[0080] 毒砂在矿石中多以自形晶、半自形晶和不规则粒状产出，主要分布在脉石矿物裂 隙中，少部分分布在方铅矿和闪锌矿中。
[0081] 矿石中可回收的有用矿物王要为方铅矿和闪锋矿和银矿物。矿石中铅品位为 4. 41 %，锌品位为5. 62 %，银品位为50. 19g/t，砷品位为0.885%。矿石中铅的氧化率为 14. 02%，锌的氧化率为5. 76%。
[0082] 该实例是依次通过以下步骤组成。
[0083] (1)将原矿加入球磨机中，磨矿到-0. 075毫米占65%，进入第一个搅拌槽，控制矿 浆浓度33~35%。
[0084] (2)在第一个搅拌槽加入石灰1500g/t，控制矿浆pΗ值9~9. 5,加入硫酸锌 1000g/t和亚硫酸钠1000g/t，二甲基二硫代氨基甲酸20g/t。在第二个搅拌槽加入乙硫氮 50g/t和黄原酸丙烯酯50g/t，松醇油50g/t。
[0085] (3)在铅浮选的第一次扫选前加入组合抑制剂：石灰800g/t、硫酸锌500g/t和亚 硫酸钠500g/t,亚烷基二硫代氨基甲酸酯15g/t,捕收剂乙硫氮25g/t、黄原酸丙烯酯30g/ t,松醇油30g/t;在铅浮选的第二次扫选前加入组合抑制剂：石灰400g/t、硫酸锌300g/t, 亚硫酸钠300g/t，亚烷基二硫代氨基甲酸酯10g/t，捕收剂乙硫氮15g/t，黄原酸丙烯酯 15g/t，松醇油 20g/t。
[0086] (4)在第一次铅精选前加入石灰300g/t，加硫酸锌300g/t，亚硫酸钠300g/t，亚烷 基二硫代氨基甲酸酯l〇g/t。在第二次铅精选前加入石灰200g/t，加硫酸锌200g/t，亚硫酸 钠200g/t。在第三次铅精选前加入石灰100g/t。
[0087] (5)铅浮选的尾矿进行锌浮选，锌粗选前第一个搅拌槽加入石灰2000g/t(控制 矿楽pΗ值11~11. 5)，硫酸铜300g/t，第二个搅拌槽加入丁基黄药60g/t，异丙基黄原酸 甲酸乙酯40g/t，松醇油50g/t。
[0088] (6)锌第一次扫选加入石灰800g/t，硫酸铜150g/t，丁基黄药30g/t，异丙基黄原 酸甲酸乙酯20g/t，松醇油30g/t。第二次扫选加入石灰400g/t，丁基黄药10g/t，异丙基 黄原酸甲酸乙酯20g/t，松醇油10g/t。
[0089] (7)在第一次锌精选前加入石灰300g/tg/t，在第二次锌精选前加入石灰200g/t， 在第三次锌精选前加入石灰100g/t。各精、扫选中矿分别顺序返回到上一层。
[0090] 对比现有技术，其试验结果见表3。本发明的浮选方法与现有技术相比，获得的铅 精矿中铅品位提高了 1. 97个百分点，银品位提高了 57. 87g/t，铅回收率提高了 2. 25个百分 点，银回收率提高了 6. 32个百分点，锌精矿中锌品位提高了 2. 57个百分点，锌回收率提高 了 2. 21个百分点，铅锌精矿中砷品位分别降至0. 4%以下。
[0091] 表3现有技术与本发明技术指标对比（％)。
[0092] 实施例4。
[0093] 试验所用铅锌矿石属难选多金属硫化矿。矿石的矿物组成比较复杂，金属矿物有 主要为闪锌矿、方铅矿、黄铁矿、毒砂，并有微量的铜蓝、辉铜矿、辉银矿、深红银矿和自然 银；非金属矿物主要为长石、石英、高岭土、絹云母等。
