一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法
阅读说明：本技术 一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法 (Method for treating zinc-containing material in zinc hydrometallurgy production ) 是由 李存兄 张兆闫 魏昶 邓志敢 李兴彬 樊刚 李旻廷 于 2021-09-16 设计创作，主要内容包括：本发明涉及一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法,属于湿法冶炼技术领域,本发明包括以下步骤：1)磨矿；2)常压中和浸出；3)I段加压浸出；4)Ⅱ段加压浸出；5)浸出渣浆化洗涤。本发明同时实现了湿法炼锌生产中的含锌物料中有价金属高效浸出和铁的高效同步沉淀。锌浸出率大于98%,获得铁含量低于2g/L的浸出液无需除铁可返回湿法炼锌主系统,巧妙地实现了湿法炼锌生产中的含锌物料中铁由危害杂质向火法炼铅原料的转变,并最终稳定固化于火法炼铅炉渣或窑渣中,省去了湿法炼锌过程溶液除铁的操作工序,简化了工艺流程,降低了过程操作成本,实现了湿法炼锌生产中的含锌物料危废铁渣的减排。(The invention relates to a method for treating zinc-containing materials in the production of zinc hydrometallurgy, which belongs to the technical field of hydrometallurgy and comprises the following steps: 1) grinding ore; 2) neutralizing and leaching under normal pressure; 3) i, pressurizing and leaching; 4) II, pressurizing and leaching; 5) and slurrying and washing the leached residues. The invention simultaneously realizes the high-efficiency leaching of valuable metals and the high-efficiency synchronous precipitation of iron in the zinc-containing materials in the zinc hydrometallurgy production. The zinc leaching rate is more than 98 percent, the obtained leaching solution with the iron content lower than 2g/L can return to a zinc hydrometallurgy main system without iron removal, the transformation of iron in zinc-containing materials in the zinc hydrometallurgy production from harmful impurities to pyrometallurgical lead smelting raw materials is skillfully realized, and the iron is finally stably solidified in pyrometallurgical lead smelting slag or kiln slag, the operation procedure of removing iron from the solution in the zinc hydrometallurgy process is omitted, the process flow is simplified, the process operation cost is reduced, and the emission reduction of hazardous waste iron slag of the zinc-containing materials in the zinc hydrometallurgy production is realized.)
技术领域
本发明属于湿法冶炼技术领域，具体的说，涉及一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法。
背景技术
金属锌被称为“现代工业的保护剂”，是航空航天、交通运输、能源工业等领域不可缺少的战略金属。硫化矿是提取锌的主要原料，目前，全球约85%以上的硫化锌矿采用焙烧-浸出-净化-电积的湿法主工艺流程生产。根据浸出方式和浸出渣处理方法不同，含锌物料的处理方法又分为常规处理工艺和热酸浸出工艺。
