本实用新型涉及一种含铟、银、砷的硫化锌共伴生精矿炼锌系统，属于冶金领域。
背景技术：
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目前，世界主要炼锌方法是湿法炼锌，80％以上的原生锌锭是通过湿法炼锌的方法生产出来的。传统的湿法炼锌中硫化锌精矿经过沸腾焙烧氧化，焙砂送经过氧压浸出，得到一段上清液和氧压浸出渣，氧压浸出渣送入渣场堆放，目前，氧压浸出渣的堆存量越来越多，据统计，目前国内各大冶炼厂堆存的氧压浸出渣约800～900万吨，堆放的方式不仅严重影响环境，而且氧压浸出渣内的有价金属得不到回收，造成极大的资源浪费。
此外，现有的炼锌系统，锌精矿经过氧压浸出作业后产出的一段上清液pH一般为0.99～1.21(3～5g/L)，均采用一步中和沉铟的方式富集和分离铟，即采用中和剂(如焙砂、氧化锌烟尘、消石灰、碳酸钙粉等)将初始pH＝0.99～1.21的一段上清液升至pH＝4.0～4.5，具体反应如[1]～[6]所示：
A、焙砂或氧化锌烟尘
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]
在中和反应中，中和所形成的PbSO4和水解产生的胶体Fe(OH)3会包裹中和剂，造成中和剂的利用率降低。
B、消石灰或碳酸钙粉作为中和剂：
H2SO4+Ca(OH)2＝CaSO4↓+2H2O [5]
H2SO4+CaCO3＝CaSO4↓+H2O+CO2↑ [6]
无论采用何种中和剂，随着中和反应的进行，溶液pH逐渐升高，当pH达到3后，铟离子水解，以In(OH)3沉淀的形式入渣，铟富集在中和沉铟渣中实现分离，具体反应如[7]所示：
In3++3H2O＝In(OH)3+3H+ [7]
采用一步中和沉铟工艺存在如下缺点：
(1)在中和反应中，中和所形成的PbSO4、CaSO4和水解产生的胶体Fe(OH)3会包裹中和剂，造成中和剂的利用率降低；而对于pH＝0.99～1.21的一段上清液，通过加入中和剂控制pH至pH＝3.0的过程中，该阶段中和剂耗酸并产出渣而铟离子却未发生水解，因此一步中和沉铟工艺产出的铟渣渣量大、含铟品位较低(仅700～800g/t左右)；
2)产出的铟渣送酸浸作业，所产出的铟酸浸滤液[In3+]过低(仅200mg/L左右)，严重影响铟的回收率和铟回收正常作业；
3)当一段浸出液酸度过高时，导致铟渣渣量进一步变大、含铟品位更低，铟回收作业无法维系，铟渣无法快速外排，直接威胁炼锌系统的安全。
技术实现要素：
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本实用新型的目的在于提供一种含铟、银、砷的硫化锌共伴生精矿炼锌系统。
本实用新型的目的由如下技术方案实施，一种含铟、银、砷的硫化锌共伴生精矿炼锌系统，其包括依次连接的调浆槽、一段氧压釜、第一浓密机、预中和槽、第二浓密机、中和槽、第三浓密机、置换沉铜槽、除铁槽、净化槽、新液缸、锌电解槽和电炉；
所述第一浓密机的上清液出口与所述预中和槽的进料口连接，所述第一浓密机的底流出口与二段氧压釜的进料口连接；所述二段氧压釜的出料口与第四浓密机的进料口连接，所述第四浓密机的上清液出口与所述调浆槽的进料口连接，所述第四浓密机的底流出口与浮选机的进料口连接；所述浮选机的精料出口与硫精矿场连接，所述浮选机的尾矿出口与Ausmelt-烟化炉炼铅单元连通；所述Ausmelt-烟化炉炼铅单元中的烟化炉烟尘出口分别与所述预中和槽和所述中和槽连接；
所述第三浓密机的底流出口与炼铟单元连接；
所述置换沉铜槽的排渣口与铜渣场连接；
所述除铁槽的排渣口与铁渣场连接；
所述净化槽的排渣口与镉钴渣场连接；
所述锌电解槽的排液口与所述二段氧压釜连接。
进一步的，所述Ausmelt-烟化炉炼铅单元包括Ausmelt炉和烟化炉，所述Ausmelt炉的进料口与所述浮选机的尾矿出口连接；
所述烟化炉的排渣口与所述铁渣场连接；
所述烟化炉的烟气出口与除尘器的进风口连接，所述除尘器的固料出口分别与所述预中和槽和所述中和槽连接，所述除尘器的烟气出口与制酸系统连接。
