CN114908246A - 一种综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法，属于铅锌冶金技术领域，解决了现有技术中氧化铅锌矿难以选矿富集、铅锌无法有效分离的问题。一种综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法包括：步骤1.利用硫化氢对氧化和硫化铅锌混合矿石的矿浆进行硫化；步骤2.对硫化后的矿浆进行浮选得到铅锌精矿；步骤3.对铅锌精矿进行硫酸溶液浸出，实现铅和锌的分离。本发明不需要额外购买硫化剂，利用铅锌矿本身未被完全氧化的硫对矿物进行硫化，不仅选矿成本大幅降低，还能够有效提高氧化和硫化铅锌混合矿中锌和铅的选矿回收率和矿品位，同时实现铅锌的分离。

Description

一种综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法

技术领域

本发明涉及铅锌冶金技术领域，尤其涉及一种综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法。

背景技术

我国氧化和硫化铅锌混合矿储量巨大，主要集中在诸如云南的兰坪、会泽，广西的泗顶，辽宁的紫河和陕西的铅峒山等矿山，氧化和硫化铅锌混合矿的中氧化铅锌质量占比范围在30％-50％左右，硫化铅锌矿氧化铅锌矿共存，同时具有易泥化、矿浆中离子组分复杂、浮选药剂选择性差等特点，导致无法经济的选出高品质精矿，氧化和硫化铅锌混合矿的利用率一直处于较低水平。

氧化和硫化铅锌混合矿中，硫化铅锌矿主要以硫化铅和硫化锌的形式存在，氧化铅锌矿则主要以氧化物和盐酸盐的形式存在，氧化铅锌矿和硫化铅锌矿选矿过程中存在巨大差异。硫化铅锌矿具有低的表面能，疏水性较好，相对易于浮选；而氧化铅锌矿氧化铅锌矿物表面具有高表面能、亲水性较强、表面离子容易溶解等特点，与脉石矿物性质接近，很难实现氧化铅锌矿物和脉石矿物之间的分离。

氧化和硫化共伴生的铅锌矿往往需要加入硫化剂，将氧化铅锌矿表面硫化后再浮选，才能提高氧化后硫化铅锌矿的选出精矿品位和回收率。

国内氧化铅浮选前主要采用的硫化剂是硫化钠Na₂S·9H₂O，理论硫含量13.3％，运输半径小，价格昂贵。同时，大量实验表明硫化pH也至关重要，保持矿浆稳定的酸度可以在氧化铅锌矿表面形成更好的硫化膜，研究表明以pH在10左右为宜。然而，硫化钠的硫化过程是一个生成氢氧化钠，pH逐渐增加的过程，过程酸度难以稳定控制。

除加入硫化钠或硫氢化钠作为硫化剂以外，还有研究者采用焙烧的方法进行氧化铅锌矿的硫化。火法硫化采用的硫化剂是硫磺或者黄铁矿，需要在500℃以上的高温下进行，黄铁矿与待硫化氧化铅锌矿的配料质量比为1:1，氧化铅锌矿的硫化率可以达到80％以上，选矿回收率可以更是高达86％-90％。由此可见，火法硫化硫化程度高、选出精矿回收率高、品位高的特性，但是缺点也很突出，需要高温焙烧带来的高能耗、以及配入硫化剂的高用量，都限制了这一方法的应用。

综上所述，湿法硫化过程的稳定控制、硫化试剂的高成本；火法硫化过程的高能耗、硫化剂高消耗，是制约氧化铅锌占比范围高的氧化和硫化铅锌混合矿高效利用的关键环节。同时，铅锌共生矿出售过程中锌不计价，在铅锌无法实现有效分选的背景下，也大大降低了选矿企业的利润。因此，发展氧化和硫化铅锌混合矿的高效硫化浮选以及铅锌分离技术至关重要。

发明内容

鉴于上述的分析，本发明旨在提供一种综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法，至少解决下列技术问题之一：氧化和硫化铅锌混合矿选矿困难，选出品位低，铅锌回收率低；铅锌难以实现有效分选，影响铅锌资源充分利用；普通硫化剂硫化过程控制困难，硫化效果差等问题。

