一种含铟、银、砷的硫化锌共伴生精矿炼锌方法

摘要

本发明公开了一种含铟、银、砷的硫化锌共伴生精矿炼锌方法，包括如下步骤：步骤1)一段低酸浸出；步骤2)沉铟；步骤3)锌锭的产出；步骤4)二段高酸浸出；步骤5)调浆浮选。成功运用了两段氧压浸出全湿法流程与Ausmelt‑烟化炉火法熔炼相结合的冶炼技术，不但产出合格的0#锌锭产品，同时实现了有价金属铟、银的综合回收利用，提高了铟的回收率；铜、铁、镉钴分别富集于渣中，可作为各自冶炼的原料；减少了生产锌锭主流程产出砷化氢有害气体的机率，而且生产过程中没有危废渣产出，进而从根本上解决了操作环境的污染问题，实现了锌冶炼的清洁化生产。

说明书

技术领域：

本发明涉及一种含铟、银、砷的硫化锌共伴生精矿炼锌方法，属于冶金领域。

背景技术：

目前，世界主要炼锌方法是湿法炼锌，80％以上的原生锌锭是通过湿法炼锌的方法生产出来的。传统的湿法炼锌中硫化锌精矿经过沸腾焙烧氧化，焙砂送经过氧压浸出，得到一段上清液和氧压浸出渣，氧压浸出渣送入渣场堆放，目前，氧压浸出渣的堆存量越来越多，据统计，目前国内各大冶炼厂堆存的氧压浸出渣约800～900万t，堆放的方式不仅严重影响环境，而且氧压浸出渣内的有价金属得不到回收，造成极大的资源浪费。

此外，现有的炼锌系统，锌精矿经过氧压浸出作业后产出的一段上清液pH一般为0.99～1.21(3～5g/L)，均采用一步中和沉铟的方式富集和分离铟，即采用中和剂(如焙砂、氧化锌烟尘、消石灰、碳酸钙粉等)将初始pH＝0.99～1.21的一段上清液升至pH＝4.0～4.5，具体反应如[1]～[6]所示：

A、焙砂或氧化锌烟尘

H₂SO₄+ZnO＝ZnSO₄+H₂O[1]

H₂SO₄+PbO＝PbSO₄↓+H₂O[2]

Fe₂(SO₄)₃+3ZnO+(n+3)H₂O＝2Fe(OH)₃·nH₂O+3ZnSO₄[3]

Fe₂(SO₄)₃+3PbO+3H₂O＝2Fe(OH)₃+3PbSO₄[4]

在中和反应中，中和所形成的PbSO₄和水解产生的胶体Fe(OH)₃会包裹中和剂，造成中和剂的利用率降低。

B、消石灰或碳酸钙粉作为中和剂：

H₂SO₄+Ca(OH)₂＝CaSO4↓+2H₂O[5]

H₂SO₄+CaCO₃＝CaSO₄↓+H₂O+CO₂↑[6]

无论采用何种中和剂，随着中和反应的进行，溶液pH逐渐升高，当pH达到3后，铟离子水解，以In(OH)₃沉淀的形式入渣，铟富集在中和沉铟渣中实现分离，具体反应如[7]所示：

In³⁺+3H₂O＝In(OH)₃+3H⁺[7]

采用一步中和沉铟工艺存在如下缺点：

(1)在中和反应中，中和所形成的PbSO₄、CaSO₄和水解产生的胶体Fe(OH)₃会包裹中和剂，造成中和剂的利用率降低；而对于pH＝0.99～1.21的一段上清液，通过加入中和剂控制pH至pH＝3.0的过程中，该阶段中和剂耗酸并产出渣而铟离子却未发生水解，因此一步中和沉铟工艺产出的铟渣渣量大、含铟品位低(仅700～800g/t左右)；