进一步的，所述炼铟单元包括依次连接的铟浸出槽、铟还原槽、铟萃取槽、铟置换槽、熔炼炉和铟电解槽，所述铟浸出槽的进料口与所述第三浓密机的底流出口连接。
采用本实用新型处理含铟、银、砷的硫化锌共伴生精矿炼锌及综合回收有价金属的方法为，包括如下步骤：
步骤1)一段低酸浸出：将粒度为-320目占95％以上的硫化锌精矿矿浆与酸度为30～40g/L的一段酸液加入一段加压釜内，通入氧气，控制所述一段加压釜内氧分压0.8～1.0MPa，酸度20～25g/L，温度145～155℃，浸出时间0.5～1h，浓密分离得到一段浸出渣和一段上清液，所述一段浸出渣进行二段高酸浸出，所述一段上清液进行沉铟作业；
步骤2)沉铟：将所述一段上清液与中和剂混合沉铟，得到中和沉铟渣和中和沉铟后液；
步骤3)锌锭的产出：所述沉铟后液经锌粉或铁粉置换沉铜、针铁矿沉铁和分离净化后，得到铜渣、一段铁渣、镉钴渣和新液，所述铜渣、所述一段铁渣和所述镉钴渣可作为冶炼原料外售，所述新液经电积和熔铸后得到锌锭；
步骤4)二段高酸浸出：将所述一段浸出渣与二段酸液加入二段加压釜内，通入氧气，控制所述二段加压釜内氧分压1.0～1.2MPa，酸度100～120g/L，温度145～155℃，浸出时间1.5～2h，浓密分离得到二段上清液和二段浸出渣，经过所述步骤2)二段高酸浸出，所述二段浸出渣中，Zn≤2％，In≤10％，Ag＝600～800g/t，Fe≥85％；同时98％以上的有害元素As在所述二段浸出渣中开路，从而保证了后续工艺操作不受砷化氢的危害，进而做到岗位操作本质安全；
步骤5)调浆浮选：所述二段浸出渣进行调浆浮选；得到硫精矿和硫尾矿，所述硫精矿可用于生产硫磺或硫酸；所述硫尾矿进行Ausmelt-烟化炉炼铅，得到富集有Ag的粗铅和二段铁渣，所述二段铁渣可作为炼铁的原料。
所述一段酸液是酸度为30～40g/L的所述二段上清液；通过所述步骤4)二段高酸浸出后得到的所述二段上清液指标是：H2SO4 25～35g/L、Zn2+100～110g/L、Fe≤10g/L，In：20～25mg/L，Cu：2000～2500mg/L，Co：25～30mg/L。
进一步的，所述二段酸液是预先用所述步骤3)锌锭的产出中产生的电积废液及所述步骤2)沉铟中产生的综合洗水配制好的酸液，所述二段酸液含酸130～140g/L，含锌50～60g/L。
所述步骤2)沉铟包括如下阶段：
(1)预中和阶段：在一段上清液中加入中和剂，常压搅拌2～2.5h，搅拌速度为50～70r/min，当所述一段上清液的酸度达到pH＝2.5～3.0时，浓密分离得到预中和后液和预中和底流，所述预中和底流返回到锌精矿中进行氧压浸出；
(2)中和沉铟阶段：在所述预中和后液中加入所述中和剂，常压搅拌2～3h，搅拌速度为50～70r/min，当所述预中和后液的酸度达到pH＝4.2～4.5时，浓密分离得到中和沉铟后液和中和沉铟渣，所述中和沉铟后液用于置换沉铜；所述中和沉铟渣经酸洗、还原、萃取、置换和电解后，得到铟锭；
阶段(3)铟渣酸洗：将所述中和沉铟渣与浓度为160～180g/L的H2SO4按照液固比3～5:1(液固比定义为液体的体积(m3)：固体的重量(t))混合，升温并常压搅拌2.5～3h，搅拌速度为50～70r/min，反应温度＞90℃，浓密分离得到铟酸浸出液和沉铟废渣；
所述中和剂为锌焙砂、氧化锌、消石灰或碳酸钙的任意一种。
步骤5)调浆浮选中的Ausmelt-烟化炉炼铅包括如下阶段：
(1)Ausmelt炉氧化熔炼阶段：将硫尾矿、铅精矿与铅烟尘进行混料，得到含铅25wt％以上的含铅物料，而后将含铅物料25～30t/h与石灰石、石英砂混合制粒后连续加入Ausmelt炉内，向所述Ausmelt炉内喷入氧气1050～1350Nm3/h、空气11000～15000Nm3/h、粉煤0.9～1.45t/h，保持富氧浓度：29～31v％，控制熔池温度1050～1150℃，进行氧化熔炼，当入炉物料量达到额定投料量、且渣含铅35～42wt％时，所述(1)Ausmelt炉氧化熔炼阶段完成；