湿法炼锌过程中含锌物料常与铁伴生，在浸出过程中，铁和锌、锗、铜、铟等有价金属一起被浸出并进入浸出液，浸出液在进行有价金属回收前需要将铁沉出。目前的湿法炼锌企业多采用黄钾铁矾法或针铁矿法去除浸出液中的铁，使铁以危废黄钾铁矾渣或危废针铁矿渣沉淀析出，这类含铁废渣，含铁量较低，很难回收利用。如何避免在有价金属和铁同存于浸出液，一直是行业内的难题。
以锌焙烧矿为例，锌焙烧矿的常规处理工艺主要是通过高温碳热还原挥发的火法工艺实现锌焙烧矿浸出渣中锌、铅及其它伴生元素的高效挥发并将其富集于氧化锌烟尘中，锌焙烧矿中的铁被高温固化进入窑渣或水淬渣中，高温固化铁渣无需二次无害化处理。但常规处理工艺存在碳质还原剂用量大、能耗高、低浓度SO2烟气污染严重或尾吸成本高、伴生有价金属如铜、银等回收率低、工艺冗长等问题。
锌焙烧矿的热酸浸出工艺主要是通过高温高酸浸出的湿法工艺实现锌焙烧矿浸出渣中锌、铜等有价金属的高效浸出并将铅、银等富集于热酸浸出渣中。然而，热酸浸出过程中80%以上的铁进入溶液，目前的湿法炼锌企业多采用黄钾铁矾法或针铁矿法去除热酸浸出液中的铁，使铁以危废黄钾铁矾渣或危废针铁矿渣沉淀析出，这类含铁废渣，含铁量较低，很难回收利用，根据国家2015年出台的《铅锌行业规范条件》，上述危废铁渣须做无害化处理。据统计，每处理1t锌焙烧矿将产生1.2～1.4t危废黄钾铁矾渣或0.8～1.0t危废针铁矿渣，每吨危废铁渣的无害化处理成本高达600～800元。此外，目前的热酸浸出工艺还存在伴生铜、铟、锗等有价元素无法高效回收等问题。
发明内容
为了克服背景技术中存在的问题，本发明提供了一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法，将含锌物料通过两段加压浸出，I段加压浸出实现浸出体系中铁的水解沉淀和部分有价金属的浸出，获得低酸低铁的I段加压浸出液和I段加压浸出底流；I段加压浸出底流经段加压浸出实现有价金属的深度浸出并将铁、铅、银富集于段加压浸出渣中；段加压浸出渣经浆化洗涤后进入火法炼铅系统综合回收其中的铅、银，铁作为造渣剂稳定固化于火法炼铅炉渣或窑渣中。不仅实现了铁的有效利用，且有价金属的浸出率更高。
本发明在未做特殊说明情况下，所述的百分含量（%）均指质量百分含量。
为实现上述目的，本发明是通过如下技术方案实现的：
将湿法炼锌生产中的含锌物料经两段加压浸出，实现含锌物料中有价金属的高效浸出和铁的同步沉淀，具体如下：
（1）I段加压浸出：将湿法炼锌生产中的含锌物料、木质素磺酸钙或木质素磺酸钠与酸液混合，在带有搅拌装置的压力釜内进行段加压浸出，控制釜内压力0.3～1.4MPa，终点反应酸度25～45g/L，反应结束后液固分离，得到铁含量小于2g/L的I段加压浸出液和I段加压浸出底流；
（2）段加压浸出：将I段加压浸出底流与木质素磺酸钙或木质素磺酸钠、锌电积废液混合，在带有搅拌装置的压力釜内进行段加压浸出，控制釜内压力0.3～1.3MPa，终点反应酸度50～90g/L，反应结束后反应矿浆经液固分离得到段加压浸出液和段加压浸出渣。
进一步的，一段加压浸出和Ⅱ段加压浸出的反应温度均大于100℃，反应时间60～180min。
进一步的，Ⅱ段加压浸出液返回I段加压浸出。
进一步的，I段加压浸出在立式反应釜或卧式反应釜内完成，段加压浸出在立式反应釜或卧式反应釜内完成，两段反应釜串联。
进一步的，在I段加压浸出前，将含锌物料磨矿或粉碎处理。
进一步的，将Ⅱ段加压浸出渣进行浆化洗涤、过滤，得到洗水和铅银铁渣。
进一步的，所得铅银铁渣可采用两种工艺回收其中的铅、银，并实现铁的无害化处理：铅银铁渣直接进入火法炼铅系统回收其中的铅、银，铁作为造渣剂最终稳定固化于炉渣中，实现由杂质向炼铅原料的转变；或者先采用浮选技术回收铅银铁渣中的银后得到铅铁渣，再利用火法炼铅或铅富集技术回收铅铁渣中的铅，铁做为造渣熔剂最终稳定固化于炉渣或铅富集过程的窑渣中，实现其由杂质向炼铅原料的转变。
进一步的，所述含锌物料为湿法炼锌过程中的伴生有铁的含锌物料。
进一步的，所述含锌物料为湿法炼锌过程中的锌焙烧矿、中性或酸性浸出渣。
进一步的，含锌物料为锌焙烧矿时，将锌焙烧矿磨矿处理后，进行常压浸出，常压浸出渣再进行两段加压浸出；含锌物料为中性或酸性浸出渣时，将中性或酸性浸出渣磨矿处理后，进行两段加压浸出。
本发明的有益效果：
本发明获得的I段加压浸出液含铁小于2g/L，显著低于现工业湿法炼锌热酸浸出液铁含量10～25g/L的水平，无需除铁可返回湿法炼锌主系统；获得的浸出终渣（即铅银铁渣）含锌<2%，显著低于现工业湿法炼锌热酸浸出渣含锌5～8%的水平，可直接进入火法炼铅系统进行搭配处理。本发明大幅度提升了湿法炼锌过程锌的综合回收率，并简化了锌冶炼流程。
本发明巧妙地实现了含锌物料中的铁由危害杂质向火法炼铅原料的转变，并最终以火法炼铅炉渣或窑渣形式稳定固化，省去了湿法炼锌过程溶液除铁的操作工序，简化了工艺流程，降低了过程操作成本，实现了含锌物料处理过程危废铁渣的减排。因此，含锌物料中伴生铁由杂质向原料的资源化转变并由此产生的危废铁渣减排效应是本发明的重要技术创新及优势。