[0094] 方铅矿在矿石中多以他形粒状、脉状产出，前者主要分布在脉石矿物中，后者主要 沿黄铁矿和脉石矿物裂缝产出，形成脉状构造。方铅矿与其它金属矿物的嵌布关系较为复 杂，与黄铁矿和毒砂更较密切，不但方铅矿充填胶结黄铁矿和毒砂颗粒，还有包裹黄铁矿和 毒砂的现象，相反在黄铁矿和毒砂中又包裹方铅矿颗粒；方铅矿为银的主要载体矿物，其中 包含有辉银矿和深红银矿细小颗粒。自然银主要分布在脉石裂隙中。
[0095] 闪锌矿在矿石中主要以粒状、不规则状和脉状产出，并分布在脉石矿物中。闪锌矿 与其它金属矿物嵌布关系十分密切，闪锌矿与方铅矿多交代溶蚀闪锌矿，并包裹闪锌矿颗 粒；其粒度比较细小，相反又见到闪锌矿包裹方铅矿颗粒；闪锌矿与黄铁矿的嵌布关系略 为简单，主要为闪锌矿以粒状、不规则状沿黄铁矿裂缝和颗粒间隙充填胶结，并包裹黄铁矿 颗粒，但不甚普遍。二者多形成填隙结构；闪锌矿与毒砂的嵌布关系较为紧密，仅见到闪锌 矿沿毒砂粒间有充填胶结现象，并包裹毒砂颗粒。
[0096] 毒砂在矿石中多以自形晶(菱面体)、半自形晶和不规则粒状产出，多分布在脉石 矿物中，少部分分布在方铅矿和闪锌矿中；毒砂与闪锌矿、方铅矿嵌布关系较为密切，与黄 铁矿关系次之。
[0097] 矿石中可回收的有用矿物王要为方铅矿和闪锋矿和银矿物。矿石中铅品位为 1.21%，锌品位为2. 27%，银品位为18. 51g/t，砷品位为1.22%。矿石中铅的氧化率为 9. 48%，锌的氧化率为7. 54%。
[0098] 该实例是依次通过以下步骤组成。
[0099] (1)将原矿加入球磨机中，磨矿到-0. 075毫米占70%，进入第一个搅拌槽，控制矿 浆浓度33~35%。
[0100] (2)在第一个搅拌槽加入石灰1000g/t，控制矿浆ρΗ值9~9. 5,加入硫酸锌 500g/t和亚硫酸钠500g/t，二甲基二硫代氨基甲酸30g/t。在第二个搅拌槽加入乙硫氮 30g/t和黄原酸丙烯酯20g/t，松醇油30g/t。
[0101] (3)在铅浮选的第一次扫选前加入组合抑制剂：石灰500g/t、硫酸锌400g/t和亚 硫酸钠400g/t，亚烷基二硫代氨基甲酸酯15g/t，捕收剂乙硫氮15g/t、黄原酸丙烯酯10g/ t，松醇油20g/t;在铅浮选的第二次扫选前加入组合抑制剂：石灰300g/t、硫酸锌200g/ t，亚硫酸钠200g/t，亚烷基二硫代氨基甲酸酯10g/t，捕收剂乙硫氮10g/t，黄原酸丙烯酯 l〇g/t，松醇油 10g/t。
[0102] (4)在第一次铅精选前加入石灰200g/t，加硫酸锌200g/t，亚硫酸钠200g/t，亚烷 基二硫代氨基甲酸酯l〇g/t。在第二次铅精选前加入石灰200g/t，加硫酸锌100g/t，亚硫酸 钠l〇〇g/t。在第三次铅精选前加入石灰100g/t。
[0103] (5)铅浮选的尾矿进行锌浮选，锌粗选前第一个搅拌槽加入石灰1000g/t(控制 矿楽ρΗ值11~11. 5)，硫酸铜100g/t，第二个搅拌槽加入丁基黄药30g/t，异丙基黄原酸 甲酸乙酯20g/t，松醇油30g/t。
[0104] (6)锌第一次扫选加入石灰500g/t，硫酸铜50g/t，丁基黄药15g/t，异丙基黄原酸 甲酸乙酯10g/t，松醇油10g/t。第二次扫选加入石灰300g/t，丁基黄药10g/t，异丙基黄原 酸甲酸乙酯10g/t,松醇油10g/t。