2)产出的铟渣送酸浸作业，所产出的铟酸浸滤液[In³⁺]过低(仅200mg/L左右)，严重影响铟的回收率(＜55％)和铟回收正常作业；

3)当一段浸出液酸度过高时，导致铟渣渣量进一步变大、含铟品位更低，铟回收作业无法维系，铟渣无法快速外排，直接威胁炼锌系统的安全。

发明内容：

本发明的目的在于提供一种含铟、银、砷的硫化锌共伴生精矿炼锌方法。

本发明的目的由如下技术方案实施，一种含铟、银、砷的硫化锌共伴生精矿炼锌方法，其包括如下步骤：

步骤1)一段低酸浸出：将粒度为-320目占95％以上的硫化锌精矿矿浆与酸度为30～40g/L的一段酸液加入一段加压釜内，通入氧气，控制所述一段加压釜内氧分压0.8～1.0MPa，酸度20～25g/L，温度145～155℃，浸出时间0.5～1h，浓密分离得到一段浸出渣和一段上清液，所述一段浸出渣进行二段高酸浸出，所述一段上清液进行沉铟作业；

步骤2)沉铟：将所述一段上清液与中和剂混合沉铟，得到中和沉铟渣和中和沉铟后液。

步骤3)锌锭的产出：所述中和沉铟后液经锌粉或铁粉置换沉铜、针铁矿沉铁和分离净化后，得到铜渣、一段铁渣、镉钴渣和新液，所述铜渣、所述一段铁渣和所述镉钴渣可作为冶炼原料外售，所述新液经电积和熔铸后得到锌锭。

步骤4)二段高酸浸出：将所述一段浸出渣与二段酸液加入二段加压釜内，通入氧气，控制所述二段加压釜内氧分压1.0～1.2MPa，酸度100～120g/L，温度145～155℃，浸出时间1.5～2h，浓密分离得到二段上清液和二段浸出渣，经过所述步骤2)二段高酸浸出，所述二段浸出渣中，Zn≤2％，In≤10％，Ag＝600～800g/t，Fe≥85％；同时98％以上的有害元素As在所述二段浸出渣中开路，从而保证了后续工艺操作不受砷化氢的危害，进而做到岗位操作本质安全；

步骤5)调浆浮选：所述二段浸出渣进行调浆浮选；得到硫精矿和硫尾矿，所述硫精矿可用于生产硫磺或硫酸；所述硫尾矿进行Ausmelt-烟化炉炼铅，得到富集有Ag的粗铅和二段铁渣，所述二段铁渣可作为炼铁的原料。

进一步的，所述一段酸液是酸度为30～40g/L的所述二段上清液；通过所述步骤4)二段高酸浸出后得到的所述二段上清液指标是：H₂SO₄>2+100～110g/L、Fe≤10g/L，In：20～25mg/L，Cu：2000～2500mg/L，Co：25～30mg/L。

进一步的，所述二段酸液是预先用所述步骤3)锌锭的产出中产生的电积废液及所述步骤2)沉铟中产生的综合洗水配制好的酸液，所述二段酸液含酸130～140g/L，含锌50～60g/L。

进一步的，所述步骤2)沉铟包括如下阶段：

(1)预中和阶段：在一段上清液中加入中和剂，常压搅拌2～2.5h，搅拌速度为50～70r/min，当所述一段上清液的酸度达到pH＝2.5～3.0时，浓密分离得到预中和后液和预中和底流，所述预中和底流返回到锌精矿中进行氧压浸出；

(2)中和沉铟阶段：在所述预中和后液中加入所述中和剂，常压搅拌2～3h，搅拌速度为50～70r/min，当所述预中和后液的酸度达到pH＝4.2～4.5时，浓密分离得到中和沉铟后液和中和沉铟渣，所述中和沉铟后液用于置换沉铜；所述中和沉铟渣经酸洗、还原、萃取、置换和电解后，得到铟锭；

阶段(3)铟渣酸洗：将所述中和沉铟渣与浓度为160～180g/L的H₂SO₄按照液固比3～5:1(液固比定义为液体的体积(m³)：固体的重量(t))混合，升温并常压搅拌2.5～3h，搅拌速度为50～70r/min，反应温度＞90℃，浓密分离得到铟酸浸出液和沉铟废渣；

进一步的，所述中和剂为锌焙砂、氧化锌、消石灰或碳酸钙的任意一种。

进一步的，所述步骤5)调浆浮选中的Ausmelt-烟化炉炼铅包括如下阶段：

(1)Ausmelt炉氧化熔炼阶段：将硫尾矿、铅精矿与铅烟尘进行混料，得到含铅25wt％以上的含铅物料，而后将含铅物料25～30t/h与石灰石、石英砂混合制粒后连续加入Ausmelt炉内，向所述Ausmelt炉内喷入氧气1050～1350Nm³/h、空气11000～15000Nm³/h、粉煤0.9～1.45t/h，保持富氧浓度：29～31v％，控制熔池温度1050～1150℃，进行氧化熔炼，当入炉物料量达到额定投料量、且渣含铅35～42wt％时，所述(1)Ausmelt炉氧化熔炼阶段完成；

