本发明是一种从含铅硫化矿中回收金属铅的湿法冶金新工艺。 目前，世界上生产金属铅的方法基本是火法。但是随着各国经济的发展、科学技术的不断的进步，对环保的要求日趋严格及能源供应紧张。这种传统的方法则存在着难以解决的问题。如低浓度二氧化硫对大气的污染、能耗大、能源利用率低。更为严重的是劳动条件差，生产过程中的铅粉尘的飞扬及铅蒸汽的散发，造成生产者铅中毒。所以铅中毒是国内外炼铅厂都程度不同地解脱不了的痼疾。
为了克服上述弊端，从根本上解决了大气污染和铅中毒的问题。近一个世纪以来，不断有人寻求一种通过湿法处理，不需精炼、直接生产金属铅的新途径。特别是近年来，许多国家对湿法处理方铅矿、进行了广泛的研究。从原理上提出了回收金属铅的各种技术方案。规纳起来有如下几个方面：硫化铅熔盐电解，氯盐浸出-熔盐电解、氯盐浸出-水溶液电解以及压制铅精矿粉末阳极电解等。如、美国的哈森公司研究了一种从高品位硫化矿低温氯化焙烧，随后用热氯化钠溶液浸出、冷却结晶析出氯化铅、熔盐电解得金属铅。
另外，美国雷诺冶金研究中心，首先公开了硫化铅精矿浸出结晶，熔盐电解方法的专利。专利号为3929597、此法是高品位铅精矿、用三氯化铁和食盐水溶液，100℃下浸出15分钟，冷却结晶氯化铅、熔盐电解获得金属盐。在八五年第十五届国际选矿会议论文选集中，刊登了有关法国TraPPeS（托莱普斯）矿冶研究所、用三氯化铁浸出精矿、液体净化、冷却结晶得氯化铅、再经溶解后、离子膜电解、获得金属铅的半工业化的试验。
除此之外、日本和瑞典也有类似地专利。总之、这些湿法炼铅的方法，都是基于把方铅矿氯化浸出，然后冷却、结晶、分离氯化铅或送电解还原生产金属铅的。由于氯化铅在室温时的溶解度低，所以都在高温和大液固比的条件下进行。使浸出、过滤、浓密、贮存及液体输送等系统设备庞大，设备要求耐腐蚀性能强、耗能高、电解质量达不到腐蚀级铅（Ag＜0.001%）的标准，须进一步精炼。其次也未解决有价金属综合回收的问题。
本发明的目的是：
1、根据铅化合物难熔的特点，来用湿式固相转化工艺来取代湿式浸出工艺。使固相方铅矿在水溶液的解质中，转化成固相的氯化铅。这样，不需高温、又不需大液固比，而且作为解质的溶液氧化后可以返回使用。
2、寻求低能耗的浮选方法，来分离未反应的硫化物和其他杂质，提纯氯化铅。
3、选择适当的离子交换膜电解槽的结构，从二氯化铅溶液阴极析出海棉铅，实现低能耗电解。
4、选择合理的技术条件、有利于银、铜、锌硫等有价金属的回收。
本发明的湿法炼铅新工艺、是由铅精矿固相转化、浮选除杂，氯化铅在具有离子交换膜的电解槽内、电解制取精铅以及锌、银、铜、硫的综合回收等几部份组成。
一、铅精矿的固相转化：先将硫化铅精矿磨细、通过200目筛。然后用浸矿剂（三氯化铁溶液）进行固相转化：反应式为：
过程控制液固比＝4～8∶1，温度25～75℃，浸矿剂含（g/l）Fe+340～80，Cl200～250，PH＜1，强烈机械搅拌，转化时间1～4小时。液固分离后，得到转化渣和转化后液。由于氯化铅是难溶解的化合物，固相转化避免了以前高温和大液固比浸出过程。
视转化渣中银的含量和形态不同，有时需将转化渣置于4mL的氯化钠液中，加入少量细铅粉调整银的浮选性能后，再行浮选。
转化后液、用硫化铅精矿将液中的三价铁离子充分还原成二价铁离子。冷却后用铁转换的方法，回收银、铜和TBP萃取回收锌。脱除或部分脱除铅、银、铜、锌的二氯化铁溶液、送往电解室作阳极液。
转化和调整在具有机械搅拌的园槽形锥底槽内进行。槽内衬环氧树脂或橡胶防腐，并配有相应的加热设备。
二、浮选除杂：浮选过程控制矿浆浓度10～25%，PH＝2～3、常温操作，捕收剂采用2＃油和乙基黄药。经粗选、扫选和精选后，尾矿-氯化铅质量可达Pb、65%以上。Cu0.01%，Ag0.001%以下。泡沫产品-硫精矿用浸矿剂在90℃左右高温下溶浸，进一步回收其中的铅、银、铜和锌后，最终硫精矿含铅＜1%。选矿水重复使用，因矿浆微酸性，浮选设备须防腐。
三、浮选氯化铅的电解：氯化铅电解在安装有阴离子交换膜的电解槽内进行，钛片作阴极，涂钌（或钌、铱）钛网作阳极。