[0105] (7)在第一次锌精选前加入石灰200g/t，在第二次锌精选前加入石灰100g/t，在 第三次锌精选前加入石灰l〇〇g/t。各精、扫选中矿分别顺序返回到上一层。
[0106] 对比现有技术，其试验结果见表4。本发明的浮选方法与现有技术相比，获得的铅 精矿中铅品位提高了 1. 26个百分点，银品位提高了 93. 10g/t，铅回收率提高了 0. 97个百分 点，银回收率提高了 9. 48个百分点；锌精矿中锌品位提高了 2. 59个百分点，锌回收率提高 了 3. 03个百分点，铅锌精矿中砷品位分别降至0. 4%以下。
[0107] 表4现有技术与本发明技术指标对比（％)。
[0108] 上述4个实施例说明，在本发明中，这种浮选方法的重要优点在于这种浮选方法 可以获得比现有技术较高的铅锌银回收率，并且铅锌精矿中含砷品位合格。
[0109] 上述4个实施例清楚地展示了本发明所述方法的优越性，由于在此方法应用中， 银被较大幅度富集，并明显地提高了铅精矿中银回收率，所以为获得商业用途的该资源再 利用价值大大增加，并可以产生其显著的经济上的优越性，这在浮选技术方面是一个新的 突破。
【主权项】
1. 一种复杂含砷硫化铅锌矿的选矿方法，包括将矿石磨矿过程和加入浮选药剂及浮选 过程，其特征在于其选矿方法包括有以下步骤 ： (1) 将原矿加入球磨机中，磨矿到-〇. 075毫米占65~80 %，进入第一个搅拌槽，控制 矿浆浓度33~35% ; (2) 在第一个搅拌槽加入石灰1000g/t~1500g/t，控制矿浆ρΗ值9~9. 5,加入硫酸 锌500g/t~1000g/t和亚硫酸钠500g/t~1000g/t，亚烷基二硫代氨基甲酸酯20g/t~ 4〇g/t； 在第二个搅拌槽加入乙硫氮30g/t~50g/t和黄原酸丙烯酯20g/t~40g/t，松醇油 30g/t~50g/t; (3) 在铅浮选的第一次扫选前加入组合抑制剂：石灰500g/t~800g/t、硫酸锌400g/ t~500g/t和亚硫酸钠400g/t~500g/t，亚烷基二硫代氨基甲酸酯10g/t~20g/t，捕收 剂乙硫氮15g/t~25g/t,黄原酸丙烯酯10g/t~30g/t,松醇油20g/t~30g/t; (4) 在铅浮选的第二次扫选前加入组合抑制剂：石灰300g/t~400g/t，硫酸锌200g/ t~300g/t,亚硫酸钠200g/t~300g/t,亚烷基二硫代氨基甲酸酯5g/t~10g/t,捕收剂 乙硫氮l〇g/t~20g/t,黄原酸丙烯酯10g/t~15g/t,松醇油10g/t~20g/t; 在第一次铅精选前加入石灰300g/t~400g/t,加硫酸锌200g/t~300g/t,亚硫酸钠 200g/t~300g/t,亚烷基二硫代氨基甲酸酯10g/t~15g/t; 在第二次铅精选前加入石灰200g/t~300g/t,加硫酸锌100g/t~200g/t,亚硫酸钠 100g/t~200g/t,在第三次铅精选前加入石灰100g/t~200g/t; (5) 铅浮选的尾矿进行锌浮选，锌粗选前第一个搅拌槽加入石灰1500g/t~2000g/t (控制矿楽ρΗ值11~11. 5)，硫酸铜100g/t~3