CN106498181A - 一种氧化铅锌矿绿色冶金提取的方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种氧化铅锌矿绿色冶金提取的方法，属于铅锌矿冶金领域。将氧化铅锌矿还原挥发后获得高质量的铅锌氧化物富集物，实现铅、锌与原矿中其他杂质成分分离；铅锌氧化物富集物经硫酸浸出‑‑净化‑‑电积获得阴极锌，熔铸后获得锌锭产品；锌浸出渣浆化后连续加入悬浮电解槽电积生产铅粉，铅粉经洗涤过滤压团后熔铸成粗铅。本发明通过火法还原挥发有效实现了铅、锌的高度富集，大幅降低了Fe、Si、Ca、Mg、Al等杂质对冶炼过程的影响；在硫酸体系下实现锌、铅有效提取直接得到阴极锌和粗铅，实现铅、锌冶炼系统的有机循环，不仅大幅降低能源、材料消耗，同时实现硫酸“零”消耗、废水“零排放”、冶炼废渣“零”排放，环境友好。

Description

一种氧化铅锌矿绿色冶金提取的方法

技术领域

本发明属于铅锌矿提取冶金技术领域，涉及一种氧化铅锌矿绿色冶金提取的方法。

背景技术

随着国内外铅锌矿资源的开发利用，高品位硫化铅锌矿资源日益枯竭，氧化铅锌矿的开发处理已成必然。

氧化铅锌矿氧化程度高、含泥高，选矿提质困难；原矿中铅、锌品位低，CaO、MgO等碱性氧化物含量高，直接冶炼成本居高不下；目前工业开发的总体设计思路“以锌为主”，对于高品位氧化铅锌矿，国内外普遍采用硫酸浸出法处理获得浸出液，然后采用常规方法，得到电锌；对于中低品位氧化铅锌矿石，国内外大多采用火法富集产出氧化锌粉尘再经湿法提取金属锌，或者采用溶剂萃取--电积工艺直接提取金属锌。目前对于氧化铅锌矿中铅的回收，工业上尚无较成功的工业实践，氧化铅锌矿冶炼过程中铅随渣走，不仅导致氧化铅锌矿中铅资源的严重浪费，同时带来了严峻的铅二次污染的风险。氧化铅锌矿未能获得大规模工业开发利用的主要原因在于尚缺乏清洁、经济、高效的铅锌综合回收方法。

为了实现氧化铅锌矿或含铅锌复杂物料中铅锌的综合回收，国内外学者开展了大量的研究，主要可以分为四个方向：

1.铅锌硫化转化

中国发明专利200510010889.2：将氧化铅锌矿、硫化剂和水在温度100～280℃，压力1.0MPa～5.0MPa下保持30min至180min，氧化铅锌矿中的复杂矿物直接转化为硫化铅、硫化锌及其他硫化物，经浮选分离后产出单一的铅精矿、锌精矿、铁精矿和尾矿。

中国发明专利200510010889.2、200610010909.0、200710065654.2：将氧化铅锌矿与硫化剂(硫磺、硫化铁或硫化钠)在200-1000℃下硫化预处理5min-300min，氧化铅锌矿中铅、锌及有价金属元素发生化学硫化反应，生成硫化物，经浮选分离后产出单一的铅精矿、锌精矿、铁精矿和尾矿。

中国发明专利200610027346.6、200710049186.X、201210201560.4、201210235383.7：200610027346.6采用强碱溶液浸出铅锌，然后按铅含量加入沉淀剂沉铅得到铅精矿，再按锌含量加入沉淀剂得到锌精矿，沉淀剂是硫化钠、硫化铵、硫化钙、硫化氢的一种或几种混合；200710049186.X采用氨水和碳酸氢氨浸出锌后采用硫化铵、硫化钠或硫化钾沉淀获得锌精矿，铅无法回收；201210201560.4、、201210235383.7采用硫酸浸锌后液硫化沉淀获得锌精矿，浸出渣采用NaOH浸铅然后硫化沉铅获得铅精矿。

