CN102747233A

CN102747233A - 从锌氧压浸出渣中空化预处理及硫浮选回收硫精矿的工艺

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Publication number: CN102747233A
Application number: CN2012102495724A
Authority: CN
Inventors: 杨大锦; 李晓阳; 刘俊场; 张晶; 付维琴; 刘玫华
Original assignee: Kunming Metallurgical Research Institute
Current assignee: Kunming Metallurgical Research Institute
Priority date: 2012-07-18
Filing date: 2012-07-18
Publication date: 2012-10-24
Anticipated expiration: 2032-07-18
Also published as: CN102747233B

Abstract

本发明提供一种从锌氧压浸出渣中空化预处理及硫浮选回收硫精矿的工艺，步骤：(1)对含硫、锌、铅、银等元素的复杂氧压浸出渣进行调浆；(2)将调浆好的浆液进行空化预处理；(3)将空化预处理后的氧压浸出渣进行调浆后加入到浮选槽进行浮选，经粗选、精选、扫选后得到浮选硫精矿和尾矿；该工艺通过空化预处理结合硫磺浮选，浮选过程稳定，浮选闭路流程中回收率和精矿品位得到明显提高，硫精矿品位提高10~15%，达到90~97%；硫回收率提高5~10%，达到91~98%；尾矿中Ag的品位从原矿中260g/t左右提高至520g/t~560g/t，回收率从65%左右提高至96%左右；本发明实现了单质硫与Ag的分选，减少氧压浸出渣量的堆存并为各种元素的综合回收利用提供有利条件。

Description

从锌氧压浸出渣中空化预处理及硫浮选回收硫精矿的工艺

技术领域：

本发明属于有色金属冶炼综合回收利用领域，具体涉及从锌氧压浸出渣中空化预处理及硫浮选回收硫精矿的工艺。

背景技术：

在我国的锌资源中，铅锌矿床物质成分复杂，共伴生组分多，综合利用价值大高铁闪锌矿是以铅锌为主的多金属硫化矿，选矿所得的硫化锌精矿为高铁硫化锌精矿，其普遍伴生有Cu、Fe、S、Ag、Au、Sn、In、Ga和Ge等有价元素。我国多金属伴生的高铁闪锌矿资源丰富，高铁闪锌矿的锌金属储量达2000万吨以上，未来或许将是我国重要的锌冶炼资源。

共伴生有多金属的高铁闪锌矿采用传统的沸腾焙烧-浸出工艺处理时，易形成铁酸锌，常规浸出时锌浸出率低，浸出渣需要采用高温高酸或挥发工艺进行处理。采用高温高酸处理浸出渣时，浸出液中含铁高，浸出液除铁的渣量大，锌损失大；采用挥发工艺处理，则共伴生的金属回收率相对比较低、处理能耗相对比较高。常规传统工艺不能高效、综合处理高铁闪锌矿，以回收其中的共伴生有价金属。

对于硫酸消耗不发达的地区，高铁闪锌矿焙烧-浸出时产生的烟气需要制酸，由于运输距离等的限制，产出的大量硫酸无法有效利用，限制了高铁闪锌矿等资源经济、环保和综合利用。

氧压酸浸技术是有效处理高铁闪锌矿一种新技术，也是我国重点推广的一种锌冶炼技术。其优点是生产过程中产出元素硫，无烟气硫酸产出，消除了二氧化硫污染，锌浸出率高，共伴生金属如In、Cu、Ge和Ga等回收率高的优点，对锌资源具有良好的适应性。我国从20世纪80年代开始对锌精矿的加压浸出进行了研究，一些研究所和企业先后开展了小型试验，但一直未能实现工业应用。云南冶金集团从20世纪末开始对锌精矿的氧压浸出技术进行了试验研究，并于2004年建成1万t/年的一段法加压酸浸示范厂投产。2008年建成高铁锌精矿的2万t/年的二段法氧压酸浸投产。近年来又有创新发展，加压湿法冶金应用逐渐扩大，利用所开发的加压浸出技术，建设世界最大的高铁高铟硫化锌精矿年产14万t/a的锌冶炼厂。

虽然氧压酸浸技术解决了高铁闪锌矿处理过程中二氧化硫污染、锌浸出率低、共伴生金属In、Cu、Ge和Ga等回收率低的问题，但是其浸出渣中依然含有元素S、未浸出的Pb和Zn、Ag等，Zn含量约~5%、银含量~500g/t左右、元素S40~60%、Pb含量~4%，综合回收价值大。氧压浸出渣如果弃之，元素硫自然氧化对环境产生严重污染，并且浪费了一种可利用的二次资源。

