本发明涉及一种高铁锌浸渣清洁利用方法，属于选冶技术领域。
背景技术：
高铁锌浸渣是高铁锌精矿经过沸腾焙烧-两段浸出流程之后得到的一种中间物料，对其进行高值化与清洁利用一直是国内外冶金行业有待攻破的难题。
在锌冶炼过程中，由于锌精矿常伴生有10%左右的铁元素，在焙烧过程中为了达到理想的脱硫率，锌焙砂中不可避免地产生铁酸锌，铁酸锌中锌量占总锌量的8%~10%。当锌精矿为我国大量存在的高铁料（≥10%）或铁闪锌矿时，焙砂中铁酸锌含量会更高。铁酸锌属难浸锌物种，中性浸出和低酸浸出环节很难将其浸出，在浸出过程会产生大量的浸出渣。热酸浸出成功解决了锌浸出率提高和有价金属铅银回收的难题，但也产生了两大新的问题：除铁负担繁重、操作复杂、生产成本高；产生大量除铁渣，有价元素随铁渣损失大，铁资源不能得到有效利用，铁渣中存在大量不稳定重金属污染物，堆存过程重金属溶出易造成二次污染等，国家已禁止了沉铁渣的露天堆存。火法冶金工艺处理后的高铁酸浸渣渣量少、铁渣污染小，是锌清洁冶炼技术的新方向。然而，如今回转窑工艺焦量消耗高达渣量的50%，致使大量二氧化碳排放且需要增加低浓度so2烟气处理系统。此外，铁、稀贵金属及脉石成分已生成了复合固溶体，造成稀贵金属及铁资源难以回收。
随着人们环保意识的不断加强，尤其是国家在十二五期间制定节能减排为重点任务、发展低碳绿色经济的思路以来，以及铅锌市场价格不景气，部分企业开始停止对此类冶炼渣的火法处理，致使大量锌冶渣不得不以堆存或直接向外出售的方式处理，造成严重环境污染以及有价资源的浪费。因此，开发锌冶炼渣清洁处理新技术对缓解资源供需矛盾以及减少环境污染具有重要的意义。
选冶联合技术是近年来锌冶炼渣清洁处理研究新动向。中国专利cn201110332253.5、cn201110096566.5和cn201210122328.1中均采用还原焙烧的方法，通过不同还原条件的精准控制，将铁酸锌选择性的还原为氧化锌和四氧化三铁，而后采用磁选和弱酸浸出的方法，实现了锌铁的有效分离，但仍然存在铁的过还原，锌浸出后大量铁进入浸出夜以及其它金属如铅、银和铟等回收效果不理想等难题。此外，专利中主要是针对锌精矿经过沸腾炉处理后得到的锌焙砂，而对含有铜、银和铅锌硫酸盐的高铁锌浸出渣关注较少。对于含铅锌硫酸盐的渣料，专利申请者所在的研究团队曾通过引入还原性气氛，将铅锌硫酸盐选择性的自硫化为人造硫化矿而后采用浮选，取得一定的转化和浮选回收效果（cn201310065266.x），但对于含多种组分的高铁锌浸渣的高值化与清洁利用并没有提出有效的方法。
技术实现要素：
针对湿法炼锌过程中产生的大量高铁锌浸渣带来的环境污染，湿法或火法回收成本高，常规选矿方法回收有价金属难度大等一系列问题，本发明旨在提供一种高铁锌浸渣高值化、清洁利用方法，该方法首先将物料进行脱水、干燥处理后，在碳-硫混合气氛下将渣料中的铅锌硫酸盐选择性的转化为人造硫化矿，同时实现铜、铋和银的硫化与铁酸锌的磁化转化，然后采用浮-磁联合流程分别得到人造硫化矿和高纯铁酸锌精矿，前者可以作为锌精矿直接出售，后者通过还原挥发后获得含铟的锌产品和高品位炼铁料。本发明通过以下技术方案实现。
一种高铁锌浸渣清洁利用方法，其具体步骤如下：
（1）首先将高铁锌浸渣干燥脱水，然后同时添加还原剂和硫化剂，在温度为400℃~900℃条件下进行碳-硫混合气氛焙烧反0.5h~3.5h，焙烧结束后，通入氮气或氩气作保护气体，以150℃/h~300℃/h的速度进行缓慢冷却，待温度降至200℃以下后水淬得水淬渣；
具体反应方程式为：
pbso4+4c=pbs+4co(g)（1）
znso4+4c=zns+4co(g)（2）
pbso4+4co(g)=pbs+4co2(g)（3）
znso4+4co(g)=zns+4co2(g)（4）
3znfe2o4(s)+c(s)=3zno(s)+2fe3o4(s)+co(g)（5）
3znfe2o4(s)+co(g)=3zno(s)+2fe3o4(s)+co2(g)（6）
fe2o3(s)+c(s)=2fe3o4(s)+co(g)（7）
