硫化锌精矿常压富氧直接浸出过程中控制高酸渣含硫的研究

谌可颂

（株洲冶炼集团股份有限公司，湖南 株洲 412004）

硫化锌精矿常压富氧直接浸出过程中控制高酸渣含硫的研究

谌可颂

（株洲冶炼集团股份有限公司，湖南 株洲 412004）

文章系统分析了常压富氧直接浸出过程中高酸渣含硫的行为，认为对高酸渣含硫的控制主要在浸出和硫浮选两个阶段，并且提出了一些控制高酸渣含硫的方法，对硫化锌精矿的常压富氧浸出具有一定的指导意义。

常压富氧直接浸出；硫化锌精矿；硫浮选；高酸锌浸出渣

我国南方某公司采用常压富氧直浸处理硫化锌精矿，硫化锌精矿在高铁离子氧化作用下直接生成硫酸锌溶液和单质硫，矿浆（氧浸渣）经过浮选得到单质与高酸浸出渣（氧浸渣浮选尾矿），浮选过程控制的质量直接关系到硫精矿中的含硫品位和高酸浸出渣中硫的含量。之前，高酸渣含硫一度高达35%，在堆存和送铅系统基夫赛特炉处理过程中，时常发生单质硫升华、自燃，存在很大的安全隐患。本文重点分析直浸高酸渣含硫的行为，并且提出了一些控制方法。

1 渣物相成分研究

在常压富氧直接浸出后，不同产物浮选的性能差别较大，通过化验高酸渣和硫渣的产物成分和物相，来指导硫浮选的工艺控制。

在化学元素分析及激光粒度分析的基础上，通过红外光谱、激光拉曼光谱法、穆斯保尔谱法、扫描电镜SEM及能谱分析等手段进行了大量的物相分析研究，确定了高浸渣和硫渣有关金属及其化合物的存在形式，渣物相成分分析分别见表1、表2、表3。

从高酸渣中硫的物相成分可知，高酸渣中含硫最高的两种成分分别是单质硫和硫化物；单质硫含量高达61%，通过强化硫浮选的控制，将降低高酸渣中单质硫含量至30%以下；而硫化物可以通过提高浸出强度，降低硫化物含量，来继续提高高酸渣中单质硫含量。

表1 高酸渣和硫渣中硫含量及物相成分分析结果%

表2 高酸渣和硫渣中锌含量及物相成分分析结果%

表3 高酸渣和硫渣中铁含量及物相成分分析结果%

2 浸出工艺降低高酸渣含硫

常压富氧直接浸出工艺流程图如图1所示。

图1 锌精矿直浸工艺流程

通过对高酸渣和硫渣的物相分析，高酸渣中以硫化物形式存在的硫量为8.6%，硫渣中以硫化物形式存在的硫量为9.4%，如将浸出进行强化，降低硫化物含量，生产单质硫，将有利于降低高酸渣含硫。

2011年通过采取加强球磨，减少无效流量进浸出，提高浸出酸度等措施进行浸出强化，其强化前8个月和后8月，高酸渣和硫渣中浸出强化前后，月均渣中总的含锌和含硫变化情况见表4。

表4 浸出强化前后浸出渣数据结果

表4中数据根据高酸渣和硫渣中的总Zn、S、Fe、Pb量，再除以高酸渣和硫渣的总的渣量，反推出总的渣含Zn、S、Fe、Pb。从表中可以看出，浸出强化后，浸出率提高，含单质S提高5.8%，这是由于硫化物转化为单质硫，铁锌浸出率提高，进入溶液的量增加，渣含锌铁降低。结合物相的分析，硫化物浸出率提高，生成单质硫，比原硫化物可浮选性能更好，在硫浮选条件无大的变化情况下，高酸渣含硫从33.4%降低到了25.8%。