目前，国内外针对硫化锌精矿氧压浸出渣中的硫回收研采用浮选元素硫获得硫精矿－硫精矿热熔过滤获得硫磺。浸出渣浮选时的硫精矿的硫品位低（~80%左右，元素硫含量~72%），造成硫精矿热熔过滤时的渣量大，元素硫的回收率低，从而单位产品硫磺的能耗高等缺点；同时在浸出渣的硫精矿浮选时，浸出渣中的Ag、Sn等分散在硫精矿和浮选硫精矿后的尾矿中，对Ag、Sn等综合高效回收造成比较大的难度。

发明内容：

为实现硫化锌精矿氧压浸出渣中硫磺的高效回收，本发明提供一种从锌氧压浸出渣中空化预处理及硫浮选回收硫精矿的工艺，该工艺流程简单、浮选硫精矿品位高，本发明通过空化预处理氧压酸浸渣，使氧压酸浸过程中元素硫与其它的金属或脉石矿物解离，从而在硫精矿的浮选中能够获得更高品位的硫精矿，并减少硫精矿对共伴生金属如Ag等的夹带，从而实现在热熔过滤时渣量小，硫磺的单位能耗低，硫磺的回收率高，同时，也减少了Ag、Sn的在硫精矿和尾矿中分散，为从浮选硫精矿后的尾矿中高效回收Ag、Sn等金属提供条件。本发明使得氧压浸出渣的综合利用价值得到最大化，也使锌浸出渣对环境的污染降到最小。

本发明的工艺步骤如下：

(1)、将含硫、锌、铅、银等元素的复杂氧压浸出渣，加入调浆槽与水按液固质量比(1~15):1进行调浆；

(2)、通过空化螺旋桨、水泵空化或超声波空化等空化预处理装置，在一定空化预处理条件下对经调浆的氧压浸出渣浆液进行空化作用，经空化预处理的氧压浸出渣浆液调整矿浆浓度至10~50%后进入浮选工艺；

(3)、将空化预处理并调整矿浆浓度后的氧压浸出渣浆液加入到浮选槽进行浮选分离，经粗选、精选、扫选后得到浮选硫精矿和尾矿。

所述步骤(2)对经调浆的氧压浸出渣浆液进行空化作用的空化预处理条件为：温度15~95℃、时间1~720min；采用空化螺旋桨时其转速为1000~10000r/min，采用水泵空化时水泵压力为3.8~6.5Mpa，采用超声波空化时其频率为10~40kHz。

所述步骤(3)的浮选分离工艺为：粗选1~3段、精选2~5段和扫选2~4段。

所述浮选工艺中粗选后的精矿进行精选，精选1段后的尾矿再返回粗选，精选n段的尾矿返回n-1段精选，精选n段后的精矿为硫精矿，其中的n≤5。

所述浮选工艺中粗选后的尾矿进行扫选，扫选1段后的中矿返回粗选，扫选m段后的中矿返回扫选m-1段，扫选m段后的尾矿为铅、银渣进行堆存以备后续铅银回收，其中的m≤4。

本发明提出的对氧压浸出渣进行空化预处理后再浮选的新工艺，浮选过程稳定，工艺简单可行，减少了氧压浸出渣的堆放量，选别指标与现有技术相比，浮选闭路流程中硫精矿品位及浮选尾矿中银的品位均得到明显提高，硫精矿品位提高10~17%，达到90~97%；硫回收率提高5~10%，达到91~98%。硫精矿中单质硫品位达80～85%、回收率达到98～99.9%，品位及回收率比传统浮选及磨矿浮选工艺分别高15～20%和5～15%。尾矿中Ag的品位从原矿的300gt提高至520g/t~560g/t，回收率达到90~95%，比传统浮选工艺品位提高50～100g/t、回收率比传统浮选工艺的65%提高了30%左右，效果显著。本发明实现了硫磺与Ag的有效分离，得到的浮选硫精矿品位及回收率高能直接进行硫磺的热熔过滤，浮选尾矿中银的品位及回收率都较高为尾矿中Ag等元素的回收利用奠定了基础。

