CN105695733A

CN105695733A - 湿法炼锌工艺

Info

Publication number: CN105695733A
Application number: CN201610188437.1A
Authority: CN
Inventors: 朱北平; 姚应雄; 尹华光; 李云; 王邦伟; 王利飞; 王私富; 曹元庆; 牛辉; 陆开臣; 张国华; 李敦华
Original assignee: Yunnan Hualian Zinc and Indium Stock Co Ltd
Current assignee: Yunnan Hualian Zinc and Indium Stock Co Ltd
Priority date: 2016-03-29
Filing date: 2016-03-29
Publication date: 2016-06-22
Anticipated expiration: 2036-03-29
Also published as: CN105695733B

Abstract

本发明公开了一种湿法炼锌工艺，所述湿法炼锌工艺包括以下步骤：对硫化锌精矿进行低温焙烧，以便得到锌焙砂和含有二氧化硫的烟气；对锌焙砂进行中性浸出和弱酸浸出，以便得到弱酸渣；将所述弱酸渣加入到酸性浸出剂中，以便利用所述酸性浸出剂浸出所述弱酸渣；和在进行所述浸出的过程中，向所述酸性浸出剂和所述弱酸渣的混合物中通入二氧化硫，以便进行二氧化硫还原浸出并得到还原液和浸出终渣；还原液经除铜砷后得到除铜砷后液，除铜砷后液经石灰预中和后用于沉铟，沉铟后液在120-200℃高温下除钙镁，除钙镁后液返回弱酸浸出；根据本发明实施例的湿法炼锌工艺具有锌和铁浸出率高、渣率小、不含单质硫的优点。

Description

湿法炼锌工艺

技术领域

本发明涉及冶金领域，具体而言，涉及湿法炼锌工艺。

背景技术

如何在保证有价金属高浸出率的同时，实现与铁等杂质的有效分离是锌冶炼生产的重点，也是难点。铁酸锌是一种难溶的化合物，锌的常规浸出由于浸出强度不足以使铁酸锌分解，导致这一部分锌也沉淀入渣，工艺产出的浸出渣含锌较高、渣量大、工艺流程长、能耗高、生产成本高。

高温高酸浸出是当今最常用的炼锌方法，它的优点在于：通过强化浸出，使焙烧矿中难溶的铁酸锌分解，提高锌的浸出率，降低渣含锌，浸出液再经过特定工艺进行除铁。此法虽然应用广泛，但它也存在较为明显的缺点：如除铁过程黄钾铁矾法需要添加碱试剂除铁、针铁矿法需先加入硫化锌精矿将Fe³⁺还原为Fe²⁺，再利用空气(或氧气)将Fe²⁺缓慢氧化为Fe³⁺，最终将溶液中的铁以针铁矿的形式沉淀，完成除铁。这些方法不仅给系统中带入了大量有机物或其它离子，更使整个焙烧矿浸出系统变得很复杂，产出的渣种类多，锌损失大、渣量大，渣含单质硫高。

发明内容

本发明旨在至少在一定程度上解决相关技术中的技术问题之一。为此，本发明提出一种具有锌和铁浸出率高、渣率小、不含单质硫的优点的湿法炼锌工艺。

根据本发明实施例的湿法炼锌工艺包括以下步骤：对硫化锌精矿进行低温焙烧，以便得到锌焙砂和含有二氧化硫的烟气；对锌焙砂进行中性浸出和弱酸浸出，以便得到弱酸渣；将所述弱酸渣加入到酸性浸出剂中，以便利用所述酸性浸出剂浸出所述弱酸渣；和在进行所述浸出的过程中，向所述酸性浸出剂和所述弱酸渣的混合物中通入二氧化硫，以便进行二氧化硫还原浸出并得到除铜砷前液和浸出终渣。

根据本发明实施例的湿法炼锌工艺具有锌和铁浸出率高、渣量少、不含单质硫的优点。

另外，根据本发明上述实施例的湿法炼锌工艺还可以具有如下附加的技术特征：

根据本发明的一个实施例，所述湿法炼锌工艺包括以下步骤：将所述弱酸渣加入到所述酸性浸出剂中，并向所述酸性浸出剂和所述弱酸渣的混合物中通入二氧化硫，在70℃-110℃的条件下进行一段二氧化硫还原浸出；将温度升高至110℃-150℃且停止向所述酸性浸出剂和所述弱酸渣的混合物中通入二氧化硫，继续利用所述酸性浸出剂进行二段浸出所述弱酸渣，以便得到二氧化硫还原浸出液；和利用二氧化硫洗涤塔洗涤浸出装置排出的尾气，洗涤后尾气返制酸系统回收二氧化硫气体，并得到所述除铜砷前液。

根据本发明的一个实施例，所述湿法炼锌工艺进一步包括：去除所述除铜砷前液内的铜和砷，以便得到砷化亚铜渣和除铜砷后液；对所述除铜砷后液进行中和，以便得到石膏渣和沉铟前液；去除所述沉铟前液中的铟，以便得到沉铟后液和沉铟渣；和去除所述沉铟后液中的钙和镁。

根据本发明的一个实施例，向所述除铜砷前液内加入铁粉，以便去除所述除铜砷前液内的铜和砷，并得到砷化亚铜渣和除铜砷后液。

根据本发明的一个实施例，所述湿法炼锌工艺进一步包括：将除铜砷后液和碳酸钙乳液混合，以便进行一段中和，其中所述碳酸钙乳液由碳酸钙和水混合制成，在进行所述一段中和的过程中，加入石膏晶种；向经过所述一段中和后的除铜砷后液中加入所述碳酸钙乳液，以便进行二段中和，其中所述一段中和中的所述除铜砷后液和所述碳酸钙乳液的混合物的硫酸浓度与所述二段中和中的所述除铜砷后液和所述碳酸钙乳液的混合物的硫酸浓度之差大于等于5g/L；向经过所述二段中和后的除铜砷后液中加入所述碳酸钙乳液，以便进行三段中和并得到石膏矿浆，其中所述二段中和中的所述除铜砷后液和所述碳酸钙乳液的混合物的硫酸浓度与所述三段中和中的所述除铜砷后液和所述碳酸钙乳液的混合物的硫酸浓度之差大于等于5g/L；和对所述石膏矿浆进行固液分离，以便得到沉铟前液和石膏渣。

根据本发明的一个实施例，利用石灰石粉乳液对所述沉铟前液进行中和水解沉铟，以便得到沉铟后液和富集铟的第一石膏渣；在酸性条件下将所述第一石膏渣中的铟浸出，以便得到富铟溶液和第二石膏渣；将所述富铟溶液中的Cu²⁺还原为单质Cu、Fe³⁺还原为Fe²⁺，以便得到还原后液；利用木炭粉对所述还原后液进行净化除杂处理，以便得到沉铟净化液；和对所述沉铟净化液进行萃取。

根据本发明的一个实施例，向所述沉铟后液中加入无水硫酸钙晶种和一水硫酸镁晶种；和在120℃-200℃的条件下，使所述沉铟后液中的钙和镁结晶析出，以便得到除钙镁后液，其中所述沉铟后液中的钙以无水硫酸钙的形式结晶析出，所述沉铟后液中的镁以一水硫酸镁的形式结晶析出。

根据本发明的一个实施例，所述二氧化硫的加入量为还原所述弱酸渣中的Fe的理论量的0.6-3.0倍。

根据本发明的一个实施例，所述湿法炼锌工艺进一步包括：对所述烟气进行净化和干燥；将干燥后的烟气一部分二氧化硫转化为三氧化硫，并利用浓硫酸吸收所述烟气中的三氧化硫，以便得到硫酸和制酸尾气；利用有机胺液吸收所述制酸尾气中的二氧化硫,以便得到富胺液；解吸所述富胺液中的二氧化硫，然后对解吸出来的二氧化硫进行冷凝和气液分离，以便得到二氧化硫气体；对所述二氧化硫气体进行洗涤、干燥和压缩，以便得到液态二氧化硫或带压的二氧化硫气体。

根据本发明的一个实施例，所述浸出终渣中的锌的含量小于4wt％，所述浸出终渣中的铟含量小于150g/t，所述浸出终渣中的银含量大于1000g/t。

附图说明

图1是根据本发明实施例的湿法炼锌工艺的流程图；

图2是从除铜砷后液中产出石膏的装置的结构示意图；

图3是从沉铟前液中回收铟的方法的流程图；

图4是从沉铟后液中去除钙镁的装置的结构示意图；

图5是含有二氧化硫的烟气的处理系统的结构示意图；

图6是根据本发明的一个具体实施例的湿法炼锌工艺的流程图。

具体实施方式

下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的示例在附图中示出。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的，旨在用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。

