本發(fā)明涉及一種含銦、銀、砷的硫化鋅共伴生精礦煉鋅方法，屬于冶金領(lǐng)域。

背景技術(shù)：
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目前，世界主要煉鋅方法是濕法煉鋅，80％以上的原生鋅錠是通過(guò)濕法煉鋅的方法生產(chǎn)出來(lái)的。傳統(tǒng)的濕法煉鋅中硫化鋅精礦經(jīng)過(guò)沸騰焙燒氧化，焙砂送經(jīng)過(guò)氧壓浸出，得到一段上清液和氧壓浸出渣，氧壓浸出渣送入渣場(chǎng)堆放，目前，氧壓浸出渣的堆存量越來(lái)越多，據(jù)統(tǒng)計(jì)，目前國(guó)內(nèi)各大冶煉廠堆存的氧壓浸出渣約800～900萬(wàn)t，堆放的方式不僅嚴(yán)重影響環(huán)境，而且氧壓浸出渣內(nèi)的有價(jià)金屬得不到回收，造成極大的資源浪費(fèi)。

此外，現(xiàn)有的煉鋅系統(tǒng)，鋅精礦經(jīng)過(guò)氧壓浸出作業(yè)后產(chǎn)出的一段上清液pH一般為0.99～1.21(3～5g/L)，均采用一步中和沉銦的方式富集和分離銦，即采用中和劑(如焙砂、氧化鋅煙塵、消石灰、碳酸鈣粉等)將初始pH＝0.99～1.21的一段上清液升至pH＝4.0～4.5，具體反應(yīng)如[1]～[6]所示：

A、焙砂或氧化鋅煙塵

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]

在中和反應(yīng)中，中和所形成的PbSO₄和水解產(chǎn)生的膠體Fe(OH)₃會(huì)包裹中和劑，造成中和劑的利用率降低。

B、消石灰或碳酸鈣粉作為中和劑：

H₂SO₄+Ca(OH)₂＝CaSO4↓+2H₂O [5]

H₂SO₄+CaCO₃＝CaSO₄↓+H₂O+CO₂↑ [6]

無(wú)論采用何種中和劑，隨著中和反應(yīng)的進(jìn)行，溶液pH逐漸升高，當(dāng)pH達(dá)到3后，銦離子水解，以In(OH)₃沉淀的形式入渣，銦富集在中和沉銦渣中實(shí)現(xiàn)分離，具體反應(yīng)如[7]所示：

In³⁺+3H₂O＝In(OH)₃+3H⁺ [7]

采用一步中和沉銦工藝存在如下缺點(diǎn)：

(1)在中和反應(yīng)中，中和所形成的PbSO₄、CaSO₄和水解產(chǎn)生的膠體Fe(OH)₃會(huì)包裹中和劑，造成中和劑的利用率降低；而對(duì)于pH＝0.99～1.21的一段上清液，通過(guò)加入中和劑控制pH至pH＝3.0的過(guò)程中，該階段中和劑耗酸并產(chǎn)出渣而銦離子卻未發(fā)生水解，因此一步中和沉銦工藝產(chǎn)出的銦渣渣量大、含銦品位低(僅700～800g/t左右)；

2)產(chǎn)出的銦渣送酸浸作業(yè)，所產(chǎn)出的銦酸浸濾液[In³⁺]過(guò)低(僅200mg/L左右)，嚴(yán)重影響銦的回收率(＜55％)和銦回收正常作業(yè)；

3)當(dāng)一段浸出液酸度過(guò)高時(shí)，導(dǎo)致銦渣渣量進(jìn)一步變大、含銦品位更低，銦回收作業(yè)無(wú)法維系，銦渣無(wú)法快速外排，直接威脅煉鋅系統(tǒng)的安全。

技術(shù)實(shí)現(xiàn)要素：
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本發(fā)明的目的在于提供一種含銦、銀、砷的硫化鋅共伴生精礦煉鋅方法。

本發(fā)明的目的由如下技術(shù)方案實(shí)施，一種含銦、銀、砷的硫化鋅共伴生精礦煉鋅方法，其包括如下步驟：

步驟1)一段低酸浸出：將粒度為-320目占95％以上的硫化鋅精礦礦漿與酸度為30～40g/L的一段酸液加入一段加壓釜內(nèi)，通入氧氣，控制所述一段加壓釜內(nèi)氧分壓0.8～1.0MPa，酸度20～25g/L，溫度145～155℃，浸出時(shí)間0.5～1h，濃密分離得到一段浸出渣和一段上清液，所述一段浸出渣進(jìn)行二段高酸浸出，所述一段上清液進(jìn)行沉銦作業(yè)；