本发明克服了现有含锌物料处理工艺中存在的能耗高、工艺流程复杂、伴生金属回收率低、危废铁渣量大及无害化处理成本高等不足之处，同时实现了含锌物料中有价金属高效浸出和铁的高效同步沉淀。
附图说明
图1是本发明的工艺流程简图。
具体实施方式
为了使本发明的目的、技术方案和有益效果更加清楚，下面将对本发明的优选实施例进行详细的说明，以方便技术人员理解。
（1）磨矿：将锌焙烧矿采用湿磨或干磨，得到粒度为100-200目的矿浆或矿粉。
（2）常压浸出：将步骤（1）的矿浆或矿粉与含锰物料和酸性溶液混合调浆后进行串联溢流中和浸出，调浆槽内Mn2+浓度为4～6g/L，pH值为2.0-5.4，在浸出过程中，随着浸出时间的延长，按溢流顺序，浸出槽内pH值依次递增，浸出温度为60～85℃，反应时间90～180min。
经常压浸出后液固分离得到常压中和浸出渣和浸出液，常压中和浸出液进入湿法炼锌主系统的净化-电积流程生产电积锌。
该步骤的主要作用是用I段加压浸出液中和浸出锌焙烧矿，实现锌焙砂中大部分锌的浸出、Fe3+以及其它杂质离子的中和水解以达到净化除杂的目的，获得满足湿法炼锌主系统净化工序的溶液，锌焙砂中未浸出的锌主要以铁酸锌（ZnFe2O4）形式存在于中和浸出渣中，主要发生的反应如下：
ZnO + 2H+ = Zn2+ + H2O
2 Fe2++MnO2+ 4H+=2 Fe3++Mn2++ 2H2O
Me3++ 3OH- = Me(OH)3↓ （Me：Fe，Al等）
（3）I段加压浸出：将步骤（2）产出的常压中和浸出渣、木质素磺酸钙或木质素磺酸钠与步骤（4）段加压浸出液和步骤（5）洗水混合，在带有搅拌装置的压力釜内进行段加压浸出，控制釜内压力0.3～1.4MPa，浸出温度大于100℃，终点反应酸度25～45g/L，反应结束后液固分离，得到铁含量小于2g/L的I段加压浸出液和I段加压浸出底流，I段加压浸出液返回常压中和浸出工序。I段加压浸出液中硫酸的浓度为25～45g/L、铁离子浓度为0.4～2 g/L、锌离子浓度为70～90g/L。
I段加压浸出工序的主要功能是在本操作条件范围内实现浸出体系中Fe2+的氧化和Fe3+的沉淀，以及浸出物料中有价元素的部分浸出，主要的化学反应如下：
4Fe2++O2+ 4H+= 4Fe3++ 2H2O
2Fe3++2SO4 2-+2H2O= 2FeOHSO4↓+2H+
2M++6Fe3++4SO4 2- +12H2O= 2MFe3(SO4)2(OH)6↓+12H+ (M: K+、Na+、H3O+等)
ZnFe2O4+8H+= Zn2+ + 2Fe3++ 4H2O
（4）段加压浸出：将步骤（3）产出的I段加压浸出底流与木质素磺酸钙或木质素磺酸钠、锌电积废液混合，在带有搅拌装置的压力釜内进行段加压浸出，控制釜内压力0.3～1.3MPa，反应温度大于100℃，终点反应酸度50～90g/L，反应结束后反应矿浆经液固分离得到段加压浸出液和段加压浸出渣，段加压浸出液返回I段加压浸出工序。段加压浸出液中硫酸的浓度为50～90g/L、铁离子浓度为4～6 g/L、锌离子浓度为50～70g/L。
段加压浸出的主要目的是在本操作条件范围内实现物料中有价金属元素的高效浸出，该工序主要发生的化学反应如下：
4Fe2++O2+ 4H+= 4Fe3++ 2H2O
2MeS+O2+ 4H+=2Me2++ 2S0+2H2O （Me：Zn，Fe，Cd，Cu等）
ZnFe2O4 +8H+= Zn2+ + 2Fe3++ 4H2O
通过上述的I段加压浸出和段加压浸出的两段加压逆流浸出工序最大限度地同时实现有价金属的高效浸出和铁的高效沉淀。
（5）浸出渣浆化洗涤：将步骤（4）产出的段加压浸出渣与pH=1.5～3.5的弱酸性溶液，在常压搅拌反应槽内在30～80℃进行浆化洗涤，通过浆化洗涤，段加压浸出渣中有价金属被浸出。后进行液固分离，得到洗水与铅银铁渣。洗水返回I段加压浸出工序，所得的铅银铁渣中的铁主要为硫酸盐铁，铅银铁渣含锌<2%、含铁18～30%、含铅2～12%、含银0.02～0.06%。
可采用两种工艺回收铅银铁渣中的铅、银，并实现铁的无害化处理：铅银铁渣直接进入火法炼铅系统回收其中的铅、银，铁作为造渣剂最终稳定固化于炉渣中，实现由杂质向炼铅原料的转变；或者先采用浮选技术回收铅银铁渣中的银后得到铅铁渣，再利用火法炼铅或铅富集技术回收铅铁渣中的铅，铁做为造渣熔剂最终稳定固化于炉渣或铅富集过程的窑渣中，实现其由杂质向炼铅原料的转变。
其中，步骤（2）中的含锰物料为软锰矿和锌电积过程产生的阳极泥中的一种或两种的混合物，软锰矿和阳极泥的加入量由常压中和浸出液中Mn2+浓度确定，控制常压中和浸出液中Mn2+浓度为4～6g/L。
实施例1
一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法，具体步骤如下：