2014年以来，继续对浸出过程进行浸出优化，主要采取的措施是以酸料比为基础，建立系统体积低位平衡，确保直浸稳定运行。统计数量见表5。

表5 2014年直浸酸料比统计数据

从表5可知，在1～4月份，直浸处理铅锌混合矿，原料含锌低于40%情况下，控制酸料比5.5；而在5～9月份，由于没有搭配铅锌混合矿，仅适用高铅矿和锌精矿，则控制酸料比6.4左右；在此基础上，工艺要求每班废液加入量不少于1 100m3，同时确保出口反应器酸度30～40g／L，Fe3+／Fe2+比例大于1，这样既能满足直浸的金属量的投入，又能保证浸出效果，防止因为投入波动而影响浸出率，提高单质硫含量。

3 浮选控制工艺的优化

针对硫化锌精矿经过常压富氧直接浸出后得到的硫磺S0，采用浮选方式从浸出矿浆中分离，经过一次粗选（1＃～4＃槽）、一次扫选（5＃～8＃槽）和两次精选（10＃～14＃槽）后得到硫精矿。其浮选流程如图2所示。

图2 硫浮选工艺流程

影响硫浮选速率的因素较多，主要包括：矿浆的性质（如浸出渣的组成、粒度分布、矿物的可浮性）、浮选环境（药剂用量、温度等）和浮选机的特性（气泡大小、充气量空气保有量、搅拌程度、泡沫层厚度及稳定性）

3.1 优化硫浮选工艺风量控制

通过风机将空气通入到浮选槽中，形成气泡分散在矿浆中。气泡大小、数量、分布（时间、空间）对浮选过程的影响极大，不仅影响浮选速率和回收率，而且还影响浮选的选择性。浮选速率常数K是反映浮选速度和效率的重要参数，其公式如下：

式中：Ec为捕集概率；Jg为表观充气速率／m·min-1；db为气泡直径／mm。其中Jg为表观充气速率，就是气相排开液相的速度。

在浮选机型号和大小都确定的情况下，风量的调节直接影响到气泡直径、表观充气速率，从而影响浮选速率，造成浮选品位和回收率的不同。

表6为硫浮选槽不同风量情况下，相关浮选工艺参数的变化情况。从表6中可以看出：随着风量的增加，气泡直径增加，浮选槽中单位矿浆内部气泡体气泡量即空气保有量增加。增加了气泡表面积及其与矿粒接触的机会，对浮选有利，可以改善浮选指标。风量减少，气泡直浸越小，气泡在矿浆中分布越均匀，矿浆的充气程度越好，为矿粒附着提供的气液界面越充分。但风量过小，则会造成在浮选机内部没有足够量的气泡生成，空气保有量少，使已经疏水的颗粒与气泡碰撞的几率和上浮几率将大幅度下降，导致回收率降低。

表6 浮选槽不同风量和浮选工艺参数之间的数据表

在本研究选取的风量范围情况下，随着风量的增加，硫回收率增加；在生产过程中粗选控制在15～20m3／h之间，确保在粗选过程中达到一定的回收率；如将粗选风量继续加大，粗选回收率提高，则造成扫选的浮选能力空余，而精选压力增加，造成循环的硫渣量增加，对生产是不利的；扫选风量提高到20～30m3／h之间，尽量减少硫进入高酸渣；精选也提高在20～30m3／h之间，使粗选的精矿在精选过程中，硫尽可能地进入硫渣，减少进入底流循环槽，提高粗选效率。

3.2 优化硫浮选工艺的泡沫厚度控制

在浮选槽中，矿浆液面的高度加上泡沫层厚度就是浮选槽的高度，因此，泡沫层厚度不仅表示了泡沫层厚度信息，还包含了矿浆液面高度信息。

矿浆液面高度变化主要受入矿和出矿矿浆流量的影响，通过调节浮选槽底部阀门可以调节矿浆液面高度，当阀门调节不恰当时，可能会导致矿浆液面波动。矿浆液面过高时会使含有尾矿的矿浆溢流到精选槽，这种情况会严重影响精选矿物的品位；矿浆液面低，矿浆停留在浮选槽中的时间减少，矿物粒子和气体相撞的机率也减小，浮选有效时间缩短，矿物离子浮选不充分，导致回收率下降。泡沫层厚度与回收率和尾矿品位的经验关系示意图如图3所示。