步驟2)沉銦：將所述一段上清液與中和劑混合沉銦，得到中和沉銦渣和中和沉銦后液。

步驟3)鋅錠的產(chǎn)出：所述中和沉銦后液經(jīng)鋅粉或鐵粉置換沉銅、針鐵礦沉鐵和分離凈化后，得到銅渣、一段鐵渣、鎘鈷渣和新液，所述銅渣、所述一段鐵渣和所述鎘鈷渣可作為冶煉原料外售，所述新液經(jīng)電積和熔鑄后得到鋅錠。

步驟4)二段高酸浸出：將所述一段浸出渣與二段酸液加入二段加壓釜內(nèi)，通入氧氣，控制所述二段加壓釜內(nèi)氧分壓1.0～1.2MPa，酸度100～120g/L，溫度145～155℃，浸出時(shí)間1.5～2h，濃密分離得到二段上清液和二段浸出渣，經(jīng)過(guò)所述步驟2)二段高酸浸出，所述二段浸出渣中，Zn≤2％，In≤10％，Ag＝600～800g/t，F(xiàn)e≥85％；同時(shí)98％以上的有害元素As在所述二段浸出渣中開(kāi)路，從而保證了后續(xù)工藝操作不受砷化氫的危害，進(jìn)而做到崗位操作本質(zhì)安全；

步驟5)調(diào)漿浮選：所述二段浸出渣進(jìn)行調(diào)漿浮選；得到硫精礦和硫尾礦，所述硫精礦可用于生產(chǎn)硫磺或硫酸；所述硫尾礦進(jìn)行Ausmelt-煙化爐煉鉛，得到富集有Ag的粗鉛和二段鐵渣，所述二段鐵渣可作為煉鐵的原料。

進(jìn)一步的，所述一段酸液是酸度為30～40g/L的所述二段上清液；通過(guò)所述步驟4)二段高酸浸出后得到的所述二段上清液指標(biāo)是：H₂SO₄ 25～35g/L、Zn²⁺100～110g/L、Fe≤10g/L，In：20～25mg/L，Cu：2000～2500mg/L，Co：25～30mg/L。

進(jìn)一步的，所述二段酸液是預(yù)先用所述步驟3)鋅錠的產(chǎn)出中產(chǎn)生的電積廢液及所述步驟2)沉銦中產(chǎn)生的綜合洗水配制好的酸液，所述二段酸液含酸130～140g/L，含鋅50～60g/L。

進(jìn)一步的，所述步驟2)沉銦包括如下階段：

(1)預(yù)中和階段：在一段上清液中加入中和劑，常壓攪拌2～2.5h，攪拌速度為50～70r/min，當(dāng)所述一段上清液的酸度達(dá)到pH＝2.5～3.0時(shí)，濃密分離得到預(yù)中和后液和預(yù)中和底流，所述預(yù)中和底流返回到鋅精礦中進(jìn)行氧壓浸出；

(2)中和沉銦階段：在所述預(yù)中和后液中加入所述中和劑，常壓攪拌2～3h，攪拌速度為50～70r/min，當(dāng)所述預(yù)中和后液的酸度達(dá)到pH＝4.2～4.5時(shí)，濃密分離得到中和沉銦后液和中和沉銦渣，所述中和沉銦后液用于置換沉銅；所述中和沉銦渣經(jīng)酸洗、還原、萃取、置換和電解后，得到銦錠；

階段(3)銦渣酸洗：將所述中和沉銦渣與濃度為160～180g/L的H₂SO₄按照液固比3～5:1(液固比定義為液體的體積(m³)：固體的重量(t))混合，升溫并常壓攪拌2.5～3h，攪拌速度為50～70r/min，反應(yīng)溫度＞90℃，濃密分離得到銦酸浸出液和沉銦廢渣；

進(jìn)一步的，所述中和劑為鋅焙砂、氧化鋅、消石灰或碳酸鈣的任意一種。

進(jìn)一步的，所述步驟5)調(diào)漿浮選中的Ausmelt-煙化爐煉鉛包括如下階段：

(1)Ausmelt爐氧化熔煉階段：將硫尾礦、鉛精礦與鉛煙塵進(jìn)行混料，得到含鉛25wt％以上的含鉛物料，而后將含鉛物料25～30t/h與石灰石、石英砂混合制粒后連續(xù)加入Ausmelt爐內(nèi)，向所述Ausmelt爐內(nèi)噴入氧氣1050～1350Nm³/h、空氣11000～15000Nm³/h、粉煤0.9～1.45t/h，保持富氧濃度：29～31v％，控制熔池溫度1050～1150℃，進(jìn)行氧化熔煉，當(dāng)入爐物料量達(dá)到額定投料量、且渣含鉛35～42wt％時(shí)，所述(1)Ausmelt爐氧化熔煉階段完成；

