权利要求
1.一种粗粒级硫化锌精矿多段氧压浸出工艺，其特征在于，
所述工艺包括以下步骤：
(1)一段氧压浸出：将80-160目的粗粒级硫化锌精矿加入水或选矿尾水进行浆化，然后与含酸溶液、木质素和氧气混合，在155-160℃的温度和0.7-0.9 MPa的氧压下进行一段氧压浸出，反应完成后加入絮凝剂进行固液分离，得到一段浸出液和一段浸出渣，一段浸出液进入铜、铟回收段;
(2)一段浸出渣浮选：将步骤(1)得到的一段浸出渣加入生产水进行浆化，然后与起泡剂、捕收剂混合进行浮选，浮选包括粗选、扫选和两段精选，固液分离后得到浮选精矿、浮选尾矿和浮选后液，浮选尾矿进入火法冶金段，所述浮选后液的Zn2+浓度≥140 g/L时形成选矿尾水返回到步骤(1)中;
(3)二段氧压浸出：将步骤(2)得到的浮选精矿进行磨矿、浆化，然后与含酸溶液、木质素和氧气混合，在120-140℃的温度和0.7-0.9 MPa的氧压下进行二段氧压浸出，反应完成后进行固液分离，得到二段浸出液和二段浸出渣。
2.根据权利要求1所述的粗粒级硫化锌精矿多段氧压浸出工艺，其特征在于，步骤(2)中，所述一段浸出渣浮选具体包括以下步骤：
(a)粗选：一段浸出渣加入生产水进行浆化，加入起泡剂和捕收剂进行粗选，粗选时间为10-12 min，分离得到粗选精矿、粗选尾矿和浮选液，浮选液进入扫选和精选一段;
(b)扫选：向步骤(a)所得粗选尾矿中加入捕收剂，扫选3-4 min，分离得到浮选尾矿、中矿Ⅲ和浮选液，所述中矿Ⅲ返回粗选步骤，浮选液进入精选二段;
(c)精选一段：将步骤(a)所得的粗选精矿进行第一次精选，精选时间为7-10 min，分离得到一次精选精矿、中矿Ⅱ和浮选液，所述中矿Ⅱ返回粗选步骤，浮选液进入精选二段;
(d)精选二段：将步骤(c)所得一次精选精矿进行第二次精选，精选时间为7-10 min，分离后得到浮选精矿、中矿I和浮选后液，所述中矿I返回一次精选步骤，浮选后液返回粗选步骤。
3.根据权利要求1或2所述的粗粒级硫化锌精矿多段氧压浸出工艺，其特征在于，所述生产水包括二段浸出液、浮选后液和水。
4.根据权利要求2所述的粗粒级硫化锌精矿多段氧压浸出工艺，其特征在于，所述起泡剂为甲基异丁基甲醇或松油醇，所述捕收剂为丁基黄药和丁胺黑药的组合;
其中，步骤(a)中，所述起泡剂为甲基异丁基甲醇，加入量为20-30 g/t，所述捕收剂为丁基黄药和丁胺黑药的组合，加入量为丁基黄药85 g/t、丁胺黑药75 g/t;
步骤(b)中，所述捕收剂为丁基黄药和丁胺黑药的组合，加入量为丁基黄药40 g/t、丁胺黑药40 g/t。
5.根据权利要求1所述的粗粒级硫化锌精矿多段氧压浸出工艺，其特征在于，所述含酸溶液包括二段浸出液、工艺循环废液或它们的混合物。
6.根据权利要求1所述的粗粒级硫化锌精矿多段氧压浸出工艺，其特征在于，所述木质素的加入量为矿浆质量的0.2%-0.5%;所述一段氧压浸出和二段氧压浸出体系的液固比均为5-6：1(mL/g)。
7.根据权利要求1所述的粗粒级硫化锌精矿多段氧压浸出工艺，其特征在于，步骤(1)中，所述一段氧压浸出的氧气流量为0.1-0.15 Nm3/h;所述一段氧压浸出的时间为80-100min。
8.根据权利要求1所述的粗粒级硫化锌精矿多段氧压浸出工艺，其特征在于，步骤(1)中，所述絮凝剂为聚丙烯酰胺;所述絮凝剂的加入量为15 mg/L。
