牟联胜（黄石盛宏选矿科技有限公司，湖北 黄石 435005）

1 前言

甘肃某铅锌矿选厂排出的尾矿量2 000t/d,粒度为-0.074mm占60%,浓度25%,尾矿中含铅0.2%～0.3%,含锌1.1%～2%,含硫3%～5%。铅矿物主要为白铅矿、方铅矿，锌矿物有菱锌矿、闪锌矿。尾矿再选厂采用混合—优先浮选流程回收尾矿中的铅、锌、硫，浮选设备为高效射流浮选机。投产后，只能生产31.5%的低品位锌精矿外销，铅精矿、硫精矿品位低，不能作为产品销售。生产中只回收硫化矿未回收氧化矿，铅单体解离度61.11%，锌单体解离度25.5%,硫单体解离度88.8%，解离度不够，生产工艺中未设磨矿作业，造成选别效率低。针对生产工艺存在的问题，提出了重—浮联合混选,混选精矿磨矿脱泥后精选,混合精矿分离铅、锌、硫的改造工艺，经过小型选矿试验验证取得较好指标，生产工艺改造后，提高了生产指标，铅精矿品位40%、回收率43%；锌精矿品位45%、回收率62.5%；硫精矿品位35.3%、回收率60%。均达到了当地销售要求的品位。

2 矿石性质

该尾矿主要矿物为菱锌矿、闪锌矿、方铅矿、白铅矿、黄铁矿、白铁矿、磁黄铁矿，微量矿物为毒砂、黄铜矿。脉石矿物主要是方解石，其次为石英、云母、长石、重晶石、绿泥石、榍石。尾矿多元素分析为：Pb 0.3%、Zn 1.85%、S 4%、Au＜0.1g/t、Ag 3.69g/t。铅锌物相分析结果见表1，尾矿筛析结果见表2，铅锌硫矿物单体解离度见表3。上述各分析中铅锌的品位不同是由于取样时间不同造成的。

表1 铅锌物相分析结果 %

表2 尾矿筛析结果 %

分析结果表明，尾矿铅氧化率33.33%、锌氧化率64.41%,氧化程度高。-10μm品位最高铅0.27%、锌2.58%,金属分布率铅19.01%、锌13.52%，这部分金属回收率较低；+74μm金属分布率铅34.51%、锌40.83%，铅锌大部分以连生体存在。

表3 铅锌硫矿物单体解离度

3 生产流程及设备配置

尾矿矿浆经管道输送到搅拌槽加药调浆后，一粗一扫混合浮选铅锌矿后丢尾，混合浮选精矿进搅拌槽调浆后，一粗一扫二精选得锌精矿和硫精矿。混选药剂为丁基黄药、硫酸铜、2#油；锌硫分离药剂为石灰、丁基黄药、2#油，分离浮选矿浆pH=13。分离浮选铅精矿品位仅5%，含锌10%，铅锌分不开，因此停止了选铅流程。浮选设备选用高效射流浮选机，混选2台JF-5，铅浮选3台JF-1，锌浮选4台JF-1。工艺流程见图1。

4 工艺和设备评述

图1 尾矿选别工艺流程图

投产后,只能生产出品位31.5%、回收率46%的低品位锌精矿,但硫精矿品位只有25.22%，在当地无销路,铅未能生产出产品。存在的主要问题如下。

（1）工艺简单，不适应该尾矿的矿石性质。从矿物单体解离度可以看出，锌矿物单体解离度仅25.1%,41.98%与脉石连生,其它与方铅矿—脉石、黄铁矿—脉石、黄铁矿连生。方铅矿单体解离度61.11%,与脉石连生占22.32%、与闪锌矿连生占16.67%,黄铁矿单体解离度88.9%,主要与闪锌矿连生。使铅锌硫矿物单体解离是生产合格的铅精矿、锌精矿和硫精矿的前提，但生产工艺中未设磨矿作业。由于单体解离不够，锌只能回收一部分单体和富连生体；铅不能选出合格产品；硫单体解离度比较高,生产出35%以上的高品位硫精矿是可行的，但混合浮选的目的是将铅锌硫尽可能选入混合精矿中，所以有部分脉石和脉石连生体进入混合精矿中，分离浮选锌后，浮硫需加硫酸降低pH值，增加生产成本，由于硫精矿销路不畅，未设硫精选作业，致使硫精矿品位仅为25.22%。

（2）选别药剂只有黄药和硫酸铜,是硫化矿选别药剂。该尾矿铅氧化率33.33%,锌氧化率64.41%,氧化率高,添加氧化矿浮选药剂可提高铅锌技术指标。

（3）该尾矿中-10μm粒级含量8.39%,主要是前选厂磨矿产生的次生细粒,且尾矿中含有残留的药剂，对提高精矿品位不利。应采用加调整剂或浓缩的方法脱泥脱药。

（4）浮选设备采用高效射流浮选机，该机单槽富集比高，简化了生产流程,节电、节省占地面积,降低了生产成本。对该工艺能获利起到了关键作用。

高效射流浮选机将外来矿浆、浮选机的回流量汇集到特殊结构的供矿装置中（获国家专利），由一定扬程的砂泵送到混合室经喷嘴高速射流，在吸气室吸入空气，矿浆、空气、药剂混合体在下导管中短时间矿化后经分散器高速射向浮选机槽底，特殊结构的矿浆分散器可保证矿浆空气均匀分散至浮选槽，使矿浆在槽内形成有利于有用矿物矿化的运行轨迹。通过分散器高速射入槽内的矿浆与机械搅拌式浮选机浮选原理相同，再一次矿化，高速射入槽体的矿浆、空气混合体具有搅拌矿浆的作用。浮选槽为U型槽，泡沫从槽上部溢出，尾矿从尾矿箱流出。

