尾矿中加入10g/t的乙硫氮、5g/t丁铵黑药，搅拌后进行铅二次扫选，得到铅二次扫选精矿和铅二次扫选尾矿；铅二次扫选精矿返回上一级作业；
92.(5)铅二次扫选尾矿中加入2g/t的乙硫氮、5g/t丁铵黑药，搅拌后进行铅三次扫选，得到铅三次扫选精矿和铅三次扫选尾矿；铅三次扫选精矿返回上一级作业；
93.(6)铅粗选精矿中加入300g/t的石灰、150g/t硫酸锌，搅拌后进行铅一次精选，得
到铅一次精选精矿和铅一次精选尾矿；铅一次精选尾矿返回上一级作业；
94.(7)铅一次精选精矿中加入100g/t的石灰、50g/t硫酸锌，搅拌后进行铅二次精选，得到铅二次精选精矿和铅二次精选尾矿；铅二次精选尾矿返回上一级作业。
95.铅二次精选精矿即为铅精矿。所获得的铅精矿中铅品位为61.21％，其中砷含量为0.48％，砷超标。
96.对比例2
97.采用图2所示的工艺流程对含砷铅锌矿原矿进行处理，直接进行铅浮选，原矿同实施例2，与实施例2主要区别是没有优先浮砷工艺。浮选过程如下：
98.(1)原矿磨细至
‑
0.075mm占68.95％的磨矿细度；
99.(2)磨好的矿浆加入浮选机，加入2300g/t石灰、1800g/t硫酸锌、65g/t乙硫氮、30g/t丁铵黑药和10g/t 2
#
油，进行铅粗选，得到铅粗选精矿和铅粗选尾矿；
100.(3)铅粗选尾矿中加入30g/t的乙硫氮、15g/t丁铵黑药，搅拌后进行铅一次扫选，得到铅一次扫选精矿和铅一次扫选尾矿；铅一次扫选精矿返回上一级作业；
101.(4)铅一次扫选尾矿中加入15g/t的乙硫氮、5g/t丁铵黑药，搅拌后进行铅二次扫选，得到铅二次扫选精矿和铅二次扫选尾矿；铅二次扫选精矿返回上一级作业；
102.(5)铅二次扫选尾矿中加入3g/t的乙硫氮、5g/t丁铵黑药，搅拌后进行铅三次扫选，得到铅三次扫选精矿和铅三次扫选尾矿；铅三次扫选精矿返回上一级作业；
103.(6)铅粗选精矿中加入320g/t的石灰、180g/t硫酸锌，搅拌后进行铅一次精选，得到铅一次精选精矿和铅一次精选尾矿；铅一次精选尾矿返回上一级作业；
104.(7)铅一次精选精矿中加入110g/t的石灰、60g/t硫酸锌，搅拌后进行铅二次精选，得到铅二次精选精矿和铅二次精选尾矿；铅二次精选尾矿返回上一级作业。
105.铅二次精选精矿即为铅精矿，获得的铅精矿中铅品位为64.21％，其中砷含量为0.50％，砷超标。
106.对比例3
107.采用图2所示的工艺流程对含砷铅锌矿原矿进行处理，直接进行铅浮选，原矿同实施例3，与实施例3主要区别是没有优先浮砷工艺。浮选过程如下：
108.(1)原矿磨细至
‑
0.075mm占71.05％的磨矿细度；
109.(2)磨好的矿浆加入浮选机，加入1700g/t石灰、1500g/t硫酸锌、65g/t乙硫氮、30g/t丁铵黑药和15g/t 2
#
油，进行铅粗选，得到铅粗选精矿和铅粗选尾矿；
110.(3)铅粗选尾矿中加入20g/t的乙硫氮、20g/t丁铵黑药，搅拌后进行铅一次扫选，得到铅一次扫选精矿和铅一次扫选尾矿；铅一次扫选精矿返回上一级作业；
111.(4)铅一次扫选尾矿中加入15g/t的乙硫氮、10g/t丁铵黑药，搅拌后进行铅二次扫选，得到铅二次扫选精矿和铅二次扫选尾矿；铅二次扫选精矿返回上一级作业；
112.(5)铅二次扫选尾矿中加入1g/t的乙硫氮、5g/t丁铵黑药，搅拌后进行铅三次扫选，得到铅三次扫选精矿和铅三次扫选尾矿；铅三次扫选精矿返回上一级作业；
113.(6)铅粗选精矿中加入250g/t的石灰、180g/t硫酸锌，搅拌后进行铅一次精选，得到铅一次精选精矿和铅一次精选尾矿；铅一次精选尾矿返回上一级作业；
114.(7)铅一次精选精矿中加入120g/t的石灰、60g/t硫酸锌，搅拌后进行铅二次精选，得到铅二次精选精矿和铅二次精选尾矿；铅二次精选尾矿返回上一级作业。
115.铅二次精选精矿即为铅精矿，获得的铅精矿中铅品位为61.04％，其中砷含量为0.52％，砷超标。
116.对比例1
‑
3获得的铅精矿都存在砷超标的问题，必须再进行降砷处理，才能获得符合要求的铅精矿。在之后的降砷处理时，由于铅精矿中含有较多浮选药剂，需要先进行脱药，再降砷处理。存在药剂用量大，且降砷分离效果差的问题。
117.实施例1
‑
3采用本发明优先浮砷后浮铅的方法，对含有灰硫砷铅矿类矿物的含砷铅锌矿的复杂矿物，本发明提供的选矿方法能够稳定降低铅精矿中有害杂质砷的含量，均可获得砷含量低于0.4％的铅精矿产品。
118.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，可以对之作一些修改或改进，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。