本实用新型涉及一种高铁闪锌矿炼锌及处理共伴生金属的系统，属于有色金属湿法冶金领域。
背景技术：
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传统锌冶金主要采用湿法冶金工艺，即焙烧-浸出-净化-电积的工艺生产，占产能的90％以上。该工艺由于存在焙烧烟气的二氧化硫污染，以及不能实现锌和共伴生金属的高效综合利用，处理共伴生多金属锌精矿就显得不十分有效，甚至不可能。
目前，针对高铁闪锌矿共伴生金属多的特点，对其采用氧压酸浸法冶炼，其优点在于消除了二氧化硫污染，硫以元素形态产出；能够有效处理高铁闪锌矿资源及复杂难处理的含锌精矿。虽然氧压浸出技术弥补了现有的焙烧-浸出-净化-电积工艺的技术不足，能够一定程度实现锌及部分伴生有价金属的高效综合回收，如Cu、In、Ge等通过中和沉铟、置换沉铜和分离净化能够得到综合回收，但回收率偏低，而且仍然有部分的伴生金属如Ag、Pb、Fe等不能有效实现综合回收，其中，高铁闪锌矿氧压酸浸后的尾矿直接堆存一方面造成环境污染，另一方面，其伴生的Ag、Pb、Fe、S等是一种重要的有价资源，堆存造成了资源的浪费。
技术实现要素：
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本实用新型的的目的是提供一种高铁闪锌矿炼锌及处理共伴生金属的系统。
本实用新型的目的由如下技术方案实施，一种高铁闪锌矿炼锌及处理共伴生金属的系统，其包括依次连接的第一调浆槽、I段矿浆预热器、I段氧压釜、I段闪蒸槽、I段中间槽和I段压滤机；
所述I段压滤机的滤液出口与中和槽的入口连接，所述中和槽的出口与置换槽的入口连接，所述置换槽的出口与净化槽的入口连接，所述净化槽的出口与锌电解槽的入口连接；
所述I段压滤机的滤渣出口与第二调浆槽的入口连接，所述第二调浆槽的出口与第一浮选机的入口连接，所述第一浮选机的精矿出口与第三调浆槽的入口连接，所述第三调浆槽的出口与Ⅱ段矿浆预热器的入口连接，所述Ⅱ段矿浆预热器的出口与Ⅱ段氧压釜的入口连接，所述Ⅱ段氧压釜的出口与Ⅱ段闪蒸槽的入口连接，所述Ⅱ段闪蒸槽的出口与Ⅱ段中间槽的入口连接，所述Ⅱ段中间槽的出口与Ⅱ段压滤机的入口连接，所述Ⅱ段压滤机的滤液出口与所述第一调浆槽的入口连接，所述Ⅱ段压滤机的滤渣出口与第四调浆槽的入口连接，所述第四调浆槽的出口与第二浮选机的入口连接，所述第二浮选机的精矿出口依次与熔硫釜和热熔过滤机连接；
所述第一浮选机的尾矿出口、所述第二浮选机的尾矿出口、所述热熔过滤机的滤渣出口均与铅冶炼单元连接；
所述锌电解槽的电解液出口与所述第三调浆槽的入口连接。
利用本实用新型处理高铁闪锌矿，其处理流程包括：
工序(1)：调浆
将高铁闪锌矿与水按固液质量比1：(1～3)混合磨至粒度为 -200～-400目，加入第一调浆槽内，加入分散剂进行调浆处理，得到调浆液，所述分散剂为木质磺酸钙或木质磺酸钠，所述分散剂的加入量为所述高铁闪锌矿的0.1～5wt％；高铁闪锌矿中，Fe 7～30wt％、Zn 30～60wt％、S 10～50wt％、Ag 30～300g/t、In 30～300g/t、Cu 0.1～3wt％、 Pb 0.2～20wt％。
工序(2)：Ⅰ段氧压酸浸