(2)Ausmelt爐還原熔煉I階段：在完成所述(1)Ausmelt爐氧化熔煉階段的所述Ausmelt爐內(nèi)加入所述鉛精礦和塊煤，其中，所述鉛精礦的投入量為所述1)氧化熔煉階段入爐所述含鉛物料量的3～10wt％，所述塊煤的投入量為所述1)氧化熔煉階段入爐所述含鉛物料量的0.5～1wt％，所述鉛精礦和所述塊煤的投入量根據(jù)進(jìn)入所述2)還原熔煉I階段的實(shí)際渣含鉛量進(jìn)行調(diào)整；向所述Ausmelt爐內(nèi)噴入空氣15000～19500Nm³/h、粉煤1.5～2.2t/h，控制熔池溫度1130～1230℃，進(jìn)行還原熔煉，當(dāng)渣含鉛13～18wt％時(shí)，所述(2)Ausmelt爐還原熔煉I階段完成；

(3)Ausmelt爐還原熔煉II階段：在完成所述(2)Ausmelt爐還原熔煉I階段的所述Ausmelt爐內(nèi)加入所述塊煤，所述塊煤的加入量為所述1)氧化熔煉階段入爐所述含鉛物料量和所述(2)Ausmelt爐還原熔煉I階段入爐所述鉛精礦量總和的0.3～0.8wt％，向所述Ausmelt爐內(nèi)噴入空氣7000～15000Nm³/h、粉煤1.4～2.25t/h，控制熔池溫度1150～1250℃，繼續(xù)進(jìn)行還原熔煉，當(dāng)渣含鉛<5wt％時(shí)，所述(3)Ausmelt爐還原熔煉II階段完成，得到粗鉛和鉛熔渣；

(4)煙化爐煙化階段：將所述步驟(1)～(3)產(chǎn)生的所述鉛熔渣沉鉛后排入煙化爐煙化，通過(guò)噴嘴向所述鉛熔渣內(nèi)吹入空氣8800～14500Nm³/h和粉煤0.3～1.35t/h，通過(guò)所述煙化爐上部三次風(fēng)口向所述煙化爐內(nèi)吹入空氣1000～1500Nm³/h，控制熔池溫度1150～1250℃，煙塵經(jīng)余熱回收、收塵、脫硫后排空，收塵用于鋅冶煉；最終得到所述二段鐵渣。

進(jìn)一步的，所述石灰石和所述石英砂的加入量根據(jù)入爐物料中的Fe含量、CaO含量和SiO₂含量計(jì)算而得；控制熔煉過(guò)程中渣中[Fe]:SiO₂＝1.20～1.22，CaO＝5～6wt％。

本發(fā)明的優(yōu)點(diǎn)：

1、成功運(yùn)用了兩段氧壓浸出全濕法流程與Ausmelt-煙化爐火法熔煉相結(jié)合的冶煉技術(shù)，不但產(chǎn)出合格的0#鋅錠產(chǎn)品，同時(shí)實(shí)現(xiàn)了有價(jià)金屬銦、銀的綜合回收利用，銅、鐵、鎘鈷分別富集于渣中，可作為各自冶煉的原料；生產(chǎn)過(guò)程中沒(méi)有危廢渣產(chǎn)出，實(shí)現(xiàn)了鋅冶煉的清潔化生產(chǎn)。

2、通過(guò)對(duì)一段上清液進(jìn)行預(yù)中和-中和沉銦-酸洗，得到富銦的中和沉銦渣，銦渣中含銦達(dá)到了2700～3000g/t，銦的回收率提高到85％以上。

3、控制二段高酸浸出生產(chǎn)過(guò)程的終酸pH＝0.15～0.29(20～35g/L)，將98％的有害元素As富集在二段浸出渣中，減少生產(chǎn)鋅錠主流程產(chǎn)出砷化氫有害氣體的機(jī)率，進(jìn)而從根本上解決了操作環(huán)境的污染問(wèn)題。

