西藏某铅锌选矿厂工艺技术改造实践

安 昌，郑思勇，郭德友，田茂飞，李忠友

（雅砻江矿业有限公司，四川 甘孜藏族自治州 626000）

西藏某铅锌选矿厂为相同工艺流程不同设备型号的两个生产系列。1#生产系列原设计规模为原矿800t/d。因矿石性质复杂多变，选厂设计时设备选型和安装不太合理，致生产指标波动较大，产品质量难以达标且回收率较低。通过技术改造后，生产规模提高至原矿1200t/d。铅精矿综合品位提高至62.74%，回收率高至87.46%，含银也有所提高，铅中含锌降低至6.35%。锌精矿综合品位提高至50.42%，回收率提高至87.77%，锌中含铅降至3.76%且降低原矿吨耗成本，显著提高公司生产效益。

1 原矿性质

西藏某铅锌矿矿体赋存于白云岩、白云质灰岩的构造破碎带中。该矿体平均品位铅4.74%，锌5.46%，Pb+Zn平均品位10.20%。 金属矿物主要为方铅矿、闪锌矿、自然银、黄铁矿，少量黄铜矿。氧化矿石中金属矿物为褐铁矿、白铅矿、菱锌矿等矿物。非金属矿物主要是石英、方解石、白云石、绢云母等。矿石化学成分分析见表1，铅、锌物相分析见表2,3。

表1 原矿化学分析结果

表2 原矿铅物相分析结果

表3 原矿锌物相分析结果

由表1可知，该矿石中铅品位4.74%、锌品位为5.46%。有益伴生元素银品位为106g/t，其它元素均未达到可综合利用的程度。

由表2,3可知，元素铅锌主要赋存于硫化矿中，氧化矿不发育。

工艺矿物学[5]研究表明方铅矿多呈他形，或集合体分布于闪锌矿的周边，或包裹体，或相互包含。也有呈断续的脉穿闪锌矿。总体看似乎晚于闪锌矿；闪锌矿呈他形粒状晶及其集合体，晶粒一般为0.05～0.2mm之间不等，常常聚集成团粒团块状不规则状的结合体。大小0.2～0.6mm之间。个别集合体达1mm以上。常常呈不均匀分布于全岩中。组成晶粒、团粒团块状构造。总体分布很不匀称。闪锌矿中见赋存着显微乳滴状硫化物（磁黄铁矿等）的固溶体，或包裹有细粒方铅矿他形晶。零散、密集分布；黄铁矿呈他形粒状及其集合体，粒度不均匀，从0.01～0.2mm不等，除少数呈粒状、细粒状外，不少与闪锌矿相伴呈脉体产出。黄铁矿常围绕闪锌矿包含而成，时有相互穿切。

上述特征表明，矿石中的铅锌硫化物嵌布关系复杂，虽然单种矿物的嵌布粒度属中等，但要使呈集合体的铅锌硫化物充分解离将十分困难，对铅锌精矿回收率的提高极为不利。

2 原工艺流程及存在问题

2.1 原工艺流程

西藏某铅锌矿选矿厂1#系列原破碎系统为三段闭路流程。磨矿系统由2台2400＊4500短筒型格子板球磨机和2台FG2400螺旋分级机组成一段闭路磨矿。铅锌浮选流程均为一粗三精二扫，浮选机均为SF-8型浮选机。铅锌浮选各作业浮选机台数分别为粗选5台，精1扫1分别为4台，精2扫2分别为3台，精3为2台。工艺流程如图1、2所示。

图1 原破碎工艺流程

图2 原磨浮工艺流程

2.2 存在问题

（1）破碎系统为三段闭路。该流程和设备完全可保证产品粒度在0mm～20mm之间，用规格25mm振动筛分级不符合多碎少磨[6]生产原则。球磨机难以高效工作且磨矿产品矿物难以单体解离[7]。

（2）磨矿系统是完全相同2个系列，每个系列分别由1台2400＊4500短筒格子型球磨机加1台FG2400分级机组成一段闭路磨矿。分级机安装时槽子的倾角为17°。经过长期在球磨排矿口、分级溢流口取样分析。如下表4、5。结果表明球磨机在800t/a处理量条件下磨矿效果欠佳，排矿产品粗粒级分布率偏高，因分级机槽子的倾角偏大，沉降面积减小，粗粒物料下滑机会较多，溢流粒度较粗。入选产品难以单体解离，最终造成铅锌产品互含偏高。

表4 球磨机排矿口取样

表5 分级溢流口取样

（3）浮选系统因浮选机容积为8个立方，处理量800t/a容易造成浮选浓度[8]低，铅锌产品在选别过程中因浮选浓度偏低致矿浆流速过快，导致目的矿物浮选时间缩短，金属回收率偏低。选矿厂生产用水采用全回水，选锌使用硫酸铜作锌活化剂导致后期生产用水铜离子浓度较高，铅精选流程过短铅锌难以得到高效分选，锌金属易窜至铅产品中造成产品质量差且锌金属回收率偏低。

3 技改后工艺流程

3.1 破碎系统

图3 现破碎工艺流程

为减小磨矿系统压力，将破碎系统振动筛筛网由25mm更换至20mm。如图3所示，使入磨粒度≤20mm。符合多碎少磨，节能降耗生产原则。

3.2 磨浮系统

因原矿矿物嵌布关系复杂，生产要求入选产品粒度-0.075mm占75%以上。即使入磨粒度≤20mm，原磨矿作业产品粒度仍难以达到生产要求。综合考虑在一段闭路磨矿基础上降低分级机溢流堰50mm同时增加二段磨矿作业。二段磨矿作业由1台2400＊4500溢流型球磨机加1台FX250旋流器组成。形成工艺为FG2400分级机预先检查分级，部分粗粒级物料返回2400＊4500格子型球磨机，分级机溢流产品进入FX250旋流器。FX250旋流器完成控制分级，旋流器溢流进入浮选。旋流器沉砂进入2400＊4500溢流型球磨机进行再磨后返回旋流器。经过调试表明在处理量1200t/d条件下，入选产品粒度完全达到生产要求同时浮选浓度得到保障。铅浮选作业考虑生产回水等因素影响，增加SF8浮选机2台，铅浮选作业由三次精选变为四次精选，流程如图4所示。

图4 现磨浮工艺流程

表6 改造前与改造后技术指标对比

4 改造后效果

改造前与改造后技术指标对比，如表6所示。

由表6可知，技改后铅精矿品位从56.75%提高到62.74%，回收率从80.73%提高到87.46%。锌精矿品位从43.56%提高到50.42%，回收率从81.76%提高到87.77%。金属银在铅中品位升高。铅精矿，锌精矿中铅锌互含明显降低，产品质量提高。此外，原矿吨耗成本降低5元。为公司创造经济效益5000万/年。

5 结论

（1）破碎系统振动筛筛网规格由25mm更换为20mm，从一定程度上减小磨矿系统压力，提高磨矿效率，同时达到节能效果。

（2）原矿矿物间嵌布关系复杂，入选产品粒度要求高，原工艺球磨机为短筒型格子板磨机，加上分级机槽子安装时倾角偏大，难以使矿物单体解离。增加二段磨矿同时降低分级机溢流堰，不但可大幅度提高原矿处理量，且保证入选产品浓细度满足生产要求。

（3）生产用水中含有铜离子，铅浮选作业精选流程较短，锌金属容易窜至铅精矿中造成铅精矿产品质量降低，增加一次铅精选作业可使铅锌得到有效分离。

（4）工艺流程改造后，原矿处理量增加且生产指标大幅度提高。原矿单耗成本降低，选厂生产效益明显提高。