(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段：在完成所述(1)Ausmelt炉氧化熔炼阶段的所述Ausmelt炉内加入所述铅精矿和块煤，其中，所述铅精矿的投入量为所述1)氧化熔炼阶段入炉所述含铅物料量的3～10wt％，所述块煤的投入量为所述1)氧化熔炼阶段入炉所述含铅物料量的0.5～1wt％，所述铅精矿和所述块煤的投入量根据进入所述2)还原熔炼I阶段的实际渣含铅量进行调整；向所述Ausmelt炉内喷入空气15000～19500Nm³/h、粉煤1.5～2.2t/h，控制熔池温度1130～1230℃，进行还原熔炼，当渣含铅13～18wt％时，所述(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段完成；

(3)Ausmelt炉还原熔炼II阶段：在完成所述(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段的所述Ausmelt炉内加入所述块煤，所述块煤的加入量为所述1)氧化熔炼阶段入炉所述含铅物料量和所述(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段入炉所述铅精矿量总和的0.3～0.8wt％，向所述Ausmelt炉内喷入空气7000～15000Nm³/h、粉煤1.4～2.25t/h，控制熔池温度1150～1250℃，继续进行还原熔炼，当渣含铅<5wt％时，所述(3)Ausmelt炉还原熔炼II阶段完成，得到粗铅和铅熔渣；

(4)烟化炉烟化阶段：将所述步骤(1)～(3)产生的所述铅熔渣沉铅后排入烟化炉烟化，通过喷嘴向所述铅熔渣内吹入空气8800～14500Nm³/h和粉煤0.3～1.35t/h，通过所述烟化炉上部三次风口向所述烟化炉内吹入空气1000～1500Nm³/h，控制熔池温度1150～1250℃，烟尘经余热回收、收尘、脱硫后排空，收尘用于锌冶炼；最终得到所述二段铁渣。

进一步的，所述石灰石和所述石英砂的加入量根据入炉物料中的Fe含量、CaO含量和SiO₂含量计算而得；控制熔炼过程中渣中[Fe]:SiO₂＝1.20～1.22，CaO＝5～6wt％。

本发明的优点：

1、成功运用了两段氧压浸出全湿法流程与Ausmelt-烟化炉火法熔炼相结合的冶炼技术，不但产出合格的0#锌锭产品，同时实现了有价金属铟、银的综合回收利用，铜、铁、镉钴分别富集于渣中，可作为各自冶炼的原料；生产过程中没有危废渣产出，实现了锌冶炼的清洁化生产。

2、通过对一段上清液进行预中和-中和沉铟-酸洗，得到富铟的中和沉铟渣，铟渣中含铟达到了2700～3000g/t，铟的回收率提高到85％以上。

3、控制二段高酸浸出生产过程的终酸pH＝0.15～0.29(20～35g/L)，将98％的有害元素As富集在二段浸出渣中，减少生产锌锭主流程产出砷化氢有害气体的机率，进而从根本上解决了操作环境的污染问题。

4、二段浸出渣经浮选后，硫精矿直接外售，硫尾矿投入Ausmelt炉进行熔炼，Ag富集于粗铅中，在铅电解时富集于阳极泥中，实现了有价金属Ag的回收；二段浸出渣经Ausmelt炉进行熔炼后，不但实现了二段浸出渣中有价金属的综合回收利用，而且减少了危废渣堆存产生的费用及环境污染。

附图说明：

图1为实施例1的工艺流程图；

图2为实施例2的工艺流程图；

图3为实施例3的工艺流程图。

具体实施方式：

实施例1：

一种含铟、银、砷的硫化锌共伴生精矿炼锌方法，其包括如下步骤：

步骤1)一段低酸浸出：将粒度为-320目占95％以上的硫化锌精矿矿浆与酸度为30～40g/L的一段酸液加入一段加压釜内，通入氧气，控制一段加压釜内氧分压0.8MPa，酸度20g/L，温度145～155℃，浸出时间1h，浓密分离得到一段浸出渣和一段上清液，一段浸出渣进行二段高酸浸出，一段上清液进行沉铟作业；

