湖南省桂阳县荷叶铅锌选矿厂，设计日处理原矿30吨，是集体所有制乡镇企业。经过8个月的建设，于1992年9月投入生产。处理的原矿来自桂阳、临武各个民采小矿点。生产初期，各项指标达不到设计要求，主要是收购的原矿综合品位比设计低和工艺制度不尽合理两方面原因。设计的原矿综合品位为20%, 其中含铅15%、含锌5%;收购的原矿综合品位只有9%, 其中含铅5%、含锌为4%。我们根据现有的原矿质量，通过一系列工艺和设备的改进，各项指标很快达到并超过了设计要求。其中锌精矿含锌由40%提高到46%以上，回收率由60%上升到85%以上；铅精矿含铅由52%提高到60%—61%之间，回收率由75%上升到92%。

1 矿石性质及设计的工艺流程和药剂制度 1.1 矿石性质

原矿是从桂阳、临武各地民采小矿点收购的铅锌矿石，矿石性质较复杂。主要金属矿物为方铅矿、铁闪锌矿、闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿、砷黄铁矿和少量铜矿物，脉石矿物为方解石、石英等。原矿含铅5.13%、含锌4.11%、含硫14%、含砷3%。

1.2 工艺流程

设计的工艺流程为-100mm原矿经两段开路碎矿，破碎至-l0mm, 入球磨机一段闭路磨矿，磨至-0.074mm占75%以上，进入优先浮选作业，铅循环为一粗一扫一精，锌循环为一粗二扫三精，中矿顺序返回，浮锌尾矿为硫精矿。

1.3 药剂制度

设计使用八种药剂，浮铅以碳酸钠作介质调整剂，乙硫氮与丁基黄药混合作捕收剂，硫酸锌与亚硫酸钠作抑制剂，浮锌以石灰作黄铁矿等矿物的抑制剂及介质调整剂，丁基黄药作捕收剂，硫酸铜作活化剂，各作业以2^#油作起泡剂。药剂用量:丁基黄药600 g/t、乙硫氮200g/t、硫酸锌3000g/t、亚硫酸钠2400g/t、碳酸钠8000g/t、2^#油150 g/t、硫酸铜1600g/t、石灰7000g/t、浮铅pH为9.5~10、浮锌pH为12~14。

2 对原工艺和设备的改进措施 2.1 改进浮选机矿浆液面调节装置保证浮选矿浆液面的相对稳定

原工艺中使用的2A和3A浮选机，矿浆液面的高度是通过调节闸门下面间槺来控制。这种控制方法使矿浆液面高度波动较大且频繁，增加了操作人员的劳动强度，而且浮选指标很难达到设计要求。为此，进行了矿浆面调节装置的改进，改矿浆由从调节闸门下面间隙流过为从调节闸门上面流过。改进后，矿浆液面高度易于调节，其波动范围较小，使浮选指标相对稳定并得到提高。

2.2 加强碎、磨管理，改善分级条件

由于碎矿粒度直接影响到磨矿机的处理量和磨矿效率的高低，制定了碎矿质量管理等制度，严格控制碎矿产品粒度。通过一系列制度的贯彻执行和严格的管理，碎矿产品粒度达到了规定要求。生产中使用MQG 900 × 1800球磨机与FLG-500螺旋分级机。由于分级机沉降面积小，分级效率太低，当分级溢流粒度达到选别要求时，溢流浓度太低，且磨矿处理量低；当提高分级溢流浓度时，溢流中跑粗明显增加，造成搅拌与选别作业恶化。螺旋分级机改进前，搅拌和铅循环作业恶性事故时有发生，铅选别指标不稳定，铅精矿含锌超标也时有出现；锌精矿含铅在2.5%以上。为此，对FLG-500螺旋分级机进行了改进，主要是改变给矿口位置，增加沉降面积和溢流堰的高度。通过对螺旋分级机的改进，加强碎、磨上下工种的联系和工作责任心，在分级机溢流粒度达到选别要求的前提下，浓度稳定在34%~36%之间，铅回收率上升3%以上，锌精矿含铅也有所下降。总之，控制好碎矿产品粒度，球磨机均匀给矿，提高磨矿浓度，控制补加水量是取得期望的分级溢流细度的保证。

2.3 改进铅循环工艺流程

铅循环原设计为一粗一扫一精的选别工艺流程，铅精矿质量较差，在确保铅精矿质量的情况下，回收率较难达到设计要求。为此，在不增加设备的情况下，改为一粗一扫二精流程。改进后，铅精矿含铅由52%提高到61%，含锌也有所下降，铅回收率由75%上升到89 %。

