车河选矿厂目前处理大厂矿区92号贫矿，属于低品位锡石多金属硫化矿。选矿厂采用重选-浮选-重选的原则流程回收有用矿物，选矿的主要产品为锡石、铁闪锌矿和脆硫锑铅矿-铅精矿。其中，铅锌硫矿物为混合浮选-分离浮选工艺，硫砷矿物主要富集在铅锌分离尾矿中。分选后尾矿中硫、砷和锡的平均含量分别为28.00%、3.50%和0.26%。尾矿量每年近30万吨，其中金属硫约8万吨，砷1万吨，锡800吨。为了更加合理地利用资源，提高企业经济效益，减少尾矿排放，减少环境污染，车河选矿厂新建了硫砷综合回收车间，综合回收铅锌分离尾矿中的硫、砷、锡矿物。

砷综合回收项目于2008年3月20日开工建设，2008年9月主体工程完工。同年10月初，主设备通过空载联动试车。2008年11月1日开始调试，先后进行了多次生产调试，但调试结果与设计指标有一定差距。针对生产调试过程中发现的问题，对原设计流程进行了技术改造。改造后获得了硫精矿品位40.08%，硫回收率48.17%，低品位锡精矿品位5.03%，锡回收率1.07%的良好指标，达到了设计要求。每年可减少尾矿排放约10万吨，新增经济效益608.6万元。

一、矿石性质

铅分离尾矿(来自硫砷车间)的主要金属矿物为黄铁矿和毒砂，次生金属矿物为磁黄铁矿、铁闪锌矿、脆硫锑铅矿和锡石。脉石矿物为应时和方解石。矿物成分和多元素的化学分析和粒度分析结果分别见表1、表2和表3。

表1铅锌分离尾矿的矿物含量%

表2铅锌分离尾矿多元素化学分析结果%

注:银含量的单位是克/吨。

表3铅锌分离尾矿粒度分析结果

从表1和表2可以看出，铅锌分离尾矿中的主要硫矿物为黄铁矿和磁黄铁矿，砷主要以毒砂的形式存在。从表3可以看出，分选后的尾矿中-0.074 mm的粒级产率占51。硫和砷金属的分配率约占30%,表明分选后的尾矿细度合适。

二。制定测试计划并分析测试结果

由于大厂矿区部分黄铁矿和毒砂相互类质同象，纯黄铁矿晶格砷含量为0.54% ~ 0.70%(即硫精矿理论砷含量≥0.54%)，且车河选矿厂处理的原矿种类多、性质复杂。主流程中硫化矿采用混合浮选-分离流程，铜离子活化后硫砷矿物可浮性非常接近，后续硫砷矿物。大厂矿区的一些选矿厂曾经生产过硫精矿产品，但由于砷含量高达2.00% ~ 5.00%，全部没有市场。

车选矿厂实验室采用浮选-磁选-重选(方案1)和磁选-浮选-重选(方案2)两种原理流程，对铅锌分离尾矿中硫砷矿物的综合回收进行了研究。方案一:先进行硫砷矿物混合浮选，混合浮选尾矿经摇床分选得到低品位锡精矿；FN法抑砷浮硫获得硫精矿；对硫砷分离尾矿进行磁选，得到磁选硫精矿；磁选尾矿通过重选摇床富集，得到最终的高品位砷精矿；磁选硫精矿和浮选硫精矿合并得到最终硫精矿。方案2首先通过磁选获得磁选硫精矿，后续流程与方案1一致。化学药品的试验指标和用量见表4和表5。

表4硫和砷的综合回收试验指标%

注:试验方案1为浮选-磁选-重选；方案2为磁选-浮选-重选。

表5不同试验方案中的化学品用量g/t

从表4可以看出，方案1硫精矿含s 43.22%，As 0.96%，S回收率81.18%，砷10.55%，锡精矿9.53%，锡回收率20.62%。与方案2相比，硫精矿含硫多1.65%，砷多0.26%，硫和砷的回收率分别为0.46%和2.77%，锡精矿品位高1%左右，锡回收率相当。方案1砷精矿含砷17.16%，砷回收率88.15%，比方案2低3.41%，砷回收率低2.77%。方案1的测试指标略好于方案2。

从表5可以看出，由于方案2优先通过磁选回收磁精矿，减少了进入浮选的矿石量，减少了磁黄铁矿对后续浮选的干扰，大大降低了浮选药剂的消耗和分离难度，因此方案2的选矿成本明显低于方案1。