步骤2)沉铟：将一段上清液与锌焙砂混合沉铟，得到中和沉铟渣和沉铟后液；

步骤3)锌锭的产出：中和沉铟后液经锌粉或铁粉置换沉铜、针铁矿沉铁和分离净化后，得到铜渣、一段铁渣、镉钴渣和新液，铜渣、一段铁渣和镉钴渣可作为冶炼原料外售，新液经电积和熔铸后得到锌锭；

步骤4)二段高酸浸出：将一段浸出渣与二段酸液加入二段加压釜内，通入氧气，控制二段加压釜内氧分压1.0MPa，酸度100g/L，温度145～155℃，浸出时间2h，浓密分离得到二段上清液和二段浸出渣，经过步骤2)二段高酸浸出，二段浸出渣中，Zn≤2％，In≤10％，Ag＝600～800g/t，Fe≥85％；同时98％以上的有害元素As在二段浸出渣中开路，从而保证了后续工艺操作不受砷化氢的危害，进而做到岗位操作本质安全；

步骤5)调浆浮选：二段浸出渣进行调浆浮选；得到硫精矿和硫尾矿，硫精矿可用于生产硫磺或硫酸；硫尾矿进行Ausmelt-烟化炉炼铅，得到富集有Ag的粗铅和二段铁渣，二段铁渣可作为炼铁的原料。

一段酸液是酸度为30g/L的二段上清液；通过步骤4)二段高酸浸出后得到的二段上清液指标是：H₂SO₄>2+>

二段酸液是预先用步骤3)锌锭的产出中产生的电积废液及步骤2)沉铟中产生的综合洗水配制好的酸液，二段酸液含酸130～140g/L，含锌50～60g/L。

步骤2)沉铟包括如下阶段：

(1)预中和阶段：在一段上清液中加入锌焙砂，常压搅拌2.5h，搅拌速度为50r/min，当一段上清液的酸度达到pH＝2.5～3.0时，浓密分离得到预中和后液和预中和底流，预中和底流返回到锌精矿中进行氧压浸出；

(2)中和沉铟阶段：在预中和后液中加入锌焙砂，常压搅拌3h，搅拌速度为50r/min，当预中和后液的酸度达到pH＝4.2～4.5时，浓密分离得到中和沉铟后液和中和沉铟渣，中和沉铟后液用于置换沉铜；中和沉铟渣经酸洗、还原、萃取、置换和电解后，得到铟锭；

阶段(3)铟渣酸洗：将中和沉铟渣与浓度为160g/L的H₂SO₄按照液固比3:1(液固比定义为液体的体积(m³)：固体的重量(t))混合，升温并常压搅拌3h，搅拌速度为50r/min，反应温度＞90℃，浓密分离得到铟酸浸出液和沉铟废渣；

步骤5)调浆浮选中的Ausmelt-烟化炉炼铅包括如下阶段：

(1)Ausmelt炉氧化熔炼阶段：将硫尾矿、铅精矿与铅烟尘进行混料，得到含铅25wt％以上的含铅物料，而后将含铅物料25～30t/h与石灰石、石英砂混合制粒后连续加入Ausmelt炉内，向Ausmelt炉内喷入氧气1050Nm³/h、空气11000Nm³/h、粉煤0.9t/h，保持富氧浓度：29～31v％，控制熔池温度1050～1150℃，进行氧化熔炼，当入炉物料量达到额定投料量、且渣含铅35～42wt％时，(1)Ausmelt炉氧化熔炼阶段完成；

(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段：在完成(1)Ausmelt炉氧化熔炼阶段的Ausmelt炉内加入铅精矿和块煤，其中，铅精矿的投入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量的3～10wt％，块煤的投入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量的0.5～1wt％，铅精矿和块煤的投入量根据进入2)还原熔炼I阶段的实际渣含铅量进行调整；向Ausmelt炉内喷入空气15000Nm³/h、粉煤1.5t/h，控制熔池温度1130～1230℃，进行还原熔炼，当渣含铅13～18wt％时，(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段完成；