本发明提供一种综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法，所述方法包括：

步骤1.利用硫化氢对氧化和硫化铅锌混合矿石的矿浆进行硫化；

步骤2.对硫化后的矿浆进行浮选得到铅锌精矿；

步骤3.对铅锌精矿进行硫酸溶液浸出，实现铅和锌的分离。

进一步地，步骤3中，对铅锌精矿进行硫酸溶液浸出，浸出过程中生成硫化氢气体，循环用于步骤1的硫化过程。

进一步地，步骤3中，对铅锌精矿进行硫酸溶液浸出，得到浸出渣，所述浸出渣为铅精矿。

进一步地，所述步骤1包括：

步骤11.对氧化和硫化铅锌混合矿原矿石进行破碎制浆，得到矿浆；

步骤12.调节矿浆pH至7～12；

步骤13.向矿浆中通入硫化氢进行硫化。

进一步地，所述步骤11中，破碎至40-120微米。

进一步地，所述步骤13中，通入硫化氢的速度为0.5～2L/min。

进一步地，所述步骤1中，矿浆硫化终点pH小于7。

进一步地，所述氧化和硫化铅锌混合矿中的氧化铅锌质量含量为5wt.％-90wt.％。

进一步地，步骤3中，浸出过程中硫酸溶液与铅锌精矿的液固比为3mL/g～5mL/g。

进一步地，步骤3中，硫酸溶液的浓度为100g/L～500g/L。

进一步地，步骤1中，所述硫酸溶液浸出的时间为2h～8h。

进一步地，步骤1中，所述浸出温度为80℃～95℃。

进一步地，所述步骤3中，氧化和硫化铅锌混合矿中含有杂质铜时，对铅锌精矿进行硫酸溶液浸出后，所述杂质铜全部进入浸出渣。

进一步地，所述氧化和硫化铅锌混合矿中铅含量为1～10wt.％,锌含量为1～10wt.％。

本发明与现有技术相比，本发明还可实现如下有益效果之一：

(1)现有技术采用价格贵的传统硫化钠作为硫化剂，硫化钠硫化过程中产生的氢氧化钠，过强的碱性会导致矿石表面氧化物硫化效果变差，对浮选造成不利影响，并且碱性废水会对环境造成污染，需要使用大量的酸进行中和。本发明以硫化氢为硫化剂，反应环境温和，硫化过程中生成中性的水，不产生碱性废液不会大幅改变矿浆酸碱度，相比传统硫化剂的硫化过程，硫化氢作为硫化剂时矿浆酸碱度更容易控制，硫化效果更好，相比可获得更好的选矿品位和回收率，也降低了碱性废水的排放。

(2)传统硫化铅锌矿在浮选后得到铅锌精矿采用火法工艺，能耗高，铅锌难以分离，而本发明采用酸浸的湿法进行冶炼，有效克服了火法的高能耗，通过浸出过程后的固液分离将铅和锌有效分离，实现了对硫化铅锌矿的湿法冶炼，并能够对有毒有害的硫化氢气体进行有效的循环利用，用于氧化和硫化铅锌混合矿石的矿浆的硫化，使得能够实现氧化铅锌矿的高效富集与分离，通过浮选得到铅锌精矿，实现了浮选和湿法冶炼的有效协同作用，克服了为避免产生有毒有害硫化氢气体而摒弃湿法冶炼的技术偏见。

(3)本发明可利用浮选得到的或另外的铅锌精矿硫酸浸出得到的硫化氢对矿物进行硫化实现表面改性，实现铅锌混合矿的浮选，既节省了矿物硫化所需的外用硫化试剂，同时有效的解决了酸浸过程中所产生硫化氢气体的排放问题，实现了矿物中硫元素的有效循环利用。

(4)氧化铅锌矿储量多、价值高，但是由于铅锌混合产出、氧化和硫化铅锌矿共存，导致选矿富集难度大，一直不能很好的利用。本发明可以充分利用氧化和硫化铅锌混合矿自身的硫，对矿物进行硫化和表面改性，实现了氧化铅锌矿的高效富集与分离。