(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段：在完成所述(1)Ausmelt炉氧化熔炼阶段的所述Ausmelt炉内加入所述铅精矿和块煤，其中，所述铅精矿和所述块煤的投入量分别为所述(1)Ausmelt炉氧化熔炼阶段入炉所述含铅物料量的3～10wt％和0.5～1wt％(根据进入所述(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段的实际渣含铅量进行调整)；向所述Ausmelt炉内喷入空气15000～19500Nm3/h、粉煤1.5～2.2t/h，控制熔池温度1130～1230℃，进行还原熔炼，当渣含铅13～18wt％时，所述(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段完成；
(3)Ausmelt炉还原熔炼II阶段：在完成所述(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段的所述Ausmelt炉内加入所述块煤，所述块煤的加入量为所述1)氧化熔炼阶段入炉所述含铅物料量和所述(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段入炉所述铅精矿量总和的0.3～0.8wt％，向所述Ausmelt炉内喷入空气7000～15000Nm3/h、粉煤1.4～2.25t/h，控制熔池温度1150～1250℃，继续进行还原熔炼，当渣含铅<5wt％时，所述(3)Ausmelt炉还原熔炼II阶段完成，得到粗铅和铅熔渣；
(4)烟化炉烟化阶段：将所述步骤(1)～(3)产生的所述铅熔渣沉铅后排入烟化炉烟化，通过喷嘴向所述铅熔渣内吹入空气8800～14500Nm3/h和粉煤0.3～1.35t/h，通过所述烟化炉上部三次风口向所述烟化炉内吹入空气1000～1500Nm3/h，控制熔池温度1150～1250℃，烟尘经余热回收、收尘、脱硫后排空，收尘用于锌冶炼；最终得到所述二段铁渣。
所述石灰石和所述石英砂的加入量根据入炉物料中的Fe含量、CaO含量和SiO2含量计算而得；控制熔炼过程中渣中[Fe]:SiO2＝1.20～1.22，CaO＝5～6wt％。
本实用新型的优点：
1、本实用新型将两段氧压浸出全湿法系统与Ausmelt-烟化炉火法熔炼系统相结合，不但产出合格的0#锌锭产品，同时实现了有价金属铟、银的综合回收利用，铜、铁、镉钴分别富集于渣中，可作为各自冶炼的原料；生产过程中没有危废渣产出，实现了锌冶炼的清洁化生产。
2、本实用新型通过对一段上清液进行预中和-中和沉铟-酸洗，得到富铟的中和沉铟渣，铟渣中含铟达到了2700～3000g/t，铟的回收率提高到85％以上。
3、采用本实用新型进行冶炼，将98％的有害元素As富集在二段浸出渣中，减少生产锌锭主流程产出砷化氢有害气体的机率，进而从根本上解决了操作环境的污染问题。而且硫精矿直接外售，硫尾矿投入Ausmelt炉进行熔炼，Ag富集于粗铅中，在铅电解时富集于阳极泥中，实现了有价金属Ag的回收；二段浸出渣经Ausmelt炉进行熔炼后，不但实现了二段浸出渣中有价金属的综合回收利用，而且减少了危废渣堆存产生的费用及环境污染。
附图说明：
为了更清楚地说明本实用新型实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本实用新型的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。
图1为实施例1的设备连接图。
其中：调浆槽1、一段氧压釜2、第一浓密机3、预中和槽4、第二浓密机5、中和槽6、第三浓密机7、置换沉铜槽8、除铁槽9、净化槽10、新液缸11、锌电解槽12、电炉13、二段氧压釜14、第四浓密机15、浮选机16、Ausmelt炉17、烟化炉18、除尘器19、铟浸出槽20、铟还原槽21、铟萃取槽22、铟置换槽23、熔炼炉24、铟电解槽25。
具体实施方式：
下面将结合本实用新型实施例中的附图，对本实用新型实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本实用新型一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本实用新型中的实施例，本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本实用新型保护的范围。