(3)Ausmelt炉还原熔炼II阶段：在完成(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段的Ausmelt炉内加入块煤，块煤的加入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量和(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段入炉铅精矿量总和的0.3wt％，向Ausmelt炉内喷入空气7000Nm³/h、粉煤1.4t/h，控制熔池温度1150～1250℃，继续进行还原熔炼，当渣含铅<5wt％时，(3)Ausmelt炉还原熔炼II阶段完成，得到粗铅和铅熔渣；

(4)烟化炉烟化阶段：将步骤(1)～(3)产生的铅熔渣沉铅后排入烟化炉烟化，通过喷嘴向铅熔渣内吹入空气8800Nm³/h和粉煤0.3t/h，通过烟化炉上部三次风口向烟化炉内吹入空气1000Nm³/h，控制熔池温度1150～1250℃，烟尘经余热回收、收尘、脱硫后排空，收尘用于锌冶炼；最终得到二段铁渣。

石灰石和石英砂的加入量根据入炉物料中的Fe含量、CaO含量和SiO₂含量计算而得；控制熔炼过程中渣中[Fe]:SiO₂＝1.20～1.22，CaO＝5～6wt％。

实施例2：

一种含铟、银、砷的硫化锌共伴生精矿炼锌方法，其包括如下步骤：

步骤1)一段低酸浸出：将粒度为-320目占95％以上的硫化锌精矿矿浆与酸度为30～40g/L的一段酸液加入一段加压釜内，通入氧气，控制一段加压釜内氧分压0.9MPa，酸度23g/L，温度145～155℃，浸出时间0.7h，浓密分离得到一段浸出渣和一段上清液，一段浸出渣进行二段高酸浸出，一段上清液进行沉铟作业；

步骤2)沉铟：将一段上清液与碳酸钙混合沉铟，得到中和沉铟渣和沉铟后液；

步骤3)锌锭的产出：中和沉铟后液经锌粉或铁粉置换沉铜、针铁矿沉铁和分离净化后，得到铜渣、一段铁渣、镉钴渣和新液，铜渣、一段铁渣和镉钴渣可作为冶炼原料外售，新液经电积和熔铸后得到锌锭。

步骤4)二段高酸浸出：将一段浸出渣与二段酸液加入二段加压釜内，通入氧气，控制二段加压釜内氧分压1.1MPa，酸度100～120g/L，温度145～155℃，浸出时间1.7h，浓密分离得到二段上清液和二段浸出渣，经过步骤2)二段高酸浸出，二段浸出渣中，Zn≤2％，In≤10％，Ag＝600～800g/t，Fe≥85％；同时98％以上的有害元素As在二段浸出渣中开路，从而保证了后续工艺操作不受砷化氢的危害，进而做到岗位操作本质安全；

步骤5)调浆浮选：二段浸出渣进行调浆浮选；得到硫精矿和硫尾矿，硫精矿可用于生产硫磺或硫酸；硫尾矿进行Ausmelt-烟化炉炼铅，得到富集有Ag的粗铅和二段铁渣，二段铁渣可作为炼铁的原料。

一段酸液是酸度为30～40g/L的二段上清液；通过步骤4)二段高酸浸出后得到的二段上清液指标是：H₂SO₄>2+>

二段酸液是预先用步骤3)锌锭的产出中产生的电积废液及步骤2)沉铟中产生的综合洗水配制好的酸液，二段酸液含酸130～140g/L，含锌50～60g/L。

步骤2)沉铟包括如下阶段：

(1)预中和阶段：在一段上清液中加入碳酸钙，常压搅拌2.3h，搅拌速度为60r/min，当一段上清液的酸度达到pH＝2.5～3.0时，浓密分离得到预中和后液和预中和底流，预中和底流返回到锌精矿中进行氧压浸出；

(2)中和沉铟阶段：在预中和后液中加入碳酸钙，常压搅拌2.5h，搅拌速度为60r/min，当预中和后液的酸度达到pH＝4.2～4.5时，浓密分离得到中和沉铟后液和中和沉铟渣，中和沉铟后液用于置换沉铜；中和沉铟渣经酸洗、还原、萃取、置换和电解后，得到铟锭；