(5)现有技术因铅锌选矿性质差异小，传统铅锌矿选矿过程中铅锌分选非常困难，而铅锌精矿出售时锌不计价，造成选矿企业利润低。本发明利用铅锌矿化学溶解性质的差异，实现选精矿中氧化锌/硫化锌选择性浸出，在解决矿浆硫化问题的同时，还解决了铅锌分离的难题，进一步提高铅精矿品位和品质。本发明铅锌联合选冶技术，不仅解决了氧化铅锌矿选矿问题，同时还通过冶炼的方式实现了锌矿物的选择性浸出，获得硫酸锌产品，解决了氧化和硫化共伴生矿铅锌资源综合利用的问题，能够实现铅锌资源的充分利用。

本发明中，上述各技术方案之间还可以相互组合，以实现更多的优选组合方案。本发明的其他特征和优点将在随后的说明书中阐述，并且，部分优点可从说明书中变得显而易见，或者通过实施本发明而了解。本发明的目的和其他优点可通过说明书以及附图中所特别指出的内容中来实现和获得。

附图说明

附图仅用于示出具体实施例的目的，而并不认为是对本发明的限制，在整个附图中，相同的参考符号表示相同的部件。

图1为实施例一工艺流程图；

图2为实施例二工艺流程图；

图3为实施例三工艺流程图。

具体实施方式

氧化和硫化铅锌混合矿含量巨大，利用率一直很低，首先氧化铅锌矿和硫化铅锌矿混杂在一起，锌矿和铅矿混杂在一起，对选矿和冶炼要求都极高。现有技术对氧化铅锌矿进行硫化主要使用硫化钠，硫化钠进行硫化时生成氢氧化钠，溶液pH会逐渐变大，过大的pH会影响硫化效果，对浮选造成不良影响，使得选矿效果差。同时，对选矿后所得精矿的冶炼中，主要采用火法冶炼，硫被转化为二氧化硫用于制备低价值的硫酸。

为了解决上述问题，本发明提供一种综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法，利用硫化氢对氧化和硫化铅锌混合矿石的矿浆进行硫化，对硫化后的氧化和硫化铅锌混合矿石进行浮选得到铅锌精矿，对铅锌精矿进行硫酸溶液浸出，得到浸出渣和浸出液，浸出渣为铅精矿，浸出液为硫酸锌溶液，实现了铅和锌的分离。在实施过程中，氧化和硫化铅锌混合矿如果含有少量的铜(杂质铜)，由于硫化铜的溶度积很小，硫化氢硫化过程中氧化铜也将被硫化，浮选过程中随着铅锌硫化物一起富集得到含铜的铅锌精矿；随后的浸出过程中，硫化铜不与稀硫酸发生反应而与铅一起进入浸出渣得到进一步富集，也会随铅一起进入浸出渣回收。

对铅锌精矿进行硫酸溶液浸出过程中生成硫化氢气体，收集反应过程中产生的硫化氢气体，用于选矿工艺中的硫化过程，能够充分利用氧化和硫化铅锌混合矿自身的硫，节省矿物硫化所需的外用硫化试剂，同时有效利用酸浸过程中所产生硫化氢气体，解决了酸浸过程中硫化氢气体排放问题，实现了矿物中硫元素的有效循环利用。

对上述方案更进一步的优化是，工艺开始前，即利用硫化氢对氧化和硫化铅锌混合矿石的矿浆进行硫化前，还可以采用对铅锌精矿进行硫酸浸出，收集浸出过程中生成的硫化氢气体，利用浸出过程中收集的硫化氢作为氧化和硫化铅锌混合矿石的矿浆进行硫化的硫化氢的来源。铅锌精矿可以直接外购，也可以采用本工艺氧化和硫化铅锌混合矿石的矿浆进行硫化和浮选后所得的铅锌精矿。

氧化和硫化铅锌混合矿石本身富含有丰富的负二价硫元素，但是目前的冶炼普遍将其浪费甚至以污染物的形式排放。本发明采用酸浸的湿法冶炼方法处理矿石，将产生的硫化氢气体作为选矿过程中的硫化试剂进行硫化，以此替代外购的硫化剂硫化钠，实现了对矿物中负二价硫元素的有效循环利用，具有以下突出的优点：