无论是湿法硫化转化、还是火法硫化转化，或者浸出后再硫化沉淀，都必须面对氧化矿铅锌中铅锌品位较低的现实，大量杂质进入转化过程，伴随着大量副反应的发生及大量辅助材料、能源动力的消耗，却只得到铅锌的中间品，经济上难以接受。

2.火法回收铅锌工艺

中国发明专利01131555.5：将含锌、铅的冶金炉尘加入到熔融铝浴中快速融化，锌、铅氧化物快速还原为锌、铅，金属锌蒸汽挥发冷凝回收，金属铅留在渣中以富铅铁渣形式回收。

中国发明专利200810058020.9：将氧化铅锌矿球团，采用热风喷吹粉状燃料在鼓风炉中1100-1250℃下进行还原熔炼，直接生产高品级氧化锌和粗铅。

中国发明专利200610037320.X：含锌、铁、铅的物料与煤混合后采用回转窑高温氧化挥发获得氧化锌产品，回转窑排出的含铁铅烧结块与焦炭混合后进入高炉高温冶炼，产出生铁、金属铅和水渣，同时在高炉烟尘中进一步回收氧化锌产品。

火法工艺通过高温还原可有效分离含铅锌物料中的铅、锌直接获得铅锌产品，但仅适于高品位的含铅锌物料；中低品位的氧化铅锌矿中CaO、MgO含量高，导致炉渣碱度升高，黏度增大，通过添加剂调整渣型，将导致入炉炉料中铅、锌品位稀释，随炉渣损失铅、锌量升高，铅、锌收率将更进一步降低，工业规模开发中低品位氧化铅锌矿经济上不合理；另一方面，火法回收铅锌，均存在不同程度的铅蒸汽的污染，环境风险较大。

3.湿法回收铅锌工艺

中国发明专利200610148366.9、201510526780.8：200610148366.9氧化铅锌矿采用强碱溶液浸出，浸出液在槽电压1.8～2.5V下直接电解产出97～99.9％的粗铅；铅废电解液在槽电压2.5～3.5V下二次电解生产一级锌粉；废电解液直接循环用于碱浸过程。201510526780.8将氧化铅锌矿矿浆直接在电解槽中碱性条件下电解生产粗铅，电解后矿浆液固分离后滤液进一步电解得到锌粉。

中国发明专利201510507813.4、201510508751.9：采用含铵离子的硫酸溶液搅拌浸出(或者堆浸)，锌浸出液净化后电积生产阴极锌；浸出渣采用氯化铵搅拌浸出(或者堆浸)铅，浸出液采用硫化钠沉铅获得铅精矿。

中国发明专利201510269724.0：在氨水溶液中采用次氯酸钙和氯化钠共同浸出铅锌物料中所含的锌离子、铅离子、银离子，铁粉置换铅、银，硫酸调节pH生成氢氧化锌沉淀。

湿法工艺着重于氧化铅锌矿中铅、锌的湿法分离，重点围绕碱性体系、铵盐体系、氯盐体系下铅锌的提取。氧化铅锌矿中铅锌品位低，铅锌需要在强碱条件下浸出，浸出渣量大，渣中碱含量高，将形成新的类似“赤泥”的强碱性渣，无法处理。铵盐体系、氯盐体系存在同样的问题。大量含碱高(铵离子高或氯离子高)的废渣的堆存，环境风险极大，工业推广困难。

4.火法--湿法联合回收铅锌工艺

中国发明专利201210280373.X：含锌的铅物料制团烧结后配入焦炭，混合后送鼓风炉熔炼制得单质铅、冰铜相、烟尘相(次氧化锌)和水渣；硫酸浸出次氧化锌，含铅浸出渣返回火法熔炼铅，浸出液萃取净化除铟、锡、铜后，NaOH沉锌，锌渣煅烧获得氧化锌产品。该方法主要适用于高铅的含锌物料，不适于低铅含锌物料的冶炼处理。