9.根据权利要求1所述的粗粒级硫化锌精矿多段氧压浸出工艺，其特征在于，步骤(3)中，所述浮选精矿进行磨矿后，其粒度满足320目以下的颗粒占比≥98%。
10.根据权利要求1所述的粗粒级硫化锌精矿多段氧压浸出工艺，其特征在于，步骤(3)中，所述二段氧压浸出的氧气流量为0.1-0.2 Nm3/h;所述二段氧压浸出的时间为100-120min。
说明书
技术领域
[0001]本发明属于湿法冶金技术领域，具体涉及一种粗粒级硫化锌精矿多段氧压浸出工艺。
背景技术
[0002]硫化锌精矿是锌冶炼原料，它通过火法、火法-湿法、湿法工艺将锌转变为金属锌，从而广泛应用于建筑、汽车、家电、机械等多个行业，主要用于防腐、合金制造和化学反应等方面。现有锌行业超过80%采用湿法炼锌，硫化锌精矿氧压浸出工艺属于湿法炼锌工艺范畴，它将闪锌矿中的硫转变为硫磺，替代了传统湿法工艺中的二氧化硫，在降低锌冶炼能耗和减少二氧化硫污染等方面有较大优势。
[0003]伴随锌冶炼行业的发展及环保政策的收紧，国内外采用氧压浸出工艺进行湿法炼锌的企业越来越多，企业依据自身原料及当地能源结构，开发出了适宜企业持续发展的锌精矿氧压浸出技术，如一段氧压浸出，两段高温逆流氧压浸出，一段低温-二段高温氧压浸出工艺。工艺配制的差别是为了解决如何低能耗、高效、安全地组织生产的问题。
[0004]锌精矿一段氧压浸出工艺，需要采用立式砂磨机将粗粒级浮选硫化锌精矿磨细至-325目占比95%以上后，结合锌焙砂和大量低成本中和剂的使用，实现锌精矿的高效浸出，同时采用中和剂实现浸出液降酸降铁，再配合锌焙砂的浸出工艺，达到产出合格中上清液的目的。
[0005]锌精矿两段高温逆流氧压浸出工艺，需要采用立式砂磨机将粗粒级浮选硫化锌精矿磨细至-325目占比95%以上后，在一段高温浸出时，可实现溶液降酸除铁，且铁主要以赤铁矿形式沉淀，避免沉淀铁在二段被反复浸出形成铁循环;一段浸出渣由于存在着大量的二次矿物赤铁矿对未反应的硫化锌造成包裹，为保证锌的浸出效率二段需采用高温浸出(150~160℃)。
[0006]锌一段低温-二段高温浸出工艺，需要采用立式砂磨机将粗粒级浮选硫化锌精矿磨细至-325目占比95%以上后，一段低温浸出时，保证锌和伴生元素的浸出，铁以离子状态存在于溶液中，浸出液需要单独采用高温赤铁矿除铁或是常压针铁矿除铁，前者能耗高，后者技术操作难度大。
[0007]为了克服上述问题，我们需要提供一种粗粒级硫化锌精矿多段氧压浸出工艺。
发明内容
[0008]为了克服背景技术中存在的问题，特别是无法使80-160目粗粒级硫化锌精矿直接进入氧压浸出工艺的问题，本发明提供一种处理粗粒级硫化锌精矿多段氧压浸出工艺，以期提高锌、铜、铟等元素的浸出效率，降低尾矿中硫的含量和硫化锌精矿磨矿成本。
[0009]为实现上述目的，本申请提供了一种粗粒级硫化锌精矿多段氧压浸出工艺，具体步骤包括：
(1)一段氧压浸出：将80-160目的粗粒级硫化锌精矿加入水或选矿尾水进行浆化，然后与含酸溶液、木质素和氧气混合，在155-160℃的温度和0.7-0.9 MPa的氧压下进行一段氧压浸出，反应完成后加入絮凝剂进行固液分离，得到一段浸出液和一段浸出渣，一段浸出液进入铜、铟回收段;
(2)一段浸出渣浮选：将步骤(1)得到的一段浸出渣加入生产水进行浆化，然后与起泡剂、捕收剂混合进行浮选，浮选包括粗选、扫选和两段精选，固液分离后得到浮选精矿、浮选尾矿和浮选后液，浮选尾矿进入火法冶金段，所述浮选后液的Zn2+浓度≥140 g/L时形成选矿尾水返回到步骤(1)中;