（1）将锌焙烧矿（主要元素的质量百分含量为：锌56.4%、铁6.0%、铅3.0%、银0.01%）与水调浆后在湿式球磨机进行机械活化，得到锌焙烧矿粒度为100目的细磨矿浆；
（2）将步骤（1）产出的细磨矿浆与软锰矿、锌电积废液、I段加压浸出液通过计量泵在1#搅拌浸出槽内调浆后，在串联的2#、3#、4#、5#搅拌浸出槽内进行四级常压中和浸出，反应矿浆通过溜槽依次从1#搅拌槽溢流到2#至5#搅拌浸出槽内，控制1#至5#搅拌浸出槽的反应温度依次为60℃、65℃、65℃、65℃、65℃，2#至5#搅拌浸出槽内矿浆的pH依次为 2.0～3.5、3.5～4.5、4.5～5.0、5.2～5.4，反应矿浆在1#至5#搅拌浸出槽内停留时间为120min。反应结束后矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到含Mn2+浓度为4g/L的常压中和浸出液和常压中和浸出渣；
（3）将步骤（2）产出的常压中和浸出渣、木质素磺酸钙、酸度为60g/L 的段加压浸出液与洗水的混合酸液调浆，在带有搅拌装置的压力釜内进行段加压浸出，控制反应温度为170℃、釜内压力1.4MPa、反应时间120min，反应结束后反应矿浆在浓密机内静置分层，得到含铁离子浓度为2 g/L、终点酸度为45g/L 的I段加压浸出液和I段加压浸出底流。
（4）将步骤（3）产出的I段加压浸出底流、木质素磺酸钙、锌电积废液混合，在带有搅拌装置的压力釜内进行段加压浸出，控制过程浸出温度为120℃、釜内压力0.3MPa，反应90min后经浓密机、压滤机液固分离得到铁离子浓度为6 g/L，终点酸度为90g/L 的段加压浸出液，段加压浸出渣。
（5）将步骤（4）产出的段加压浸出渣与弱酸性溶液混合，在常压搅拌反应槽内进行浆化洗涤，控制矿浆温度为60℃，洗涤30min后进行液固分离，得到洗水与铅银铁渣（主要元素的质量百分含量为：锌0.45%、铁18%、铅12%、银0.04%）。洗水返回I段加压浸出工序，铅银铁渣直接进入现代火法炼铅流程综合回收其中的铅、银，铅银铁渣中的铁为火法炼铅造渣熔剂并最终稳定固化于炉渣中，实现其由杂质向炼铅原料的转变。
采用本实施例处理锌焙烧矿后全流程锌的浸出率接近99%，I段加压浸出液铁离子浓度仅为2 g/L，该液无需进一步除铁可直接进入湿法炼锌净化-电积系统。
实施例2
一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法，具体步骤如下：
（1）将锌焙烧矿（主要元素的质量百分含量为：锌45.0%、铁9.2%、铅1.6%、银0.005%）与水调浆后在湿式球磨机进行机械活化，得到锌焙烧矿粒度为150目的细磨矿浆。
（2）将步骤（1）产出的细磨矿浆与软锰矿、阳极泥、锌电积废液、I段加压浸出液通过计量泵在1#搅拌浸出槽内调浆后，在串联的2#、3#、4#、5#搅拌浸出槽内进行四级常压中和浸出，反应矿浆通过溜槽依次从1#搅拌槽溢流到2#至5#搅拌浸出槽内，控制1#至5#搅拌浸出槽的反应温度依次为85℃、80℃、80℃、80℃、80℃，2#至5#搅拌浸出槽内矿浆的pH依次为 3.5～4.5、4.5～5.0、5.0～5.2、5.2～5.4，反应矿浆在1#至5#搅拌浸出槽内停留时间为90min。反应结束后矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到含Mn2+浓度为6g/L的常压中和浸出液和常压中和浸出渣。
（3）将步骤（2）产出的常压中和浸出渣、木质素磺酸钠、酸度为46g/L 的段加压浸出液与洗水的混合酸液调浆，在带有搅拌装置的压力釜内进行段加压浸出，控制反应温度为155℃、釜内压力1.2MPa、反应时间180min，反应结束后反应矿浆在浓密机内静置分层，得到铁离子浓度为1.2 g/L ，终点酸度为38g/L的I段加压浸出液和I段加压浸出底流。
（4）将步骤（3）产出的I段加压浸出底流、木质素磺酸钠、锌电积废液混合，在带有搅拌装置的压力釜内进行段加压浸出，控制过程浸出温度为140℃、釜内压力1.15MPa，反应60min，反应矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到铁离子浓度为5.5g/L ，终点酸度为70g/L的段加压浸出液和段加压浸出渣。
（5）将步骤（4）产出的段加压浸出渣与弱酸性溶液混合，在常压搅拌反应槽内进行浆化洗涤，控制矿浆温度为30℃，洗涤40min后进行液固分离，得到洗水与铅银铁渣（主要元素的质量百分含量为：锌0.8%、铁25.4%、铅7.1%、银0.02%）。洗水返回I段加压浸出工序，先采用浮选技术回收铅银铁渣中的银后得到铅铁渣，再利用火法炼铅技术回收铅铁渣中的铅，铁做为造渣熔剂最终稳定固化于炉渣中，实现其由杂质向炼铅原料的转变。
采用本实施例处理锌焙烧矿后全流程锌的浸出率接近99%，I段加压浸出液铁离子浓度仅为1.2g/L，该液无需进一步除铁可直接进入湿法炼锌净化-电积系统。
实施例3
一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法，具体步骤如下：