本发明提供了一种湿法炼锌工艺。如图1和图6所示，根据本发明实施例的湿法炼锌工艺包括以下步骤：

对硫化锌精矿进行低温焙烧，以便得到锌焙砂和含有二氧化硫的烟气；

对锌焙砂进行中性浸出和弱酸浸出，以便得到弱酸渣；

将所述弱酸渣加入到酸性浸出剂中，以便利用所述酸性浸出剂浸出所述弱酸渣；和

在进行所述浸出的过程中，向所述酸性浸出剂和所述弱酸渣的混合物中通入二氧化硫，以便进行二氧化硫还原浸出并得到除铜砷前液和浸出终渣。

本发明首次提出将二氧化硫用于弱酸渣的还原浸出，即二氧化硫用作还原剂，实现了锌、铁、铟的高效浸出，其中锌的总浸出率为97％-99％，铁的总浸出率为91％-97％。

具体而言，本发明充分利用二氧化硫的特性，将二氧化硫用于弱酸渣(锌浸出渣)的还原浸出，反应如方程式1所示：

ZnO·Fe₂O₃+SO₂+2H₂SO₄→ZnSO₄+FeSO₄+2H₂O(1)

该弱酸渣中的氧化铁和氧化铟被该酸性浸出剂溶解生成可溶性的硫酸铁和可溶性的硫酸铟进入溶液(除铜砷前液)，该弱酸渣中的铁酸锌被分解浸出生成硫酸锌和硫酸铁进入溶液(除铜砷前液)，该硫酸铁在还原剂二氧化硫的作用下，被还原为二价的硫酸亚铁。

也就是说，二氧化硫还原浸出的主要目的是使铁酸锌分解，使铁以二价铁的形式进入溶液中，与现有的热酸浸出相比，铁酸锌能更加有效地分解，从而达到更高的浸出率。

现有的从硫化锌精矿焙烧、浸出、提取锌的方法中，直接浸出都只是对硫化锌精矿进行锌铁分离，浸锌及除铁分二个过程完成，锌进入主系统混合回收。要么将铁留在浸出渣中，采用火法处理方式除铁；要么使铁进入浸出液，采用湿法处理方式(黄钾铁矾法或针铁矿法)除铁。存在工艺流程长，除铁过程复杂等问题。

然而，在本发明中，二氧化硫还原浸出过程同时达到浸出锌、铁和还原三价铁的目的，优化后续的工艺流程，降低了设备投资和能源消耗。因此，根据本发明实施例的湿法炼锌工艺简化了工艺流程，减少了有机物进入系统。

而且，由于二氧化硫还原浸出过程浸出与还原同时进行，铁酸锌分解后三价铁迅速被还原为二价铁，因此打破铁酸锌分解的动力学平衡，从而可以极大地提高锌和铁的总浸出率，锌的总浸出率为97％-99％，铁的总浸出率为91％-97％。

此外，与现有的硫化锌精矿还原浸出相比，根据本发明实施例的湿法炼锌工艺还具有渣率小、不含单质硫、铅\银富集程度高等优点。

因此，根据本发明实施例的湿法炼锌工艺具有锌和铁浸出率高、渣率小、原料适应性强(适用于各类含锌物料的处理)、减少有机物进入系统或有害杂质进入系统、不含单质硫、铅\银富集程度高等优点，能够优化后续的工艺流程，降低设备投资和能源消耗。

本领域技术人员可以理解的是，该中性浸出和该弱酸浸出可以是已知的，且与本发明的发明点无关，因此不再详细地描述。

根据本发明实施例的湿法炼锌工艺尤其适合浸出铁含量高的硫化锌精矿，将三价铁还原为二价铁，以便进一步除铁。

在本发明的一些实施例中，根据本发明实施例的湿法炼锌工艺包括以下步骤：

对锌焙砂进行中性浸出和弱酸浸出，以便得到弱酸渣；

将所述弱酸渣加入到所述酸性浸出剂中，并向所述酸性浸出剂和所述弱酸渣的混合物中通入二氧化硫，在70℃-110℃的条件下进行一段二氧化硫还原浸出；

将温度升高至110℃-150℃且停止向该酸性浸出剂和该弱酸渣的混合物中通入二氧化硫，继续利用该酸性浸出剂进行二段浸出该弱酸渣，以便得到二氧化硫还原浸出液；和

利用二氧化硫洗涤塔洗涤浸出装置排出的尾气，洗涤后的尾气返制酸系统回收二氧化硫气体，并得到该除铜砷前液。

有利地，该弱酸渣包含5wt％-45wt％的锌和5wt％-45wt％的铁。该酸性浸出剂和该弱酸渣的混合物的初始酸度为80g/L-140g/L。也就是说，该酸性浸出剂和该弱酸渣的混合物中的硫酸浓度可以是80g/L-140g/L。该酸性浸出剂与该弱酸渣的体积质量比为5L/kg-10L/kg。换言之，每千克该弱酸渣与5L-10L该酸性浸出剂混合。

优选地，该酸性浸出剂和该弱酸渣的混合物的初始酸度为100g/L-120g/L，该酸性浸出剂与该弱酸渣的体积质量比为6L/kg-8L/kg。其中，该酸性浸出剂可以是锌电解废液，该锌电解废液包含90g/L-200g/L的硫酸和20g/L-150g/L的锌。换言之，该锌电解废液中的硫酸的浓度为90g/L-200g/L、锌的浓度为20g/L-150g/L。

在本发明的一个实施例中，将该弱酸渣、该酸性浸出剂和该二氧化硫加入到密闭容器内，以便在密封环境下进行该二氧化硫还原浸出。有效提高二氧化硫的利用率。

有利地，在进行该二氧化硫还原浸出时，该密闭容器内的压力保持在0.1Mpa-0.5Mpa。

如上所述，该弱酸渣的还原浸出包括两个阶段。在第一个阶段中，向该酸性浸出剂和该弱酸渣的混合物中通入二氧化硫，在第二个阶段中，停止向该酸性浸出剂和该弱酸渣的混合物中通入二氧化硫。其中，在第二个阶段中，溶解在该酸性浸出剂中的二氧化硫的一部分逐渐析出。

也就是说，在该弱酸渣的还原浸出过程中，有一个二氧化硫的解析过程。在二氧化硫的解析过程中，温度控制是关键点。因为在不同的温度下，二氧化硫的析出速率不同。

在本发明的一些示例中，该二氧化硫还原浸出进行1小时-4小时。换言之，向该酸性浸出剂和该弱酸渣的混合物中通入二氧化硫且持续1小时-4小时。停止通入二氧化硫后，继续利用该酸性浸出剂浸出该弱酸渣并持续1小时-4小时，以便得到除铜砷前液和浸出终渣。

该浸出终渣中的锌的含量小于4wt％，该浸出终渣中的铟含量小于150g/t，该浸出终渣中的银含量大于1000g/t。

优选地，该二氧化硫还原浸出进行2小时-3小时，停止通入二氧化硫后，继续利用该酸性浸出剂浸出该弱酸渣并持续2小时-3小时。

有利地，该二氧化硫的加入量为还原该弱酸渣中的Fe的理论量的1.5-3.0倍。由此可以充分地还原三价铁离子。

有利地，向该除铜砷前液内加入铁粉，以便去除该除铜砷前液内的铜和砷，并得到砷化亚铜渣和除铜砷后液。

由于本发明利用二氧化硫还原浸出该弱酸渣，二氧化硫具有较强的还原性，因此可以使得该除铜砷前液的电位较低。由此加入铁粉后，可以促使As⁵⁺还原为As³⁺，从而为铜砷化合物的生成创造了有利条件，使得砷的沉淀较为彻底，达到了深度除砷的效果。通过深度除砷，产出低砷溶液，大大降低了系统溢出砷化氢的风险，同时提高了赤铁矿渣的品质，为其销路提供保障。

而且，通过利用二氧化硫还原浸出该弱酸渣，从而可以大大地提高铜的浸出率，使得溶液中的铜含量维持在一个较高的水平，保证铜砷的摩尔比在(1.5-3.0):1左右，因此无需额外添加铜渣或硫酸铜来保证铜砷化合物形成条件。由此简化了工艺流程，采用铁粉直接置换就可以达到高效除铜砷的效果。