(3)二段氧压浸出：将步骤(2)得到的浮选精矿进行磨矿、浆化，然后与含酸溶液、木质素和氧气混合，在120-140℃的温度和0.7-0.9 MPa的氧压下进行二段氧压浸出，反应完成后进行固液分离，得到二段浸出液和二段浸出渣。
[0010]进一步优选，步骤(2)中，所述一段浸出渣浮选具体包括以下步骤：
(a)粗选：一段浸出渣加入生产水进行浆化，加入起泡剂和捕收剂进行粗选，粗选时间为10-12 min，分离得到粗选精矿、粗选尾矿和浮选液，浮选液进入扫选和精选一段;
(b)扫选：向步骤(a)所得粗选尾矿中加入捕收剂，扫选3-4 min，分离得到浮选尾矿、中矿Ⅲ和浮选液，所述中矿Ⅲ返回粗选步骤，浮选液进入精选二段;
(c)精选一段：将步骤(a)所得的粗选精矿进行第一次精选，精选时间为7-10 min，分离得到一次精选精矿、中矿Ⅱ和浮选液，所述中矿Ⅱ返回粗选步骤，浮选液进入精选二段;
(d)精选二段：将步骤(c)所得一次精选精矿进行第二次精选，精选时间为7-10min，分离后得到浮选精矿、中矿I和浮选后液，所述中矿I返回一次精选步骤，浮选后液返回粗选步骤。
[0011]进一步优选，所述生产水包括二段浸出液、浮选后液和水。
[0012]进一步优选，所述起泡剂为甲基异丁基甲醇或松油醇，所述捕收剂为丁基黄药和丁胺黑药的组合;
其中，步骤(a)中，所述起泡剂为甲基异丁基甲醇，加入量为20-30 g/t，所述捕收剂为丁基黄药和丁胺黑药的组合，加入量为丁基黄药85 g/t、丁胺黑药75 g/t;
步骤(b)中，所述捕收剂为丁基黄药和丁胺黑药的组合，加入量为丁基黄药40 g/t、丁胺黑药40 g/t。
[0013]进一步优选，所述含酸溶液包括二段浸出液、工艺循环废液或它们的混合物。
[0014]进一步优选，所述木质素的加入量为矿浆质量的0.2%-0.5%;所述一段氧压浸出和二段氧压浸出体系的液固比均为5-6：1(mL/g)。
[0015]进一步优选，步骤(1)中，所述一段氧压浸出的氧气流量为0.1-0.15 Nm3/h;所述一段氧压浸出的时间为80-100 min。
[0016]进一步优选，步骤(1)中，所述絮凝剂为聚丙烯酰胺;所述絮凝剂的加入量为15mg/L。
[0017]进一步优选，步骤(3)中，所述浮选精矿进行磨矿后，其粒度满足320目以下的颗粒占比≥98%。
[0018]进一步优选，步骤(3)中，所述二段氧压浸出的氧气流量为0.1-0.2 Nm3/h;所述二段氧压浸出的时间为100-120 min。
[0019]应当理解的是，以上的一般描述和后文的细节描述仅是示例性和解释性的，并不能限制本申请。
[0020]本发明的有益效果：
1、本发明通过采用一段氧压浸出、一段浸出渣浮选、二段氧压浸出的组合工艺直接处理粗粒级硫化锌精矿，有效降低了深度磨矿的负荷和成本，提高了锌、铜、铟等元素的浸出效率，提高了单质硫的转化率。
[0021]2、本申请通过在一段氧压浸出时采用高温处理，将二段浸出液中的铁离子转化为赤铁矿，实现了铁和含酸溶液中带入的残留选矿药剂的脱除;同时，一段浸出渣中大量的含铁物质通过浮选进入了浮选尾矿，避免了铁在二段氧压浸出时被循环浸出。
[0022]3、本申请通过在两段氧压浸出中加入浮选工艺，可将一段浸出渣中的脉石矿物如钙、镁、硅、铁等元素形成的混合物开路进入浮选尾矿中，浮选尾矿中的硫主要是硫酸盐或矾的形式存在，浮选工艺及性能优于常规的两段浸出法，有利于提高二段浸出渣中的硫含量。同时，粗粒级硫化锌精矿中的大部分铅在一段氧压浸出过程中被转化为铅矾，在浮选过程中会进入浮选尾矿，由于一段氧压渣经过浮选后，进入二段氧压浸出的原料会减少，浮选精矿在采用砂磨机深度磨矿时，负荷较直接磨锌精矿降低，对于降低磨矿粒度，有利于提升二段氧压浸出效率。