（1）将锌焙烧矿（主要元素的质量百分含量为：锌60.0%、铁12.4%、铅0.5%、银0.015%）与水调浆后在湿式球磨机进行机械活化，得到锌焙烧矿粒度为200目的细磨矿浆。
（2）将步骤（1）产出的细磨矿浆与阳极泥、锌电积废液、I段加压浸出液通过计量泵在1#搅拌浸出槽内调浆后，在串联的2#、3#、4#、5#搅拌浸出槽内进行四级常压中和浸出，反应矿浆通过溜槽依次从1#搅拌槽溢流到2#至5#搅拌浸出槽内，控制1#至5#搅拌浸出槽的反应温度依次为75℃、75℃、75℃、75℃、75℃，2#至5#搅拌浸出槽内矿浆的pH依次为 4.5、5.0、5.2～5.4、5.2～5.4，反应矿浆在1#至5#搅拌浸出槽内停留时间为90min。反应结束后矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到含Mn2+浓度为5g/L的常压中和浸出液和常压中和浸出渣。
（3）将步骤（2）产出的常压中和浸出渣、木质素磺酸钙、酸度为30g/L 的段加压浸出液与洗水的混合酸液调浆，在带有搅拌装置的压力釜内进行段加压浸出，控制反应温度为110℃、釜内压力0.3MPa、反应时间150min，反应结束后反应矿浆在浓密机内静置分层，得到铁离子浓度为0.4g/L，终点酸度为25g/L的I段加压浸出液和I段加压浸出底流。
（4）将步骤（3）产出的I段加压浸出底流、木质素磺酸钙、锌电积废液混合，在带有搅拌装置的压力釜内进行段加压浸出，控制过程浸出温度为160℃、釜内压力1.3MPa，反应180min，反应矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到铁离子浓度为4 g/L，终点酸度为50g/L的 段加压浸出液和段加压浸出渣。
（5）将步骤（4）产出的段加压浸出渣与弱酸性溶液混合，在常压搅拌反应槽内进行浆化洗涤，控制矿浆温度为80℃，洗涤60min后进行液固分离，得到洗水与铅银铁渣（主要元素的质量百分含量为（干基）：锌1.5%、铁28.2%、铅2.0%、银0.06%）。洗水返回I段加压浸出工序，先采用浮选技术回收铅银铁渣中的银后得到铅铁渣，再利用铅富集技术回收铅铁渣中的铅，铁最终稳定固化于窑渣中，实现其由杂质向炼铅原料的转变。
采用本实施例处理锌焙烧矿后全流程锌的浸出率接近98%，I段加压浸出液铁离子浓度仅为0.4g/L，该液无需进一步除铁可直接进入湿法炼锌净化-电积系统。
对比例3（除了浸出过程中不加压外，其他与实施例3相同）
一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法，具体步骤如下：
（1）将锌焙烧矿（主要元素的质量百分含量为：锌60.0%、铁12.4%、铅0.5%、银0.015%）与水调浆后在湿式球磨机进行机械活化，得到锌焙烧矿粒度为200目的细磨矿浆。
（2）将步骤（1）产出的细磨矿浆与阳极泥、锌电积废液、I段加压浸出液通过计量泵在1#搅拌浸出槽内调浆后，在串联的2#、3#、4#、5#搅拌浸出槽内进行四级常压中和浸出，反应矿浆通过溜槽依次从1#搅拌槽溢流到2#至5#搅拌浸出槽内，控制1#至5#搅拌浸出槽的反应温度依次为75℃、75℃、75℃、75℃、75℃，2#至5#搅拌浸出槽内矿浆的pH依次为 4.5、5.0、5.2～5.4、5.2～5.4，反应矿浆在1#至5#搅拌浸出槽内停留时间为90min。反应结束后矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到含Mn2+浓度为5g/L的常压中和浸出液和常压中和浸出渣。
（3）将步骤（2）产出的常压中和浸出渣、木质素磺酸钙、段常压浸出液与洗水的混合酸液调浆，在带有搅拌装置的设备内进行段常压浸出，控制反应温度为90℃、反应时间150min，反应结束后反应矿浆在浓密机内静置分层，得到铁离子浓度为18g/L，终点酸度为20g/L 的I段常压浸出液和I段常压浸出底流。
（4）将步骤（3）产出的I段常压浸出底流、木质素磺酸钙、锌电积废液混合，在带有搅拌装置的设备内进行段常压浸出，控制过程浸出温度为90℃，反应180min后反应矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到铁离子浓度为12 g/L，终点酸度为48 g/L的 段常压浸出液和段常压浸出渣。
（5）将步骤（4）产出的段常压浸出渣与弱酸性溶液混合，在常压搅拌反应槽内进行浆化洗涤，控制矿浆温度为80℃，洗涤60min后进行液固分离，得到洗水与铅银渣（主要元素的质量百分含量为（干基）：锌4%、铁3%、铅2.0%、银0.06%）。洗水返回I段常压浸出工序，铅银渣进入现代火法炼铅流程综合回收其中的铅、银，在铅银渣火法处理过程中须配入黄铁矿等物料作为造渣铁源。
采用本实施例处理锌焙烧矿后全流程锌的浸出率接近96%，I段常压浸出液铁离子浓度18g/L，需进一步中和沉铁处理。