中国发明专利201210093594.6、201210093614.X：氧化铅锌矿硫酸化焙烧后水浸，浸出液净化除铁、铝，浓缩后电解生产阴极锌；提锌渣直接用NaCl溶液浸出铅或者采用碳酸氢铵转化后用盐酸浸出铅，冷却结晶后析出PbCl₂晶体。该方法锌系统与铅系统涉及硫酸体系和氯盐体系的转变，过多的SO₄ ^2-进入氯盐系统将严重影响铅的浸出效果；锌浸出渣大量洗涤，水在冶炼系统中不能平衡；同时氧化铅锌矿在浸出过程中，一方面CaO、MgO、Pb均消耗硫酸，另一方面锌品位低，浸出渣量大，随渣损失硫酸大，硫酸消耗将保持在较高水平，工业实现难以接受。

中国发明专利201410367854.3：含锡铅锑银锌铟的混合矿采用烟化炉或回转窑挥发得到氧氧化物粉尘，氧氧化物粉尘采用中性浸出，中性浸出液净化后送电解阴极锌；中性浸出渣采用高酸浸出，浸出液净化、萃铟、置换、熔铸获得粗铟产品；高酸浸出渣即为铅泥，氯盐浸出后，浸出液中加入硫酸盐溶液沉铅；氯盐浸出渣即为锑渣产品。该方法首先将铅锌富集，然后进行铅锌分离，可以得到阴极锌产品，但铅只能获得中间富集物，还需二次加工；此外铅耗酸的问题未能解决，整个系统不但需外加硫酸，还产生大量含SO₄ ^2-、Cl^-的废水，难以循环利用，达标排放处理困难。

综上所述，尽管针对氧化铅锌矿及含铅锌物料的综合回收开展了大量的工作，对于氧化铅锌矿及含铅锌物料中的锌基本可以获得阴极锌产品或高品质氧化锌产品，但对于铅大多为中间产品——铅富集物。同时为了实现铅的回收，铅系统多采用与锌系统(多为硫酸体系)不同的溶液体系，如碱性体系、氯盐体系等，一方面现有的技术方法中铅系统溶液循环困难，溶液需要大量开路且难以处理达标排放；另一方面为避免锌系统中H⁺、SO₄ ^2-随锌浸出渣中大量的进入铅系统，需要大量的洗涤，大规模生产无法实践。铅系统基本呈独立的系统，难以与锌系统形成有机的整体，进而实现溶液、物料的循环，如：按目前的技术方法锌系统产生的硫酸铅中的SO₄ ^2-在铅系统进入溶液并作为废水中的杂质需要开路，即增加了铅系统废水的处理，而锌系统同时还需要补充大量的因铅而消耗的硫酸。总而言之，上述技术方法在原理上可行，但从应用的角度尚不足以支撑工业规模的氧化铅锌矿的经济开发。

发明内容

针对氧化铅锌矿中铅、锌的回收难题，本发明开发了一种氧化铅锌矿绿色冶金提取的方法。本发明的整体思路为：氧化铅锌矿还原挥发后获得高质量的铅锌氧化物富集物，经硫酸浸出--净化--电积获得阴极锌，锌浸出渣浆化后连续加入悬浮电解槽电积生产铅粉，铅粉经洗涤过滤压团后熔铸成粗铅。本发明方法不仅可以满足铅锌氧化矿中铅、锌的综合回收，还可用于其它各类复杂铅锌物料的处理，可实现铅、锌的绿色、清洁提取，可为氧化铅锌矿工业规模的经济开发提供有效的支撑。本发明的具体技术方案如下。

一种氧化铅锌矿绿色冶金提取的方法，以铅锌氧化矿或其它复杂铅锌物料为原料，其特征在于，包括以下步骤：

(1)还原挥发：将铅锌氧化矿或其他复杂铅锌物料与还原剂(优选煤或焦炭)混合，在还原设备(优选烟化炉或回转窑)中进行还原挥发，窑渣性质稳定，可全部用于建筑、水泥、铺路材料；挥发烟尘经收尘获得高质量的铅锌氧化物富集物，其中ZnO+PbO含量>90％，还含有少量的Fe₂O₃、SiO₂等杂质。