(1)充分利用氧化和硫化铅锌混合矿中的负二价硫元素，将其转化为硫化氢作为硫化剂进行选矿，节省了外购硫化剂，实现了变废为宝，资源节约；

(2)避免了硫化钠硫化过程中生成氢氧化钠，有效防止因pH升高导致硫化效果变差，进而影响浮选，造成选矿效果差的问题，硫化氢进行硫化生成水，条件温和，不产生大量的工业废碱；

(3)通过酸浸进行湿法冶炼，可以有效的将锌溶解，将难溶的硫化铅和硫酸铅与锌溶液通过固液分离，有效的解决了锌铅混合矿中锌和铅难以有效分离的困难。

本发明具有对氧化和硫化铅锌混合矿适用性广的特点，具体的，氧化和硫化铅锌混合矿的中氧化铅锌质量占比范围可达5％～90％。

由于本发明在氧化和硫化铅锌混合矿的中氧化铅锌质量占比范围5％～90％的范围均可适用，考虑到当氧化和硫化铅锌混合矿的中氧化铅锌质量占比范围偏低时，即氧化和硫化铅锌混合矿中的氧化铅锌质量含量5％～50％时，氧化和硫化铅锌混合矿中硫化铅锌矿含量大于氧化铅锌矿含量，氧化铅锌矿硫化所需硫化氢少于铅锌精矿酸浸时产生的硫化氢气体，因此，一种可能的改进方案是，将硫化浮选后的铅锌精矿部分外售，部分进行酸浸处理，以保证酸浸过程中产生的硫化氢与选矿过程中硫化所需的硫化氢量大体相当；另一种可能的改进方案是，将酸浸过程中生成的多余的硫化氢气体氧化进一步制备工业原料硫磺。

当氧化和硫化铅锌混合矿的中氧化铅锌质量占比范围偏高时，即氧化和硫化铅锌混合矿中的氧化铅锌质量含量高于50％(50％～90％，不含50％)时，氧化和硫化铅锌混合矿中氧化铅锌矿含量大于硫化铅锌矿含量，铅锌精矿酸浸时产生的硫化氢气体较少，不足以完成氧化铅锌矿硫化，因此，一种可能的改进方案是，外购一部分硫化铅锌矿与硫化浮选得到的铅锌精矿一同进行酸浸，以补充硫化氢的不足，优选铅锌硫化铅锌矿。

具体实施中，对铅锌精矿进行硫酸浸出，还得到浸出渣，浸出渣为铅精矿，即铅精矿，锌含量小于1％。

由于硫化的过程主要将矿石表面的氧化物硫化，矿石内部的氧化物可能部分硫化也可能全部硫化。酸浸过程中，锌转化为Zn²⁺进入浸出液中，铅以硫化铅形式存在或者转化成硫酸铅，硫化铅和硫酸铅均不溶于浸出液，均形成浸出渣，不受硫化程度的影响，能够通过固液分离的方式将铅和锌进行有效的分离。

具体的，硫化前用氢氧化钠调节氧化和硫化铅锌混合矿石的矿浆pH至7～12。

为了硫化氢更易于对氧化和硫化铅锌混合矿石中的氧化铅和氧化锌进行硫化，控制pH大于等于7。当pH小于7时，反应速率则减缓、甚至停滞。但当pH大于12时，氧化和硫化铅锌混合矿石表面的硫化效果变差，对后续浮选造成不良影响。优选地，控制硫化前用氢氧化钠调节氧化和硫化铅锌混合矿石的矿浆pH至7～12。

具体的，硫化终点氧化和硫化铅锌混合矿石的矿浆的pH小于7。

硫化氢对氧化和硫化铅锌混合矿石的氧化铅和氧化锌进行硫化的副产物是水，理论上硫化反应对溶液酸度不会产生影响，但随着硫化过程结束时，过量的硫化氢会与碱性矿浆发生中和反应，使矿浆酸度逐渐升高，最终呈现弱酸性，使得pH会低于7。因此，控制硫化终点氧化和硫化铅锌混合矿石的矿浆的pH小于7。