因此，根据本发明实施例的湿法炼锌工艺具有利于铜砷化合物生成、除铜砷更加彻底、无需额外添加铜等优点，能够优化后续的工艺流程，降低设备投资和能源消耗，极大地降低了系统溢出砷化氢的风险，提高了赤铁矿渣的品质。

在本发明的一个具体示例中，该除铜砷前液和该铁粉在60℃-90℃的条件下搅拌反应0.5小时-3小时。反应结束后，经过液固分离可以得到该砷化亚铜渣和该除铜砷后液，该砷化亚铜渣作为回收铜的原料，该除铜砷后液经过预中和、沉铟除钙镁后返回系统回收有价金属。

具体而言，该除铜砷前液包含50g/L-150g/L的Zn²⁺、15g/L-50g/L的H₂SO₄、0.5g/L-2.0g/L的Cu²⁺、15g/L-60g/L的Fe²⁺和0.3g/L-0.8g/L的As³⁺。换言之，该除铜砷前液中的锌离子的浓度为50g/L-150g/L、硫酸的浓度为15g/L-50g/L、铜离子的浓度为0.5g/L-2.0g/L、铁的浓度为15g/L-60g/L、三价砷离子的浓度为0.1g/L-0.5g/L。

该除铜砷后液中的铜离子的浓度小于5mg/L，该除铜砷后液中的砷离子的浓度小于10mg/L。

该铁粉的量为还原该除铜砷前液中的Fe³⁺的理论量与还原该除铜砷前液中的Cu²⁺的理论量之和的1.0-3.0倍。由此可以充分地还原三价铁离子和二价铜离子。

本发明还提供了一种从除铜砷后液中产出石膏的方法，该方法包括以下步骤：

将除铜砷后液和碳酸钙乳液混合，以便进行一段中和，其中该碳酸钙乳液由碳酸钙和水混合制成，在进行该一段中和的过程中，加入石膏晶种；

向经过该一段中和后的除铜砷后液中加入该碳酸钙乳液，以便进行二段中和，其中该一段中和中的该除铜砷后液和该碳酸钙乳液的混合物的硫酸浓度与该二段中和中的该除铜砷后液和该碳酸钙乳液的混合物的硫酸浓度之差大于等于5g/L；

向经过该二段中和后的除铜砷后液中加入该碳酸钙乳液，以便进行三段中和并得到石膏矿浆，其中该二段中和中的该除铜砷后液和该碳酸钙乳液的混合物的硫酸浓度与该三段中和中的该除铜砷后液和该碳酸钙乳液的混合物的硫酸浓度之差大于等于5g/L；

对该石膏矿浆进行固液分离，以便得到沉铟前液和石膏。

也就是说，该一段中和中的该除铜砷后液和该碳酸钙乳液的混合物的硫酸浓度大于该二段中和中的该除铜砷后液和该碳酸钙乳液的混合物的硫酸浓度，该二段中和中的该除铜砷后液和该碳酸钙乳液的混合物的硫酸浓度大于该三段中和中的该除铜砷后液和该碳酸钙乳液的混合物的硫酸浓度。

根据本发明实施例的湿法炼锌工艺通过利用该碳酸钙乳液对该除铜砷后液进行三段中和且控制该三段中和中的硫酸浓度的差值，从而可以产出针状的大颗粒石膏。

而且，由于产出的石膏具有较大的粒度，因此产出的石膏具有优异的沉降性能，从而可以极大地提高石膏的沉降效果，以便提高上清率(上清率可以达到50％-70％)和降低脱水的工作量。

由于产出的石膏具有较大的粒度，因此产出的石膏具有较高的强度，由此产出的石膏不仅可以在水泥生产过程中用作水泥缓凝剂，而且可以用于粉刷行业、石膏板制作行业。

此外，通过利用该碳酸钙乳液中和该除铜砷后液，从而不仅可以使碳酸钙充分地反应，而且可以极大地提高石膏的品质，消除石膏局部泛黄色的现象。

因此，通过利用根据本发明实施例的湿法炼锌工艺，可以生产出粒度大、品质优异的石膏，由此不仅可以提高石膏的沉降性能和沉降效果，以便提高上清率和降低脱水的工作量，而且可以拓宽石膏的应用领域，实现石膏的综合利用。

在本发明的一个实施例中，在进行该一段中和的过程中，控制该除铜砷后液和该碳酸钙乳液的混合物的硫酸浓度大于等于15g/L且小于等于45g/L，在进行该二段中和的过程中，控制该除铜砷后液和该碳酸钙乳液的混合物的硫酸浓度大于等于5g/L且小于15g/L，在进行该三段中和的过程中，控制该除铜砷后液和该碳酸钙乳液的混合物的硫酸浓度大于等于1g/L且小于5g/L。

由此可以产出具有更加沉降性能的石膏，从而可以进一步提高石膏的沉降效果，以便进一步提高上清率和进一步降低脱水的工作量。

该碳酸钙乳液可以由碳酸钙和水混合制成。优选地，该碳酸钙和水可以按照(0.5-2)kg：1L的质量体积比混合。换言之，每(0.5-2)kg的该碳酸钙与每升水混合，得到该碳酸钙乳液。也就是说，该碳酸钙乳液中的该碳酸钙的浓度为(0.5-2)kg/L。

更加优选地，该碳酸钙和水可以按照(1.0-1.5)kg：1L的质量体积比混合。

该石膏晶种在进行该一段中和的过程中，加入到该除铜砷后液和该碳酸钙乳液的混合物中。优选地，该石膏晶种与该除铜砷后液的质量体积比为1-10g/L。更加优选地，该石膏晶种与该除铜砷后液的质量体积比为4-6g/L。其中，该除铜砷后液中的硫酸的浓度大于等于50g/L。

在本发明的一些实施例中，该一段中和在80℃-85℃的条件下进行0.5小时-1.5小时，该二段中和在60℃-90℃的条件下进行0.5小时-1.5小时，该三段中和在60℃-90℃的条件下进行0.5小时-1.5小时。

为了加快中和反应的反应速率、使该除铜砷后液和该碳酸钙乳液更加充分地、均匀地混合在一起，在进行该一段中和、该二段中和和该三段中和的过程中，以200r/min-500r/min的转速搅拌该除铜砷后液和该碳酸钙乳液。

经过三段中和反应后，可以得到石膏矿浆。可以将该石膏矿浆加入到浓密池内，以便利用该浓密池对该石膏矿浆进行分离并得到浓密底流和上清液。然后，利用离心机对该浓密底流进行过滤并得到滤渣和滤液。其中，该滤渣洗涤后得到含水量小于15wt％、含砷量小于0.1wt％的石膏，该石膏的直径为1μm-20μm，该石膏的长度为50mm-200mm。

该滤渣的一部分可以用作该石膏晶种，该滤渣的其余部分经过洗涤后堆存。该上清液和该过滤液一并进入锌冶炼的下一道工序。

下面参考附图描述根据本发明实施例的从除铜砷后液中产出石膏的装置20。如图2所示，根据本发明实施例的从除铜砷后液中产出石膏的装置20包括除铜砷后液储槽201、碳酸钙乳液储槽202、用于检测该除铜砷后液储槽201内的除铜砷后液的硫酸浓度的第一检测器(图中未示出)、第一中和槽2031、第二中和槽2032、第三中和槽2033、控制器(图中未示出)和固液分离装置。

除铜砷后液储槽201的出口通过第一计量泵2041与第一中和槽2031的进口连通。换言之，第一计量泵2041的进口与除铜砷后液储槽201的出口连通，第一计量泵2041的出口与第一中和槽2031的进口连通，以便将除铜砷后液储槽201内的除铜砷后液输送到第一中和槽2031内，以下同。

碳酸钙乳液储槽202的出口通过第二计量泵2042与第一中和槽2031的进口连通。第二中和槽2032的进口与第一中和槽2031的出口连通，碳酸钙乳液储槽202的出口通过第三计量泵2043与第二中和槽2032的进口连通。第三中和槽2033的进口与第二中和槽2032的出口连通，碳酸钙乳液储槽202的出口通过第四计量泵2044与第三中和槽2033的进口连通。