(2)湿法炼锌：将步骤(1)还原挥发的高质量的铅锌氧化物富集物采用酸性浸出液或酸性浸出液、废电解液进行中性浸出，中性浸出液经常规净化后送电积生产阴极锌，因通过还原挥发预富集，同时实现了Zn与Cu、Ni、Cd、Co等杂质的分离，净化负荷远远低于常规的锌冶炼工艺，阴极锌再经常规熔铸后获得锌锭产品；中性浸出渣采用废电解液进行酸性浸出，酸性浸出液除铁后返回中性浸出，铁渣返回步骤(1)还原挥发；酸性浸出渣以硫酸铅为主，Fe₂O₃、SiO₂等杂质进入酸性浸出渣中。

(3)悬浮电解铅：步骤(2)酸性浸出渣浆化后连续加入悬浮电解槽，浸出渣颗粒在阴极还原析出铅粉，阳极产生硫酸和氧气，铅粉经洗涤过滤压团后熔铸成粗铅；电解液部分开路以维持电解液中H₂SO₄不积累，开路电解液过滤后得到的稀H₂SO₄溶液返回步骤(2)酸性浸出；开路电解液过滤得到悬浮电解滤渣，以Fe₂O₃、SiO₂等杂质为主，含少量的未电解的PbSO₄，为进一步回收其中的铅，将悬浮电解滤渣送步骤(1)还原挥发。

进一步地，所述的铅锌氧化矿或其它复杂铅锌物料中含Zn 3～40％，Pb 3～40％，对原料适应性强，可处理各种不同Zn、Pb含量的物料。

进一步地，所述的步骤(1)中煤或焦炭占混合矿石质量的35～80％，还原挥发温度为800～1500℃，时间为60～120min，保障氧化铅锌矿中Zn、Pb的充分挥发。

进一步地，所述的步骤(2)中中性浸出反应温度60～90℃，时间1～4h，浸出终点pH5.0～5.6，中性浸出液中Zn的浓度120～180g/L。

进一步地，所述的步骤(2)中酸性浸出反应温度60～90℃，时间1～4h，浸出终点H₂SO₄浓度5～70g/L。

进一步地，所述的步骤(2)中酸性浸出液除铁采用步骤(1)还原挥发的高质量的铅锌氧化物富集物作为中和剂，反应温度80～95℃，时间1～4h，浸出pH 3.0～4.0，除铁获得铁渣中含有少量的Pb、Zn，返回步骤(1)还原挥发进一步回收Pb、Zn。

进一步地，所述的步骤(3)中悬浮电解槽中设有机械搅拌，充分保障酸性浸出渣即硫酸铅在悬浮电解槽中均匀分散；阳极为石墨电极，阴极为包覆铅的铜电极；悬浮电解槽下部设锥形底，铅粉自阴极表面析出后，受搅拌扰动自阴极表面脱落沉降至悬浮电解槽底部并连续排出电解槽。

进一步地，所述的步骤(3)中悬浮电解槽中矿浆固体浓度15～20％，H₂SO₄浓度120g/L～200g/L，电解液不需加热。阴极电流密度200A/m²～250A/m²，硫酸铅浆料连续加入悬浮电解槽，废电解液连续排出电解槽，控制硫酸铅浆料给入速度和废电解液排出速度，结合硫酸铅浆料下进上出的设计，实现电解液中固体颗粒高密度的铅粉沉入锥形底、中密度的硫酸铅均匀分布在电解槽中、低密度的SiO₂、Fe₂O₃等杂质随废电解液排出电解槽，从而保障85～95％硫酸铅在阴极表面完成还原析出铅粉。

进一步地，所述的步骤(3)中电解液部分开路，开路电解液的同时补入等体积的去离子水，保持电解液的总体积一定，同时控制电解液中H₂SO₄浓度120g/L～200g/L；调整H₂SO₄浓度后的电解液返回浆化步骤(2)酸性浸出渣。