浮选氯化铅以电解槽循环出贫铅阴极液，在50℃以下温度和机械搅拌条件下，溶解至溶液含铅15g/l以上，浓密后溢流液送电解阴极室电积海绵铅，浓密底流进一步溶洗后、使渣含铅＜1%弃之。脱除或部分脱除铅、银、铜、锌的二氯化铁溶液、调整PH至1-1.5。加热至50～55℃，作阳极液、送往电解阳极室氧化成三氯化铁、使浸矿剂再生。
阴离子膜压条镶嵌在塑料框架上制成隔膜，安装在电解槽内，将电解的阳极室与阴极室分开，阳极室液面应稍低于阴极室液面。由于阴离子膜的作用，电解液不深度净化，就可以产出精铅。
电解槽由硬塑料板制成，一端作成坡型。槽底安装输送带，阴极电积出的海绵铅、脱落到输送带上，输出槽外。海绵铅洗涤压密后，熔铸成铅锭。
电解过程控制的条件：
浮选氯化铅的成份（%）Pb65以上，Cu0.01，Ag0.001以下，阴极液成份（g/L）Cl150-170，Cu＜0.001，Ag＜0.001、Pb不小于9，阳极液成份（g/l）Pb＜5，Cu＜0.2，Ag＜0.001，Cl＞200，Fe+2不小于10。
电解液循环量：500～750ml/A·h，电解液温度45～60℃，同极距：170～180m/m，阳极电流密度250～600A/m2，槽压＜4.0伏。电铅质量达到国标二级以上。
本发明的铅精矿固相转化，浮选除杂、隔膜电解二氯化铅水溶液的选冶联合的湿法炼铅新工艺的流程，如说明书附图所示。图中的S-表示固相，L-表示水相。
从图中可以看出，在整个流程中，水相以阴离子交换膜为分界，形成各自独立的阳极循环系统及阴极循环系统。含有氯化铅的接近饱和的阴极前液，进入阴极室电积，产出海绵铅，经压团熔铸成铅锭。阴极后液用于溶解纯净的二氯化铅、不溶的脉石组份弃之。
硫化铅精矿的固相转化液经还原、铁屑或铅粉置换后，作为阳极前液进入阳极室氧化再生三氯化铁，供固相转化循环使用。在该阳极液系统中，除萃取回收锌外，还分别回收了银、铜等有价金属。
本发明的优点是：
1）、工艺流程简易，使用常规的湿法冶金设备，不需要特殊的材质防腐，主要过程均在常压60℃下作业、对设备无特殊要求。
2）能耗少：固相转化、还原以及置换均在60℃下作业、热损失少。选矿也是在常温下进行，转化渣浮选制得符合电解要求的氯化铅和硫精矿、与其他方法相比，过程简单、费用少、能耗低、没有结晶过程的温度升降。由于操作固液比小，循环溶液所需之动力少。
3）、环保好、本流程是闭路的。不使用或产生任何有害气体，无三废排放，因而可以从根本上解决传统火法炼铅中存在的大气污染和铅中毒的老大难题。此外、操作温度不高、劳动条件好。
4）、产品质量高，采用本流程可以直接从铅精矿生产出国标二级以上的电铅。其他杂质含量、可以满足国际上腐蚀级金属铅的质量要求。
5）、原料中伴生的有价金属，银、铜、锌等在发明的流程中，能得到较大程度的富集，用一般已知的方法制成纯金属或化合物，因而得到综合回收。
6）、成本低、流程所需之主要材料为氯化钠和盐酸。由于流程简单、没有酸碱中和的过程，材料消耗主要用于补充机械夹带之损失，材料消耗很少。
总之，本发明工艺流程、处理规模可大可小，有良好的适应性。该发明的湿法炼铅方法，可紧依矿山、就地冶炼，对中小矿山非常有利。另外、还适合于处理以铅为主、含硅低的多金属硫化物精矿。
实施例Ⅰ
用安徽黄山岺铅精矿为原料，铅精矿化学成分（%）：
Pb Ag Cu Zn S Fe SiO2
62.25 0.075 0.94 4.50 15.77 4.70 5.01
将铅精矿细磨至90%以上通过280目筛，10公斤铅精矿用浸矿剂进行固相转化。浸矿剂的成分为（g/L）：
Fe全Fe+3Cl HCl
82.4 69.1 245 3.5
控制温度60℃，液固比＝6∶1、机械搅拌、转化时间2小时。液固分离后转化渣（滤饼）用5升水淋洗，得到淋洗后的转化渣11.73公斤、送去浮选除杂。转化后液中的高铁用待转化的铅精矿还原成亚铁、还原过程控制温度55℃、机械搅拌、投入精矿量和还原时间以控制液中高铁充分被还原为止、在还原和转化过程中硫化铅转化为固相氯化铅。铜、锌、银等转入溶液，同时溶液中氯化铅达到饱和。液固分离后还原渣返回转化。还原液首先冷却至15℃，结晶出氯化铅，然后用铁屑置换溶液中银，铜和TBP萃取回收锌，排除了铅、银、铜、锌的二氯化铁溶液送电解作阳极液。