fe2o3(s)+co(g)=2fe3o4(s)+co2(g)（8）
fes2=fes+1/2s2(g)（9）
s→s2(g)（10）
2cuo+3/2s2(g)=2cus+so2(g)（11）
2cuo+c+s2(g)=2cus+co2(g)（12）
2bio+3/2s2(g)=2bis+so2(g)（13）
2bio+c+s2(g)=2bis+co2(g)（14）
4ag2o+5s2(g)=8ags+2so2(g)（15）
2ag2o+c+2s2(g)=4ags+co2(g)（16）
其中反应（1）~（4）为铅锌硫酸盐在还原性气氛下的自硫化反应，（5）~（8）为铁酸锌和三氧化二铁的磁化分解反应；（9）~（16）为铜、铋和银氧化物的硫化反应；
（2）将步骤（1）得到的水淬渣进行常规的浮选处理，得到人造硫化矿精矿和浮选尾矿；采用的是常规硫化矿浮选药剂体系，浮选流程为混合浮选或优先浮选，其中混合浮选得到的是混合精矿，优先浮选得到的是单独的铜、铅和锌精矿；
（3）将步骤（2）得到的浮选尾矿进行常规的强磁磁选得到锌铁氧化物精矿，锌铁氧化物精矿通入气体还原剂并在温度为950℃~1300℃还原挥发反应1.0h~4.0h，还原挥发结束后，将挥发出来的气体回收后得到含铟的锌产品（含铟的锌产品为金属锌粉或氧化锌粉，金属锌粉的成分为：zn90%~95%，in0.5~2%，其它3%~9.5%，氧化锌粉的成分为zn50%~75%，in0.5~3%其它23%~49.5%），挥发剩余的固体冷却后得到铁产品（成分为fe85~97%，其它3~15%），挥发具体反应方程式为：
znfe2o4(s)+4h2(g)=zn(g)+2fe(s)+4h2o(g)（17）
znfe2o4(s)+4co(g)=zn(g)+2fe(s)+4co2(g)（18）
zno(s)+h2(g)=zn(g)+h2o(g)（19）
zno(s)+co(g)=zn(g)+co2(g)（20）
in2o3+3co(g)=2in(g)+3co2(g)（21）
in2o3+3h2(g)=2in(g)+3h2o(g)（22）
feo(s)+h2(g)=fe(s)+h2o(g)（23）
feo(s)+co(g)=fe(s)+co2(g)（24）。
所述高铁锌浸渣包括以下质量百分比组分：pb2~5%、zn10~20%、fe15~25%、ag200~400g/t和in150~450g/t。
所述步骤（1）中还原剂和硫化剂均为高硫煤，高硫煤中碳含量为70wt%~85wt%，硫含量3wt%~6wt%，添加量为高铁锌浸渣质量6%~15%。
所述步骤（1）中还原剂为固体还原剂或气体还原剂。
所述固体还原剂为活性炭、焦炭、碳粉中的一种或几种任意比例混合物，添加量为高铁锌浸渣质量5%~12%。
所述气体还原剂为一氧化碳、氢气、发生炉煤气、焦炉煤气的一种或几种任意比例混合物；该气体还原剂含co体积浓度10%~50%、h2体积浓度1%~12%，其余组分为n2。
所述步骤（1）中硫化剂为硫化钠、黄铁矿或硫磺，添加量为高铁锌浸渣质量1%~4%。
所述步骤（3）中强磁磁选磁场强度为为0.5~1t。
所述步骤（3）中气体还原剂中co体积浓度为30%~90%、h2体积浓度为8%~60%，其余组分为n2。
本发明的有益效果是：
（1）在碳-硫混合气氛中，实现了渣料中铅锌硫酸盐自硫化、铜、铋和银等氧化物硫化和铁酸锌磁化的高度耦合，从源头上减少甚至消除了二氧化硫的带来的环境污染问题，同时为低成本、低污染的选矿技术创造了条件；
（2）磁化后的锌铁氧化物不需要磨矿，直接进行中等强度磁场的磁选，提高了锌铁的综合品位和回收率。纯化的锌铁氧化物还原挥发后，得到的锌、铟以锌粉或次氧化锌的形式得以回收，残余物是高品位的金属铁颗粒，直接作为炼铁原料；
（3）铅、锌、铟和银综合回收率均提高3~8%，铜和铋综合回收率提高10%~40%，铁综合回收率提高20~50%；
（4）本发明是一种无二氧化硫尾气产生，铜、铅、锌、铟和银等有价金属元素可高效回收以及无铁渣生成的高值化、清洁新技术。
附图说明