针对氧化铅锌矿中铅、锌的回收难题，本发明开发了一种氧化铅锌矿绿色冶金提取的方法，成功突破了氧化铅锌矿或其它复杂铅锌物料综合回收Zn、Pb的难题，获得阴极锌和粗铅；该方法的创新性主要体现在如下几个方面：

1.火法--湿法联合工艺高度优化了氧化铅锌矿中铅、锌的提取冶金过程。火法还原挥发不仅有效实现了铅、锌的高度富集，避免了氧化铅锌矿中碳酸盐在直接硫酸浸出过程中分解导致冒槽的问题，同时使铅、锌与影响后续湿法冶金的Fe、Si、Ca、Mg、Al等杂质分离，大幅减轻了锌净化工序的负担，同时避免了传统冶炼工艺中MgSO₄大量累积的问题。

2.开发的硫酸铅悬浮电解方法，实现硫酸体系下锌、铅有效提取，解决了锌系统、铅系统有机衔接的难题，实现硫酸在铅锌系统间的内循环，新工艺基本实现不消耗硫酸、不外排硫酸或硫酸盐，不外排废水，实现铅锌冶炼过程废水“零排放”。

3.成功开发了氧化铅锌矿全闭路冶炼工艺流程，氧化铅锌矿带入冶炼系统的杂质全部以还原挥发产出的高温炉渣的形式排出；高温炉渣性质稳定，环境友好，可全部用于建筑、水泥、铺路，实现冶炼炉渣“零”排放。

4.火法--湿法联合工艺，实现热量在火法系统和湿法系统中高效流动，可保障铅、锌湿法冶炼过程热量的需要，全系统热量利用率高，大幅降低了对外部能源的需求。

本发明开发的一种氧化铅锌矿绿色冶金提取的方法，火法还原挥发有效实现了铅、锌的高度富集，然后在硫酸体系下实现锌、铅有效提取直接得到阴极锌和粗铅，打破传统氧化铅锌矿开发工艺中锌、铅系统衔接的屏障，实现铅锌冶炼系统的有机循环，不仅大幅降低能源、材料消耗，同时实现冶炼废渣“零”排放，基本不会对环境产生影响。本发明方法不仅可以满足铅锌氧化矿中铅、锌的综合回收，还可用于其它各类复杂铅锌物料的处理，可实现铅、锌的绿色、清洁提取，特别地对我国西部环境脆弱地区、工业基础薄弱地区的氧化铅锌矿的开发具有重要意义。

附图说明

附图是本发明的工艺流程图。

具体实施方式

以下结合附图对本发明做出进一步说明。

将氧化铅锌矿与煤混合，在回转窑中还原挥发，氧化铅锌矿中的Zn、Pb挥发进入烟尘，经收尘获得以ZnO、PbO为主的氧化物粉。氧化物粉采用酸性浸出液进行中性浸出，中性浸出液经常规净化后送电积生产阴极锌，再经常规熔铸后获得锌锭产品；中性浸出渣采用废电解液、铅悬浮电解开路废电解液进行酸性浸出，酸性浸出液除铁后返回中性浸出，铁渣送回转窑还原挥发；酸性浸出渣浆化后连续加入悬浮电解槽，硫酸铅颗粒在阴极还原析出铅粉，阳极产生硫酸和氧气；电解液部分开路以维持电解液中H₂SO₄不积累，开路电解液过滤后得到的稀H₂SO₄溶液返回酸性浸出，铅悬浮电解渣送回转窑还原挥发。