本实用新型中，除非另有明确的规定和限定，术语“连接”应做广义理解，可以是直接相连，也可以通过中间媒介或部件、接口以及通道间接相连。本领域技术人员可以根据具体情况理解上述术语在本实用新型中的具体含义，只要满足根据本实用新型实施例的各部件之间的连接关系或物料的上下游关系即可。此外，本实用新型中采用的“第一”、“第二”、“第三”和“第四”仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示相对重要性或隐含指明所示技术特征的数量。
实施例1：
一种含铟、银、砷的硫化锌共伴生精矿炼锌系统，其包括依次连接的调浆槽1、一段氧压釜2、第一浓密机3、预中和槽4、第二浓密机5、中和槽6、第三浓密机7、置换沉铜槽8、除铁槽9、净化槽10、新液缸11、锌电解槽12和电炉13；
第一浓密机3的上清液出口与预中和槽4的进料口连接，第一浓密机3的底流出口与二段氧压釜14的进料口连接；二段氧压釜14的出料口与第四浓密机15的进料口连接，第四浓密机15的上清液出口与调浆槽1的进料口连接，第四浓密机15的底流出口与浮选机16的进料口连接；浮选机16的精料出口与硫精矿场连接，浮选机16的尾矿出口与Ausmelt-烟化炉炼铅单元连通；Ausmelt-烟化炉炼铅单元中的烟化炉烟尘出口分别与预中和槽4和中和槽6连接；
第三浓密机7的底流出口与炼铟单元连接；
置换沉铜槽8的排渣口与铜渣场连接；
除铁槽9的排渣口与铁渣场连接；
净化槽10的排渣口与镉钴渣场连接；
锌电解槽12的排液口与二段氧压釜14连接。
Ausmelt-烟化炉炼铅单元包括Ausmelt炉17和烟化炉18，Ausmelt炉17的进料口与浮选机16的尾矿出口连接；
烟化炉18的排渣口与铁渣场连接；
烟化炉18的烟气出口与除尘器19的进风口连接，除尘器19的固料出口分别与预中和槽4和中和槽6连接，除尘器19的烟气出口与制酸系统连接。
炼铟单元包括依次连接的铟浸出槽20、铟还原槽21、铟萃取槽22、铟置换槽23、熔炼炉24和铟电解槽25，铟浸出槽20的进料口与第三浓密机7的底流出口连接。
工作流程：
采用本实用新型处理含铟、银、砷的硫化锌共伴生精矿炼锌及综合回收有价金属的方法为，包括如下步骤：
步骤1)一段低酸浸出：将粒度为-320目占95％以上的硫化锌精矿矿浆与酸度为30～40g/L的一段酸液加入一段加压釜内，通入氧气，控制一段加压釜内氧分压0.8～1.0MPa，酸度20～25g/L，温度145～155℃，浸出时间0.5～1h，浓密分离得到一段浸出渣和一段上清液，一段浸出渣进行二段高酸浸出，一段上清液进行沉铟作业；
步骤2)沉铟：将一段上清液与中和剂混合沉铟，待上清液的pH＝4.0～4.5时，浓密分离，得到中和沉铟渣和沉铟后液，中和沉铟渣经酸洗、还原、萃取、置换和电解后，得到铟锭。
步骤3)锌锭的产出：沉铟后液经锌粉或铁粉置换沉铜、针铁矿沉铁和分离净化后，得到铜渣、一段铁渣、镉钴渣和新液，铜渣、一段铁渣和镉钴渣可作为冶炼原料外售，新液经电积和熔铸后得到锌锭。
步骤4)二段高酸浸出：将一段浸出渣与二段酸液加入二段加压釜内，通入氧气，控制二段加压釜内氧分压1.0～1.2MPa，酸度100～120g/L，温度145～155℃，浸出时间1.5～2h，浓密分离得到二段上清液和二段浸出渣，经过步骤2)二段高酸浸出，二段浸出渣中，Zn≤2％，In≤10％，Ag＝600～800g/t，Fe≥85％；同时98％以上的有害元素As在二段浸出渣中开路，从而保证了后续工艺操作不受砷化氢的危害，进而做到岗位操作本质安全；
步骤5)调浆浮选：二段浸出渣进行调浆浮选；得到硫精矿和硫尾矿，硫精矿可用于生产硫磺或硫酸；硫尾矿进行Ausmelt-烟化炉炼铅，得到富集有Ag的粗铅和二段铁渣，二段铁渣可作为炼铁的原料。
一段酸液是酸度为30～40g/L的二段上清液；通过步骤4)二段高酸浸出后得到的二段上清液指标是：H2SO4 25～35g/L、Zn2+100～110g/L、Fe≤10g/L，In：20～25mg/L，Cu：2000～2500mg/L，Co：25～30mg/L。