也就是说，碳酸钙乳液储槽202与第一中和槽2031、第二中和槽2032和第三中和槽2033中的每一个均连通。该固液分离装置的进口与第三中和槽2033的出口连通。

该控制器与第一检测器、第二计量泵2042、第三计量泵2043和第四计量泵2044中的每一个相连以便根据该第一检测器的硫酸浓度检测值控制第二计量泵2042、第三计量泵2043和第四计量泵2044。

具体而言，第一计量泵2041将除铜砷后液储槽201内的除铜砷后液输送到第一中和槽2031内，第二计量泵2042将碳酸钙乳液储槽202内的碳酸钙乳液输送到第一中和槽2031内，该除铜砷后液和该碳酸钙乳液在第一中和槽2031内进行一段中和反应。

其中，通过该第一检测器可以得到该除铜砷后液的硫酸浓度，通过第一计量泵2041可以得到该除铜砷后液的体积，根据该除铜砷后液和该碳酸钙乳液的中和反应方程式，可以得到将第一中和槽2031内的混合物的硫酸浓度控制在预设值时(该预设值大于等于15g/L且小于等于45g/L)，需要加入的碳酸钙的量和该碳酸钙乳液的体积。由此该控制器可以根据该第一检测器的硫酸浓度检测值控制第二计量泵2042，以便使第二计量泵2042将所需体积的该碳酸钙乳液输送到第一中和槽2031内。该控制器对第三计量泵2043和第四计量泵2044的控制与该控制器对第二计量泵2042的控制相同，因此不再详细地描述。

该一段中和结束后，第一中和槽2031内的除铜砷后液被输送到第二中和槽2032内，且将第三计量泵2043将碳酸钙乳液储槽202内的碳酸钙乳液输送到第二中和槽2032内，该除铜砷后液和该碳酸钙乳液在第二中和槽2032内进行二段中和反应。

该二段中和结束后，第二中和槽2032内的除铜砷后液被输送到第三中和槽2033内，且将第四计量泵2044将碳酸钙乳液储槽202内的碳酸钙乳液输送到第三中和槽2033内，该除铜砷后液和该碳酸钙乳液在第三中和槽2033内进行三段中和反应。

该三段中和结束后，第三中和槽2033内的石膏矿浆被输送到该固液分离装置中，以便进行固液分离并得到滤渣。该滤渣洗涤后得到含水量小于15wt％、含砷量小于0.1wt％的石膏，该石膏的直径为1μm-20μm，该石膏的长度为50mm-200mm。

根据本发明实施例的从锌冶炼的除铜砷后液中产出石膏的装置20可以生产出粒度大、品质优异的石膏，由此不仅可以提高石膏的沉降性能和沉降效果，以便提高上清率和降低脱水的工作量，而且可以拓宽石膏的应用领域，实现石膏的综合利用。

有利地，该第一检测器设在除铜砷后液储槽201内。

如图2所示，在本发明的一些示例中，该固液分离装置包括浓密池205和脱水设备(例如离心机206)。浓密池205的进口与第三中和槽2033的出口连通，该脱水设备的进口与浓密池205的出口连通。

有利地，离心机206可以是进口或国产离心机(如图2所示)。

在本发明的一个示例中，如图2所示，第一中和槽2031的出口、第二中和槽2032的出口和第三中和槽2033的出口中的每一个为溢流口。第一中和槽2031的出口通过第一溜槽2071与第二中和槽2032的进口相连，第二中和槽2032的出口通过第二溜槽2072与第三中和槽2033的进口相连，第三中和槽2033的出口通过第三溜槽2073与浓密池205的进口相连。由此可以使从锌冶炼的除铜砷后液中产出石膏的装置20的结构更加合理。

有利地，第一溜槽2071、第二溜槽2072和第三溜槽2073中的每一个的上部可以是开放式结构。

如图2所示，离心机206为多个，每个离心机206的进口与浓密池205的出口连通。通过设置多个离心机206，从而可以提高从锌冶炼的除铜砷后液中产出石膏的装置20的处理能力和处理效率。

在本发明的一个具体示例中，从锌冶炼的除铜砷后液中产出石膏的装置20进一步包括用于检测第一中和槽2031内的硫酸浓度的第二检测器、用于检测第二中和槽2032内的硫酸浓度的第三检测器和用于检测第三中和槽2033内的硫酸浓度的第四检测器。第二检测器设在第一中和槽2031内，第三检测器设在第二中和槽2032内，第四检测器设在第三中和槽2033内。其中，该控制器与该第二检测器、该第三检测器和该第四检测器中的每一个相连以便根据该第二检测器的硫酸浓度检测值控制第二计量泵2042、根据该第三检测器的硫酸浓度检测值控制第三计量泵2043且根据该第四检测器的硫酸浓度检测值控制第四计量泵2044。

也就是说，该控制器根据该第一检测器和该第二检测器的硫酸浓度检测值控制第二计量泵2042，根据该第一检测器和该第三检测器的硫酸浓度检测值控制第三计量泵2043，根据该第一检测器和该第四检测器的硫酸浓度检测值控制第四计量泵2044。

通过设置该第二检测器、该第三检测器和该第四检测器，从而可以更加精确地控制该除铜砷后液和该碳酸钙乳液的混合物的硫酸浓度，由此可以生产出更高品质的石膏。

下面参考附图描述根据本发明实施例的从沉铟前液中回收铟的方法。如图3所示，根据本发明实施例的从沉铟前液中回收铟的方法包括以下步骤：

利用石灰石粉乳液对沉铟前液进行中和水解沉铟，以便得到沉铟后液和富集铟的第一石膏渣(即沉铟渣)；

在酸性条件下将该第一石膏渣中的铟浸出，以便得到富铟溶液和第二石膏渣；

将该富铟溶液中的Cu²⁺还原为单质Cu、Fe³⁺还原为Fe²⁺，以便得到还原后液；

利用木炭粉等对该还原后液进行净化除杂处理，以便得到沉铟净化液；

对该沉铟净化液进行萃取。

根据本发明实施例的从沉铟前液中回收铟的方法通过利用石灰石粉乳液对该沉铟前液进行中和水解沉铟，从而不会产生砷化氢，不仅解决了现有的锌粉沉铟方法中产生砷化氢的问题，而且降低了沉铟成本。

根据本发明实施例的从沉铟前液中回收铟的方法通过利用木炭粉等对该还原后液进行净化除杂处理，从而不仅可以产出有利于萃取的富铟溶液，而且在萃取过程中不会产生乳化现象，由此可以取得良好的萃取效果，保证铟萃取的稳定运行，提高了铟回收率。

因此，根据本发明实施例的从沉铟前液中回收铟的方法具有不产生砷化氢、不产生乳化现象、铟回收率高、流程简单、生产成本低等优点。根据本发明实施例的从沉铟前液中回收铟的方法解决了现有的铟回收流程冗长复杂的问题。

本领域技术人员可以理解的是，可以利用已知的方法对该沉铟净化液进行萃取，由于这与本发明的发明点无关，因此不再详细地描述。可以利用已知的方法对该含铟物料进行浸出，由于这与本发明的发明点无关，因此不再详细地描述。

有利地，该沉铟前液的酸度为3g/L-5g/L，该沉铟前液中的铟的浓度为0.060g/L-5g/L、锌的浓度为5g/L-50g/L、铁的浓度为10g/L-100g/L。其中，该沉铟前液中的铁包含Fe³⁺和Fe²⁺，铁中的Fe²⁺的含量大于等于95wt％，Fe³⁺的浓度小于等于5g/L。也就是说，Fe²⁺与铁的质量比大于等于0.95：1，该沉铟前液中的Fe³⁺的浓度小于等于5g/L。

在本发明的一些实施例中，该石灰石粉的加入量为10g/L-12g/L，该中和水解沉铟的反应温度为60℃-90℃、反应时间为0.5小时-1.5小时、反应终点pH为5.0。与现有技术不同的是，本发明利用石灰石粉作为中和剂，以便进行中和水解沉铟，由此可以避免因利用锌作为中和剂而产生砷化氢气体。

而且，利用石灰石粉作为中和剂，可以产出沉铟后液和杂质含量低的、富集铟的第一石膏渣。该沉铟后液可以送至湿法炼锌的除铁系统。

在本发明的一个实施例中，利用含酸溶液浸出该第一石膏渣中的铟，该浸出的反应温度为60℃-90℃、反应时间为1小时-5小时，该含酸溶液与该第一石膏渣的体积质量比为3L/Kg-6L/Kg，该浸出的反应初始硫酸浓度为80g/L-120g/L，该浸出的反应终点硫酸浓度为60g/L-100g/L。