4、二段浸出渣經(jīng)浮選后，硫精礦直接外售，硫尾礦投入Ausmelt爐進(jìn)行熔煉，Ag富集于粗鉛中，在鉛電解時(shí)富集于陽(yáng)極泥中，實(shí)現(xiàn)了有價(jià)金屬Ag的回收；二段浸出渣經(jīng)Ausmelt爐進(jìn)行熔煉后，不但實(shí)現(xiàn)了二段浸出渣中有價(jià)金屬的綜合回收利用，而且減少了危廢渣堆存產(chǎn)生的費(fèi)用及環(huán)境污染。

附圖說(shuō)明：

圖1為實(shí)施例1的工藝流程圖；

圖2為實(shí)施例2的工藝流程圖；

圖3為實(shí)施例3的工藝流程圖。

具體實(shí)施方式：

實(shí)施例1：

一種含銦、銀、砷的硫化鋅共伴生精礦煉鋅方法，其包括如下步驟：

步驟1)一段低酸浸出：將粒度為-320目占95％以上的硫化鋅精礦礦漿與酸度為30～40g/L的一段酸液加入一段加壓釜內(nèi)，通入氧氣，控制一段加壓釜內(nèi)氧分壓0.8MPa，酸度20g/L，溫度145～155℃，浸出時(shí)間1h，濃密分離得到一段浸出渣和一段上清液，一段浸出渣進(jìn)行二段高酸浸出，一段上清液進(jìn)行沉銦作業(yè)；

步驟2)沉銦：將一段上清液與鋅焙砂混合沉銦，得到中和沉銦渣和沉銦后液；

步驟3)鋅錠的產(chǎn)出：中和沉銦后液經(jīng)鋅粉或鐵粉置換沉銅、針鐵礦沉鐵和分離凈化后，得到銅渣、一段鐵渣、鎘鈷渣和新液，銅渣、一段鐵渣和鎘鈷渣可作為冶煉原料外售，新液經(jīng)電積和熔鑄后得到鋅錠；

步驟4)二段高酸浸出：將一段浸出渣與二段酸液加入二段加壓釜內(nèi)，通入氧氣，控制二段加壓釜內(nèi)氧分壓1.0MPa，酸度100g/L，溫度145～155℃，浸出時(shí)間2h，濃密分離得到二段上清液和二段浸出渣，經(jīng)過(guò)步驟2)二段高酸浸出，二段浸出渣中，Zn≤2％，In≤10％，Ag＝600～800g/t，F(xiàn)e≥85％；同時(shí)98％以上的有害元素As在二段浸出渣中開(kāi)路，從而保證了后續(xù)工藝操作不受砷化氫的危害，進(jìn)而做到崗位操作本質(zhì)安全；

步驟5)調(diào)漿浮選：二段浸出渣進(jìn)行調(diào)漿浮選；得到硫精礦和硫尾礦，硫精礦可用于生產(chǎn)硫磺或硫酸；硫尾礦進(jìn)行Ausmelt-煙化爐煉鉛，得到富集有Ag的粗鉛和二段鐵渣，二段鐵渣可作為煉鐵的原料。

一段酸液是酸度為30g/L的二段上清液；通過(guò)步驟4)二段高酸浸出后得到的二段上清液指標(biāo)是：H₂SO₄ 25～35g/L、Zn²⁺ 100～110g/L、Fe≤10g/L，In：20～25mg/L，Cu：2000～2500mg/L，Co：25～30mg/L。

二段酸液是預(yù)先用步驟3)鋅錠的產(chǎn)出中產(chǎn)生的電積廢液及步驟2)沉銦中產(chǎn)生的綜合洗水配制好的酸液，二段酸液含酸130～140g/L，含鋅50～60g/L。

步驟2)沉銦包括如下階段：

(1)預(yù)中和階段：在一段上清液中加入鋅焙砂，常壓攪拌2.5h，攪拌速度為50r/min，當(dāng)一段上清液的酸度達(dá)到pH＝2.5～3.0時(shí)，濃密分離得到預(yù)中和后液和預(yù)中和底流，預(yù)中和底流返回到鋅精礦中進(jìn)行氧壓浸出；

(2)中和沉銦階段：在預(yù)中和后液中加入鋅焙砂，常壓攪拌3h，攪拌速度為50r/min，當(dāng)預(yù)中和后液的酸度達(dá)到pH＝4.2～4.5時(shí)，濃密分離得到中和沉銦后液和中和沉銦渣，中和沉銦后液用于置換沉銅；中和沉銦渣經(jīng)酸洗、還原、萃取、置換和電解后，得到銦錠；

階段(3)銦渣酸洗：將中和沉銦渣與濃度為160g/L的H₂SO₄按照液固比3:1(液固比定義為液體的體積(m³)：固體的重量(t))混合，升溫并常壓攪拌3h，攪拌速度為50r/min，反應(yīng)溫度＞90℃，濃密分離得到銦酸浸出液和沉銦廢渣；