三。设计流程和流程指标

根据小型实验室试验对比，综合考虑选矿药剂成本，车河选矿厂设计现场采用磁选-浮选-重选工艺处理铅锌分离尾矿，综合回收锡、硫、砷矿物。设计的工艺流程见图1。

图1设计流程

设计指标:饲料锡品位0.26%，硫品位28.00%，砷品位3.50%；硫精矿的硫品位为39.00%，砷品位为

四。生产调试结果

2008年10月初，车选矿厂硫砷综合回收项目主体设备通过空载联动试车。11月1日开始试生产，2009年11月至4月调试工艺生产。由于市场因素，砷暂时不会回收。试运行期间生产编号的质量流程见图2。

图2铅锌分离尾矿硫、砷、锡回收及调试质量流程

投产期间累计结果:原矿硫回收率为45.32%，低于设计指标2.68个百分点。调试过程中发现，原设计工艺采用4000mm×4000mm方形脱水斗对螺旋分级机溢流进行脱水浓缩。由于矿浆流量大，沉降面积小，沉降效果差，系统中有12.14%的硫从溢流中损失。调试过程中，硫精矿砷含量波动大，硫回收率低。硫砷分离尾矿的硫含量高达32.35%，有21.71%的硫损失在其中，硫砷无法有效分离。主要原因是硫的清洗时间短，清洗泡沫不能及时刮出，导致硫精矿落槽，矿浆循环量过大，浮选液位过高，泡沫层过薄，难以刮出。根据调试结果和调试中反映的问题，决定对原设计流程进行必要的技术改造。

动词 （verb的缩写）设计过程转换

(1)改造给矿浓度。增加一台φ500mm水力旋流器用于脱水脱泥。脱水斗前增加一个φ500mm的水力旋流器，旋流器的溢流进入4 000 mm×4 000 mm方形脱水斗，与脱水斗串联进行脱水脱泥。水力旋流器底流、脱水斗底流和螺旋分级机返砂合并作为硫砷混合浮选粗选给料。改造后，效果非常明显，系统溢流损失的金属硫由12.14%降至9.16%。

(2)硫磺选矿及转化。减少硫磺清洗次数，增加清洗时间。硫浓缩操作由3次改为2次，浓缩由3台4m3浮选机增加到4台，浓缩1和浓缩2各2台。改造后硫精矿泡沫层较厚，刮沫稳定。硫精矿砷含量稳定在0.95%以下，硫砷分离效率提高，硫精矿回收率由投产期的45.32%提高到48.17%。

不及物动词改造后的生产调试结果及经济效益

工艺改造后，生产调试指标明显改善。2009年5-7月，铅锌分离尾矿的生产指标加权平均值为锡品位0.29%，硫品位28.30%。现场产出的低锡精矿和硫精矿品位分别为5.03%和40.77%，原矿锡回收率为1.07%，硫回收率为48.17%。试验指标良好，达到了设计指标。现场化学药剂用量见表6。

表6改造后生产调试用化学品用量g/t

车选矿厂年处理原矿170万吨，锡品位0.50%，硫品位5.00%。按硫精矿回收率48.17%，锡回收率1.07%计，硫精矿10.2万吨，锡回收率95.2吨；每年可以回收数吨锡金属。按硫精矿价格178元/t，低品位锡精矿2.5万元/t(以金属量计)，选矿成本8.5元/t计算，每年可增加经济效益608.6万元，减少尾矿排放约10万吨。

七。结论

(1)磁选-浮选-重选工艺适用于车河选矿厂铅锌分离尾矿中锡、硫、砷的分离回收。技改后，在进料锡品位0.29%，硫品位28.30%，砷品位4.52%的条件下，硫砷车间生产指标为硫精矿品位40.77%，硫回收率48.17%，低锡精矿品位5.03%，锡回收率1.07%。砷车间生产指标达到设计要求，有效实现了尾矿中硫和部分细粒锡金属的综合回收。每年可增加经济效益608.6万元，每年可减少尾矿排放约10万吨。车选矿厂硫砷项目的实施，不仅实现了资源的有效利用，而且有利于生态环境保护，具有重大的经济、环境和社会意义。

(2)受生产条件限制，硫砷分离系统存在给矿浓度和矿石量波动大、工艺操作调整频繁、硫砷混合浮选泡沫产品密度高、浮选浓度不稳定等问题。这些问题在一定程度上影响了硫磺回收率，通过继续开展相关技术研究，有可能进一步提高实际生产指标。