附图说明

图1a：空化预处理解离依附于浸出渣表面结晶的液态硫磺原理示意图（空化气核溃灭前）；

图1b：空化预处理解离依附于浸出渣表面结晶的液态硫磺原理示意图（空化气核溃灭后）；

图2a：空化预处理单独成核的硫磺与浸出渣相互粘接的解离原理示意图（空化气核溃灭前）；

图2b：空化预处理单独成核的硫磺与浸出渣相互粘接的解离原理示意图（空化气核溃灭后）；

图3：现有的直接浮选工艺流程图；

图4：现有的最佳磨矿细度浮选工艺流程图；

图5：本发明提供的空化预处理浮选工艺流程图。

下面结合附图进一步解释本发明的原理：

硫化锌精矿中的硫化物通过氧压浸出反应被氧化成元素硫，由于氧压酸浸温度在140℃以上，浸出时产生的元素硫以液态形式存在、同时由于性质与水溶液不同而独立形成液态硫磺相，或吸附在浸出渣表面或悬浮在浸出液中，其随浸出料浆在闪蒸槽和调节槽中冷却时，液态元素硫冷却结晶形成独立的硫磺相。硫磺在冷却结晶时会出现两种情况：①液态的硫磺依附于浸出渣(包括硫化锌精矿中的脉石矿物和从溶液中沉淀的二次矿物)表面进行成核、结晶；②液态硫磺单独形成晶核，各晶核之间再相互之间粘接长大或各晶核与浸出渣相互粘接长大。这两种情况对浮选过程主要存在着这样的影响：粘附在浸出渣表面的硫磺或夹带有浸出渣的硫磺在硫磺的浮选中浸出渣随硫磺的浮选而一同浮选进入到硫精矿中，造成硫精矿的品位低，同时，浸出渣中的有价元素如Ag等也随脉石矿物等被浮选而进入到硫精矿中，造成Ag等分散，不便于后续的综合回收。

传统的磨矿如球磨、气体粉碎等能够实现矿石包裹体或夹带体的解离，但由于固态硫磺韧性或延展性好，采用传统磨矿解离时虽然能够实现硫磺颗粒的变小，但其夹带或粘附的浸出渣也会被挤压入硫磺颗粒中，不能实现硫磺和其粘附、夹带的浸出渣解离，因而，浮选时即使采用磨矿作业也不能有效提高浮选硫精矿的品位和减少Ag等的分散。

而本发明新工艺与传统工艺的显著区别在于：空化预处理时产生的空化气核长大与溃灭，从而在溶液内部产生强大的剪切力以及紊流下的剪切力，其将相互粘附夹带有浸出渣的硫磺由于独立硫磺相内部与结合的浸出渣之间结合力的差异而实现硫磺与浸出渣的相互解离，从而提高浸出渣中元素硫即硫磺单体的数量，降低硫磺夹带与吸附的浸出渣量，以便于其浮选时能够高品位的硫精矿及减少Ag等金属在硫精矿中分散程度即含量。

本发明空化预处理氧压酸浸渣的原理示意图1、2所示：①液态的硫磺依附于浸出渣(包括硫化锌精矿中的脉石矿物和从溶液中沉淀的二次矿物)表面进行成核、结晶的解离如图1a、1b所示。空化预处理氧压酸浸渣时，空化效应作用于氧压浸出渣浆液过程中产生了大量空化气核1，空化气核1会随周围介质的振动而不断运动、长大并突然溃灭为4，空化气核溃灭为4后产生强大的剪切力5使原来粘附在浸出渣(包括硫化锌精矿中的脉石矿物和从溶液中沉淀的二次矿物)表面的硫磺2从浸出渣(包括硫化锌精矿中的脉石矿物和从溶液中沉淀的二次矿物)3的表面被剥离下来，达到硫磺与浸出渣(包括硫化锌精矿中的脉石矿物和从溶液中沉淀的二次矿物)分离的目的，然后通过浮选将硫磺吸附在浮选气泡上，从而提高氧压浸出渣中硫的品位及回收率，并起到将尾矿中Ag、Sn等金属品位进行富集的作用。②单独成核的液态硫磺与浸出渣相互粘接之间的分离如图2a、2b所示。空化预处理氧压酸浸渣时，空化效应作用于氧压浸出渣浆液过程中产生了大量空化气核1，空化气核1会随周围介质的振动而不断运动、长大并突然溃灭为4，空化气核溃灭为4后产生强大的剪切力5使原来单独成核与浸出渣相互粘接长大的硫磺2从浸出渣(包括硫化锌精矿中的脉石矿物和从溶液中沉淀的二次矿物)3的表面被剥离下来，达到单独成核的液态硫磺与浸出渣(包括硫化锌精矿中的脉石矿物和从溶液中沉淀的二次矿物)相互粘接之间分离的目的，然后通过浮选将硫磺吸附在浮选气泡上，从而提高氧压浸出渣中硫的品位及回收率，并起到将尾矿中Ag、Sn等金属品位进行富集的作用。