图1是本发明工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施方式，对本发明作进一步说明。
实施例1
如图1所示，该高铁锌浸渣清洁利用方法，其具体步骤如下：
（1）首先将高铁锌浸渣（该高铁锌浸渣中铜和铋的含量很低，其化学成分为：pb3.4%、zn16.5%、fe21.5%、ag272.3g/t，in278.5g/t，铅的化学物相为pbso476%、pbs8%、其它16%，锌的化学物相为：znso438.6%、znfe2o458.3%，其它3.1%，银的化学物相为：ag2o18.6%、ags74.4%，其它7%）干燥脱水，然后同时添加还原剂（碳粉，添加量为高铁锌浸渣质量12%）和硫化剂（硫化钠，添加量为高铁锌浸渣质量1%），在温度为750℃条件下进行碳-硫混合气氛焙烧反1.5h，焙烧结束后，通入氮气或氩气作保护气体，以150℃/h的速度进行缓慢冷却，待温度降至200℃后水淬得水淬渣；
（2）将步骤（1）得到的水淬渣进行常规的浮选处理，得到人造硫化矿精矿（该精矿为铅品位14.5%，锌品位34.5%，银品位1000g/t的混合精矿）和浮选尾矿；
（3）将步骤（2）得到的浮选尾矿进行常规的强磁磁选（固定磁场强度为0.75t）得到锌铁氧化物精矿（化学成分为zn21.5%，fe44.1%，其它34.4%），锌铁氧化物精矿通入气体还原剂（气体还原剂中co体积浓度为50%、h2体积浓度为15%，其余组分为n2）并在温度为1150℃还原挥发反应1.0h，还原挥发结束后，将挥发出来的气体回收后得到含铟的锌产品（含铟的锌产品为氧化锌粉，氧化锌粉的成分为zn70.5%，in1.7%其它27.8%），挥发剩余的固体冷却后得到铁产品（成分为fe92.3%，其它7.7%）。
整个流程中铅、锌回收率分别为92%和95%，银的回收率为80%，铁的回收率为90%。
实施例2
如图1所示，该高铁锌浸渣清洁利用方法，其具体步骤如下：
（1）首先将高铁锌浸渣（其化学成分为：pb2.3%、zn14.4%、fe19.8%、ag389.6g/t、cu1.4%，in278.5g/t和bi0.96%，铅的化学物相为pbso468.9%、pbs12%、其它9.1%，锌的化学物相为：znso442.5%、znfe2o453.8%，其它3.7%，银的化学物相为：ag2o13.8%、ags71.2%，其它15%，铜的化学物相为：cuo84.2%、cus13.9%，其它1.9%，铋的化学物相为：bio76.2%、bis21.3%，其它2.5%）干燥脱水，然后同时添加还原剂和硫化剂（还原剂和硫化剂均为高硫煤，高硫煤中碳含量为80wt%，硫含量5.5wt%，添加量为高铁锌浸渣质量14.5%），在温度为850℃条件下进行碳-硫混合气氛焙烧反2.0h，焙烧结束后，通入氮气或氩气作保护气体，以300℃/h的速度进行缓慢冷却，待温度降至180℃后水淬得水淬渣；
（2）将步骤（1）得到的水淬渣进行常规的浮选处理，得到人造硫化矿精矿（该精矿为铅品位为10.2%，锌品位38.8%，银品位1870g/t，铜品位4.3%，铋品位2.8%的混合精矿）和浮选尾矿；
（3）将步骤（2）得到的浮选尾矿进行常规的强磁磁选（固定磁场强度为0.8t）得到锌铁氧化物精矿（化学成分为zn20.2%，fe44.1%，其它35.7%），锌铁氧化物精矿通入气体还原剂（气体还原剂中co体积浓度为60%，h2体积浓度为10%，其余组分为n2）并在温度为1200℃还原挥发反应1.5h，还原挥发结束后，将挥发出来的气体回收后得到含铟的锌产品（含铟的锌产品为氧化锌粉，氧化锌粉的成分为zn68.8%，in2.3%），挥发剩余的固体冷却后得到铁产品（成分为fe95.1%）。
整个流程中铅、锌回收率分别为95%和95.5%，银的回收率为87%，铜、铋回收率84.5%，铁的回收率为89%。
实施例3
如图1所示，该高铁锌浸渣清洁利用方法，其具体步骤如下：