步驟5)調(diào)漿浮選中的Ausmelt-煙化爐煉鉛包括如下階段：

(1)Ausmelt爐氧化熔煉階段：將硫尾礦、鉛精礦與鉛煙塵進(jìn)行混料，得到含鉛25wt％以上的含鉛物料，而后將含鉛物料25～30t/h與石灰石、石英砂混合制粒后連續(xù)加入Ausmelt爐內(nèi)，向Ausmelt爐內(nèi)噴入氧氣1050Nm³/h、空氣11000Nm³/h、粉煤0.9t/h，保持富氧濃度：29～31v％，控制熔池溫度1050～1150℃，進(jìn)行氧化熔煉，當(dāng)入爐物料量達(dá)到額定投料量、且渣含鉛35～42wt％時(shí)，(1)Ausmelt爐氧化熔煉階段完成；

(2)Ausmelt爐還原熔煉I階段：在完成(1)Ausmelt爐氧化熔煉階段的Ausmelt爐內(nèi)加入鉛精礦和塊煤，其中，鉛精礦的投入量為1)氧化熔煉階段入爐含鉛物料量的3～10wt％，塊煤的投入量為1)氧化熔煉階段入爐含鉛物料量的0.5～1wt％，鉛精礦和塊煤的投入量根據(jù)進(jìn)入2)還原熔煉I階段的實(shí)際渣含鉛量進(jìn)行調(diào)整；向Ausmelt爐內(nèi)噴入空氣15000Nm³/h、粉煤1.5t/h，控制熔池溫度1130～1230℃，進(jìn)行還原熔煉，當(dāng)渣含鉛13～18wt％時(shí)，(2)Ausmelt爐還原熔煉I階段完成；

(3)Ausmelt爐還原熔煉II階段：在完成(2)Ausmelt爐還原熔煉I階段的Ausmelt爐內(nèi)加入塊煤，塊煤的加入量為1)氧化熔煉階段入爐含鉛物料量和(2)Ausmelt爐還原熔煉I階段入爐鉛精礦量總和的0.3wt％，向Ausmelt爐內(nèi)噴入空氣7000Nm³/h、粉煤1.4t/h，控制熔池溫度1150～1250℃，繼續(xù)進(jìn)行還原熔煉，當(dāng)渣含鉛<5wt％時(shí)，(3)Ausmelt爐還原熔煉II階段完成，得到粗鉛和鉛熔渣；

(4)煙化爐煙化階段：將步驟(1)～(3)產(chǎn)生的鉛熔渣沉鉛后排入煙化爐煙化，通過(guò)噴嘴向鉛熔渣內(nèi)吹入空氣8800Nm³/h和粉煤0.3t/h，通過(guò)煙化爐上部三次風(fēng)口向煙化爐內(nèi)吹入空氣1000Nm³/h，控制熔池溫度1150～1250℃，煙塵經(jīng)余熱回收、收塵、脫硫后排空，收塵用于鋅冶煉；最終得到二段鐵渣。

石灰石和石英砂的加入量根據(jù)入爐物料中的Fe含量、CaO含量和SiO₂含量計(jì)算而得；控制熔煉過(guò)程中渣中[Fe]:SiO₂＝1.20～1.22，CaO＝5～6wt％。

實(shí)施例2：

一種含銦、銀、砷的硫化鋅共伴生精礦煉鋅方法，其包括如下步驟：

步驟1)一段低酸浸出：將粒度為-320目占95％以上的硫化鋅精礦礦漿與酸度為30～40g/L的一段酸液加入一段加壓釜內(nèi)，通入氧氣，控制一段加壓釜內(nèi)氧分壓0.9MPa，酸度23g/L，溫度145～155℃，浸出時(shí)間0.7h，濃密分離得到一段浸出渣和一段上清液，一段浸出渣進(jìn)行二段高酸浸出，一段上清液進(jìn)行沉銦作業(yè)；

步驟2)沉銦：將一段上清液與碳酸鈣混合沉銦，得到中和沉銦渣和沉銦后液；

步驟3)鋅錠的產(chǎn)出：中和沉銦后液經(jīng)鋅粉或鐵粉置換沉銅、針鐵礦沉鐵和分離凈化后，得到銅渣、一段鐵渣、鎘鈷渣和新液，銅渣、一段鐵渣和鎘鈷渣可作為冶煉原料外售，新液經(jīng)電積和熔鑄后得到鋅錠。

