杨斌，曾小辉，张建超
1.中国瑞林工程技术股份有限公司，江西 南昌 330038；
2.江西省宜丰万国矿业有限公司，江西 宜丰 336305）
某铅锌矿石属含金原生铅锌矿和氧化铅锌矿组成的混合矿矿石类型。矿石中金属矿物以黄铁矿为主，次为闪锌矿、方铅矿、黄铜矿和锰菱铁矿；
脉石矿物主要是石英和铁白云石。其中，方铅矿分布不均匀，仅见于黄铁矿含量较低的矿块中，常呈不规则团块状，嵌布粒度属微细粒构造类型，可交代闪锌矿。闪锌矿多呈不规则状集合体交代黄铁矿和脉石，部分呈稀疏—星散浸染状嵌布在脉石中。黄铁矿分布极为广泛，晶体形态变化大，部分与闪锌矿的交生关系极为密切。
1.1 矿石化学成分
铅锌矿的化学成分分析结果见表1。
表1 矿石的化学成分分析结果%
从表1中可以看出，矿石中Pb品位为0.44%，Zn品位为4.55%，S品位为15.65%，金属Au、Ag的含量分别为1.07 g/t和37.50 g/t，有害杂质元素As品位为0.38%。
1.2 矿石化学物相分析
矿石中铅和锌的化学物相分析结果见表2、表3。
表2 矿石中铅的化学物相分析结果 %
表3 矿石中锌的化学物相分析结果 %
从表2、表3可以看出，矿石中的铅属于硫化铅和氧化铅的混合矿，锌属于硫化矿。
该铅锌矿选矿厂于2009年建成投产，实际处理能力为20×104t/a（即606 t/d），采用两段一闭路破碎流程，主要设备有粗碎PD50100颚式破碎机、预先检查筛分2YJA1540双层振动筛、细碎GP11F圆锥破碎机，筛下最终产品粒度为-22 mm。
磨矿采用一段球磨闭路磨矿，“螺旋分级机+水力旋流器”两段分级，溢流粒度为-0.074 mm的产品占70%。浮选工艺采用一粗两扫三精流程优先选铅，获得铅精矿；
然后采用一粗两扫流程对选铅尾矿进行锌硫混浮；
锌硫混浮精矿再采用一粗两扫流程进行锌硫分离浮选；
分离粗精矿再经3次精选获得锌精矿。分离扫选尾矿为硫精矿，锌硫混浮扫选尾矿为最终尾矿，金银主要赋存在铅精矿中。磨浮主要设备有2台φ2 142球磨机、2台2FC15螺旋分级机、1组φ250 mm×4水力旋流器组、20台SF-4浮选机、13台SF-2.8浮选机。
铅、锌、硫精矿脱水工艺采用“浓密+过滤”流程，最终精矿水分质量分数均≤12%。精矿脱水主要设备有1台9 m铅精矿浓密机、1台12 m锌精矿浓密机、1台18 m硫精矿浓密机、1台5 m2铅精矿陶瓷过滤机、1台8 m2锌精矿陶瓷过滤机、1台30 m2硫精矿陶瓷过滤机。
改造前的选矿厂生产累计指标见表4，改造前的选矿工艺流程见图1。
图1 改造前的选矿工艺流程
表4 改造前的选矿厂生产累计指标 %
原有选矿厂设备配置和工艺流程存在以下问题：1）生产能力偏小，年处理矿石仅200 kt，选矿厂经济效益不高。2）设备老化严重，原粗碎颚式破碎机已运行了12 a，故障率高，日常维护量大，排矿间隙难以调节。得到的粗碎产品粒级偏粗，导致细碎圆锥破碎机负荷较大。3）入磨物料粒度较粗，达到-22 mm，磨矿功耗大。4）年处理矿石仅200 kt，却采用了2个磨矿系列。球磨机规格较小，能耗大，且分级设备采用的是螺旋分级机，分级效率不高。5）磨矿细度-200目占比70%，部分嵌布粒度细的矿物未单体解离，磨矿细度偏粗。6）浮选机台数多，规格较小，占地面积较大，且老化严重，自动化程度低；
部分设备槽体已修补多次，“跑、冒、滴、漏”严重，给生产管理带来诸多不便；
设备作业率低，浮选指标波动大，难以控制，严重影响企业的经济效益。7）铅精矿中金回收率低，跑尾严重，尾矿中的金品位和回收率偏高。8）原浮选流程中采用锌硫先混选、再分离的流程，实际操作难度大，产出的硫精矿品位偏低，回收率也较低，造成硫精矿销售价格不高。9）采用石灰作为锌硫分离的抑制剂，降低了锌、硫的回收率，同时石灰乳配置工作量大，劳动强度高，石灰乳溶液输送容易造成管道堵塞，影响正常生产。10）原矿中铁资源未回收，造成资源浪费。
3.1 改扩建规模
针对原选矿厂规模小、生产系列数多的问题，该企业拟对原有选矿流程进行改造，改造方案按照各工艺流程只采用一个系列进行设计，设备选型大型化；
同时，为了获得更大的经济效益，拟将产能扩大至原来的2.25倍，即改扩建设计处理量为450 kt/a（即1 363 t/d）。本次改扩建拟在现有车间内进行改扩建，不新建厂房[1-3]。
3.2 改造后选矿工艺流程
改造后的选矿工艺流程见图2。
图2 改造后的选矿工艺流程
3.3 碎磨改造方案