通过I段矿浆预热器将所述调浆液预热到80～120℃后，加入I 段氧压釜内，与Ⅱ段酸浸液按体积比(1～5)：1混合，升温到 140～180℃，并通入氧气加压到0.6～2.0MPa，进行Ⅰ段氧压酸浸，反应时间30～180min，然后通过I段闪蒸槽闪蒸降压后进入I段中间槽，再通过I段压滤机固液分离后得到Ⅰ段酸浸液和Ⅰ段酸浸渣；
工序(1)和工序(2)中的Ⅱ段酸浸液在第一次使用时采用化学试剂配置。
该工序的目的是将锌选择性浸入溶液并实现Ⅱ段浸出液中酸的中和，从而产出低酸、低铁、高锌离子的Ⅰ段酸浸液。
经过工序(2)的处理，高铁闪锌矿中的共伴生元素Cu、In、Ge 随Zn一同均以硫酸盐的形式富集到Ⅰ段酸浸液中，而Ag、Pb、Fe 和S，则富集到Ⅰ段酸浸渣中，其中Zn、Fe和S的富集过程如方程式[1]～[9]所示。
Ⅰ段氧压釜内存在以下反应：
当调浆液与Ⅱ段酸浸液通入到I段氧压釜中混合时，温度急剧升高，此时进行如下的反应：
CaO+H2SO4＝CaSO4+H2O [1]
MgO+H2SO4＝MgSO4+H2O [2]
ZnS+H2SO4＝ZnSO4+H2S [3]
ZnS+Fe2(SO4)3＝ZnSO4+2FeSO4+S [4]
FeS2+Fe2(SO4)3＝3FeSO4+2S [5]
2H2S+O2＝2H2O+2S [6]
2ZnS+2H2SO4+O2＝2ZnSO4+S+H2O [7]
2FeS2+2H2SO4+O2＝2FeSO4+4S+H2O [8]
FeSO4+H2O+O2＝Fe2O3+H2SO4 [9]
Ⅰ段氧压酸浸前期主要进行CaO和MgO的中和，ZnS和FeS2的浸出反应形成ZnSO4溶液和元素S，以及FeSO4的除铁反应形成 Fe2O3，元素S和Fe2O3是新形成的固相产物，与未反应的高铁闪锌矿精矿混合在一起。Pb和Ag存在于Ⅰ段酸浸渣中，以Pb、Ag和 AgS形态存在，从而实现了Pb和Ag的富集。
工序(3)：铜铟锗富集
所述Ⅰ段酸浸液依次排入中和槽、净化槽和电解槽，经过中和沉铟、置换沉铜、分离净化和电积得到分别得到铟渣、铜渣、锗渣和电积锌；所述Ⅰ段酸浸渣与空化剂按液固重量比(2～5)：1加入第二调浆槽内调浆后进行空化预处理，所述空化剂为Ⅰ段酸浸渣洗涤水、Ⅱ段酸浸渣洗涤水、水中的任意一种或多种，得到Ⅰ段预处理矿浆；所述空化预处理为超声空化预处理、或射流空化预处理、或螺旋桨涡流空化预处理，空化温度0～90℃，空化功率1～500KW、空化频率18～30 KHz、空化电流10～30A、空化时间5～300min。将所述Ⅰ段预处理矿浆排入第一浮选机进行浮选，浮选包括：1～3次粗选、1～4次扫选、 1～5次精选，得到Ⅰ段浮选精矿和Ⅰ段浮选尾矿，其中，Zn和S浮选进入Ⅰ段浮选精矿，Fe、Pb和Ag基本进入Ⅰ段浮选尾矿；
在工序(2)中，反应后的脉石、生成的赤铁矿、S、Pb矿物、 Ag矿物以及未反应的高铁闪锌矿精矿混合在一起，空化预处理的目的是促使脉石、赤铁矿、Ag矿物、S以及其他硫化物的解离。
空化预处理的原理是：空化效应产生装置在作用于Ⅰ段酸浸渣时可产生大量小气泡。一方面液体内局部出现拉应力而形成负压，压强的降低使原来溶于液体的气体溢出或溶液汽化，成为小气泡。另一方面是强大的拉应力把液体“撕开”成一空洞，空洞内为液体蒸气或溶于液体的另一种气体，甚至可能是真空。因空化作用形成的小气泡会随周围介质的振动而不断运动、长大或突然溃灭。溃灭时周围液体突然冲入气泡而产生高温、高压，同时产生强大的剪应力。存在于液体中的微气泡(空化核)局部增压峰值可达数百甚至上千大气压和时速 400km/h的射流，同时产生瞬间上1000K温度。