[0023]4、本申请二段氧压浸出时采用了比常规技术更低的温度，从常规二段浸出时采用的155-160℃降低至120-140℃，降低了工艺所需的能耗。同时，二段浸出时所采用的氧气压力可从1.2 MPa降低至0.7-0.9 MPa，减少了氧气消耗和加压釜的运行压力，保证了工艺的安全性。
附图说明
[0024]图1是本申请多段氧压浸出的工艺流程图;
图2是本申请一段浸出渣浮选的工艺流程图;
图3是本申请浮选精矿的物相分析结果。
具体实施方式
[0025]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。
[0026]本发明实施例提供一种粗粒级硫化锌精矿多段氧压浸出工艺，可以提高锌、铜、铟等元素的浸出效率，降低二段浸出渣中的硫含量，减少硫化锌精矿磨矿成本。
[0027]除特殊说明以外，以下实施例中所用到的试剂和材料均采购自市场。
[0028]实施例1：
(1)一段氧压浸出：将80-160目的粗粒级硫化锌精矿加入水球磨破碎、浆化后，与含酸溶液(二段浸出液、工艺循环废液)、木质素、氧气混合，进行一段氧压浸出，反应温度为160℃，木质素加入量为矿浆质量的0.2%，物料加入量需使体系的液固比为5.5：1，氧气压力为0.8 Mpa，氧气流量为0.1 Nm3/h，以750 r/min的速度搅拌反应90 min，反应完成后加入15 mg/L的絮凝剂进行固液分离，得到一段浸出液和一段浸出渣，一段浸出液含铁1.00 g/L，二价铁0.70 g/L，Zn浸出率48.09%，进入铜、铟回收段。
[0029](2)一段浸出渣浮选：将一段浸出渣加入水调浆，加入甲基异丁基甲醇25 g/t、丁基黄药85 g/t、丁胺黑药75 g/t，粗选10 min，分离后得到粗选精矿、粗选尾矿和浮选液，浮选液进入下一步骤;粗选尾矿加入丁基黄药40 g/t、丁胺黑药40 g/t，扫选3 min，分离后得到浮选尾矿、中矿Ⅲ和浮选液，浮选尾矿进入火法冶金段，中矿Ⅲ返回粗选段，浮选液进入下一步骤;将得到的粗选精矿进行第一次精选，精选时间为7 min，分离得到一次精选精矿、中矿Ⅱ和浮选液，所述中矿Ⅱ返回粗选步骤，浮选液进入下一步骤;将所得一次精选精矿进行第二次精选，精选时间为7 min，固液分离后得到浮选精矿、中矿I和浮选后液，中矿I返回一次精选步骤，浮选后液可留待回收利用，矿浆浮选流程如图2所示。
[0030]浮选精矿产率73.07%、尾矿产率26.93%。浮选精矿含S 41.4%、Zn 38.06%、Ag 114g/t、Cu 1.66%、In 102 g/t，其中，锌回收率为98.36%、硫回收率93.23%、银回收率54.82%、铜回收率91.29%、铟回收率69.24%。
[0031]浮选尾矿含Zn 1.72%、Ag 255 g/t、Fe 41.18%、Pb 2.06%，锌回收率1.64%、银回收率45.18%、铁回收率55.35%、铅回收率83.5%。
[0032]浮选闭路实验的结果如表1所示，浮选精矿的物相分析如图3所示。
[0033]表1 一段浸出渣浮选闭路实验