步驟4)二段高酸浸出：將一段浸出渣與二段酸液加入二段加壓釜內(nèi)，通入氧氣，控制二段加壓釜內(nèi)氧分壓1.1MPa，酸度100～120g/L，溫度145～155℃，浸出時(shí)間1.7h，濃密分離得到二段上清液和二段浸出渣，經(jīng)過(guò)步驟2)二段高酸浸出，二段浸出渣中，Zn≤2％，In≤10％，Ag＝600～800g/t，F(xiàn)e≥85％；同時(shí)98％以上的有害元素As在二段浸出渣中開(kāi)路，從而保證了后續(xù)工藝操作不受砷化氫的危害，進(jìn)而做到崗位操作本質(zhì)安全；

步驟5)調(diào)漿浮選：二段浸出渣進(jìn)行調(diào)漿浮選；得到硫精礦和硫尾礦，硫精礦可用于生產(chǎn)硫磺或硫酸；硫尾礦進(jìn)行Ausmelt-煙化爐煉鉛，得到富集有Ag的粗鉛和二段鐵渣，二段鐵渣可作為煉鐵的原料。

一段酸液是酸度為30～40g/L的二段上清液；通過(guò)步驟4)二段高酸浸出后得到的二段上清液指標(biāo)是：H₂SO₄ 25～35g/L、Zn²⁺ 100～110g/L、Fe≤10g/L，In：20～25mg/L，Cu：2000～2500mg/L，Co：25～30mg/L。

二段酸液是預(yù)先用步驟3)鋅錠的產(chǎn)出中產(chǎn)生的電積廢液及步驟2)沉銦中產(chǎn)生的綜合洗水配制好的酸液，二段酸液含酸130～140g/L，含鋅50～60g/L。

步驟2)沉銦包括如下階段：

(1)預(yù)中和階段：在一段上清液中加入碳酸鈣，常壓攪拌2.3h，攪拌速度為60r/min，當(dāng)一段上清液的酸度達(dá)到pH＝2.5～3.0時(shí)，濃密分離得到預(yù)中和后液和預(yù)中和底流，預(yù)中和底流返回到鋅精礦中進(jìn)行氧壓浸出；

(2)中和沉銦階段：在預(yù)中和后液中加入碳酸鈣，常壓攪拌2.5h，攪拌速度為60r/min，當(dāng)預(yù)中和后液的酸度達(dá)到pH＝4.2～4.5時(shí)，濃密分離得到中和沉銦后液和中和沉銦渣，中和沉銦后液用于置換沉銅；中和沉銦渣經(jīng)酸洗、還原、萃取、置換和電解后，得到銦錠；

階段(3)銦渣酸洗：將中和沉銦渣與濃度為160～180g/L的H₂SO₄按照液固比4:1(液固比定義為液體的體積(m³)：固體的重量(t))混合，升溫并常壓攪拌2.7h，攪拌速度為60r/min，反應(yīng)溫度＞90℃，濃密分離得到銦酸浸出液和沉銦廢渣；

步驟5)調(diào)漿浮選中的Ausmelt-煙化爐煉鉛包括如下階段：

(1)Ausmelt爐氧化熔煉階段：將硫尾礦、鉛精礦與鉛煙塵進(jìn)行混料，得到含鉛25wt％以上的含鉛物料，而后將含鉛物料27t/h與石灰石、石英砂混合制粒后連續(xù)加入Ausmelt爐內(nèi)，向Ausmelt爐內(nèi)噴入氧氣1200Nm³/h、空氣13000Nm³/h、粉煤1.2t/h，保持富氧濃度：29～31v％，控制熔池溫度1050～1150℃，進(jìn)行氧化熔煉，當(dāng)入爐物料量達(dá)到額定投料量、且渣含鉛35～42wt％時(shí)，(1)Ausmelt爐氧化熔煉階段完成；

(2)Ausmelt爐還原熔煉I階段：在完成(1)Ausmelt爐氧化熔煉階段的Ausmelt爐內(nèi)加入鉛精礦和塊煤，其中，鉛精礦的投入量為1)氧化熔煉階段入爐含鉛物料量的3～10wt％，塊煤的投入量為1)氧化熔煉階段入爐含鉛物料量的0.5～1wt％，鉛精礦和塊煤的投入量根據(jù)進(jìn)入2)還原熔煉I階段的實(shí)際渣含鉛量進(jìn)行調(diào)整；向Ausmelt爐內(nèi)噴入空氣20000Nm³/h、粉煤2t/h，控制熔池溫度1130～1230℃，進(jìn)行還原熔煉，當(dāng)渣含鉛13～18wt％時(shí)，(2)Ausmelt爐還原熔煉I階段完成；