以下用非限定性实施例对本发明的方法作进一步的说明，以有助于理解本发明的内容及其优点，而不作为对本发明保护范围的限定，本发明的保护范围由权利要求书决定。

实施例中的氧化铅锌矿成分：

成分	Zn	Pb	Fe	CaO	MgO	Al2O3
							含量％	35.50	6.01	5.33	3.06	4.15	1.88

实施例1

首先氧化铅锌矿与煤以45％的煤比混合送回转窑还原挥发，温度1300℃，挥发时间90min；窑渣中Zn<1％，Pb<0.3％，回收其中的煤粉后送做建筑、水泥、铺路材料。挥发烟尘经收尘获得氧化物粉，其中含Zn62％，Pb13.5％。采用酸性浸出液进行中性浸出，H₂SO₄ 70g/L，液固比3:1，温度75～80℃，浸出时间60-70min，浸出终点pH 5.0～5.5。中性浸出后溶液经常规净化、电积后阴极锌，经熔铸获得锌锭(纯度99.99～99.995％)。中性浸出渣采用锌电解废液和铅电解废液进行酸性浸出，浸出始酸180g/L，液固比3:1，温度85～90℃，时间90min，酸性浸出液中和除铁，除铁后溶液中Fe_总<5mg/L，pH3.5～4.5，返回中性浸出。酸性浸出渣采用铅电解液浆化，其中固体浓度15％，H₂SO₄浓度120g/L；硫酸铅浆料以一定的速度连续加入悬浮电解槽，阴极电流密度250A/m²，硫酸铅颗粒在阴极还原析出铅粉，铅粉经洗涤过滤压团后熔铸成粗铅(含Pb 97.2％)；阳极产生硫酸和氧气，废电解液中含H₂SO₄达174g/L。开路32％废电解液，同时向剩余的68％废电解液中补充同等体积的去离子水，电解液中硫酸浓度118g/L；开路的32％废电解液，含一定的固态悬浮物，主要为SiO₂、Fe₂O₃和少量未完全反应的PbSO₄，过滤，滤液送氧化物粉酸性浸出，滤渣含Pb 27.1％，返回转窑还原挥发。

实施例2

首先氧化铅锌矿与煤以55％的煤比混合送回转窑还原挥发，温度1200℃，挥发时间120min；窑渣中Zn<0.8％，Pb<0.2％，回收其中的煤粉后送做建筑、水泥、铺路材料。挥发烟尘经收尘获得氧化物粉，其中含Zn 63.5％，Pb 14.5％。采用酸性浸出液进行中性浸出，H₂SO₄ 50g/L，液固比3:1，温度75～80℃，浸出时间80-90min，浸出终点pH 5.0～5.5。中性浸出后溶液经常规净化、电积后阴极锌，经熔铸获得锌锭(纯度99.99～99.995％)。中性浸出渣采用锌电解废液和铅电解废液进行酸性浸出，浸出始酸150g/L，液固比3:1，温度85～90℃，时间90min，酸性浸出液中和除铁，除铁后溶液中Fe_总<3mg/L，pH3.5～4.5，返回中性浸出。酸性浸出渣采用铅电解液浆化，其中固体浓度20％，H₂SO₄浓度150g/L；硫酸铅浆料以一定的速度连续加入悬浮电解槽，阴极电流密度230A/m²，硫酸铅颗粒在阴极还原析出铅粉，铅粉经洗涤过滤压团后熔铸成粗铅(含Pb 96.2％)；阳极产生硫酸和氧气，废电解液中含H₂SO₄达196g/L。开路28％废电解液，同时向剩余的72％废电解液中补充同等体积的去离子水，电解液中硫酸浓度138g/L；开路的28％废电解液，含一定的固态悬浮物，主要为SiO₂、Fe₂O₃和少量未完全反应的PbSO₄，过滤，滤液送氧化物粉酸性浸出，滤渣含Pb 20.5％，返回转窑还原挥发。