采用一段粗选-一段扫选-两段精选的浮选闭路流程，能够实现氧压酸浸渣中的S、Zn、In、Ag、Cu的回收，其S、Zn回收率与开路试验结果差别不大，但银、铟回收率较开路流程下降较大。浮选精矿中Zn含量为34.69%、尾矿中Zn含量较低为1.89%，硫的回收率95.82%，锌的回收率98.79%，铜回收率92.83%。浮选对矿样中的大部分硫化物能有效回收。
[0034]从一段氧压酸浸渣的浮选闭路流程可见，采用浮选是能够有效回收其中的Zn、Ag、S、Cu等有价元素，浮选工艺是可行的。
[0035]从浮选时尾矿和精矿的成分可见，进入尾矿的铁量与溶液带入的铁量基本相当，这表明在一段氧压浸出过程中大部分FeS没有氧化，最终残留在一段浸出渣中经过浮选后进入浮选精矿。
[0036](3)二段氧压浸出：浮选精矿磨矿后，320目以下的细粒占比≥99.8%，与工艺循环废液、木质素、氧气混合，进行二段氧压浸出，反应温度为130℃，木质素加入量为矿浆质量的0.5%，物料加入量需使体系的液固比为6：1，氧气压力为0.8 Mpa，氧气流量为0.2 Nm3/h，以750 r/min的速度搅拌反应120 min，分离后得到二段浸出液：Fe 20.60 g/L、Fe2+1.5 g/L和二段浸出渣：Zn 0.38%、Cu 0.40%、S 77.72%、In 14.3 g/t，渣计浸出率分别为：Zn99.47%、Cu 93.96%、S 1.85%、In 91.58%。
[0037]实施例2
(1)一段氧压浸出：将80-160目的粗粒级硫化锌精矿加入水球磨破碎、浆化后，与二段浸出液、工艺循环废液、木质素、氧气混合，进行一段氧压浸出，反应温度为155℃，木质素加入量为矿浆质量的0.5%，物料加入量需使体系的液固比为6:1，氧气压力为0.9 Mpa，氧气流量为0.15 Nm3/h，以750 r/min的速度搅拌反应80 min，反应完成后加入15 mg/L的絮凝剂进行固液分离，分离后得到一段浸出液和一段浸出渣，一段浸出液进入铜、铟回收段。
[0038](2)一段浸出渣浮选：将一段浸出渣加入二段浸出液(由实施例1得来的二段浸出液)进行调浆，加入甲基异丁基甲醇20 g/t、丁基黄药85 g/t、丁胺黑药75 g/t，粗选12min，分离后得到粗选精矿、粗选尾矿和浮选液，浮选液进入下一步骤;粗选尾矿加入丁基黄药40 g/t、丁胺黑药40 g/t，扫选4 min，分离后得到浮选尾矿、中矿Ⅲ和浮选液，浮选尾矿进入火法冶金段，中矿Ⅲ返回粗选段，浮选液进入下一步骤;将得到的粗选精矿进行第一次精选，精选时间为10 min，分离得到一次精选精矿、中矿Ⅱ和浮选液，所述中矿Ⅱ返回粗选步骤，浮选液进入下一步骤;将所得一次精选精矿进行第二次精选，精选时间为10 min，固液分离后得到浮选精矿、中矿I和浮选后液，中矿I返回一次精选步骤，浮选后液可留待回收利用。
[0039](3)二段氧压浸出：浮选精矿磨矿后，320目以下的细粒占比≥99.8%，与工艺循环废液、木质素、氧气混合，进行二段氧压浸出，反应温度为120℃，木质素加入量为矿浆质量的0.4%，物料加入量需使体系的液固比为5：1，氧气压力为0.7 Mpa，氧气流量为0.1 Nm3/h，以750 r/min的速度搅拌反应110 min，分离后得到二段浸出液：Fe 18.8 g/L、Fe2+1.5 g/L和二段浸出渣：Zn 0.86%、Cu 0.64%、S 75.52%、In 23 g/t，渣计浸出率分别为：Zn 98.76%、Cu 89.97%、S 0.93%、In 85.92%。