具体的，控制浸出过程中硫酸与铅锌精矿的液固比为3mL/g～5mL/g。液固比低于3mL/g，硫酸与铅锌精矿组成的浸出体系粘度增大，浸出难以完全进行；液固比高于5mL/g，则会由于液固比过大，处理容器单位体积处理量降低，导致处理效率下降。

具体的，浸出过程硫酸溶液浓度为100g/L～500g/L。硫酸溶液浓度低于100g/L，反应速度较慢，甚至不能进行；硫酸溶液浓度高于500g/L，会造成浸出试剂利用率低，徒增设备负荷。

具体的，浸出的时间为2h～8h。浸出时间短于2h，可能造成矿物中的锌不能充分浸出；浸出时间超过8h后，对产率没有明显影响，但生产效率大幅下滑，因此浸出时间2h～8h。

具体的，浸出的温度为80℃～95℃。

由于矿石中含有硫化铅，硫化铅难与硫酸反应，硫化铅对矿石中氧化铅、硫化锌和氧化锌均有包裹作用，所以浸出温度过低，浸出速率太慢，经研究实现浸出必须达到80℃以上。但当温度不宜超过95℃，过高温度下的酸浸反应对设备的耐腐蚀性要求太高。因此浸出的温度为80℃～95℃。

下面结合附图来具体描述本发明的优选实施例，其中，附图构成本发明一部分，并与本发明的实施例一起用于阐释本发明的原理，并非用于限定本发明的范围。

实施例一

本发明的一个具体实施例，公开了一种综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法，其工艺如图1所示。

原矿(氧化和硫化铅锌混合矿)的铅锌组分：Pb：1.36wt.％、Zn：7.33wt.％，硫化铅锌矿约占比80wt.％，氧化铅锌矿约占比20wt.％。

选矿：

对氧化和硫化铅锌混合矿原矿石进行破碎，磨细至80微米粒级的颗粒占总矿石颗粒的80wt.％-90wt.％后制浆，得原矿矿浆；

将原矿矿浆转移至硫化槽中，调整原矿矿浆pH为12；

向硫化槽中以1L/min的速度通入硫化氢气体进行硫化，实时监测原矿矿浆pH，当原矿矿浆pH小于7时停止通入硫化氢气体，硫化结束；

经化学分析，氧化铅锌矿的硫化率达到了70％以上；

进行铅锌矿浮选，得到铅锌混合精矿，铅锌混合精矿中含铅7.2wt.％、含锌38.2wt.％，铅收率85.3％，锌收率92.1％。

浸出：

取浮选得到的铅锌混合精矿的30wt.％，用硫酸溶液进行浸出，硫酸溶液浓度为300g/L，液固比为4mL/g，浸出温度80℃，浸出时间为5h，浸出结束；

收集反应过程中产生的硫化氢气体，通入硫化槽用于选矿工艺中的硫化过程；多余硫化氢则经过克劳斯法制备硫磺；

浸出结束后，过滤得到浸出渣，即铅精矿，经化学分析含铅15.8％，锌含量小于1％；

过滤所得浸出液经蒸发结晶制备硫酸锌晶体，结晶母液补入硫酸后用于再次进行浸出。

浮选得到的铅锌混合精矿的剩余70％直接外卖出售。

实施例二

本发明的一个具体实施例，公开了一种综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法，其工艺如图2所示。

原矿铅锌组分：Pb：4.26wt.％、Zn：5.32wt.％，硫化铅锌矿约占比20wt.％，氧化铅锌矿约占比80wt.％。

选矿：

对氧化和硫化铅锌混合矿原矿石进行破碎，磨细至80微米粒级的颗粒占总矿石颗粒的80wt.％-90wt.％后制浆，得原矿矿浆；

将原矿矿浆转移至硫化槽中，调整原矿矿浆pH为10；

向硫化槽中以1.5L/min的速度通入硫化氢气体进行硫化，实时监测矿浆pH，当矿浆pH小于7时停止通入硫化氢气体，硫化结束；

经化学分析，氧化铅锌矿的硫化率达到了50％以上；

按照常规硫化铅锌矿浮选，得到铅锌精矿含铅24.2wt.％、含锌32.2wt.％，铅收率88.3％，锌收率90.1％。

浸出：

按质量比10:2，将浮选得到的铅锌精矿与外购铅锌硫化精矿(铅10.5wt.％、锌38.2wt.％)混合后，用硫酸溶液进行浸出，硫酸溶液浓度为400g/L，液固比为5mL/g，浸出温度90℃，浸出时间为3h，浸出结束；

