车河选矿厂目前处理大厂矿区92号贫矿，矿石属低品位锡石多金属硫化矿，选矿厂采用重选－浮选－重选原则流程回收有用矿物，选矿主产品为锡石、铁闪锌精矿及脆硫锑铅精矿。其中铅、锌、硫矿物采用混合浮选－分离浮选工艺，硫、砷矿物主要富集于铅锌分离尾矿中。分离尾矿中平均含硫28.00%、含砷3.50%，含锡0.26%，该尾矿量每年近30万t，其中的金属硫约8万t，砷约1万t，锡约800 t。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，减轻环境污染，车河选矿厂新建了硫、砷综合回收车间，对铅锌分离尾矿中的硫、砷、锡矿物进行综合回收。
硫砷综合回收工程于2008年3月20日开工建设，2008年9月主体工程竣工，同年10月初，主体设备通过了无负荷联动试车。2008年11月1日开始投料，先后进行了多次生产调试，但调试结果与设计指标存在一定差距。针对生产调试期间发现的问题，对原设计流程进行了必要的技术改造，改造后获得了良好的指标：硫精矿品位40.08%，硫回收率48.17%，低度锡精矿品位5.03%，锡回收率1.07%，达到了设计要求，且每年可减少尾矿排放约10万t，新增经济效益608.6万元。
一、矿石性质
铅锌分离尾矿（硫砷车间给矿）主要金属矿物为黄铁矿、毒砂，次要金属矿物为磁黄铁矿、铁闪锌矿、脆硫锑铅矿、锡石；脉石矿物为石英、方解石。矿物组成和多元素化学分析及粒度分析结果分别见表1，表2和表3。
表1 铅锌分离尾矿矿物含量 %
表2 铅锌分离尾矿多元素化学分析结果 %
注：Ag含量单位为g/t。
表3 铅锌分离尾矿粒度分析结果
从表1和表2可见，铅锌分离尾矿中硫矿物以黄铁矿和磁黄铁矿为主，砷主要以毒砂形式存在。从表3可见，分离尾矿中-0.074 mm粒级产率占51. 94%，硫、砷金属分布率均约占30%，由此说明分离尾矿细度适宜。
二、试验方案的拟定及试验结果分析
由于大厂矿区部分黄铁矿和毒砂互为类质同象，黄铁矿纯矿物中晶格含砷0.54%～0.70%（即硫精矿理论含砷≥0.54%），且车河选矿厂处理原矿矿物种类多、性质复杂，主体工艺中硫化矿采用混合浮选－分离流程，经过铜离子的活化作用，使得硫、砷两种矿物可浮性十分接近，后续硫砷分离难度很大。大厂矿区曾经也有部分选矿厂生产硫精矿产品，但都因含砷高达2.00%～5.00%，产品一直没有销路。
车河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）2种原则流程，对铅锌分离尾矿综合回收硫、砷矿物开展研究。方案1硫、砷矿物先混合浮选，混合浮选尾矿采用摇床选别获得低度锡精矿，硫砷分离采用FN法抑砷浮硫获得硫精矿，硫砷分离尾矿经磁选获得磁选硫精矿，磁选尾矿采用重选摇床富集获最终高品位砷精矿，磁选硫精矿与浮选硫精矿合并作为最终硫精矿。方案2是先经过磁选获得磁选硫精矿，后续流程与方案1一致。试验指标及药剂用量分别见表4和表5。
表4 硫砷综合回收试验指标 %
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 不同试验方案药剂用量 g/t
从表4可见，方案1硫精矿含S 43.22%，As0.96%，硫回收率81.18%，砷回收率10.55%，锡精矿9.53%，锡回收率20.62%；对比方案2硫精矿含S高1.65个百分点，含As也高0.26个百分点，硫、砷回收率分别高0.46个百分点和2.77个百分点，锡精矿品位约高1个百分点，锡回收率相当。方案1砷精矿含As 17.16%，砷回收率88.15%，对比方案2砷精矿含As低3.41个百分点，砷回收率也低2.77个百分点。方案1试验指标略优于方案2。
从表5可见，因为方案2优先磁选回收磁精矿，减少进入浮选的矿量，降低了磁黄铁矿对后续选别的干扰，大幅度降低浮选药剂消耗和分离难度，显然方案2选矿成本远低于方案1。
三、设计流程及工艺指标
根据实验室小型试验对比，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－重选流程处理铅锌分离尾矿综合回收锡、硫和砷矿物。设计的工艺流程见图1。