由于溃灭过程中局部增压峰值可达数百甚至上千大气压和时速 400km/h的射流，产生强大的剪应力使沉积在脉石和生成的赤铁矿表面的S、Pb矿物、Ag矿物、其他硫化物等剥离出来，使被包裹的脉石和生成的赤铁矿裸露，促使了脉石、赤铁矿、Ag矿物、硫磺以及其他硫化物的解离，从而提高了S、硫化物、Pb矿物、Ag矿物、脉石和赤铁矿的浮选分选效果，进而提高了Pb、Ag、S、Zn综合回收利用率。
工序(4)：Ⅱ段氧压酸浸
将所述Ⅰ段浮选精矿与所述电积工序中产生的废电解液按液固重量比(3～10)：1加入第三调浆槽进行调浆，通过Ⅱ段矿浆预热器预热到80～120℃后，加入Ⅱ段氧压釜内，通入氧气加压到0.4～1.2 MPa，并升温到100～140℃，进行Ⅱ段氧压酸浸，反应时间80～360min，然后通过Ⅱ段闪蒸槽闪蒸降压后进入Ⅱ段中间槽，再通过Ⅱ段压滤机固液分离后得到所述Ⅱ段酸浸液和Ⅱ段酸浸渣；
该工序的目的是将Ⅰ段浮选精矿中的Zn、Cu、In、Ge最大限度地富集到Ⅱ段酸浸液，Fe、S、Pb、Ag富集进入进入Ⅱ段酸浸渣中，Ⅱ段酸浸液返回到工序(2)中继续进行I段氧压酸浸，进一步实现 Zn、Cu、In、Ge的富集和分离。
工序(5)：空化浮选
将所述Ⅱ段酸浸渣与所述空化剂按液固重量比(2～5)：1调浆后加入第四调浆槽内进行所述空化预处理，得到Ⅱ段预处理矿浆；将所述Ⅱ段预处理矿浆排入第二浮选机进行浮选，浮选包括：1～3次粗选、 1～4次扫选、1～5次精选，得到Ⅱ段浮选精矿和Ⅱ段浮选尾矿，其中，Ⅱ段酸浸渣中的S浮选进入Ⅰ段浮选精矿，Fe、Pb和Ag浮选进入Ⅱ段浮选尾矿；
工序(6)：热熔熔硫
所述Ⅱ段浮选精矿中的S0在熔硫釜中蒸汽压力0.3～1MPa、熔硫温度为120～160℃的条件下熔融后，加入占所述Ⅱ段浮选精矿比例为 1～30wt％的助滤剂硅藻土、120～160℃的条件下，通过热熔过滤机过滤后，得到熔硫和熔硫渣；
熔硫即为硫磺产品(S0≥99.5％)，熔硫渣主要富集有Ag、S和 Pb。
工序(7)：铅银铁富集
将所述Ⅰ段浮选尾矿和所述Ⅱ段浮选尾矿与所述熔硫渣混合后得到富集有Ag、Pb、Fe的铅银渣，其中，所述铅银渣中Ag>400g/t、 Pb>4wt％、Fe>27wt％、S<10％，进入铅冶炼单元进行铅银回收冶炼。
本实用新型的优点：
本实用新型一种高铁闪锌矿炼锌及处理共伴生金属的系统将两段氧压酸浸与浮选充分结合，能够有效处理共伴生的高铁闪锌矿，而且对Cu、In、Ge、Ag、Pb、Fe进行了回收，回收效率高。
附图说明：
图1为本实用新型一种高铁闪锌矿炼锌及处理共伴生金属的系统图。
图中：第一调浆槽1，I段矿浆预热器2，I段氧压釜3，I段闪蒸槽4，I段中间槽5，I段压滤机6，铅冶炼单元7，中和槽8，净化槽 9，锌电解槽10，第二调浆槽11，第一浮选机12，第三调浆槽13，Ⅱ段矿浆预热器14，Ⅱ段氧压釜15，Ⅱ段闪蒸槽16，Ⅱ段中间槽17，Ⅱ段压滤机18，第四调浆槽19，第二浮选机20，热熔过滤机21，置换槽22。
具体实施方式：
实施例1：
如图1所示，一种高铁闪锌矿炼锌及处理共伴生金属的系统，包括依次连接的第一调浆槽1、I段矿浆预热器2、I段氧压釜3、I段闪蒸槽4、I段中间槽5和I段压滤机6；