收集反应过程中产生的硫化氢气体，通入硫化槽用于选矿工艺中的硫化过程；

浸出结束后，过滤得到浸出渣，即铅精矿，经化学分析含铅30.8％，锌含量小于1％；

过滤所得浸出液经蒸发结晶制备硫酸锌晶体，结晶母液补入硫酸后用于再次进行浸出。

实施例三

本发明的一个具体实施例，公开了一种综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法，其工艺如图3所示。

原矿铅锌组分：Pb：3.53wt.％、Zn：1.18wt.％，硫化铅锌矿占比60wt.％，氧化铅锌矿占比40wt.％。

选矿：

对氧化和硫化铅锌混合矿原矿石进行破碎，磨细至60微米粒级的颗粒占总矿石颗粒的80wt.％-90wt.％后制浆，得原矿矿浆；

将原矿矿浆转移至硫化槽中，调整原矿矿浆pH为9.5；

向硫化槽中以1.25L/min的速度通入硫化氢气体进行硫化，实时监测矿浆pH，当矿浆pH小于7时停止通入硫化氢气体，反应结束；

经化学分析，氧化铅锌矿的硫化率达到了55％以上；

按照常规硫化铅锌矿浮选，得到铅锌精矿含铅42.4wt.％、含锌14.6wt.％，铅收率91.3％，锌收率84.1％。

浸出：

将浮选得到的部分铅锌精矿用硫酸溶液进行浸出，硫酸溶液浓度为500g/L，液固比为3mL/g，浸出温度85℃，浸出时间为7h，浸出结束；

收集反应过程中产生的硫化氢气体，通入硫化槽用于选矿工艺中的硫化过程；

铅锌精矿反应量(硫化氢产出量)与原矿硫化过程中硫化氢的使用量一致；

浸出结束后，过滤得到浸出渣，即铅精矿，经化学分析含铅50.8wt.％，锌含量小于1wt.％；

过滤所得浸出液经蒸发结晶制备硫酸锌晶体，结晶母液补入硫酸后用于再次进行浸出。

实施例四

本发明的一个具体实施例，公开了一种综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法，其工艺如图2所示。

原矿铅锌组分：Pb：3.2wt.％、Zn：2.32wt.％、Cu：0.4wt.％，硫化铅锌矿约占比25wt.％，氧化铅锌矿约占比75wt.％。

浸出外购硫化锌精矿制硫化氢：

将外购硫化锌精矿，用硫酸溶液进行浸出，硫酸溶液浓度为400g/L，液固比为5mL/g，浸出温度90℃，浸出时间为3h，浸出结束；

收集反应过程中产生的硫化氢气体，通入硫化槽用于选矿工艺中的硫化过程；

浸出结束后，过滤得到浸出渣，锌含量小于0.2％；

过滤所得浸出液经蒸发结晶制备硫酸锌晶体，结晶母液补入硫酸后用于再次进行浸出。

选矿：

对氧化和硫化铅锌混合矿原矿石进行破碎，磨细至80微米粒级的颗粒占总矿石颗粒的80wt.％-90wt.％后制浆，得原矿矿浆；

将原矿矿浆转移至硫化槽中，调整原矿矿浆pH为10；

向硫化槽中以1.1L/min的速度通入硫化氢气体进行硫化，实时监测矿浆pH，当矿浆pH小于7时停止通入硫化氢气体，硫化结束；

经化学分析，氧化铅锌矿的硫化率达到了50％以上；

按照常规硫化铅锌矿浮选，得到铅锌混合精矿含铅24.2wt.％、含锌18.2wt.％、含铜3.2％，铅收率88.3wt.％，锌收率90.1％，铜收率88％。

实施例五

本发明的一个具体实施例，公开了一种综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法，其工艺如图1所示。