(3)Ausmelt爐還原熔煉II階段：在完成(2)Ausmelt爐還原熔煉I階段的Ausmelt爐內(nèi)加入塊煤，塊煤的加入量為1)氧化熔煉階段入爐含鉛物料量和(2)Ausmelt爐還原熔煉I階段入爐鉛精礦量總和的0.5wt％，向Ausmelt爐內(nèi)噴入空氣10000Nm³/h、粉煤2t/h，控制熔池溫度1150～1250℃，繼續(xù)進(jìn)行還原熔煉，當(dāng)渣含鉛<5wt％時(shí)，(3)Ausmelt爐還原熔煉II階段完成，得到粗鉛和鉛熔渣；

(4)煙化爐煙化階段：將步驟(1)～(3)產(chǎn)生的鉛熔渣沉鉛后排入煙化爐煙化，通過(guò)噴嘴向鉛熔渣內(nèi)吹入空氣10000Nm³/h和粉煤1t/h，通過(guò)煙化爐上部三次風(fēng)口向煙化爐內(nèi)吹入空氣1300Nm³/h，控制熔池溫度1150～1250℃，煙塵經(jīng)余熱回收、收塵、脫硫后排空，收塵用于鋅冶煉；最終得到二段鐵渣。

石灰石和石英砂的加入量根據(jù)入爐物料中的Fe含量、CaO含量和SiO₂含量計(jì)算而得；控制熔煉過(guò)程中渣中[Fe]:SiO₂＝1.20～1.22，CaO＝5～6wt％。

實(shí)施例3：

一種含銦、銀、砷的硫化鋅共伴生精礦煉鋅方法，其包括如下步驟：

步驟1)一段低酸浸出：將粒度為-320目占95％以上的硫化鋅精礦礦漿與酸度為30～40g/L的一段酸液加入一段加壓釜內(nèi)，通入氧氣，控制一段加壓釜內(nèi)氧分壓1.0MPa，酸度25g/L，溫度145～155℃，浸出時(shí)間0.5h，濃密分離得到一段浸出渣和一段上清液，一段浸出渣進(jìn)行二段高酸浸出，一段上清液進(jìn)行沉銦作業(yè)；

步驟2)沉銦：將一段上清液與氧化鋅混合沉銦，濃密分離，得到中和沉銦渣和中和沉銦后液；

步驟3)鋅錠的產(chǎn)出：中和沉銦后液經(jīng)鋅粉或鐵粉置換沉銅、針鐵礦沉鐵和分離凈化后，得到銅渣、一段鐵渣、鎘鈷渣和新液，銅渣、一段鐵渣和鎘鈷渣可作為冶煉原料外售，新液經(jīng)電積和熔鑄后得到鋅錠；

步驟4)二段高酸浸出：將一段浸出渣與二段酸液加入二段加壓釜內(nèi)，通入氧氣，控制二段加壓釜內(nèi)氧分壓1.2MPa，酸度120g/L，溫度145～155℃，浸出時(shí)間1.5h，濃密分離得到二段上清液和二段浸出渣，經(jīng)過(guò)步驟2)二段高酸浸出，二段浸出渣中，Zn≤2％，In≤10％，Ag＝600～800g/t，F(xiàn)e≥85％；同時(shí)98％以上的有害元素As在二段浸出渣中開(kāi)路，從而保證了后續(xù)工藝操作不受砷化氫的危害，進(jìn)而做到崗位操作本質(zhì)安全；

步驟5)調(diào)漿浮選：二段浸出渣進(jìn)行調(diào)漿浮選；得到硫精礦和硫尾礦，硫精礦可用于生產(chǎn)硫磺或硫酸；硫尾礦進(jìn)行Ausmelt-煙化爐煉鉛，得到富集有Ag的粗鉛和二段鐵渣，二段鐵渣可作為煉鐵的原料。

一段酸液是酸度為30～40g/L的二段上清液；通過(guò)步驟4)二段高酸浸出后得到的二段上清液指標(biāo)是：H₂SO₄ 25～35g/L、Zn²⁺ 100～110g/L、Fe≤10g/L，In：20～25mg/L，Cu：2000～2500mg/L，Co：25～30mg/L。

二段酸液是預(yù)先用步驟3)鋅錠的產(chǎn)出中產(chǎn)生的電積廢液及步驟2)沉銦中產(chǎn)生的綜合洗水配制好的酸液，二段酸液含酸130～140g/L，含鋅50～60g/L。