I段压滤机6的滤液出口与中和槽8的入口连接，中和槽8的出口与置换槽22的入口连接，置换槽22的出口与净化槽9的入口连接，净化槽9的出口与锌电解槽10的入口连接锌电解槽10；
I段压滤机6的滤渣出口与第二调浆槽11的入口连接，第二调浆槽11的出口与第一浮选机12的入口连接，第一浮选机12的精矿出口与第三调浆槽13的入口连接，第三调浆槽13的出口与Ⅱ段矿浆预热器14的入口连接，Ⅱ段矿浆预热器14的出口与Ⅱ段氧压釜15的入口连接，Ⅱ段氧压釜15的出口与Ⅱ段闪蒸槽16的入口连接，Ⅱ段闪蒸槽16的出口与Ⅱ段中间槽17的入口连接，Ⅱ段中间槽17的出口与Ⅱ段压滤机18的入口连接，Ⅱ段压滤机18的滤液出口与第一调浆槽1的入口连接，Ⅱ段压滤机18的滤渣出口与第四调浆槽19的入口连接，第四调浆槽19的出口与第二浮选机20的入口连接，第二浮选机20的精矿出口与热熔过滤机21连接；
第一浮选机12的尾矿出口、第二浮选机20的尾矿出口、热熔过滤机21的滤渣出口均与铅冶炼单元7连接；
锌电解槽10的电解液出口与第三调浆槽13的入口连接。
利用实施例本系统进行高铁闪锌矿炼锌及制备铅银渣，其处理流程包括：
工序(1)：调浆
60kg含Fe 12.05wt％、Zn 43.17wt％、S 30.05wt％、Pb 2.19wt％、 As 2.32wt％、Ag 269.7g/t、In 226.1g/t、Cu 2.85wt％、Ge 251g/t的高铁闪锌矿与60kg水混合，磨细至-325目占95％，加入第一调浆槽1 内，加入0.6kg木质磺酸钙进行调浆处理，得到调浆液。
工序(2)：Ⅰ段氧压酸浸
通过I段矿浆预热器2将调浆液预热到设定温度80℃后，加入I 段氧压釜3内，与Ⅱ段酸浸液按体积比5：1混合，Ⅱ段酸浸液在第一次加入时为配制溶液；通入氧气加压到0.6MPa，升温到180℃，进行Ⅰ段氧压酸浸，反应时间30min，然后通过I段闪蒸槽4闪蒸降压后进入I段中间槽5。
将上述I段中间槽5中的Ⅰ段氧压酸浸料浆通过I段压滤机6进行固液分离得到Ⅰ段酸浸液和Ⅰ段酸浸渣。Ⅰ段酸浸液成分含量为： Fe2+0.42g/L、FeT 0.56g/L、H2SO4 3.95g/L、Zn2+ 130.45g/L、Cu 2.42g/L、 In 331.23mg/L、Ge39.78mg/L；Ⅰ段氧压酸浸渣为54.05kg，成分含量为：Fe 22.87wt％、Zn 30.42wt％、Cu 1.45wt％、Ag 193.5g/t、In 137.03 g/t、Pb 1.35wt％、S 33.91wt％、S0 16.31wt％。Zn、Cu、In、Ge浸出率或转化率分别为59.95％、58.73％、70.34％、50.45％。
工序(3)：铜铟锗富集
Ⅰ段酸浸液依次排入中和槽8、置换槽22、净化槽9和锌电解槽 10，经过中和沉铟、置换沉铜、分离净化和电积分别得到铟渣、铜渣、锗渣和电积锌，其中铟渣中In含量为0.56wt％，铜渣中Cu含量为 69.95wt％，锗渣中Ge的含量分别为0.1wt％；Ⅰ段酸浸渣与Ⅰ段酸浸渣洗涤水按液固重量比2：1加入第二调浆槽11内调浆后进行空化预处理，得到Ⅰ段预处理矿浆，预处理条件为：温度0℃，预处理方式为超声空化，空化功率为500KW、空化频率为30KHz、空化电流为 30A、空化时间为5min；
将Ⅰ段预处理矿浆排入第一浮选机12进行浮选，浮选工艺主要包括：1次粗选、2次扫选、5次精选，得到Ⅰ段浮选精矿和Ⅰ段浮选尾矿。