针对原粗碎PD50100颚式破碎机设备老化、处理能力低、粗碎产品粒度偏粗、细碎圆锥破碎机负荷较大等问题，本次改造将粗碎设备更换为C96颚式破碎机，以控制粗碎产品粒度，减轻细碎圆锥破碎机的负荷。同时，将预先检查筛分设备更换为2YKR1560H重型圆振动筛，筛孔比原振动筛更细，控制筛下最终产品粒度为-15 mm。改造后，生产能力可提高至150 t/h，使细碎圆锥破碎机处理能力得到充分发挥，有效缩短了破碎车间的工作时间，减少了操作班组。
为了扩大生产规模，减少设备台数，将现有磨浮车间设备全部拆除，磨矿浮选改造为一个系列，其中一段球磨选用1台φ2 736 mm格子型球磨机，二段球磨选用1台φ2 736 mm溢流型球磨机。
为了提高分级效率，避免已单体解离的粗粒级含金方铅矿过磨、跑尾，在一段球磨分级作业中采用高频细筛作为分级设备，即一段磨矿排料先经隔渣后再采用高频细筛进行一段分级，高频细筛筛下矿浆粒度控制在-0.074 mm占比约30%，直接进入YX-4快速浮选机，对已单体解离的粗粒级含金方铅矿进行有效回收，获得粗粒含金铅精矿，从而提高金的回收率。
快速选铅尾矿采用二段水力旋流器组进行分级，溢流粒度控制在-0.074 mm占比为85%左右。二段分级溢流进入后续细粒浮选作业，沉砂和高频细筛筛上进入二段球磨机进行磨矿，排料与快速选铅尾矿合并，形成二段磨矿分级闭路。
3.4 选别工艺改造方案
原浮选工艺为“优先选铅—锌硫混选—再锌硫分离”的工艺流程。“先锌硫混选，再锌硫分离”会造成锌精矿、硫精矿品位不高；
原矿中铁资源被浪费，未回收；
选锌作业时，加入大量石灰作为抑制剂，还会造成锌、硫回收率降低等问题。
针对原浮选工艺存在的问题，本次改扩建采用“快速浮选粗粒铅—细粒优先选铅—再选锌—再选硫—最后选铁”的选矿工艺流程，即粗磨后进行快速粗粒选铅获得粗粒含金铅精矿，细磨后采用“一粗三扫两精”优先选铅获得细粒铅精矿；
选铅尾矿采用“一粗三扫三精”选锌获得锌精矿；
选锌尾矿采用“一粗三扫两精”选硫获得硫精矿；
选硫尾矿采用“一粗一精”磁选铁获得铁精矿；
磁选尾矿为最终尾矿。其中，在选锌作业时，优化药剂制度，采用新型选择性强的黄铁矿抑制剂D52，取代石灰作为黄铁矿的抑制剂，取消石灰配制工作，简化生产操作。
铅、锌、硫粗扫选浮选选择XCFⅡ/KYFⅡ-10浮选机，铅精选浮选选择XCFⅡ/KYFⅡ-1.2浮选机，锌精选浮选选择XCFⅡ/KYFⅡ-2.8浮选机，硫精选浮选选择XCFⅡ/KYFⅡ-4浮选机，磁选选用2CTB1024磁选机。
3.5 精矿脱水改造方案
精矿脱水工艺流程仍沿用“浓密+过滤”的方式，校核原有精矿脱水设备能力，充分利旧，减少基建投资，对锌、硫精矿脱水设备进行改造：将现有的1台φ18 m硫精矿浓密机改为锌精矿浓密机；
新增1台φ24 m硫精矿浓密机，新增1台45 m2陶瓷过滤机用于硫精矿过滤；
新增1台NCTD1021浓缩磁选机和1台30 m2陶瓷过滤机用于铁精矿过滤，其他原有脱水设备满足改扩建后生产能力要求，铅、锌、硫、铁精矿滤饼含水率控制在10%以下。
改造后选矿厂各项生产指标稳定，生产能力稳定在1 363 t/d，折算成年处理量约为450 kt，改选后的选矿工艺生产指标见表5。
表5 改造后的选矿工艺生产指标%
改造后，该厂产能扩大至原处理量的2.25倍，铅精矿中金回收率提高了20.81%，银回收率提高了10.10%，铅回收率提高了1.56%；
锌精矿中金回收率提高了2.63%，银回收率提高了2.57%，锌回收率提高了4.54%；
硫精矿回收率提高了19.96%；
并且多回收了产率为6.96%的铁精矿，每年可为矿山多回收31.3 kt的铁精矿，大幅提高了企业的经济效益。
在充分利用现有厂房的基础上，通过调整选矿工艺流程，将原“优先选铅—锌硫混选—再锌硫分离”工艺，调整为“快速浮选粗粒铅—细粒优先选铅—再选锌—再选硫—最后选铁”工艺；
选用相对大型的设备，将该铅锌选矿厂产能从200 kt/a提高至450 kt/a，并且各精矿品位和回收率均有所提高，特别是金、银、硫、锌的回收率大幅提高，铅精矿的回收率也有小幅度提高，且在选硫尾矿后增加磁选选铁，每年可为矿山多回收31.3 kt的铁精矿；
更换新的浮选设备，提高了选矿厂自动化控制水平，采用了新型选择性强的黄铁矿抑制剂，避免了因石灰乳输送管道堵塞而影响生产，同时提高了锌回收率，达到了改扩建的目的，提高了企业的经济效益，改善了车间内操作环境。