[0040]实施例3
(1)一段氧压浸出：将80-160目的粗粒级硫化锌精矿加入选矿尾水(即Zn2+浓度≥140 g/L的浮选后液)球磨破碎、浆化后，与二段浸出液、工艺循环废液、木质素、氧气混合，进行一段氧压浸出，反应温度为160℃，木质素加入量为矿浆质量的0.3%，物料加入量需使体系的液固比为5:1，氧气压力为0.7 Mpa，氧气流量为0.1 Nm3/h，以750 r/min的速度搅拌反应100 min，反应完成后加入15 mg/L的絮凝剂进行固液分离，分离后得到一段浸出液和一段浸出渣，一段浸出液进入铜、铟回收段;
(2)一段浸出渣浮选：将一段浸出渣加入浮选后液调浆，加入甲基异丁基甲醇30g/t、丁基黄药85 g/t、丁胺黑药75 g/t，粗选12 min，分离后得到粗选精矿、粗选尾矿和浮选液，浮选液进入下一步骤;粗选尾矿加入丁基黄药40 g/t、丁胺黑药40 g/t，扫选4 min，分离后得到浮选尾矿、中矿Ⅲ和浮选液，浮选尾矿进入火法冶金段，中矿Ⅲ返回粗选段，浮选液进入下一步骤;将得到的粗选精矿进行第一次精选，精选时间为10 min，分离得到一次精选精矿、中矿Ⅱ和浮选液，所述中矿Ⅱ返回粗选步骤，浮选液进入下一步骤;将所得一次精选精矿进行第二次精选，精选时间为10 min，固液分离后得到浮选精矿、中矿I和浮选后液，中矿I返回一次精选步骤，浮选后液可留待回收利用。本步骤的浮选后液为实施例1和2剩余的浮选后液，Zn2+浓度<140 g/L。
[0041](3)二段氧压浸出：浮选精矿磨矿后，320目以下的细粒占比≥99.8%，与工艺循环废液、木质素、氧气混合，进行二段氧压浸出，反应温度为140℃，木质素加入量为矿浆质量的0.2%，物料加入量需使体系的液固比为5.5：1，氧气压力为0.9 Mpa，氧气流量为0.2 Nm3/h，以750 r/min的速度搅拌反应100 min，分离后得到二段浸出液：Fe 19.7 g/L、Fe2+1.6 g/L和二段浸出渣：Zn 0.56%、Cu 0.5%、S 71.32%、In15.33 g/t，渣计浸出率分别为：Zn99.16%、Cu 91.81%、S 2.36%、In 89.92%。
[0042]对比例1：(一段高温氧化浸出+二段低温氧化浸出)
(1)一段氧压浸出：将80-160目的粗粒级硫化锌精磨细至320目以下的细粒占比≥98%，将细磨的锌精矿与二段浸出液、工艺循环废液、木质素、氧气混合，进行一段氧压浸出，反应温度为155℃，木质素加入量为矿浆质量的0.5%，物料加入量需使体系的液固比为6：1，氧气压力为0.9 Mpa，氧气流量为0.15 Nm3/h，以750 r/min的速度搅拌反应80 min，反应完成后加入15 mg/L的絮凝剂进行固液分离，分离后得到一段浸出液和一段浸出渣，一段浸出液进入铜、铟回收段。
[0043](2)二段氧压浸出：将步骤(1)所得的一段浸出渣，与工艺循环废液、木质素、氧气混合，进行二段氧压浸出，反应温度为140℃，木质素加入量为矿浆质量的0.4%，物料加入量需使体系的液固比为5：1，氧气压力为0.8 Mpa，氧气流量为0.1 Nm3/h，以750 r/min的速度搅拌反应110 min，分离后得到二段浸出液：Fe 26.1 g/L、Fe2+1.8 g/L和二段浸出渣：Zn1.57%、Cu 1.54%、S 56.72%、In 30.6 g/t，渣计浸出率分别为：Zn 97.04%、Cu 68.50%、S3.35%、In 75.64%。