图1 设计工艺流程
设计工艺指标：给矿锡品位0.26%，硫品位28.00%，砷品位3.50%；硫精矿硫品位39.00%，砷品位<1.00%，对原矿硫回收率48.00%（对给矿回收率65.50%）；砷精矿品位20.00%，对原矿砷回收率45.00%（对给矿回收率60.00%）；低度锡精矿品位5.00%，对原矿锡回收率1.00%(对给矿回收率10.00%)。
四、生产调试结果
车河选矿厂硫砷综合回收工程2008年10月初主体设备通过了无负荷联动试车。11月1日开始投料试生产，从11月开始至2009年4月进行流程生产调试。出于对市场因素的考虑，对砷暂不回收。生产调试期间生产数质量流程见图2。
图2 铅锌分离尾矿硫砷锡回收生产调试数质量流程
调试期间累计结果：硫对原矿回收率为45.32%，比设计指标低2.68个百分点。流程调试过程中发现，原设计流程采用4000mm×4000mm方形脱水斗对螺旋分级机溢流进行脱水浓缩，因矿浆流量大，沉降面积小，沉降效果差，系统12.14%的硫从溢流中流失。调试过程中硫精矿含砷波动大，硫回收率低，硫砷分离尾矿含硫高达32.35%，21.71%的硫损失于其中，硫砷不能有效分离。主要原因是硫精选时间短，精选泡沫不能及时刮出，导致硫精矿落槽，矿浆循环量过大，浮选液面过高，泡沫层过薄，刮泡困难。根据调试结果及调试中反映出来的问题，决定对原设计流程进行必要的技术改造。
五、设计流程改造
（一）给矿浓缩改造。增加1台φ500mm水力旋流器脱水脱泥。在脱水斗之前增加1台φ500mm水力旋流器，水力旋流器溢流给入4 000 mm×4 000 mm方形脱水斗，与脱水斗串联脱水脱泥。水力旋流器底流、脱水斗底流与螺旋分级机返砂合并作为硫砷混浮粗选给矿。改造后效果十分明显，系统中溢流损失的硫金属由12.14%降至9.16%。
（二）硫精选改造。减少硫精选次数，增加精选时间。将硫精选作业由3次改为2次，精选由3台4m3浮选机增加至4台，精选1、精选2各2台。改造后硫精矿泡沫层较厚，刮泡稳定。硫精矿含砷稳定在0.95%以下，硫砷分离效率提高，硫精矿回收率从调试期的45.32%提高到48.17%。
六、改造后的生产调试结果及经济效益
流程改造后生产调试指标有了明显的提高，2009年5至7月期间生产指标考查的加权平均值为铅锌分离尾矿Sn品位0.29%，S品位28.30%，现场产出低锡精矿品位为5.03%，硫精矿品位为40.77%，对原矿锡、硫回收率分别为1.07%和48.17%，试验指标良好，达到设计指标要求。现场药剂用量见表6。
表6 改造后生产调试药剂用量 g／t
车河选矿厂年处理原矿170万t，原矿锡品位0.50%，硫品位5.00%，按硫精矿回收率48.17%，锡回收率1.07%计，年可回收硫精矿10.20万t，回收锡金属为95.2t；按硫精矿价格178元／t、低度锡精矿2.5万元／t（按金属量计）、选矿成本8.5元／t计算，每年可增加经济效益为608.6万元，减少尾矿排放约10万t。
七、结论
（一）磁选－浮选－重选流程适合车河选矿厂铅锌分离尾矿中锡、硫、砷的选别回收。经过技术改造，在给矿锡品位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%。硫砷车间生产指标达到了设计要求，有效地实现了从尾矿中综合回收硫和部分细粒级的锡金属，年可增加经济效益608.6万元，同时每年可减少尾矿排放约10万t。车河选矿厂硫砷工程的实施，既实现了资源的有效利用，又有利于生态环境保护，具有重大的经济、环境及社会意义。
（二）受生产条件限制，硫砷分离系统存在给矿浓度、矿量波动大、流程操作调节频繁、硫砷混浮泡沫产品密度大、浮选浓度不稳定等问题，这些问题在一定程度上影响了硫回收率，因此继续开展相关的技术攻关，可以进一步提高实际生产指标。
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