5 工艺改进

5.1 改进思路

（1）解决磨矿问题,使有用矿物单体解离。尾矿中所含铅锌硫的品位低,铅锌氧化率高,技术指标不可能很高。所有尾矿全磨投资大，运营成本高，经济上不可取，对尾矿中的硫化矿预先富集后混精再磨矿,投资少，生产成本低。预先富集的方法有重选、浮选、粗粒重选—细粒浮选联合工艺,可选用摇床或螺旋溜槽作重选设备。重选可富集有用矿物，而且可脱掉一部分矿泥,但对细粒级回收率较低,摇床占地面积大。浮选对粗粒级连生体（特别是贫连生体）选别效果不理想。粗粒重选—细粒浮选对该尾矿是较合适的工艺。节省占地面积、节水方面，螺旋溜槽作为重选设备较好。硫化矿混合选别应以获得高回收率为重点，尽可能将贫连生体选入混合精矿中。

（2）泥质对氧化锌浮选有很大影响，浮选前通常要脱泥。该尾矿生产实践也证明，-10μm泥质和尾矿残留的药剂影响精矿品位，恶化分选过程。混合精矿磨矿后设脱泥斗脱除-10μm矿泥。

（3）为使硫精矿品位达到35%以上，混合精矿磨矿脱泥后设一次精选。

（4）加强对氧化矿物的回收。

5.2 工艺改进

尾矿回收厂生产期间，针对生产流程中出现的问题，进行了混合精矿再磨的小型试验，但思路只停留在选单一硫化锌上。当磨矿细度-0.074mm占77.5%,添加石灰1 000g/t,硫酸铜100g/t,丁基黄药120g/t,锌回收率68%,精矿品位32%,精矿含铅3.57%,铅回收率46%。锌精矿品位低的主要原因:一是矿泥的影响,二是铅进入锌精矿中。在该生产流程投产前，前面选厂用螺旋溜槽回收过尾矿中的硫化矿，硫精矿品位26.7%、铅1.35%、锌6.43%，硫回收率62%，+30μm粒级硫回收率78%；-30μm粒级硫回收率仅35%。当地销售硫精矿要求品位35%以上，铅锌不能超标，无法销售。

结合生产实践和探索试验的数据，拟定了工艺改造方案，为了节省试验经费，进行了拟定流程验证试验。试验流程为：+0.074mm用螺旋溜槽回收铅锌硫,-0.074mm混合浮选铅锌硫,混合精矿磨矿后脱泥,脱泥后的混合精矿精选一次进分离浮铅、浮锌,，尾矿为硫精矿。对氧化铅、氧化锌作为回收重点。推荐的药剂制度和工艺流程见图2，试验指标见表4。

由表4可看出，铅精矿、锌精矿、硫精矿都达到了外销的品位要求。试验没有系统地对该矿进行工艺条件、药剂制度进行研究，但试验指标还比较理想，说明选别该尾矿的原则流程是可行的。

依据推荐流程及指标对工艺进行了改造:混合粗选采用重选（螺旋溜槽）+浮选（高效射流浮选机）联合工艺回收铅锌硫,混合精矿进入球磨机与水力旋流器闭路磨矿，-0.074mm占90%的旋流器溢流经脱泥斗脱泥,浓度25%的低流进混合浮选精选一次，精选尾矿返回混合粗选,精矿分离浮选工艺为浮铅一粗二精一扫、铅尾一粗一精一扫浮锌,尾矿为硫精矿。浮选设备全部采用高效射流浮选机。选矿药剂采用‘硫化钠—黄药法’浮选铅和锌。投产后经过短期调试，铅精矿品位40.6%、回收率43%；锌精矿品位45.2%、回收率62.5%；硫精矿品位35.3%回收率60.01%。获得了与试验指标相近的生产指标。混合精矿产率12.78%，铅、锌、硫回收率分别为64.92%、73.11%、84.47%，铅、锌、硫品位分别达到1.47%、10.41%、13.1%。进入磨矿的量只占原矿量的12.78%,大大节约了磨矿成本。工艺流程见图3。

图2 试验流程图

表4 试验指标 %

6 结语

（1）通常尾矿贫、细、杂，泥化严重，有用矿物嵌布粒度细，浮选尾矿含残余药剂多等。尾矿选矿时要处理好产品精矿品位与回收率之间的关系，不能追求与处理原矿等同的精矿品位，生产出市场需要的产品即可。处理尾矿无采矿、破碎和大量物料需要磨矿的费用，生产成本低，选矿工序相对处理原矿要简单得多。采用合理的工艺和高效节能的设备，注重综合回收，可获得较好的经济效益。

图3 工艺流程图

（2）该尾矿含铅0.3%、锌1.85%、硫4.6%，铅、锌氧化率33.33%、64.41%，品位低氧化率高，属难选的低品位物料。通过对生产工艺的完善，采用粗粒螺旋溜槽重选，细粒浮选的工艺得铅锌硫混合精矿，混精磨矿脱泥精选后分离铅锌硫，得品位40%、回收率43%的铅精矿；品位45%、回收率62.5%的锌精矿；品位35.3%、回收率60%的硫精矿。获得了较好的技术指标和经济效益，为此类尾矿的综合利用积累了经验。

[1] 罗仙平.会理锌矿尾矿中氧化锌的回收[J].金属矿山，2007，（9）.

[2] 低品位复杂难处理氧化铅锌矿选矿工艺研究[J].矿冶，2006，（9）：21.