阶段(3)铟渣酸洗：将中和沉铟渣与浓度为160～180g/L的H₂SO₄按照液固比4:1(液固比定义为液体的体积(m³)：固体的重量(t))混合，升温并常压搅拌2.7h，搅拌速度为60r/min，反应温度＞90℃，浓密分离得到铟酸浸出液和沉铟废渣；

步骤5)调浆浮选中的Ausmelt-烟化炉炼铅包括如下阶段：

(1)Ausmelt炉氧化熔炼阶段：将硫尾矿、铅精矿与铅烟尘进行混料，得到含铅25wt％以上的含铅物料，而后将含铅物料27t/h与石灰石、石英砂混合制粒后连续加入Ausmelt炉内，向Ausmelt炉内喷入氧气1200Nm³/h、空气13000Nm³/h、粉煤1.2t/h，保持富氧浓度：29～31v％，控制熔池温度1050～1150℃，进行氧化熔炼，当入炉物料量达到额定投料量、且渣含铅35～42wt％时，(1)Ausmelt炉氧化熔炼阶段完成；

(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段：在完成(1)Ausmelt炉氧化熔炼阶段的Ausmelt炉内加入铅精矿和块煤，其中，铅精矿的投入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量的3～10wt％，块煤的投入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量的0.5～1wt％，铅精矿和块煤的投入量根据进入2)还原熔炼I阶段的实际渣含铅量进行调整；向Ausmelt炉内喷入空气20000Nm³/h、粉煤2t/h，控制熔池温度1130～1230℃，进行还原熔炼，当渣含铅13～18wt％时，(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段完成；

(3)Ausmelt炉还原熔炼II阶段：在完成(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段的Ausmelt炉内加入块煤，块煤的加入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量和(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段入炉铅精矿量总和的0.5wt％，向Ausmelt炉内喷入空气10000Nm³/h、粉煤2t/h，控制熔池温度1150～1250℃，继续进行还原熔炼，当渣含铅<5wt％时，(3)Ausmelt炉还原熔炼II阶段完成，得到粗铅和铅熔渣；

(4)烟化炉烟化阶段：将步骤(1)～(3)产生的铅熔渣沉铅后排入烟化炉烟化，通过喷嘴向铅熔渣内吹入空气10000Nm³/h和粉煤1t/h，通过烟化炉上部三次风口向烟化炉内吹入空气1300Nm³/h，控制熔池温度1150～1250℃，烟尘经余热回收、收尘、脱硫后排空，收尘用于锌冶炼；最终得到二段铁渣。

石灰石和石英砂的加入量根据入炉物料中的Fe含量、CaO含量和SiO₂含量计算而得；控制熔炼过程中渣中[Fe]:SiO₂＝1.20～1.22，CaO＝5～6wt％。

实施例3：

一种含铟、银、砷的硫化锌共伴生精矿炼锌方法，其包括如下步骤：

步骤1)一段低酸浸出：将粒度为-320目占95％以上的硫化锌精矿矿浆与酸度为30～40g/L的一段酸液加入一段加压釜内，通入氧气，控制一段加压釜内氧分压1.0MPa，酸度25g/L，温度145～155℃，浸出时间0.5h，浓密分离得到一段浸出渣和一段上清液，一段浸出渣进行二段高酸浸出，一段上清液进行沉铟作业；

步骤2)沉铟：将一段上清液与氧化锌混合沉铟，浓密分离，得到中和沉铟渣和中和沉铟后液；

步骤3)锌锭的产出：中和沉铟后液经锌粉或铁粉置换沉铜、针铁矿沉铁和分离净化后，得到铜渣、一段铁渣、镉钴渣和新液，铜渣、一段铁渣和镉钴渣可作为冶炼原料外售，新液经电积和熔铸后得到锌锭；

步骤4)二段高酸浸出：将一段浸出渣与二段酸液加入二段加压釜内，通入氧气，控制二段加压釜内氧分压1.2MPa，酸度120g/L，温度145～155℃，浸出时间1.5h，浓密分离得到二段上清液和二段浸出渣，经过步骤2)二段高酸浸出，二段浸出渣中，Zn≤2％，In≤10％，Ag＝600～800g/t，Fe≥85％；同时98％以上的有害元素As在二段浸出渣中开路，从而保证了后续工艺操作不受砷化氢的危害，进而做到岗位操作本质安全；