此外，对于氧压浸出渣硫浮选工艺来说，空化作用只能用于氧压浸出渣的预处理，不能与浮选工序同时作业，这是由于空化气核的溃灭过程中会破坏浮选药剂以及浮选时间与空化作用时间不一致等因素的影响所决定。因此，该发明形成了以空化预处理及硫浮选回收硫精矿的新工艺。

具体实施方式：

实施例1、矿石样品为某锌冶炼厂氧压浸出渣，试验采用传统直接浮选、磨矿浮选工艺与空化预处理浮选闭路流程三种工艺，其中浮选闭路流程为1段粗选、4段精选、2段扫选，如图3、4、5所示。

最佳磨矿细度条件为：磨矿细度为（-325目）>70%。

空化预处理工艺条件为：采用水泵空化进行预处理，水泵压力为4.5MPa，调浆液固质量比为7:1，空化预处理温度25℃、时间3h。

浮选条件：①浮选矿浆浓度为35%；②粗选条件为：水玻璃用量6500g/t、硫酸铜用量300g/t、丁黄药用量170g/t、2^#油用量20g/t；③精选条件：精选Ⅰ水玻璃用量700g/t，精选Ⅱ水玻璃用量500g/t，精选Ⅲ水玻璃用量300g/t，精选Ⅳ水玻璃用量100g/t，④扫选Ⅰ水玻璃用量1000g/t、硫酸铜用量100g/t、丁黄药用量60g/t、2^#油用量10g/t，扫选Ⅱ水玻璃用量500g/t、硫酸铜用量50g/t、丁黄药用量40g/t。

对比传统直接浮选、磨矿浮选工艺与空化预处理浮选工艺原料成分及选别指标的试验结果见表1。

表1直接浮选工艺、最佳磨矿细度浮选工艺与空化预处理浮选新工艺对比试验结果

注：S⁰表示为单质硫

从表1可知，该条件下直接浮选工艺与最佳磨矿细度浮选工艺硫精矿及尾矿S、Zn、Pb、Ag品位及回收率相差不大，硫精矿中S的品位分别为79.12%、80.03%；硫精矿中单质硫的品位分别为63.12%、64.33%；Ag在尾矿中的品位分别为369.39g/t、392.69g/t，Ag回收率较低为57.22%、62.73%。而通过空化预处理的浮选工艺与直接浮选、最佳磨矿细度浮选工艺相比，硫精矿中S的品位从传统及磨矿浮选工艺的80%左右提高至96.06%，回收率也从89%左右提高至93.51%；硫精矿中单质硫的品位从传统及磨矿浮选工艺的63%～64%提高至81.03%，回收率也从90%左右提高至99.85%；尾矿中Ag的品位从传统及磨矿浮选工艺的360g/t～400g/t提高至522.74/t，尾矿中银的回收率从57%～60%提高至97.61%，比直接浮选、最佳磨矿细度浮选工艺中的回收率提高35%～40%；此外，尾矿中铅的品位及回收率也有较大提高。

实施例2、矿石样品为某锌冶炼厂氧压浸出渣，试验采用传统直接浮选、磨矿浮选工艺与空化预处理浮选闭路流程三种工艺，其中浮选闭路流程为1段粗选、4段精选、2段扫选，如图3、4、5所示。

最佳磨矿细度条件为：磨矿细度为（-325目）>70%。

空化预处理工艺条件为：采用空化螺旋桨进行预处理，空化螺旋桨转速为7000r/min，调浆液固比为5:1，空化预处理温度35℃、时间0.5h。

浮选条件：①浮选矿浆浓度为42%；②粗选条件为：水玻璃用量6000g/t、硫酸铜用量300g/t、丁黄药用量200g/t、2^#油用量20g/t，③精选条件：精选Ⅰ水玻璃用量600g/t；精选Ⅱ水玻璃用量400g/t；精选Ⅲ水玻璃用量200g/t；精选Ⅳ水玻璃用量100g/t，④扫选Ⅰ水玻璃用量1000g/t、硫酸铜用量100g/t、丁黄药用量60g/t、2^#油用量10g/t；扫选Ⅱ水玻璃用量500g/t、硫酸铜用量50g、丁黄药用量40g。