换言之，该含酸溶液和该第一石膏渣的混合物的初始硫酸浓度为80g/L-120g/L，该浸出结束后，该含酸溶液和该第一石膏渣的混合物的硫酸浓度为60g/L-100g/L。有利地，该含酸溶液可以是锌电解废液。

该浸出结束后，得到该富铟溶液和该第二石膏渣。其中，该富铟溶液中的铟的浓度大于等于0.5g/L，该第二石膏渣中锌的含量小于等于0.5wt％、铁的含量小于等于0.2wt％、铜的含量小于等于0.01wt％、砷的含量小于等于0.1wt％、铟的含量小于等于50g/t。该第二石膏渣为高品质石膏渣，第二石膏渣可以外排以便对外销售。

在本发明的一些示例中，利用铁粉将该富铟溶液中的Cu²⁺还原为单质Cu、Fe³⁺还原为Fe²⁺，该铁粉的加入量为2.0g/L-6.0g/L，该还原的反应温度为60℃-90℃、反应时间为20分钟-60分钟。也就是说，在60℃-90℃的温度下，利用铁粉将该富铟溶液中的Fe³⁺还原为Fe²⁺。其中，还原该富铟溶液中的Fe³⁺产生的渣可以送至湿法炼锌的浸出系统。

有利地，该木炭粉的加入量为10g/L-30g/L，该净化除杂处理的反应温度为50℃-70℃、反应时间为20分钟-60分钟。也就是说，在50℃-70℃的温度下，利用该木炭粉对该还原后液进行净化除杂处理。其中，净化该还原后液产生的渣可以送至萃余液除油系统或湿法炼锌的焙烧系统。

本发明提供了一种从沉铟后液中去除钙镁的方法。根据本发明实施例的从沉铟后液中去除钙镁的方法包括以下步骤：

向该沉铟后液中加入无水硫酸钙晶种和一水硫酸镁晶种；和

在120℃-200℃的条件下，使该沉铟后液中的钙和镁结晶析出，以便得到除钙镁后液，其中该沉铟后液中的钙以无水硫酸钙的形式结晶析出，该沉铟后液中的镁以一水硫酸镁的形式结晶析出。换言之，使该沉铟后液中的钙和镁结晶析出。

根据本发明实施例的从沉铟后液中去除钙镁的方法通过在高温(120℃-200℃)条件下，利用无水硫酸钙晶种和一水硫酸镁晶种诱导该沉铟后液中的钙和镁迅速地结晶析出，从而可以有效地去除该沉铟后液中的钙和镁。由此有效地解决了在锌湿法冶炼过程中，因钙和镁浓度过高而导致钙和镁无序结晶、堵塞溶液储槽、通道并最终影响产能的问题。也就是说，使该沉铟后液中的钙和镁结晶析出。

通过利用根据本发明实施例的从沉铟后液中去除钙镁的方法，可以有效地去除该沉铟后液中的钙和镁。

该沉铟后液为钙饱和溶液，该沉铟后液的镁的浓度为20g/L-30g/L，该沉铟后液的硫酸的浓度为30g/L-80g/L。

在本发明的一个实施例中，该无水硫酸钙晶种的加入量为0.1g/L-2.0g/L，该一水硫酸镁晶种的加入量为0.1g/L-2.0g/L。优选地，该无水硫酸钙晶种的加入量为0.5g/L-1.5g/L，该一水硫酸镁晶种的加入量为0.5g/L-1.5g/L。

加入该无水硫酸钙晶种和该一水硫酸镁晶种后，该沉铟后液可以在120℃-200℃的温度下析出无水硫酸钙晶体和一水硫酸镁晶体。

有利地，该沉铟后液中的钙和镁结晶析出的反应时间为1小时-5小时。换言之，该沉铟后液中的钙和镁的沉积反应时间为1小时-5小时。优选地，该沉铟后液中的钙和镁结晶析出的反应时间为2小时-3小时。

结晶析出结束后，得到该除钙镁后液。该除钙镁后液中的钙的浓度小于100mg/L，该除钙镁后液中的镁的浓度小于10g/L。

其中，该除钙镁后液可以返回至中性浸出段，即该除钙镁后液返回弱酸浸出，以便对锌焙砂进行弱酸浸出。由于该除钙镁后液中的钙和镁的浓度非常低，因此使得系统中钙和镁的浓度远低于它们的饱和析出浓度，从而解决了在锌湿法冶炼过程中因钙和镁浓度过高而导致钙和镁无序结晶、堵塞溶液储槽、通道并最终影响产能的问题。

在本发明的一些示例中，在向该沉铟后液中加入该无水硫酸钙晶种和该一水硫酸镁晶种后，先将该沉铟后液预热到70℃-90℃，然后将该沉铟后液加热到120℃-200℃，以便使该沉铟后液中的钙和镁结晶析出。

下面参考附图描述根据本发明实施例的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的装置30。如图4所示，根据本发明实施例的从沉铟后液中去除钙镁的装置30包括沉铟后液储槽(图中未示出)、立式高压釜302、卧式高压釜303和分离装置。

立式高压釜302为M个，每个立式高压釜302的进口与沉铟后液储槽连通。卧式高压釜303为N个，每个卧式高压釜303的进口与每个立式高压釜302的出口连通，其中M-N大于等于1。该分离装置的进口与每个卧式高压釜103的出口连通。

换言之，M个立式高压釜302并联，N个卧式高压釜303并联，每个立式高压釜302与每个卧式高压釜303串联。

具体而言，向该沉铟后液储槽内的该沉铟后液中加入该无水硫酸钙晶种和该一水硫酸镁晶种，该沉铟后液储槽内的该沉铟后液可以通过加压泵301输送到立式高压釜302内。

在立式高压釜302内，该沉铟后液被加热到120℃-200℃，以便进行钙镁结晶。由于钙镁在立式高压釜302内结晶，因此需要定期对立式高压釜302内的无水硫酸钙晶体和一水硫酸镁晶体进行人工清理。

根据本发明实施例的从沉铟后液中去除钙镁的装置30通过使立式高压釜302的数量比卧式高压釜303的数量至少多一个，从而可以轮流地对多个立式高压釜302进行人工清理，且不会影响从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的过程。因此，根据本发明实施例的从沉铟后液中去除钙镁的装置30可以连续地实施从沉铟后液中去除钙镁，即从沉铟后液中去除钙镁的装置30可以连续地处理该沉铟后液。也就是说，根据本发明实施例的从沉铟后液中去除钙镁的装置30不会因为清理立式高压釜302内的无水硫酸钙晶体和一水硫酸镁晶体，而停止工作。

因此，根据本发明实施例的从沉铟后液中去除钙镁的装置30可以连续地处理该沉铟后液，从而具有处理能力大等优点。

如图3所示，该分离装置包括闪蒸槽(图中未示出)和浓密机304。该闪蒸槽的进口与每个卧式高压釜303的出口连通，浓密机304的进口与该闪蒸槽的出口连通。其中，浓密机304产生浓密底流和脱出钙镁的上清液(即该除钙镁后液)，该上清液可以返回至中性浸出段，该浓密底流可以送至离心机以便进行进一步处理。

根据本发明实施例的湿法炼锌工艺进一步包括：

对该烟气进行净化和干燥；

将干燥后的烟气一部分二氧化硫转化为三氧化硫，并利用浓硫酸吸收该烟气中的三氧化硫，以便得到硫酸和制酸尾气；

利用有机胺液吸收该制酸尾气中的二氧化硫,以便得到富胺液；

解吸该富胺液中的二氧化硫，然后对解吸出来的二氧化硫进行冷凝和气液分离，以便得到二氧化硫气体；

对该二氧化硫气体进行洗涤、干燥和压缩，以便得到液态二氧化硫或带压的二氧化硫气体。

下面参考附图描述根据本发明实施例的含有二氧化硫的烟气的处理系统10。如图5所示，根据本发明实施例的含有二氧化硫的烟气的处理系统10包括净化装置、干燥塔102、二氧化硫转化装置1041、吸收塔1042、二氧化硫吸收塔1051、二氧化硫解吸塔1052、冷凝器和气液分离器。