[0044]对比例2：(一段低温氧化浸出+二段高温氧化浸出工艺)
(1)一段氧压浸出：将80-160目的粗粒级硫化锌精磨细至320目以下的细粒占比≥98%，将细磨的锌精矿与二段浸出液、工艺循环废液、木质素、氧气混合，进行一段氧压浸出，反应温度为130℃，木质素加入量为矿浆质量的0.5%，物料加入量需使体系的液固比为6：1，氧气压力为0.7 Mpa，氧气流量为0.15 Nm3/h，以750 r/min的速度搅拌反应80 min，反应完成后加入15 mg/L的絮凝剂进行固液分离，分离后得到一段浸出液和一段浸出渣，一段浸出液进入铜、铟回收段。
[0045](2)二段氧压浸出：一段氧压浸出渣，与工艺循环废液、木质素、氧气混合，进行二段氧压浸出，反应温度为160℃，木质素加入量为矿浆质量的0.4%，物料加入量需使体系的液固比为5.5：1，氧气压力为1.0 Mpa，氧气流量为0.1 Nm3/h，以750 r/min的速度搅拌反应110 min，分离后得到二段浸出液：Fe 30.6 g/L、Fe2+1.2 g/L和二段浸出渣：Zn 0.81%、Cu1.19%、S 59.54%、In 35.3 g/t，渣计浸出率分别为：Zn 98.57%、Cu 77.28%、S 5.28%、In73.79%。
[0046]数据分析：
表2 二段浸出渣中锌、铜、铟和硫单质浸出率对比表
由表2可知，对比例1去掉一段浸出渣浮选步骤后，即使采用同样的一段高温+二段低温氧化浸出工艺，也会使得最终所得的二段浸出渣中的锌、铜、铟的浸出率较实施例1-3有明显下降，然而硫的浸出率却会显著增加，这会导致浸出液酸度升高，造成整个体系中的硫酸不平衡，需要添加中和剂进行降酸，不利于系统的稳定运行。
[0047]对比例2采用的则是本领域常规的一段低温+二段高温氧化浸出工艺，与本申请实施例1-3相比，铜和铟的浸出率显著降低，硫单质的浸出率则显著增加。
[0048]由此可见，本申请通过打破常规的一段高温+一段浸出渣浮选+二段低温氧化浸出工艺，实现了二段浸出渣中锌、铜、铟浸出率的显著提升，和硫浸出率的显著降低。
[0049]本申请所提供的方法解决了硫化锌精矿共伴生有价元素浸出困难、回收率低的问题。将铁从一段氧压浸出渣中浮选抛出，有效地避免了部分不稳定铁化合物在二段氧压浸出复溶造成“铁打滚”现象。硫磺在高温高氧化条件下发生自燃的风险较大，降低二段反应强度可降低硫磺燃烧的风险，为锌精矿氧压浸出增加一层保险。另外，一段浸出渣浮选过程将锌精矿中的脉石矿物选进尾矿中，二段浸出渣中硫含量升高至接近常规二段氧压渣浮选硫精矿(S含量约75%)含量，本申请所提供的新工艺中，二段浸出渣浮选产出的硫精矿硫含量在90%以上，可大幅降低热熔过滤渣产量，提高硫磺的回收率。
[0050]因此，本申请所提供的技术方案，对提升锌冶炼系统资源的利用率，提高系统运行稳定性，都具有重要意义，也拓宽了锌冶炼行业对高杂高互含锌物料的综合回收利用路径。
[0051]以上已经描述了本申请的各实施例，上述说明是示例性的，并非穷尽性的，并且也不限于所披露的各实施例。在不偏离所说明的各实施例的范围和精神的情况下，对于本技术领域的普通技术人员来说许多修改和变更都是显而易见的。本文中所用术语的选择，旨在最好地解释各实施例的原理、实际应用或对市场中的技术的改进，或者使本技术领域的其他普通技术人员能理解本文披露的各实施例。
说明书附图(3)