如果采用常压浸出，锌焙烧矿中85%以上的铁溶解进入I段常压浸出液，I段常压浸出液需做进一步中和沉铁处理，产出的危废沉铁渣（铁矾渣或针铁矿渣）需做无害化处理；并且得到的段常压浸出渣即铅银渣中铁含量偏低，铅银渣进入火法炼铅工序处理时因造渣需要须补充额外的铁源（通常为黄铁矿）。采用本发明的两段加压浸出工艺时铁进入铅银铁渣，而采用两段常压浸出工艺时铁进入浸出液，两段加压浸出工艺显著降低锌焙烧矿的处理成本，有利于锌焙烧矿中伴生有价金属的综合高效回收。
实施例4
一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法，具体步骤如下：
（1）将锌焙烧矿（主要元素的质量百分含量为：锌52.9%、铁16.0%、铅2.2%、银0.008%）在干式球磨机进行机械活化，得到锌焙烧矿粒度为150目的细磨物料。
（2）将步骤（1）产出的细磨锌焙烧矿与软锰矿、锌电积废液、I段加压浸出液通过计量泵在1#搅拌浸出槽内调浆后，在串联的2#、3#、4#、5#搅拌浸出槽内进行四级常压中和浸出，反应矿浆通过溜槽依次从1#搅拌槽溢流到2#至5#搅拌浸出槽内，控制1#至5#搅拌浸出槽的反应温度依次为72℃、70℃、70℃、70℃、70℃，2#至5#搅拌浸出槽内矿浆的pH依次为5.0～5.2、5.0、5.0～5.2、5.2～5.4，反应矿浆在1#至5#搅拌浸出槽内停留时间为140min。反应结束后矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到含Mn2+浓度为5g/L的常压中和浸出液和常压中和浸出渣。
（3）将步骤（2）产出的常压中和浸出渣、木质素磺酸钙、酸度为40g/L 的段加压浸出液与洗水的混合酸液调浆，在带有搅拌装置的压力釜内进行段加压浸出，控制反应温度为145℃、釜内压力0.6MPa、反应时间60min，反应结束后反应矿浆在浓密机内静置分层，得到铁离子浓度为0.8g/L，终点酸度为30g/L的 I段加压浸出液和I段加压浸出底流。
（4）将步骤（3）产出的I段加压浸出底流、木质素磺酸钙、锌电积废液混合，在带有搅拌装置的压力釜内进行段加压浸出，控制过程浸出温度为155℃、釜内压力0.85MPa，反应150min，反应矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到铁离子浓度为5.0 g/L，终点酸度为56g/L的段加压浸出液和段加压浸出渣。
（5）将步骤（4）产出的段加压浸出渣与弱酸性溶液混合，在常压搅拌反应槽内进行浆化洗涤，控制矿浆温度为50℃，洗涤50min后进行液固分离，得到洗水与铅银铁渣（主要元素的质量百分含量为：锌0.9%、铁30.0%、铅9.6%、银0.034%）。洗水返回I段加压浸出工序，先采用浮选技术回收铅银铁渣中的银后得到铅铁渣，再利用火法炼铅技术回收铅铁渣中的铅，铁做为造渣熔剂最终稳定固化于炉渣中，实现其由杂质向炼铅原料的转变。
采用本实施例处理锌焙烧矿后全流程锌的浸出率接近99%，I段加压浸出液铁离子浓度仅为0.8g/L，该液无需进一步除铁可直接进入湿法炼锌净化-电积系统。
对比例4
一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法，具体步骤如下：
（1）将锌焙烧矿（主要元素的质量百分含量为：锌52.9%、铁16.0%、铅2.2%、银0.008%）在干式球磨机进行机械活化，得到锌焙烧矿粒度为150目的细磨物料。
（2）将步骤（1）产出的细磨锌焙烧矿与软锰矿、锌电积废液、I段加压浸出液通过计量泵在1#搅拌浸出槽内调浆后，在串联的2#、3#、4#、5#搅拌浸出槽内进行四级常压中和浸出，反应矿浆通过溜槽依次从1#搅拌槽溢流到2#至5#搅拌浸出槽内，控制1#至5#搅拌浸出槽的反应温度依次为72℃、70℃、70℃、70℃、70℃，2#至5#搅拌浸出槽内矿浆的pH依次为5.0～5.2、5.0、5.0～5.2、5.2～5.4，反应矿浆在1#至5#搅拌浸出槽内停留时间为140min。反应结束后矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到含Mn2+浓度为5g/L的常压中和浸出液和常压中和浸出渣。
（3）将步骤（2）产出的常压中和浸出渣、木质素磺酸钙、混合酸液调浆，在带有搅拌装置的压力釜内进行加压浸出，控制反应温度为145℃、釜内压力0.6MPa、反应时间240min，反应结束后反应矿浆在浓密机内静置分层，得到铁离子浓度为0.8g/L，终点酸度为20g/L的加压浸出液和加压浸出渣。
（4）将步骤（3）产出的加压浸出渣与弱酸性溶液混合，在常压搅拌反应槽内进行浆化洗涤，控制矿浆温度为50℃，洗涤50min后进行液固分离，得到洗水与铅银铁渣（主要元素的质量百分含量为：锌12.5%、铁19%、铅3.4%、银0.012%）。洗水返回I段加压浸出工序，先采用浮选技术回收铅银铁渣中的银后得到铅铁渣，再利用铅富集技术回收铅铁渣中的铅，铁最终稳定固化于窑渣中，实现其由杂质向炼铅原料的转变。