干燥塔102的烟气进口与该净化装置的烟气出口连通。二氧化硫转化装置1041的烟气进口与干燥塔102的烟气出口连通，吸收塔1042的烟气进口与二氧化硫转化装置1041的烟气出口连通。二氧化硫吸收塔1051的烟气进口与吸收塔1042的烟气出口和干燥塔102的烟气出口连通，二氧化硫解吸塔1052的富胺液进口与二氧化硫吸收塔1051的富胺液出口连通。冷凝器的气体进口与二氧化硫解吸塔1052的气体出口连通，气液分离器的进口与冷凝器的出口连通。

对硫化锌精矿进行低温焙烧可以产生含有二氧化硫的烟气。由于干燥塔102的烟气出口不仅与二氧化硫转化装置1041的烟气进口连通，而且与二氧化硫吸收塔1051的烟气进口连通，因此可以将该烟气的一部分中的二氧化硫转化为硫酸，且将该烟气的其余部分中的二氧化硫分离纯化出来，以便得到具有更高附加值的高纯度二氧化硫。

根据本发明实施例的含有二氧化硫的烟气的处理系统10通过使干燥塔102的烟气出口与二氧化硫转化装置1041的烟气进口和二氧化硫吸收塔1051的烟气进口连通，从而可以将该烟气的一部分中的二氧化硫转化为硫酸，且将该烟气的其余部分中的二氧化硫分离纯化出来，以便得到具有更高附加值的高纯度二氧化硫。

因此，根据本发明实施例的含有二氧化硫的烟气的处理系统10可以更好地对锌冶炼的沸腾焙烧烟气进行回收处理，产出具有高附加值的二氧化硫。

如图5所示，根据本发明实施例的含有二氧化硫的烟气的处理系统10包括净化工段、转化工段、尾气脱硫工段和液态二氧化硫制备工段。

在本发明的一些实施例中，该净化工段包括该净化装置，该净化装置包括一级动力波洗涤器1011、气体冷却塔1012、二级动力波洗涤器1013和电除雾器1014。

低温焙烧硫化锌精矿产生的含有二氧化硫的烟气。具体而言，该硫化锌精矿在沸腾炉内在900℃-1100℃的温度下焙烧，产出含有二氧化硫的烟气，该烟气中的二氧化硫的浓度为7％-9％(质量百分比)，该烟气的温度为150℃-400℃、压力为200Pa-500Pa、含尘＜400mg/Nm³。

该烟气进入到一级动力波洗涤器1011内，以便对该烟气进行一次洗涤。气体冷却塔1012的烟气进口与一级动力波洗涤器1011的烟气出口连通，以便离开一级动力波洗涤器1011的该烟气进入到气体冷却塔1012内并在气体冷却塔1012内被冷却。

二级动力波洗涤器1013的烟气进口与气体冷却塔1012的烟气出口连通，以便离开气体冷却塔1012的该烟气进入到二级动力波洗涤器1013内并在二级动力波洗涤器1013内被二次洗涤。电除雾器1014的烟气进口与二级动力波洗涤器1013的烟气出口连通，以便离开二级动力波洗涤器1013的该烟气进入到电除雾器1014内，并在电除雾器1014内除雾。

如图5所示，在本发明的一个实施例中，该转化工段包括干燥塔102、风机103、二氧化硫转化装置1041和吸收塔1042。

干燥塔102的烟气进口与电除雾器1014的烟气出口连通，以便离开电除雾器1014的该烟气进入到干燥塔102内。来自净化工段的该烟气(即离开电除雾器1014的该烟气)由干燥塔102的下部进入，自下而上与自上而下喷淋的98％浓硫酸充分接触，经丝网捕沫器使离开干燥塔102的烟气出口的该烟气的含水≤0.1g/Nm³，离开干燥塔102的该烟气进入到风机103。

其中，干燥循环酸由干燥塔102的塔底流出且从卧式泵槽碟型封头的下部进入泵槽，通过泵打入管壳式阳极保护酸冷却器，经冷却水冷却后进入干燥塔102循环使用。

风机103的烟气进口与干燥塔102的烟气出口连通，风机103的烟气出口与二氧化硫转化装置1041的烟气进口和二氧化硫吸收塔1051的烟气进口连通。风机103将该烟气的一部分输送到二氧化硫转化装置1041内，且将该烟气的其余部分直接输送到增湿塔1053。具体而言，从风机103来的该烟气分为两路，约5％-20％的烟气直接送至该尾气脱硫工段，用于调节液态SO₂的产量，其余烟气进二氧化硫转化装置1041用于生产硫酸。

该转化工段采用三段单接触转化工艺，“ⅢⅡⅠ”换热流程，考虑中温位热的回收利用。进入该转化系统的烟气依次经过第Ⅲ、第Ⅱ和第Ⅰ热交换器被第三、二、一段触媒层出来的热气体加热到420℃进入一段触媒层。经第一、二、三段触媒层催化氧化后，SO₂的转化率约为96％-97％，经各自对应的换热器换热后送往吸收塔1042吸收SO₃制取硫酸。

来自一次转化的SO₃烟气由吸收塔1042的下部进入，自下而上与自上而下喷淋的约98％的浓硫酸充分接触，吸收烟气中的SO₃生成硫酸，该烟气经纤维除雾器后进入该尾气脱硫工段。吸收塔1042的循环酸由塔底流出、从卧式泵槽碟型封头的下部进入泵槽，然后通过泵打入管壳式阳极保护酸冷却器经冷却水冷却后进入吸收塔1042循环使用。

该转化工段的产酸由吸收塔1042的循环泵出口引出，进成品酸脱吸塔脱吸后进成品酸中间槽，然后通过成品酸泵送成品酸板式冷却器，降温到约40℃-50℃后送酸库。

如图5所示，在本发明的一些示例中，该尾气脱硫工段包括增湿塔1053、二氧化硫吸收塔1051(例如Cansolv吸收塔)、二氧化硫解吸塔1052、该冷凝器和该气液分离器。

增湿塔1053的烟气进口与风机103的烟气出口和吸收塔1042的烟气出口连通。二氧化硫吸收塔1051的烟气进口与增湿塔1053的烟气出口连通，二氧化硫解吸塔1052的富胺液进口与二氧化硫吸收塔1051的富胺液出口连通。该冷凝器的气体进口与二氧化硫解吸塔1052的气体出口连通，该气液分离器的进口与冷凝器的出口连通。

该烟气的该其余部分和制酸尾气首先进入增湿塔1053的底部，与从上至下的水在填料表面逆流接触，完成传热传质，然后经增湿塔1053的塔顶纤维除雾器脱除酸雾、降温、增湿。除去酸雾后的约24℃的烟气(即离开增湿塔1053的烟气)被输送到二氧化硫吸收塔1051。

二氧化硫吸收塔1051的脱硫吸收剂采用有机胺。有机胺吸收过程对来自该烟气中的灰尘具有一定的除尘作用，由此导致含固量会不断增加，部分热稳定性盐也需要控制在合理范围，因此设有胺液净化装置，净化后的胺液返回系统。该胺液净化装置采用少量碱液作为再生剂，设有浓碱液槽定期提供碱液，由浓碱泵送至胺液净化装置稀释后使用。

经吸收后富含SO₂的富胺液通过富胺输送泵送至富胺罐，再由富胺液给料泵分别送至HP解吸塔贫富胺热交换器和LP解吸塔贫富胺热交换器，经过HP解吸塔贫富胺热交换器的富胺液的温度由42℃提升到95℃，然后进入HP解吸塔。经过LP解吸塔贫/富胺热交换器的富胺液的温度由42℃提升到90℃，然后进入LP解吸塔。在两台解吸塔内，富胺液与逆向流动的解吸蒸汽在填料表面进行SO₂的解吸反应，解吸出的SO₂随蒸汽流向塔顶，进入该冷凝器。该冷凝器将SO₂气体温度降低到约50℃，在脱除大部分水后分别送往各自的回流液收集槽。解吸气在回流液分离槽内进行气液分离，成品气送至该液态二氧化硫制备工段。

如图5所示，含有二氧化硫的烟气的处理系统10进一步包括尾气电除雾器1054和尾气烟囱1055。尾气电除雾器1054的尾气进口与二氧化硫吸收塔1051的尾气出口连通，尾气烟囱1055的尾气进口与尾气电除雾器1054的尾气出口连通。脱除SO₂后，经过尾气电除雾器1054除去水雾，然后送尾气烟囱1055排放。

