我国铅锌资源分布广、储量大，占世界总储量的24%以上M.广东某铅锌矿石性质复杂，铅锌矿物共生关系密切，分离难度大，要获得优质铅、锌精矿必须细磨，且该矿石铅氧化率和含炭量均较高，对铅矿物浮选影响较大、铅精矿铅品位难以提高。通过多流程探索，较终采用铅锌等可浮-混浮尾矿再选生产锌精矿的流程获得了较好的选矿指标H. 1原矿性质广东某铅锌矿属于层控型隐晶质铅锌矿床，主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿，另有少量的白铅矿、铅钒、菱铁矿等，脉石矿物有炭质、石英、方解石及硅酸盐矿物等。原矿多元素分析结果见表1，铅、锌物相分析结果与讨论为了确定该铅锌矿选矿工艺流程路线，原矿多元素分析结果元素Pb含量兀素Cu含量注：Ag的含量单位为g/t.表2原矿铅物相分析结果铅物相含量分布率硫化铅氧化铅总铅表3原矿锌物相分析结果锌物相含量分布率硫化锌氧化锌总锌细度为-200目占70%的条件下进行优先浮选工艺流程和等可浮工艺流程对比试验，结果表明，等可浮流程可取得较好的分选指标。因此，本试验对等可浮流程进行了工艺条件研究。
　　铅锌等可浮条件试验2.1.1铅锌等可浮石灰用量试验探索试验表明，石灰作为矿浆pH调整剂，适量添加可活化铅矿物、抑制锌矿物上浮。因此，首先对石灰用量进行了研究。
试验在磨矿细度为-200目占70%的情况下，采用1次粗选流程，丁基黄药+乙硫氮用量为60+60g/t，起泡剂松醇油为30g/t，试验结果见表4.表4石灰用量试验铅锌混合精矿指标石灰用量品位/%回收率/%从表4可以看出，石灰用量从1kg/t增加到7kg/t，混合粗精矿铅品位从18. 45%提高到26.95%、铅回收率从84.46%上升到90.16%，锌品位和锌回收率则随石灰用量的增加而下降。综合考虑，确定铅锌等可浮试验的石灰用量为3kg/t. 2.1.2丁基黄药+乙硫氮用量试验在探索试验确定了铅锌等可浮适宜药剂为丁基黄药+乙硫氮，质量比为1：1情况下，进行了丁基黄药+乙硫氮用量试验。
丁基黄药+乙硫氮总用量试验采用1次粗选流程，磨矿细度为-200目占70%，石灰用量为3kg/t，松醇油为30g/t，丁基黄药+乙硫氮用量试验混合粗精矿指标丁基黄药+乙硫氮总用量g/t）品位/%回收率/%从表5可以看出，丁基黄药+乙硫氮总用量从80g/t增加到150g/t，混合粗精矿铅品位下降，铅回收率、锌品位和锌回收率上升。综合考虑，确定铅锌等可浮丁基黄药+乙硫氮总用量为120g/t，即丁基黄药+乙硫氮用量为60+60g/t. 2.2锌粗选条件试验2.2.1硫酸铜用量试验探索试验表明，锌矿物在没有活化的情况下，其可浮性很差。因此，在混选尾矿中添加硫酸铜作为锌矿物活化剂。
锌粗选硫酸铜用量试验的给矿为铅锌等可浮1粗1精1扫的尾矿，试验流程为1次粗选流程，石灰用量为1kg/t，丁基黄药为100g/t，松醇油为22g/t，锌品位和回收率随着硫酸铜表6硫酸铜用量试验锌粗精矿指标硫酸铜用量g/t）Zn品位/ Zn作业回收率/%用量增加先上升后走平。因此，确定硫酸铜用量为2.2.2丁基黄药用量试验锌粗选丁基黄药用量试验的给矿为铅锌等可浮1粗1精1扫的尾矿，试验流程为1次粗选流程，石灰用量为1kg/t，硫酸铜为400g/t，松醇油为22g/t，试验结果见表7.表7丁基黄药用量试验锌粗精矿指标丁基黄药用量/（g/t）Zn品位/作业回收率/%从表7可以看出，随着丁基黄药用量增加，锌品位下降，锌回收率上升。综合考滤，确定锌粗选丁基黄药用量为120g/t. 2.3闭路试验在条件试验和开路试验基础上，拟定了所示的闭路试验流程，试验结果见表8.表8闭路试验结果产品产率品位回收率混合精矿锌精矿尾矿原矿从表8可以看出，采用1粗1精1扫铅锌等可浮、1粗2精1扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石，较终可获得铅、锌品位分别为29. 79%、32.43%，铅、锌回收率分别为90.78%、6.60%的铅锌混合精矿，以及锌品位为56. 91%、锌回收率为61.41%的锌精矿，铅、锌总回收率分别达90.78%和98.01%. 3结论广东某铅锌矿属于隐晶质铅锌矿，铅氧化率含量较高，且铅锌共生关系密切，分离难度较大。
扫铅锌等可浮、1粗2精1扫选锌、中矿顺序返回流程处理该矿石，较终获得了铅、锌品位分别为29. 79%、32.43%，回收率分别为90.78%、6.60%的铅锌混合精矿，以及锌品位为56. 91%、回收率为61. 41%的锌精矿，铅、锌总回收率分别达90.78%和98.01%.药剂用量单位：g/t丁基黄药+乙硫氮：15+15混合精选丁基黄药+乙硫氮：2.5+2.5混合扫选铅锌混合精矿：2油：22锌粗选丁基黄药：30（锌精选1丁基黄药：30锌扫选锌精选2尾矿参雷力，周兴龙，文书明，等。我国铅锌矿资源综合利用现状。
焙烧矿磨矿细度试验原矿样加入8%的煤粉并混匀，在850°C下焙烧60min，培烧样磨矿产品弱磁选磁场强度为151.27kA/m，
磨矿细度（-200目含量）/%磨矿细度试验结果一品位；一回收率从可看出，提高磨矿细度，精矿铁品位先微幅升高、后明显下降，铁回收率先上升后维持在高位。
综合考虑，确定焙烧样磨矿细度为-200目占75%.2.6流程试验结果为了提高精矿品位和回收率，对磨矿产品进行了1粗1精1扫、中矿集中返回流程试验，结果产品产率Fe品位回收率精矿尾矿给矿从表3可看出，该矿样采用磁化焙烧一弱磁选工艺处理，可获得铁品位为61.14%、铁回收率为89.80%的铁精矿。
贵州某褐铁矿石矿物成分较简单，金属矿物主要为赤褐铁矿，脉石矿物主要为黏土、石英等。
烧时间为60min、焙烧产物磨矿细度为-0.074mm75%、弱磁选场强为151.27kA/m情况下，采用1粗1精1扫、中矿集中返回流程处理该矿石，可获得铁品位为61.14%、回收率为89.80%的铁精矿。