对比传统直接浮选、磨矿浮选工艺与空化预处理浮选工艺原料成分及选别指标的试验结果见表2。

表2直接浮选工艺、磨矿浮选工艺与空化预处理浮选新工艺对比试验结果

注：S⁰表示为单质硫

从表2可知，硫精矿中S的品位分别为80.67%、81.56%；硫精矿中单质硫的品位分别为63.78%、64.11%左右；Ag在尾矿中的品位分别为360.50g/t、390.12g/t，Ag回收率较低为58.70%、63.03%。而通过空化预处理的浮选工艺与直接浮选、最佳磨矿细度浮选工艺相比，硫精矿中S的品位从传统及磨矿浮选工艺的81%左右提高至96.87%，回收率也从88%～90%左右提高至92.27%；硫精矿中单质硫的品位从传统及磨矿浮选工艺的63%～65%左右提高至82.73%，回收率也从88%～90%提高至99.64%；尾矿中Ag的品位从传统及磨矿浮选工艺的360g/t～390g/t提高至503.47/t，尾矿中银的回收率从58%～63%提高至96.25%，比直接浮选、最佳磨矿细度浮选工艺中的回收率提高33%～38%；另外，空化预处理的浮选工艺尾矿中铅的回收率比其他两种工艺提高20%左右。

实施例3、矿石样品为某锌冶炼厂氧压浸出渣，试验采用传统直接浮选、磨矿浮选工艺与空化预处理浮选闭路流程三种工艺，其中浮选闭路流程为1段粗选、4段精选、2段扫选，如图3、4、5所示。

最佳磨矿细度条件为：磨矿细度为（-325目）>70%。

空化预处理工艺条件为：采用空化螺旋桨进行预处理，空化螺旋桨转速为5000r/min，调浆液固比为3:1，空化预处理温度50℃、时间1h；

浮选条件：①浮选矿浆浓度为42%；②粗选条件为水玻璃用量6500g/t、硫酸铜用量350g、丁黄药用量160g/t、2^#油用量20g，③精选条件：精选Ⅰ水玻璃用量700g/t；精选Ⅱ水玻璃用量400g/t；精选Ⅲ水玻璃用量300g/t；精选Ⅳ水玻璃用量100g/t，④扫选Ⅰ水玻璃用量800g/t、硫酸铜用量100g/t、丁黄药用量50g/t、2^#油用量10g/t；扫选Ⅱ水玻璃用量400g/t、硫酸铜用量50g/t、丁黄药用量40g/t。

对比直接浮选工艺、最佳磨矿细度下浮选与空化预处理浮选工艺原料成分及选别指标的试验结果见表3。

表3直接浮选工艺、最佳磨矿细度下浮选工艺与空化预处理浮选工艺对比试验结果

注：S⁰表示为单质硫

从表3可知，该条件下直接浮选工艺与最佳磨矿细度浮选工艺硫精矿及尾矿S、Zn、Pb、Ag品位及回收率基本相当，硫精矿中S的品位分别为81.35%、80.78%；硫精矿中单质硫的品位分别为65.92%、65.08%左右；Ag在尾矿中的品位分别为382.91g/t、393.49g/t，Ag回收率为61.18%、64.99%。而通过空化预处理的浮选工艺与直接浮选、最佳磨矿细度浮选工艺相比，硫精矿中S的品位从传统及磨矿浮选工艺的81%左右提高至94.64%，回收率也也略有提高，达到91.27%；硫精矿中单质硫的品位从传统及磨矿浮选工艺的65%左右提高至80.51%，回收率也从88%～93%提高至98.65%；尾矿中Ag的品位从传统及磨矿浮选工艺的380g/t～390g/t提高至512.07g/t，尾矿中银的回收率从61%～65%提高至96.19%，比直接浮选、最佳磨矿细度浮选工艺中的回收率提高31%～35%。

实施例4、矿石样品为某锌冶炼厂氧压浸出渣，试验采用传统直接浮选、磨矿浮选工艺与空化预处理浮选闭路流程三种工艺，其中浮选闭路流程为1段粗选、4段精选、2段扫选，如图3、4、5所示。