（1）首先将高铁锌浸渣（其化学成分为：pb3.4%、zn10%、fe25%、ag350g/t、cu2.4%，in450g/t和bi1.8%，铅的化学物相为pbso472.5%、pbs2.5%、其它25%，锌的化学物相为：znso438.5%、znfe2o455.2%，其它6.3%，银的化学物相为：ag2o21.5%、ags74.5%，其它4%，铜的化学物相为：cuo78.5%、cus14.5%，其它7%，铋的化学物相为：bio68.4%、bis19.6%，其它12%）干燥脱水，然后同时添加还原剂（还原剂为体积比为1:1的一氧化碳和发生炉煤气混合气体还原剂，还原剂通入量为2l/min单位，该气体还原剂含co体积浓度50%、h2体积浓度12%，其余组分为n2）和硫化剂（硫化剂为黄铁矿，添加量为高铁锌浸渣质量4%），在温度为400℃条件下进行碳-硫混合气氛焙烧反3.5h，焙烧结束后，通入氮气或氩气作保护气体，以250℃/h的速度进行缓慢冷却，待温度降至180℃后水淬得水淬渣；
（2）将步骤（1）得到的水淬渣进行常规的浮选处理，得到人造硫化矿精矿（该精矿为铅品位为14.5%，锌品位34.2%，银品位1950g/t，铜品位6.2%，铋品位4.2%的混合精矿）和浮选尾矿；
（3）将步骤（2）得到的浮选尾矿进行常规的强磁磁选（固定磁场强度为0.5t）得到锌铁氧化物精矿（化学成分为zn18.5%，fe42.5%，其它39%），锌铁氧化物精矿通入气体还原剂（气体还原剂中co体积浓度为90%，h2体积浓度为8%，其余组分为n2）并在温度为950℃还原挥发反应4.0h，还原挥发结束后，将挥发出来的气体回收后得到含铟的锌产品（含铟的锌产品为氧化锌粉，氧化锌粉的成分为zn70.5%，in3.5%），挥发剩余的固体冷却后得到铁产品（成分为fe94.5%）。
整个流程中铅、锌回收率分别为96%和94.2%，银的回收率为85.5%，铜、铋回收率84.5%，铁的回收率为90%。
实施例4
如图1所示，该高铁锌浸渣清洁利用方法，其具体步骤如下：
（1）首先将高铁锌浸渣（其化学成分为：pb5%、zn19.4%、fe15%、ag200g/t、cu2.4%，in150g/t和bi1.5%，铅的化学物相为pbso475.4%、pbs3.5%、其它21.1%，锌的化学物相为：znso441.5%、znfe2o457.5%，其它1%，银的化学物相为：ag2o20.4%、ags75.6%，其它4%，铜的化学物相为：cuo46.8%、cus51.4%，其它1.8%，铋的化学物相为：bio38.2%、bis56.8%，其它5%）干燥脱水，然后同时添加还原剂（还原剂为焦炭，添加量为高铁锌浸渣质量5%）和硫化剂（硫化剂为硫磺，添加量为高铁锌浸渣质量3%），在温度为600℃条件下进行碳-硫混合气氛焙烧反0.5h，焙烧结束后，通入氮气或氩气作保护气体，以200℃/h的速度进行缓慢冷却，待温度降至180℃后水淬得水淬渣；
（2）将步骤（1）得到的水淬渣进行常规的浮选处理，得到人造硫化矿精矿（该精矿为铅品位为11.6%，锌品位28.9%，银品位1785g/t，铜品位5%，铋品位3%的混合精矿）和浮选尾矿；
（3）将步骤（2）得到的浮选尾矿进行常规的强磁磁选（固定磁场强度为1.0t）得到锌铁氧化物精矿（化学成分为zn19.2%，fe46.4%，其它35.4%），锌铁氧化物精矿通入气体还原剂（气体还原剂中co体积浓度为30%，h2体积浓度为60%，其余组分为n2）并在温度为1300℃还原挥发反应2.0h，还原挥发结束后，将挥发出来的气体回收后得到含铟的锌产品（含铟的锌产品为氧化锌粉，氧化锌粉的成分为zn65.6%，in2.8%），挥发剩余的固体冷却后得到铁产品（成分为fe90.8%）。
整个流程中铅、锌回收率分别为92.5%和95.2%，银的回收率为81.5%，铜、铋回收率82.5%，铁的回收率为88%。
以上结合附图对本发明的具体实施方式作了详细说明，但是本发明并不限于上述实施方式，在本领域普通技术人员所具备的知识范围内，还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种变化。