实施例3

首先氧化铅锌矿与煤以60％的煤比混合送回转窑还原挥发，温度1250℃，挥发时间110min；窑渣中Zn<0.9％，Pb<0.2％，回收其中的煤粉后送做建筑、水泥、铺路材料。挥发烟尘经收尘获得氧化物粉，其中含Zn 65.5％，Pb 13.5％。采用酸性浸出液进行中性浸出，H₂SO₄ 30g/L，液固比3:1，温度75～80℃，浸出时间80-90min，浸出终点pH 5.0～5.5。中性浸出后溶液经常规净化、电积后阴极锌，经熔铸获得锌锭(纯度99.99～99.995％)。中性浸出渣采用锌电解废液和铅电解废液进行酸性浸出，浸出始酸200g/L，液固比3:1，温度90～95℃，时间80min，酸性浸出液中和除铁，除铁后溶液中Fe_总<1mg/L，pH3.5～4.5，返回中性浸出。酸性浸出渣采用铅电解液浆化，其中固体浓度18％，H₂SO₄浓度140g/L；硫酸铅浆料以一定的速度连续加入悬浮电解槽，阴极电流密度240A/m²，硫酸铅颗粒在阴极还原析出铅粉，铅粉经洗涤过滤压团后熔铸成粗铅(含Pb 95.2％)；阳极产生硫酸和氧气，废电解液中含H₂SO₄达186g/L。开路30％废电解液，同时向剩余的70％废电解液中补充同等体积的去离子水，电解液中硫酸浓度145g/L；开路的30％废电解液，含一定的固态悬浮物，主要为SiO₂、Fe₂O₃和少量未完全反应的PbSO₄，过滤，滤液送氧化物粉酸性浸出，滤渣含Pb 18.5％，返回转窑还原挥发。

Claims (9)

1.一种氧化铅锌矿绿色冶金提取的方法，以铅锌氧化矿或其它复杂铅锌物料为原料，其特征在于，包括以下步骤：

(1)还原挥发：将铅锌氧化矿或其他复杂铅锌物料与还原剂混合，在还原设备中进行还原挥发，收集挥发烟尘得到铅锌氧化物富集物；

(2)湿法炼锌：将步骤(1)得到的铅锌氧化物富集物经中性浸出得到中性浸出液和中性浸出渣；中性浸出液经常规净化后送电积获得锌产品；中性浸出渣经酸性浸出得到酸性浸出液和酸性浸出渣；酸性浸出液除铁后得到除铁后液和铁渣，除铁后液返回中性浸出，铁渣返回步骤(1)还原挥发；

(3)悬浮电解铅：将步骤(2)得到的酸性浸出渣浆化后连续加入悬浮电解槽电解，浸出渣颗粒在阴极还原析出铅粉，阳极产生硫酸和氧气，铅粉经洗涤过滤压团后熔铸成粗铅；电解液部分开路以维持电解液中H₂SO₄不积累，开路电解液过滤后得到的稀H₂SO₄溶液和悬浮电解滤渣，稀H₂SO₄溶液返回步骤(2)用于酸性浸出，悬浮电解滤渣送步骤(1)还原挥发。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的铅锌氧化矿或其它复杂铅锌物料中含Zn 3～40％，Pb 3～40％。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的步骤(1)中所述还原剂为煤或焦炭，还原剂占混合矿石质量的35～80％，所述还原设备为烟化炉或回转窑，还原挥发温度为800～1500℃，时间为60～120min。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的步骤(2)中中性浸出反应温度60～90℃，时间1～4h，浸出终点pH 5.0～5.6，中性浸出液中Zn的浓度120～180g/L。

5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的步骤(2)中酸性浸出反应温度60～90℃，时间1～4h，浸出终点H₂SO₄浓度5～70g/L。

6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的步骤(2)中酸性浸出液除铁采用步骤(1)还原挥发的高质量的铅锌氧化物富集物作为中和剂，反应温度80～95℃，时间1～4h，浸出pH 3.0～4.0。

7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的步骤(3)中悬浮电解槽中设有机械搅拌，阳极为石墨电极，阴极为包覆铅的铜电极；悬浮电解槽下部设锥形底，铅粉自阴极表面析出后，受搅拌扰动自阴极表面脱落沉降至悬浮电解槽底部并连续排出电解槽。

8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的步骤(3)中悬浮电解槽中矿浆固体浓度15～20％，H₂SO₄浓度120g/L～200g/L，阴极电流密度200A/m²～250A/m²，酸性浸出渣浆料连续加入悬浮电解槽，

废电解液连续排出电解槽，酸性浸出渣中85～95％硫酸铅在阴极表面完成还原析出铅粉。

9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的步骤(3)中电解液部分开路，电解槽开路电解液的同时补入等体积的去离子水，保持电解液的总体积一定，同时控制电解液中H₂SO₄浓度120g/L～200g/L。