2.4 调整浮铅药剂制度

前已叙述，设计铅浮选采用的药剂为：碳酸钠作介质调整剂、乙硫氮与丁基黄药1 : 1混合作捕收剂、硫酸锌和亚硫酸钠作抑制剂。生产实践中发现铅作业选别指标的差异直接影响到锌作业选别指标，尤其是锌精矿含铅是否超标较为明显。为了提高铅作业的选别指标，逐步进行了以石灰作介质调整剂代替碳酸钠；乙硫氮与乙基黄药1 : 1混合代替乙硫氮与丁基黄药1 :1混合作捕收剂；微量氰与硫酸锌共同使用代替亚硫酸钠与硫酸锌共同作抑制剂的现场单项试验，发现都有改善浮选指标的效果，最后又进行了综合试验，效果比单项试验更为显著。通过上述试验，确定以下药剂制度:石灰作介质调整剂，pH为9~10;乙硫氮与乙基黄药1:1混合使用，用量各为150g/t; 氰化钠与硫酸锌分别为60g/t和2000g/t。药剂制度调整前, 铅精矿质量差的主要原因是黄铁矿混入，其次，铅精矿含锌较高，含砷也时有超标。为此，利用了石灰既能作介质调整剂，而且对黄铁矿、砷矿物有较强的抑制作用的性能，乙基黄药对硫、锌矿物捕收能力较弱，氰化钠对硫、砷、锌矿物都有很强的抑制作用，从而达到铅与锌、硫、砷矿物更完善的分离效果，以提高浮铅作业指标。药剂制度调整前，铅精矿含铅为52%、含锌5%、回收率75%;调整后，铅精矿含铅为61%、含锌2%、回收率92%。调整后的药剂成本是调整前的1/2~2/3。

生产实践中，为了保证铅精选的矿浆浓度，使粗粒级铅更易回收，允许少量黄铁矿在粗选泡沫中上浮。因为，这部分硫在精选时容易被抑制下来，故不必在粗选过分强烈抑制黄铁矿，以稳定精选泡沫。

2.5 严格控制锌循环的pH值和活化剂用置

前已叙述，浮锌以石灰作黄铁矿的抑制剂及介质调整剂，以硫酸铜作活化剂。在实践中发现，浮锌泡沫的硫、砷矿物含量随着矿浆pH值的变化有明显变化。当pH值降低时，硫、砷矿物容易上浮，当pH值较高时，硫、砷矿物受到强烈的抑制，变成难浮的矿物，此时，矿浆中铅矿物的可浮性也有所下降。针对以上特点，保证锌浮选时有较高且稳定的pH值是十分必要的。锌浮选还采用丁基黄药作捕收剂，用量一般较为稳定，除非矿石品位变化较大，否则不变动其用量。粗选时，pH值在11~11.5条件下，硫酸铜用量增加到泡沫中硫、砷矿物含童明显增加为止，以使锌矿物尽可能全部被活化，从而实现早收多收和稳定锌精矿的质量。

在生产实践中注意到，加入过量的石灰，锌精矿质量反而下降。因此，精选中在保持矿浆有足够高的pH值（即pH为13.0~ 13.5), 尽量控制石灰的添加量是必要的。在处理性质较为复杂的矿石时，试验在第三次锌精选作业添加3g/t~5g/t氰化钠作抑制剂，锌精矿含锌较之不加氰化钠时可提高2%~3%，而且回收率变化不明显。

2.6 应用重力选矿方法处理浮祥尾矿综合回收有用矿物

该厂原设计处理高品位铅锌硫石：浮锌尾矿直接作硫精矿销售。投产后，矿石来源的地点有很大的变化，由于实际收购的铅锌原矿与设计的铅锌原矿品位和杂质含量相差较大，浮锌尾矿含硫在20%以下，且含砷等有害杂质较高，达不到硫精矿质量要求。为此，采用云锡式刻槽摇床回收浮锌尾矿中的硫、砷矿物，采取分段接矿、中矿返回措施。同时有少量的铅中矿返回浮选作业，达到再回收目的。回收的产品中，砷精矿含砷大于38%, 作业回收率75%以上；硫精矿含硫大于35%，杂质含量达到规定标准，作业回收率也在70 %以上„

用重力选矿方法从浮锌尾矿中综合回收硫、砷矿物，设备单一，工艺简单，不用药剂，能耗低，具有较好的经济价值。