采用本实施例处理锌焙烧矿后全流程锌的浸出率接近84%，I段加压浸出液铁离子浓度为0.8/L。
如果只采用一段加压浸出，锌等有价金属的浸出率明显降低，本发明中I段加压浸出的主要功能是沉铁兼部分有价金属的浸出，段加压浸出的功能是通过提高浸出体系温度和酸度实现有价金属的深度浸出。
实施例5
一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法，具体步骤如下：
（1）将200kg锌焙烧矿（主要元素的质量百分含量为：锌53.0%、铁7.5%、铅1.2%、银0.009%）与300L水按固液比1.5：1（kg/L）调浆后在湿式球磨机进行机械活化，得到锌焙烧矿粒度为150目的细磨矿浆。
（2）将步骤（1）产出的细磨矿浆与软锰矿、阳极泥、锌电积废液、I段加压浸出液通过计量泵在1#搅拌浸出槽内调浆后，在串联的2#、3#、4#、5#搅拌浸出槽内进行四级常压中和浸出，反应矿浆通过溜槽依次从1#搅拌槽溢流到2#至5#搅拌浸出槽内，控制1#至5#搅拌浸出槽的反应温度依次为75℃、75℃、75℃、75℃、75℃，2#至5#搅拌浸出槽内矿浆的pH依次为 4.0～4.5、4.5～5.2、5.2～5.4、5.2～5.4，反应矿浆在1#至5#搅拌浸出槽内停留时间为120min。反应结束后矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到含Mn2+浓度为5g/L的常压中和浸出液和常压中和浸出渣。
（3）将步骤（2）产出的常压中和浸出渣、木质素磺酸钙、酸度为40g/L 的段加压浸出液与洗水的混合酸液调浆，在带有搅拌装置的压力釜内进行段加压浸出，控制反应温度为145℃、釜内压力0.9MPa、反应时间90min，反应结束后反应矿浆在浓密机内静置分层，得到铁离子浓度为1.0 g/L，终点酸度为35g/L的 I段加压浸出液和I段加压浸出底流。
（4）将步骤（3）产出的I段加压浸出底流、木质素磺酸钙、锌电积废液混合，在带有搅拌装置的压力釜内进行段加压浸出，控制过程浸出温度为155℃、釜内压力0.75MPa，反应120min，反应矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到铁离子浓度为5.0g/L，终点酸度为75g/L的 段加压浸出液和段加压浸出渣。
（5）将步骤（4）产出的段加压浸出渣与弱酸性溶液混合，在常压搅拌反应槽内进行浆化洗涤，控制矿浆温度为65℃，洗涤30min后进行液固分离，得到洗水与铅银铁渣（主要元素的质量百分含量为：锌0.8%、铁25.6%、铅4.4%、银0.03%）。洗水返回I段加压浸出工序，先采用浮选技术回收铅银铁渣中的银后得到铅铁渣，再利用铅富集技术回收铅铁渣中的铅，铁最终稳定固化于窑渣中，实现其由杂质向炼铅原料的转变。
采用本实施例处理锌焙烧矿后全流程锌的浸出率接近99%，I段加压浸出液铁离子浓度仅为1.0g/L，该液无需进一步除铁可直接进入湿法炼锌净化-电积系统。
对比例5
使用与实施例5相同的锌焙烧矿，采用现有工业处理工艺即锌焙烧矿-中性浸出-弱酸浸出-热酸浸出-黄钾铁矾法沉铁工艺进行了对比。
锌焙烧矿中性浸出-弱酸浸出-热酸浸出-黄钾铁矾法沉铁工艺实施例
（1）将锌焙烧矿（主要元素的质量百分含量为：锌53.0%、铁7.5%、铅1.2%、银0.009%）与水调浆后在湿式球磨机进行机械活化，得到锌焙烧矿粒度为150目的细磨矿浆。
（2）将步骤（1）产出的细磨矿浆与软锰矿、阳极泥、高铁溶液（硫酸浓度为80g/L、含铁4 g/L）、锌电积废液、366L弱酸浸出液（硫酸浓度为0.5g/L）在1#搅拌浸出槽内调浆后，在串联的2#、3#、4#、5#搅拌浸出槽内进行四级常压中和浸出，反应矿浆通过溜槽依次从1#搅拌槽溢流到2#至5#搅拌浸出槽内，控制1#至5#搅拌浸出槽的反应温度依次为75℃、75℃、75℃、75℃、75℃，2#至5#搅拌浸出槽内矿浆的pH依次为 4.0～4.5、4.5～5.2、5.2～5.4、5.2～5.4，反应矿浆在1#至5#搅拌浸出槽内停留时间为120min。反应结束后矿浆经浓密机澄清分离后得到到含Mn2+浓度为5g/L的常压中和浸出液和常压中和浸出底流。
（3）将步骤（2）产出的弱酸浸出底流与锌电积废液均匀加入到1#搅拌弱酸浸出槽内后，在串联的1#、2#、3#、4#、搅拌弱酸浸出槽内进行四级弱酸浸出，反应矿浆通过溜槽依次从1#搅拌槽溢流到2#至4#搅拌浸出槽内，控制1#至4#搅拌浸出槽的反应温度均为80℃，1#至4#搅拌浸出槽内矿浆的pH均为2.5，反应矿浆在1#至4#搅拌浸出槽内停留时间为160min。反应结束后矿浆经浓密机、压滤机液固分离后得到弱酸浸出底流和铁含量为2 g/L的弱酸浸出液。弱酸浸出液返回常压中和浸出，弱酸浸出底流进入热酸浸出工序。
（4）将步骤（3）产出的弱酸浸出底流与锌电积废液均匀加入到热酸浸出搅拌弱酸浸出槽内进行热酸浸出，控制过程反应温度均为85℃，反应矿浆在搅拌浸出槽内停留时间为180min。反应结束后矿浆经浓密机、压滤机液固分离后得到热酸浸出渣（主要元素的质量百分含量为：锌6.5%、铁6.4%、铅6.8%、银0.05%）和热酸浸出液（主要成分：铁离子浓度为19.6g/L、锌离子浓度为110 g/L）。热酸浸出渣进入火法炼铅系统回收铅银或直接进行无害化处理，热酸浸出液进入黄钾铁矾法除铁工艺。