步驟2)沉銦包括如下階段：

(1)預(yù)中和階段：在一段上清液中加入氧化鋅，常壓攪拌2h，攪拌速度為70r/min，當(dāng)一段上清液的酸度達(dá)到pH＝2.5～3.0時(shí)，濃密分離得到預(yù)中和后液和預(yù)中和底流，預(yù)中和底流返回到鋅精礦中進(jìn)行氧壓浸出；

(2)中和沉銦階段：在預(yù)中和后液中加入氧化鋅，常壓攪拌2h，攪拌速度為70r/min，當(dāng)預(yù)中和后液的酸度達(dá)到pH＝4.2～4.5時(shí)，濃密分離得到中和沉銦后液和中和沉銦渣，中和沉銦后液用于置換沉銅；中和沉銦渣經(jīng)酸洗、還原、萃取、置換和電解后，得到銦錠；

階段(3)銦渣酸洗：將中和沉銦渣與濃度為180g/L的H₂SO₄按照液固比5:1(液固比定義為液體的體積(m³)：固體的重量(t))混合，升溫并常壓攪拌2.5h，攪拌速度為70r/min，反應(yīng)溫度＞90℃，濃密分離得到銦酸浸出液和沉銦廢渣；

步驟5)調(diào)漿浮選中的Ausmelt-煙化爐煉鉛包括如下階段：

(1)Ausmelt爐氧化熔煉階段：將硫尾礦、鉛精礦與鉛煙塵進(jìn)行混料，得到含鉛25wt％以上的含鉛物料，而后將含鉛物料25～30t/h與石灰石、石英砂混合制粒后連續(xù)加入Ausmelt爐內(nèi)，向Ausmelt爐內(nèi)噴入氧氣1350Nm³/h、空氣15000Nm³/h、粉煤1.45t/h，保持富氧濃度：29～31v％，控制熔池溫度1050～1150℃，進(jìn)行氧化熔煉，當(dāng)入爐物料量達(dá)到額定投料量、且渣含鉛35～42wt％時(shí)，(1)Ausmelt爐氧化熔煉階段完成；

(2)Ausmelt爐還原熔煉I階段：在完成(1)Ausmelt爐氧化熔煉階段的Ausmelt爐內(nèi)加入鉛精礦和塊煤，其中，鉛精礦的投入量為1)氧化熔煉階段入爐含鉛物料量的3～10wt％，塊煤的投入量為1)氧化熔煉階段入爐含鉛物料量的0.5～1wt％，鉛精礦和塊煤的投入量根據(jù)進(jìn)入2)還原熔煉I階段的實(shí)際渣含鉛量進(jìn)行調(diào)整；向Ausmelt爐內(nèi)噴入空氣19500Nm³/h、粉煤2.2t/h，控制熔池溫度1130～1230℃，進(jìn)行還原熔煉，當(dāng)渣含鉛13～18wt％時(shí)，(2)Ausmelt爐還原熔煉I階段完成；

(3)Ausmelt爐還原熔煉II階段：在完成(2)Ausmelt爐還原熔煉I階段的Ausmelt爐內(nèi)加入塊煤，塊煤的加入量為1)氧化熔煉階段入爐含鉛物料量和(2)Ausmelt爐還原熔煉I階段入爐鉛精礦量總和的0.8wt％，向Ausmelt爐內(nèi)噴入空氣15000Nm³/h、粉煤2.25t/h，控制熔池溫度1150～1250℃，繼續(xù)進(jìn)行還原熔煉，當(dāng)渣含鉛<5wt％時(shí)，(3)Ausmelt爐還原熔煉II階段完成，得到粗鉛和鉛熔渣；

(4)煙化爐煙化階段：將步驟(1)～(3)產(chǎn)生的鉛熔渣沉鉛后排入煙化爐煙化，通過(guò)噴嘴向鉛熔渣內(nèi)吹入空氣14500Nm³/h和粉煤1.35t/h，通過(guò)煙化爐上部三次風(fēng)口向煙化爐內(nèi)吹入空氣1500Nm³/h，控制熔池溫度1150～1250℃，煙塵經(jīng)余熱回收、收塵、脫硫后排空，收塵用于鋅冶煉；最終得到二段鐵渣。

石灰石和石英砂的加入量根據(jù)入爐物料中的Fe含量、CaO含量和SiO₂含量計(jì)算而得；控制熔煉過(guò)程中渣中[Fe]:SiO₂＝1.20～1.22，CaO＝5～6wt％。