原矿(氧化硫化铅锌混合矿)的铅锌组分：Pb：1.27wt％、Zn：6.93wt％、Cu：0.5wt％，硫化铅锌铜矿约占比80wt％，氧化铅锌铜矿约占比20wt％。

选矿：

对氧化和硫化铅锌混合矿原矿石进行破碎，磨细至100微米粒级的质量百分数占70％-80％后制浆，得原矿矿浆；

将原矿矿浆转移至硫化槽中，调整原矿矿浆pH为12；

向硫化槽中以1L/min的速度通入硫化氢气体进行硫化，实时监测原矿矿浆pH，当原矿矿浆pH小于7时停止通入硫化氢气体，硫化结束；

经化学分析，氧化铅锌矿的硫化率达到了70％以上；

进行化铅锌矿浮选，得到铅锌混合精矿，铅锌混合精矿中含铅6.8wt.％、含锌36.2wt.％，含铜2.5wt.％，铅收率86.9％，锌收率91.1％，铜收率82％。

浸出：

取浮选得到的铅锌精矿的30wt.％，用硫酸溶液进行浸出，硫酸溶液浓度为300g/L，液固比为4mL/g，浸出温度80℃，浸出时间为5h，浸出结束；

收集反应过程中产生的硫化氢气体，通入硫化槽用于选矿工艺中的硫化过程；多余硫化氢则经过克劳斯法制备硫磺或碱吸收制备硫化钠；

浸出结束后，过滤得到浸出渣，即铅精矿，经化学分析含铅15.8wt.％，含铜5.2wt.％，锌含量小于1wt.％；

过滤所得浸出液经蒸发结晶制备硫酸锌晶体，结晶母液补入硫酸后用于再次进行浸出。

浮选得到的铅锌精矿的剩余70％直接外卖出售。

以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。

Claims (10)

1.一种综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法，其特征在于，所述方法包括：

步骤1.利用硫化氢对氧化和硫化铅锌混合矿石的矿浆进行硫化；

步骤2.对硫化后的矿浆进行浮选得到铅锌精矿；

步骤3.对铅锌精矿进行硫酸溶液浸出，实现铅和锌的分离。

2.根据权利要求1所述综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法，其特征在于，步骤3中，对铅锌精矿进行硫酸溶液浸出，浸出过程中生成硫化氢气体，循环用于步骤1的硫化过程。

3.根据权利要求2所述综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法，其特征在于，步骤3中，对铅锌精矿进行硫酸溶液浸出，得到浸出渣，所述浸出渣为铅精矿。

4.根据权利要求1所述综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法，其特征在于，所述步骤1包括：

步骤11.对氧化和硫化铅锌混合矿原矿石进行破碎制浆，得到矿浆；

步骤12.调节矿浆pH至7～12；

步骤13.向矿浆中通入硫化氢进行硫化。

5.根据权利要求1所述综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法，其特征在于，所述步骤1中，矿浆硫化终点pH小于7。

6.根据权利要求1所述综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法，其特征在于，所述氧化和硫化铅锌混合矿中的氧化铅锌质量含量为5wt.％-90wt.％。

7.根据权利要求1所述综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法，其特征在于，步骤3中，浸出过程中硫酸溶液与铅锌精矿的液固比为3mL/g～5mL/g。

8.根据权利要求1所述综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法，其特征在于，步骤3中，硫酸溶液的浓度为100g/L～500g/L。

9.根据权利要求1所述综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法，其特征在于，步骤1中，所述硫酸溶液浸出的时间为2h～8h，所述浸出温度为80℃～95℃。

10.根据权利要求3所述综合选冶氧化和硫化铅锌混合矿的方法，其特征在于，所述步骤3中，氧化和硫化铅锌混合矿中含有铜时，对铅锌精矿进行硫酸溶液浸出后，所述杂质铜全部进入浸出渣。。

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