（5）往步骤（4）产出的热酸浸出液中不断加入锌焙烧矿，维持过程pH1.5～2.0，进行黄钾铁矾法沉铁，控制过程反应温度为90℃，反应时间120～180min，当溶液中铁离子浓度小于2g/L时反应结束，将矿浆进行液固分离得到黄钾铁矾渣（主要成分为：含锌6%、含铁29%、铅1.5%、银0.016%）和铁离子浓度为1.2g/L的除铁后液，黄钾铁矾渣进行高温固化无害化处理，除铁后液返回中性浸出过程。
采用锌焙烧矿中性浸出-弱酸浸出-热酸浸出-黄钾铁矾法沉铁工艺处理含锗锌浸渣后全流程锌的浸出率为96%，热酸浸出液含铁离子浓度为19.6g/L，采用黄钾铁矾法沉铁时产生370kg黄钾铁矾渣，该危废铁渣须进一步无害化处理，富含与其中的锌、铅、银等难以回收。
实施例6
一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法，具体步骤如下：
（1）将酸性浸出渣（主要元素的质量百分含量为：锌18%、铁15.5%、铅3.9%、银0.02%）与水调浆后在湿式球磨机进行机械活化，得到酸性浸出渣粒度为150目的细磨矿浆；
（2）将步骤（1）产出的细磨矿浆、木质素磺酸钙、酸度为75g/L 的段加压浸出液与洗水的混合酸液调浆，在带有搅拌装置的压力釜内进行段加压浸出，控制反应温度为155℃、釜内压力0.8MPa、反应时间90min，反应结束后反应矿浆在浓密机内静置分层，得到含铁离子浓度为1.3 g/L、终点酸度为42g/L 的I段加压浸出液和I段加压浸出底流。
（4）将步骤（2）产出的I段加压浸出底流、木质素磺酸钙、锌电积废液混合，在带有搅拌装置的压力釜内进行段加压浸出，控制过程浸出温度为145℃、釜内压力0.8MPa，反应90min后反应矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到铁离子浓度为7.5 g/L，终点酸度为70g/L 的段加压浸出液，段加压浸出渣。
（5）将步骤（4）产出的段加压浸出渣与弱酸性溶液混合，在常压搅拌反应槽内进行浆化洗涤，控制矿浆温度为65℃，洗涤30min后进行液固分离，得到洗水与铅银铁渣（主要元素的质量百分含量为：锌0.8%、铁18%、铅7.1%、银0.05%）。洗水返回I段加压浸出工序，铅银铁渣先采用浮选技术回收铅银铁渣中的银后得到铅铁渣，再利用铅富集技术回收铅铁渣中的铅，铁最终稳定固化于窑渣中，实现其由杂质向炼铅原料的转变。
采用本实施例处理酸性浸出渣后全流程锌的浸出率接近98%，I段加压浸出液铁离子浓度仅为1.3g/L，该液无需进一步除铁可直接进入湿法炼锌净化-电积系统。
实施例7
一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法，具体步骤如下：
（1）将中性浸出渣（主要元素的质量百分含量为：锌22%、铁13%、铅3.5%、银0.02%）与水调浆后在湿式球磨机进行机械活化，得到酸性浸出渣粒度为200目的细磨矿浆；
（2）将步骤（1）产出的细磨矿浆、木质素磺酸钙、酸度为80g/L 的段加压浸出液与洗水的混合酸液调浆，在带有搅拌装置的压力釜内进行段加压浸出，控制反应温度为160℃、釜内压力1.0MPa、反应时间120min，反应结束后反应矿浆在浓密机内静置分层，得到含铁离子浓度为1.8 g/L、终点酸度为39g/L 的I段加压浸出液和I段加压浸出底流。
（4）将步骤（2）产出的I段加压浸出底流、木质素磺酸钙、锌电积废液混合，在带有搅拌装置的压力釜内进行段加压浸出，控制过程浸出温度为155℃、釜内压力0.9MPa，反应120min后反应矿浆经浓密机、压滤机液固分离得到铁离子浓度为8.0 g/L，终点酸度为75g/L 的段加压浸出液，段加压浸出渣。
（5）将步骤（4）产出的段加压浸出渣与弱酸性溶液混合，在常压搅拌反应槽内进行浆化洗涤，控制矿浆温度为60℃，洗涤30min后进行液固分离，得到洗水与铅银铁渣（主要元素的质量百分含量为：锌1.2%、铁20%、铅7.5%、银0.04%）。洗水返回I段加压浸出工序，铅银铁渣先采用浮选技术回收铅银铁渣中的银后得到铅铁渣，再利用铅富集技术回收铅铁渣中的铅，铁最终稳定固化于窑渣中，实现其由杂质向炼铅原料的转变。
采用本实施例处理酸性浸出渣后全流程锌的浸出率接近97%，I段加压浸出液铁离子浓度仅为1.8g/L，该液无需进一步除铁可直接进入湿法炼锌净化-电积系统。
最后说明的是，以上优选实施例仅用于说明本发明的技术方案而非限制，尽管通过上述优选实施例已经对本发明进行了详细的描述，但本领域技术人员应当理解，可以在形式上和细节上对其作出各种各样的改变，而不偏离本发明权利要求书所限定的范围。
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