在本发明的一个具体示例中，该液态二氧化硫制备工段包括二氧化硫洗涤塔1061、二氧化硫干燥塔1062、缓冲罐1065、压缩机1063和液态二氧化硫储罐1064。

二氧化硫洗涤塔1061的气体进口与该气液分离器的气体出口连通，二氧化硫干燥塔1062的气体进口与二氧化硫洗涤塔1061的气体出口连通。缓冲罐1065的气体进口与二氧化硫干燥塔1062的气体出口连通，缓冲罐1065的气体出口与压缩机1063的气体进口连通。液态二氧化硫储罐1064的液体进口与压缩机1063的液体出口连通。

来自该尾气脱硫工段的SO₂气体进入该液态二氧化硫制备工段。首先，利用二氧化硫洗涤塔1061对SO₂气体进行预洗涤，洗涤后在二氧化硫干燥塔1062内用浓硫酸进行干燥，干燥后经缓冲罐1065送至压缩机1063，SO₂气体进行压缩并用循环水冷却成液态SO₂，成品液态SO₂被送至液态二氧化硫储罐1064进行储存。

有利地，如图5所示，含有二氧化硫的烟气的处理系统10进一步包括二氧化硫蒸发器107，二氧化硫蒸发器107的液体进口与液态二氧化硫储罐1064的液体出口连通。从液态二氧化硫储罐1064来的液态SO₂采用蒸汽冷凝水进行加热，使液态的SO₂气化至45℃左右送至冶炼系统。

也就是说，气化产生的气态二氧化硫被通入到所述酸性浸出剂和所述弱酸渣的混合物中，以便进行二氧化硫还原浸出并得到除铜砷前液和浸出终渣。由此可以降低成本。

实施例1

将含37.37wt％的铁、18.18wt％的锌、1.05wt％的铜和0.68wt％的砷的弱酸渣5.7kg，加入到29L的锌废电解液中。该锌废电解液作为酸性浸出剂，该锌废电解液中的锌的浓度为53g/L、硫酸的浓度为158g/L。

向该锌废电解液和该弱酸渣的混合物中加入400L二氧化硫作为还原剂，在100℃的温度下对该弱酸渣进行1小时的二氧化硫还原浸出。也就是说，二氧化硫按照400L/小时的流量加入到该锌废电解液和该弱酸渣的混合物中。

然后，继续利用该酸性浸出剂在110℃的温度下浸出该弱酸渣且持续1小时，得到二氧化硫还原浸出液。最后，利用二氧化硫还原浸出洗涤塔洗涤反应装置排出的尾气，洗涤后的尾气送制酸系统回收二氧化硫得到43L除铜砷前液。

其中，该除铜砷前液中的锌的浓度为100.34g/L、三价铁的浓度为1.02g/L、二价铁的浓度为54.80g/L、铜离子的浓度为1.93g/L、砷的浓度为1.27g/L、硫酸的浓度为25g/L。在该实施例中，锌的浸出率为98.02％，铁的浸出率为95.72％，铜的浸出率为93.6％，砷的浸出率为95.4％，终渣渣率为7.0wt％，还原浸出渣含锌4.0wt％。

向该除铜砷前液中加入工业铁粉，该工业铁粉的量为还原所述除铜砷前液中的Fe³⁺的理论量与还原所述除铜砷前液中的Cu²⁺的理论量之和的1.2倍。在90℃的温度下搅拌反应30分钟，经过液固分离后得到砷化亚铜渣和除铜砷后液。其中，铜的沉淀率为98.3％，砷的沉淀率为99.6％。

实施例2

将含37.37wt％的铁、18.18wt％的锌、1.05wt％的铜和0.68wt％的砷的弱酸渣5.0kg和3.8L水，加入到28.7L的锌废电解液中。该锌废电解液作为酸性浸出剂，该锌废电解液中的锌的浓度为49g/L、硫酸的浓度为155g/L。

向该锌废电解液和该弱酸渣的混合物中加入475L二氧化硫作为还原剂，在125℃的温度下对该弱酸渣进行2小时的二氧化硫还原浸出。也就是说，二氧化硫按照237.5L/小时的流量加入到该锌废电解液和该弱酸渣的混合物中。

然后，继续利用该酸性浸出剂在150℃的温度下浸出该弱酸渣且持续2小时，得到二氧化硫还原浸出液。最后，利用二氧化硫还原浸出洗涤塔洗涤反应装置排出的尾气，洗涤后的尾气送制酸系统回收二氧化硫，得到40L除铜砷前液。

其中，该除铜砷前液中的锌的浓度为88.9g/L、三价铁的浓度为1.09g/L、二价铁的浓度为32.46g/L、硫酸的浓度为52.8g/L、铜离子的浓度为1.53g/L、砷的浓度为1.0g/L。在该实施例中，锌的浸出率为98.24％，铁的浸出率为96.06％，铜的浸出率为94.7％，砷的浸出率为96％，终渣渣率为9.0wt％，还原浸出渣含锌3.5wt％。

向该除铜砷前液中加入工业铁粉，该工业铁粉的量为还原所述除铜砷前液中的Fe³⁺的理论量与还原所述除铜砷前液中的Cu²⁺的理论量之和的2.3倍。在69℃的温度下搅拌反应3小时，经过液固分离后得到砷化亚铜渣和除铜砷后液。其中，铜的沉淀率为97.9％，砷的沉淀率为99％。

实施例3

将含37.37wt％的铁、18.18wt％的锌、1.05wt％的铜和0.68wt％的砷的弱酸渣5.0kg和7.3L水，加入到25.5L的锌废电解液中。该锌废电解液作为酸性浸出剂，该锌废电解液中的锌的浓度为49g/L、硫酸的浓度为155g/L。

向该锌废电解液和该弱酸渣的混合物中加入544L二氧化硫作为还原剂，在150℃的温度下对该弱酸渣进行4小时的二氧化硫还原浸出。也就是说，二氧化硫按照136L/小时的流量加入到该锌废电解液和该弱酸渣的混合物中。

然后，继续利用该酸性浸出剂在130℃的温度下浸出该弱酸渣且持续4小时，得到二氧化硫还原浸出液。最后，利用还原浸出洗涤塔洗涤反应装置排出的尾气，洗涤后的尾气送制酸系统回收二氧化硫，得到40L除铜砷前液。

其中，该除铜砷前液中的锌的浓度为82.57g/L、三价铁的浓度为1.20g/L、二价铁的浓度为47.00g/L、硫酸的浓度为27.95g/L、铜离子的浓度为1.53g/L、砷的浓度为0.98g/L。在该实施例中，锌的浸出率为97.38％，铁的浸出率为91.30％，铜的浸出率为96.0％，砷的浸出率为95.3％，终渣渣率为7.5wt％，还原浸出渣含锌3.8wt％。

向该除铜砷前液中加入工业铁粉，该工业铁粉的量为还原所述除铜砷前液中的Fe³⁺的理论量与还原所述除铜砷前液中的Cu²⁺的理论量之和的1.9倍。在75℃的温度下搅拌反应1.5小时，经过液固分离后得到砷化亚铜渣和除铜砷后液。其中，铜的沉淀率为97％，砷的沉淀率为99％。

实施例4

除铜砷后液的硫酸浓度为48g/L，该除铜砷后液经第一计量泵1041泵入第一中和槽1031内。根据除铜砷后液的硫酸浓度，调整第二计量泵1042的流速来调节碳酸钙乳液的加入量，保持第一中和槽1031内的硫酸浓度为30g/L。在反应过程中，按5g/L加入石膏晶种。在搅拌速度300r/min-500r/min、温度80℃-85℃条件下反应60分钟后，经第一溜槽1071进入第二中和槽1032。

调整第三计量泵1043的流速来调节该碳酸钙乳液的加入量，保持第二中和槽1032内的硫酸浓度为10g/L。在搅拌速度300r/min-500r/min、温度80℃-85℃条件下反应60分钟后，经第二溜槽1072进入第三中和槽1033。

调整第四计量泵1044的流速来调节该碳酸钙乳液的加入量，保持第三中和槽1033内的硫酸浓度为3g/L。在搅拌速度300r/min-500r/min、温度80℃-85℃条件下反应60分钟后，经第三溜槽1073进入浓密池105。浓密底流经过耐酸碱泵泵入离心机。滤液与上清液一并进入锌冶炼的下一道工序。滤渣为高品质石膏，石膏直径约为5μm-10μm，长度约为50mm-150mm。