最佳磨矿细度条件为：磨矿细度为（-325目）>70%。

空化预处理工艺条件为：采用超声波空化进行预处理，超声频率为17kHz，调浆液固比为5:1，空化预处理温度40℃、时间2h；

浮选条件：①浮选矿浆浓度为42%；②粗选条件为水玻璃用量7000g/t、硫酸铜用量350g/t、丁黄药用量160g/t、2^#油用量30g，③精选条件：精选Ⅰ水玻璃用量650g/t；精选Ⅱ水玻璃用量400g/t；精选Ⅲ水玻璃用量200g/t；精选Ⅳ水玻璃用量100g/t，④扫选Ⅰ水玻璃用量750g/t、硫酸铜用量120g/t、丁黄药用量60g/t、2^#油用量15g/t；扫选Ⅱ水玻璃用量400g/t、硫酸铜用量50g/t、丁黄药用量40g/t。

对比直接浮选工艺、最佳磨矿细度下浮选与空化预处理浮选工艺原料成分及选别指标的试验结果见表4。

表4直接浮选工艺、最佳磨矿细度浮选工艺与空化预处理浮选工艺对比试验结果

注：S⁰表示为单质硫

从表4可知，该条件下直接浮选工艺与最佳磨矿细度浮选工艺硫精矿及尾矿S、Zn、Pb、Ag品位及回收率相差不大，硫精矿中S的品位分别为79.47%、78.53%；硫精矿中单质硫的品位分别为61.45%、61.29%左右；Ag在尾矿中的品位分别为390.99g/t、390.33g/t，Ag回收率为64.91%、63.53%。而通过空化预处理的浮选工艺与直接浮选、最佳磨矿细度浮选工艺相比，硫精矿中S的品位从传统及磨矿浮选工艺的79%左右提高至96.16%，回收率也从85%～86%左右提高至90.52%；硫精矿中单质硫的品位从传统及磨矿浮选工艺的61%左右提高至83.82%，回收率也从83%～85%提高至99.76%；尾矿中Ag的品位从传统及磨矿浮选工艺的390g/t左右提高至486.31/t，尾矿中银的回收率从63%～65%提高至94.07%，比直接浮选、最佳磨矿细度浮选工艺中的回收率提高35%左右。

由表1～4所示数据可见，在相同粗选、精选、扫选浮选段数及药剂用量条件下，采用空化预处理浮选工艺相比直接浮选工艺、最佳磨矿细度浮选工艺具有以下优点：①硫精矿中元素硫品位及回收率高，硫精矿中元素硫品位达90～97%、回收率达到91～98%，品位及回收率比传统浮选及磨矿浮选工艺分别高10%～15%、5%～10%；②硫精矿中单质硫品位品位及回收率高，硫精矿中单质硫品位达80～85%、回收率达到98%～99.9%，品位及回收率比传统浮选及磨矿浮选工艺分别高15%～20%、5%～15%；③尾矿中Ag品位及回收率高，尾矿中Ag品位达480g/t～520g/t、回收率达到94～98%，品位及回收率比传统浮选及磨矿浮选工艺分别高100g/t～200g/t、30%～38%。采用空化预处理浮选新工艺处理氧压浸出渣能有效实现氧压浸出渣中S和Ag的分选，有利于氧压浸出渣的综合回收利用。

Claims

1.从锌氧压浸出渣中空化预处理及硫浮选回收硫精矿的工艺，其特征在于步骤如下：

2.如权利要求1所述的工艺，其特征在于所述步骤(2)对经调浆的氧压浸出渣浆液进行空化作用的空化预处理条件为：温度15~95℃、时间1~720min；采用空化螺旋桨时其转速为1000~10000r/min，采用水泵空化时水泵压力为3.8~6.5Mpa，采用超声波空化时其频率为10~40kHz。

3.如权利要求1所述的工艺，其特征在于所述步骤(3)的浮选分离工艺为：粗选1~3段、精选2~5段和扫选2~4段。

4.如权利要求1或3所述的工艺，其特征在于所述浮选工艺中粗选后的精矿进行精选，精选1段后的尾矿再返回粗选，精选n段的尾矿返回n-1段精选，精选n段后的精矿为硫精矿，其中的n≤5。

5.如权利要求1或3所述的工艺，其特征在于所述浮选工艺中粗选后的尾矿进行扫选，扫选1段后的中矿返回粗选，扫选m段后的中矿返回扫选m-1段，扫选m段后的尾矿为铅、银渣进行堆存以备后续铅银回收，其中的m≤4。