二段酸液是预先用步骤3)锌锭的产出中产生的电积废液及步骤2)沉铟中产生的综合洗水配制好的酸液，二段酸液含酸130～140g/L，含锌50～60g/L。
步骤2)沉铟包括如下阶段：
(1)预中和阶段：在一段上清液中加入中和剂，常压搅拌2～2.5h，搅拌速度为50～70r/min，当一段上清液的酸度达到pH＝2.5～3.0时，浓密分离得到预中和后液和预中和底流，预中和底流返回到锌精矿中进行氧压浸出；
(2)中和沉铟阶段：在预中和后液中加入中和剂，常压搅拌2～3h，搅拌速度为50～70r/min，当预中和后液的酸度达到pH＝4.2～4.5时，浓密分离得到中和沉铟后液和中和沉铟渣，中和沉铟后液用于置换沉铜；中和沉铟渣经酸洗、还原、萃取、置换和电解后，得到铟锭；
阶段(3)铟渣酸洗：将中和沉铟渣与浓度为160～180g/L的H2SO4按照液固比3～5:1(液固比定义为液体的体积(m3)：固体的重量(t))混合，升温并常压搅拌2.5～3h，搅拌速度为50～70r/min，反应温度＞90℃，浓密分离得到铟酸浸出液和沉铟废渣；
中和剂为锌焙砂、氧化锌、消石灰或碳酸钙的任意一种。
步骤5)调浆浮选中的Ausmelt-烟化炉炼铅包括如下阶段：
(1)Ausmelt炉氧化熔炼阶段：将硫尾矿、铅精矿与铅烟尘进行混料，得到含铅25wt％以上的含铅物料，而后将含铅物料25～30t/h与石灰石、石英砂混合制粒后连续加入Ausmelt炉17内，向Ausmelt炉17内喷入氧气1050～1350Nm3/h、空气11000～15000Nm3/h、粉煤0.9～1.45t/h，保持富氧浓度：29～31v％，控制熔池温度1050～1150℃，进行氧化熔炼，当入炉物料量达到额定投料量、且渣含铅35～42wt％时，(1)Ausmelt炉氧化熔炼阶段完成；
(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段：在完成(1)Ausmelt炉氧化熔炼阶段的Ausmelt炉内加入铅精矿和块煤，其中，铅精矿和块煤的投入量分别为(1)Ausmelt炉氧化熔炼阶段入炉含铅物料量的3～10wt％和0.5～1wt％(根据进入(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段的实际渣含铅量进行调整)；向Ausmelt炉内喷入空气15000～19500Nm3/h、粉煤1.5～2.2t/h，控制熔池温度1130～1230℃，进行还原熔炼，当渣含铅13～18wt％时，(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段完成；
(3)Ausmelt炉7还原熔炼II阶段：在完成(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段的Ausmelt炉内加入块煤，块煤的加入量为1)氧化熔炼阶段入炉含铅物料量和(2)Ausmelt炉还原熔炼I阶段入炉铅精矿量总和的0.3～0.8wt％，向Ausmelt炉内喷入空气7000～15000Nm3/h、粉煤1.4～2.25t/h，控制熔池温度1150～1250℃，继续进行还原熔炼，当渣含铅<5wt％时，(3)Ausmelt炉还原熔炼II阶段完成，得到粗铅和铅熔渣；
(4)烟化炉烟化阶段：将步骤(1)～(3)产生的铅熔渣沉铅后排入烟化炉18烟化，通过喷嘴向铅熔渣内吹入空气8800～14500Nm3/h和粉煤0.3～1.35t/h，通过烟化炉18上部三次风口向烟化炉18内吹入空气1000～1500Nm3/h，控制熔池温度1150～1250℃，烟尘经余热回收、收尘、脱硫后排空，收尘用于锌冶炼；最终得到二段铁渣。
石灰石和石英砂的加入量根据入炉物料中的Fe含量、CaO含量和SiO2含量计算而得；控制熔炼过程中渣中[Fe]:SiO2＝1.20～1.22，CaO＝5～6wt％。
以上所述仅为本实用新型的较佳实施例而已，并不用以限制本实用新型，凡在本实用新型的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本实用新型的保护范围之内。