图3 泡沫层厚度与精矿品位和回收率的关系

对特定的浮选应用，泡沫层厚度存在一个最优化的极值，泡沫层厚度决定气泡发生坍塌和兼并现象的频次，开始塌陷时的泡沫层厚度是由气泡结构来确定。在恒定的充气量条件下，泡沫层表层流动速度随着泡沫变厚而降低，但是该速度与泡沫层厚度的关系实际上并不是线性关系。通常，精选为提高精矿品位，控制较低的矿浆液位和较厚的泡沫层；扫选、粗选时，为提高回收率减少矿粒在泡沫层停留，保持较高的矿浆液位和较薄的泡沫层，使浮出矿物能立即被刮出。在硫浮选过程中，泡沫层厚度控制原则是：粗选100～200cm，扫选30～100cm；一级精选100～200cm；二级精选150～200cm。

4 优化后效果

通过上叙浸出工艺优化，建立以酸料比为基础的系统投料机制，稳定了浸出系统的投入；同时根据硫浮选工艺研究，根据该厂的生产特点，对硫浮选过程硫的回收率和硫精矿品位提高进行综合考虑，按如下优化条件控制：

1.浮选槽液位控制要求：（1）粗选：2＃槽液位100～200mm，4＃槽液位100～150mm；（2）扫选：6＃槽液位50～100mm，8＃槽液位30～100mm；（3）一级精选：10＃槽液位150～200mm，12＃槽液位50～100mm；（4）二级精选：14＃槽液位150～200mm。

2.风量要求：粗选槽15～20m3／h，扫选20～30m3／h；一级精选20～30m3／h，二级精选20～30m3／h。

高酸渣含硫的的化验结果见表7。硫浮选优化后，高酸渣含硫从21.14%降至16.93%，下降了4.21%，最低降至了2014年3月份的12.94%，后按照公司统一安排，将高酸渣含硫适当放宽，之后高酸渣含硫有所增加。如果根据工艺要求，确保设备运行正常，高酸渣含硫将稳定控制在16%以下；硫回收率也从69.14%提升到86.8%，回收率提高17%，成效显著。

5 结束语

通过强化硫化锌精矿直接浸出过程与优化单质硫浮选工艺，达到降低高酸渣含硫的预定目标，可以降低高酸渣在堆放与送铅系统处理过程中，“单质硫”带来的环境和安全风险；其次，硫渣中除含有大量单质硫外，还含有一定数量的贵金属（如金、银等），降低高酸渣含硫有利于贵金属在硫精矿中的富集，更有利于贵金属的回收。

表7 硫浮选优化前后高酸渣含硫和硫回收率情况

［1］彭容秋.铅锌冶金学［M］.北京：科学出版社，2003.

［2］唐庚年，符金开，夏志美，等.锌精矿直接浸出研究［J］.湖南职业技术学院学报，2007，（3）：88-90.

［3］李若贵.常压富氧直接浸出炼锌［J］.中国有色金属，2009，（3）：12-15.

［4］冯其明，黄海威，欧乐明.锌浸渣的浮选高硫产品中硫磺与闪锌矿的分离［J］.金属矿山，2012，（3）：149-151.

Research on the Control Acid-leaching Residue’s Sulfur Content During the Atmospheric Oxygen-rich Direct-leaching of Zinc Sulphide Concentrate

CHEN Ke-song
（Zhuzhou Smelter Group Co.，Ltd.，Zhuzhou 412004，China）

This article systematically analyzes the process of acid-leaching residue’s sulfur content during the process of atmospheric oxygen-rich direct leaching.The control of acid-leaching residue’s sulfur content is considered mostly by the control of leaching conditions and sulfur floating conditions.And it also propounds some methods of controlling acid-leaching residue’s sulfur content which have some guiding singnificance to the the process of atomospheric oxygen-rich direct leaching of zinc sulfide concentrate.

atmospheric oxygen-rich direct leaching；zinc sulphide concentrate；sulfur flotation；acid-leaching residue

TF111.31

A

1003-5540（2015）01-0040-04

2014-12-26

谌可颂（1981-），男，工程师，主要从事有色冶炼生产技术工作。