淋洗后的转化渣在浮选机内进行浮选除杂，矿浆浓度15%、PH＝2.5、经一次粗选和一次扫选，得到浮选氯化铅7.99公斤。其成分（%）：
Pb Ag Cu SiO2
67.34 0.0005 0.007 4.90
粗选精矿经一次精选后，得浮选精矿3.73公斤。其成分（%）：
Pb Ag Cu
14.78 0.04 2.18
进一步用浸矿剂溶浸后，最终排出系统的溶浸渣2.37公斤，成份（%）：
Pb Ag Cu
0.90 0.029 2.28
浮选提纯后的氯化铅，均匀加入机械搅拌槽内。以电介槽循环出的4mOL氯化钠的贫铅阴极液溶介，控制温度55-58℃，使溶液中铅达到13g/L以上，同时按加入氯化铅量的五万分之一加入聚丙酰胺凝聚剂，使不溶硅渣加速沉降。溶解槽溢流至斜板浓密箱浓密，浓密溢流清液送往高位槽，循环至电介槽作电解阴极液。
电解在安装有用S203阴离子交换膜作成隔膜的电解槽内进行。隔膜内循环阳极液，隔膜外循环阴极液。钛板作阴极，涂钌网作阳极，同极距130mm、电流密度360A/m2电解液温度：45-50℃、电解液流量800ml/H·hr。阳极室二氯化铁溶液氧化成三氯化铁溶液，使浸矿剂再生。阴极上析出海绵铅。电解槽一端作成坡型、槽底安装涤伦布制成的输送带，阴极海绵铅聚集到一定厚度脱落。由输送带送至槽外，海绵铅洗涤压密后，在苛性钠复盖下，熔铸成铅锭。电解电流效率94.94%，平均槽压3.46伏。电铅成分（%）：
Ag Cu Zn Fe Bi As Sn Sb
0.00085 0.0056 0.0001 0.0001 0.0011 0.0001 0.0001 0.0001
浓密箱底流用贫铅阴极液溶洗后、最终不溶硅0.45公斤。渣成分（%）：Pb Ag Cu Fe SiO2
0.87 0.0004 0.019 7.59 40.96
实施例Ⅱ
以青海省钖铁山铅精矿为原料，铅精矿成分（%）：
Pb Ag Cu Zn S Fe SiO2
64.80 0.058 0.23 2.5 11.19 6.07 0.39
10公斤铅精矿细磨至92%过300目筛、采用实施例Ⅰ的条件，将浸矿剂中盐酸增加至8克/升、得到浮选氯化铅7.75公斤。浮选氯化铅成分（%）：
Pb Ag Cu Zn Fe
72.39 0.0005 0.0052 0.026 0.09
浮选精矿溶浸后，溶浸渣量2.866公斤。溶浸渣的成分：
Pb Ag Cu S
0.83 0.029 2.28 41.8
浮选氯化铅电介、电流效率95.63，平均槽电压＝3.61伏，电铅成份（%）：
Ag Cu Zn Fe Bi As
0.00083 0.0075 0.0001 0.0001 0.0005 0.0001
Sn Sb
0.0001 0.0001
产出不溶硅渣0.14公斤。成份（%）：
Pb Ag Cu Fe SiO2
3.67 0.0013 0.042 8.06 45.6
实施例Ⅲ
采用辽宁青城子铅精矿，其成份（%）：
Pb Ag Cu Zn Fe
67.64 0.1238 0.13 1.05 4.16
0.4公斤铅精矿固相转化，控制浸矿剂成分（g/l）：
Fe全Fe+2Cl HCL
100 20 240 4
液固比＝5∶1、温度60℃，转化时间2小时，液固分离后，转化渣在4摩尔氯化钠液中加0.6克铅粉，调整银的浮选性能，过程控制液固比＝4.5、温度60℃，PH＝1、机械搅拌2小时，液固分离后调整渣送浮选除杂，控制矿浆浓度25%、PH＝3、粗选后，槽内加入2滴2＃油和0.02克黄药、进行一次扫选得到浮选氯化铅0.332kg。浮选氯化铅成分（%）：
Pb Ag Cu
13.13 0.0006 0.0023
浮选氯化铅用阴极液溶解，产出溶浸渣0.11公斤、成份为（%）：
Pb Ag Cu
0.87 0.011 0.1
控制电流密度500A/m2、槽压3.7伏、电流效率94.72%、电铅成分（%）：
Ag Cu Bi Fe As
0.00099 0.00054 0.00052 0.0002 0.0003
Zn Sb Sn
0.0003 0.0003 0.0002
产出不溶硅0.005公斤，其成分（%）：
Pb Ag Cu
0.91 0.01 0.008