步骤5)调浆浮选：二段浸出渣进行调浆浮选；得到硫精矿和硫尾矿，硫精矿可用于生产硫磺或硫酸；硫尾矿进行Ausmelt-烟化炉炼铅，得到富集有Ag的粗铅和二段铁渣，二段铁渣可作为炼铁的原料。

一段酸液是酸度为30～40g/L的二段上清液；通过步骤4)二段高酸浸出后得到的二段上清液指标是：H₂SO₄>2+>

二段酸液是预先用步骤3)锌锭的产出中产生的电积废液及步骤2)沉铟中产生的综合洗水配制好的酸液，二段酸液含酸130～140g/L，含锌50～60g/L。

步骤2)沉铟包括如下阶段：

(1)预中和阶段：在一段上清液中加入氧化锌，常压搅拌2h，搅拌速度为70r/min，当一段上清液的酸度达到pH＝2.5～3.0时，浓密分离得到预中和后液和预中和底流，预中和底流返回到锌精矿中进行氧压浸出；

(2)中和沉铟阶段：在预中和后液中加入氧化锌，常压搅拌2h，搅拌速度为70r/min，当预中和后液的酸度达到pH＝4.2～4.5时，浓密分离得到中和沉铟后液和中和沉铟渣，中和沉铟后液用于置换沉铜；中和沉铟渣经酸洗、还原、萃取、置换和电解后，得到铟锭；

阶段(3)铟渣酸洗：将中和沉铟渣与浓度为180g/L的H₂SO₄按照液固比5:1(液固比定义为液体的体积(m³)：固体的重量(t))混合，升温并常压搅拌2.5h，搅拌速度为70r/min，反应温度＞90℃，浓密分离得到铟酸浸出液和沉铟废渣；

步骤5)调浆浮选中的Ausmelt-烟化炉炼铅包括如下阶段：

(1)Ausmelt炉氧化熔炼阶段：将硫尾矿、铅精矿与铅烟尘进行混料，得到含铅25wt％以上的含铅物料，而后将含铅物料25～30t/h与石灰石、石英砂混合制粒后连续加入Ausmelt炉内，向Ausmelt炉内喷入氧气1350Nm³/h、空气15000Nm³/h、粉煤1.45t/h，保持富氧浓度：29～31v％，控制熔池温度1050～1150℃，进行氧化熔炼，当入炉物料量达到额定投料量、且渣含铅35～42wt％时，(1)Ausmelt炉氧化熔炼阶段完成；

(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段：在完成(1)Ausmelt炉氧化熔炼阶段的Ausmelt炉内加入铅精矿和块煤，其中，铅精矿的投入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量的3～10wt％，块煤的投入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量的0.5～1wt％，铅精矿和块煤的投入量根据进入2)还原熔炼I阶段的实际渣含铅量进行调整；向Ausmelt炉内喷入空气19500Nm³/h、粉煤2.2t/h，控制熔池温度1130～1230℃，进行还原熔炼，当渣含铅13～18wt％时，(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段完成；

(3)Ausmelt炉还原熔炼II阶段：在完成(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段的Ausmelt炉内加入块煤，块煤的加入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量和(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段入炉铅精矿量总和的0.8wt％，向Ausmelt炉内喷入空气15000Nm³/h、粉煤2.25t/h，控制熔池温度1150～1250℃，继续进行还原熔炼，当渣含铅<5wt％时，(3)Ausmelt炉还原熔炼II阶段完成，得到粗铅和铅熔渣；

(4)烟化炉烟化阶段：将步骤(1)～(3)产生的铅熔渣沉铅后排入烟化炉烟化，通过喷嘴向铅熔渣内吹入空气14500Nm³/h和粉煤1.35t/h，通过烟化炉上部三次风口向烟化炉内吹入空气1500Nm³/h，控制熔池温度1150～1250℃，烟尘经余热回收、收尘、脱硫后排空，收尘用于锌冶炼；最终得到二段铁渣。

石灰石和石英砂的加入量根据入炉物料中的Fe含量、CaO含量和SiO₂含量计算而得；控制熔炼过程中渣中[Fe]:SiO₂＝1.20～1.22，CaO＝5～6wt％。