Ⅰ段浮选精矿产率为70.31％、成分含量为：S 42.37wt％、Zn 31.78 wt％、Fe 12.17wt％、Ag273.15g/t、In 195.41g/t、Pb 0.77wt％；Ⅰ段浮选尾矿中主要含有Fe和矿物脉石，S 8.72％、Zn 1.03％、Fe 37.56％、 Ag 85.67g/t、In 85.36g/t、Pb 2.76％。
工序(4)：Ⅱ段氧压酸浸
将Ⅰ段浮选精矿与电积工序中产生的废电解液按液固重量比3： 1加入第三调浆槽13进行调浆，废电解液中含Zn2+浓度40g/L、H2SO4 140g/L；通过Ⅱ段矿浆预热器14预热到80℃后，加入Ⅱ段氧压釜15 内，通入氧气加压到0.4MPa，并升温到140℃，进行Ⅱ段氧压酸浸，反应时间80min，然后通过Ⅱ段闪蒸槽16闪蒸降压后进入Ⅱ段中间槽17，该工序的目的是使Ⅰ段浮选精矿中的Zn、Cu、In等最大限度地进入溶液，Fe、S、Pb、Ag分别以赤铁矿、单质硫、硫酸铅、硫酸银的形式进入渣中，从而实现Zn、Cu、In与Fe、S、Pb、Ag的分离；
将上述Ⅱ段中间槽17中的Ⅱ段氧压酸浸料浆通过Ⅱ段压滤机进行固液分离得到Ⅱ段酸浸液和Ⅱ段酸浸渣。Ⅱ段酸浸液直接返回Ⅰ段氧压酸浸工序。Ⅱ段酸浸液成分含量为：Fe2+ 2.15g/L、FeT 19.23g/L、 H2SO4 39.56g/L、Zn2+ 103.23g/L、Cu 1.76g/L、In 143.26mg/L、Ge 45.31mg/L；Ⅱ段酸浸渣为15.67kg，成分含量为：Fe 7.56wt％、Zn 1.03 wt％、Cu 0.19wt％、Ag 368.21g/t、In 20.6g/t、Pb 1.53wt％、S 88.56 wt％、S080.13wt％。Zn、Cu、In、Ge两段总浸出率分别为98.13％、 95.36％、94.73％、86.72％。
工序(5)：空化浮选
将Ⅱ段酸浸渣与Ⅱ段酸浸渣洗涤水按液固重量比2：1调浆后加入第四调浆槽19内进行空化预处理，得到Ⅱ段预处理矿浆；预处理条件为：温度0℃，预处理方式为超声空化，空化功率为500KW、空化频率为30KHz、空化电流为30A、空化时间为5min；
将Ⅱ段预处理矿浆排入第二浮选机20进行浮选，通过1次粗选、 2次扫选、5次精选后得到Ⅱ段浮选精矿和Ⅱ段浮选尾矿；Ⅱ段浮选精矿成分含量为：S 95.16wt％、Zn 1.07wt％、Fe 2.17wt％、Ag 417.1g/t、In 10.5g/t、Pb 0.12wt％；Ⅱ段浮选尾矿中主要含有Fe和矿物脉石，产率为26.30％，S 43.12wt％、Zn 0.92wt％、Fe 29.13wt％、 Ag 245.63g/t、In 28.9g/t、Pb 2.16wt％。
工序(6)：热熔熔硫
Ⅱ段浮选精矿中主要含有S、Ag、Cu、Zn等，所述Ⅱ段浮选精矿S0在熔硫釜中蒸汽压力0.5MPa、熔硫温度为130℃的条件下熔融后，加入占所述Ⅱ段浮选精矿比例为1wt％的硅藻土、120℃的条件下，通过热熔过滤机过滤后，得到熔硫和熔硫渣；熔硫即为硫磺产品，S 品位为99.61％。
工序(7)：铅银铁富集
将Ⅰ段浮选尾矿和Ⅱ段浮选尾矿与熔硫渣混合后得到铅银渣，其中，其中Ag 413.25g/t、Pb 4.13wt％、Fe 27.16wt％、S 9.32wt％，可进入铅冶炼单元7进行铅银回收。