实施例5

除铜砷后液的硫酸浓度为55g/L。该除铜砷后液经第一计量泵1041泵入第一中和槽1031内。根据除铜砷后液的硫酸浓度，调整第二计量泵1042的流速来调节碳酸钙乳液的加入量，保持第一中和槽1031内的硫酸浓度为28g/L。在反应过程中，按8g/L加入石膏晶种。在搅拌速度300r/min-500r/min、温度80℃-85℃条件下反应30分钟后，经第一溜槽1071进入第二中和槽1032。

调整第三计量泵1043的流速来调节该碳酸钙乳液的加入量，保持第二中和槽1032内的硫酸浓度为13g/L。在搅拌速度300r/min-500r/min、温度65℃-70℃条件下反应30分钟后，经第二溜槽1072进入第三中和槽1033。

调整第四计量泵1044的流速来调节该碳酸钙乳液的加入量，保持第三中和槽1033内的硫酸浓度为4g/L。在搅拌速度300r/min-500r/min、温度85℃-90℃条件下反应30分钟后，经第三溜槽1073进入浓密池105。浓密底流经过耐酸碱泵泵入离心机。滤液与上清液一并进入锌冶炼的下一道工序。滤渣为高品质石膏，石膏直径约为1μm-10μm，长度约为50mm-150mm。

实施例6

除铜砷后液的硫酸浓度为60g/L。该除铜砷后液经第一计量泵1041泵入第一中和槽1031内。根据除铜砷后液的硫酸浓度，调整第二计量泵1042的流速来调节碳酸钙乳液的加入量，保持第一中和槽1031内的硫酸浓度为40g/L。在反应过程中，按3g/L加入石膏晶种。在搅拌速度300r/min-500r/min、温度80℃-85℃条件下反应90分钟后，经第一溜槽1071进入第二中和槽1032。

调整第三计量泵1043的流速来调节该碳酸钙乳液的加入量，保持第二中和槽1032内的硫酸浓度为7g/L。在搅拌速度300r/min-500r/min、温度85℃-90℃条件下反应90分钟后，经第二溜槽1072进入第三中和槽1033。

调整第四计量泵1044的流速来调节该碳酸钙乳液的加入量，保持第三中和槽1033内的硫酸浓度为2g/L。在搅拌速度300r/min-500r/min、温度65℃-70℃条件下反应90分钟后，经第三溜槽1073进入浓密池105。浓密底流经过耐酸碱泵泵入离心机。滤液与上清液一并进入锌冶炼的下一道工序。滤渣为高品质石膏，石膏直径约为10μm-15μm，长度约为50mm-150mm。

实施例7

将500L沉铟前液加热到80℃，将轻质碳酸钙调浆后缓慢加入，直至终点pH为5.0，反应1h后进行液固分离，产出含In4500g/t、Zn2.43wt％、Fe3.68wt％的第一石膏渣。

将该第一石膏渣在75℃的温度下用锌电解废液浸出2小时，并得到富铟溶液和第二石膏渣。该锌电解废液的初始硫酸浓度为95g/L，该第一石膏渣和该锌电解废液的液固比4L/Kg。其中，该富铟溶液的主要化学成分为：Zn55.27g/L、Fe15.92g/L，Fe²⁺11.40g/L、Fe³⁺4.52g/L、In1.31g/L，H₂SO₄73.26g/L；该第二石膏渣的主要化学成分为：Zn0.35wt％，Fe0.16wt％，Cu0.005wt％，As0.06wt％，In47.25g/t。

将该富铟溶液加热至70℃，加入2.9g/L的工业级还原铁粉反应30min后进行液固分离，得到还原后液。该还原后液的主要化学成分为：Zn54.45g/L、Fe16.12g/L、Fe²⁺15.78g/L、Fe³⁺0.54g/L、In1.28g/L、H₂SO₄71.43g/L。

将该还原后液加热至50℃，加入10g/L的木炭粉搅拌反应20min，产出的沉铟净化液进入萃取箱使用30％P204+70％航空煤油作为萃取剂，进行4级连续逆流铟萃取，萃取效果良好，分相速度较快，没有乳化现象产生。

实施例8

将400L沉铟前液加热到90℃，将轻质碳酸钙调浆后缓慢加入，直至终点pH为5.0，反应0.5小时后进行液固分离，产出含In4610g/t、Zn3.06wt％、Fe3.64wt％的第一石膏渣。

将该第一石膏渣在60℃的温度下用锌电解废液浸出4小时，并得到富铟溶液和第二石膏渣。该锌电解废液的初始硫酸浓度为90g/L，该第一石膏渣和该锌电解废液的液固比3.5L/Kg。其中，该富铟溶液的主要化学成分为：Zn58.72g/L、Fe16.03g/L、Fe²⁺10.90g/L、Fe³⁺5.13g/L、In1.42g/L、H₂SO₄77.52g/L；该第二石膏渣的主要化学成分为：Zn0.26wt％、Fe0.13wt％、Cu0.002wt％、As0.03wt％、In43.84g/t。

将该富铟溶液加热至75℃，加入3.60g/L的工业级还原铁粉反应20min后进行液固分离，得到还原后液。该还原后液的主要化学成分为：Zn56.23g/L、Fe16.62g/L、Fe²⁺16.37g/L、Fe³⁺0.25g/L、In1.37g/L，H₂SO₄73.86g/L。

将该还原后液加热至60℃，加入20g/L的木炭粉搅拌反应30min，产出的沉铟净化液进入萃取箱使用30％P204+70％航空煤油作为萃取剂，进行4级连续逆流铟萃取，萃取效果良好，分相速度较快，没有乳化现象产生。

实施例9：

将600L沉铟前液加热到85℃，将轻质碳酸钙调浆后缓慢加入，直至终点pH为5.0，反应1h后进行液固分离，产出含In4465g/t、Zn2.87wt％、Fe3.13wt％的第一石膏渣。

将该第一石膏渣在85℃的温度下用锌电解废液浸出1小时，并得到富铟溶液和第二石膏渣。该锌电解废液的初始硫酸浓度为110g/L，该第一石膏渣和该锌电解废液的液固比5L/Kg。其中，该富铟溶液的主要化学成分为：Zn53.64g/L、Fe15.73g/L、Fe²⁺11.40g/L、Fe³⁺4.66g/L、In1.20g/L、H₂SO₄76.43g/L；该第二石膏渣的主要化学成分为：Zn0.20wt％、Fe0.11wt％、Cu0.005wt％、As0.03wt％、In40.56g/t。

将该富铟溶液加热至85℃，加入3.2g/L的工业级还原铁粉反应50min后进行液固分离，得到还原后液。该还原后液的主要化学成分为：Zn56.35g/L、Fe15.74g/L、Fe²⁺14.98g/L、Fe³⁺0.76g/L、In1.15g/L，H₂SO₄72.63g/L。

将该还原后液加热至70℃，加入30g/L的木炭粉搅拌反应50min，产出溶液进入萃取箱使用30％P204+70％航空煤油作为萃取剂，进行4级连续逆流铟萃取，萃取效果良好，分相速度较快，没有乳化现象产生。

实施例10

取100L沉铟后液，该沉铟后液中钙的浓度为560mg/L、镁的浓度为22.5g/L，PH4.0-4.5。向该沉铟后液中添加无水硫酸钙晶种和一水硫酸镁晶种，该无水硫酸钙晶种的添加量为1g/L，该一水硫酸镁晶种的添加量为1g/L。

预热该沉铟后液至90℃，经加压泵泵入立式高压釜内，继续加热至185℃，反应3小时后经闪蒸槽、浓密机澄清，得到上清液。该上清液中钙的浓度为57mg/L、镁的浓度为8.0g/L。

实施例11

取100L沉铟后液，该沉铟后液中钙的浓度为560mg/L、镁的浓度为25g/L，PH4.0-4.5。向该沉铟后液中添加无水硫酸钙晶种和一水硫酸镁晶种，该无水硫酸钙晶种的添加量为0.5g/L，该一水硫酸镁晶种的添加量为0.5g/L。

预热该沉铟后液至80℃，经加压泵泵入立式高压釜内，继续加热至130℃，反应5小时后经闪蒸槽、浓密机澄清，得到上清液。该上清液中钙的浓度为43mg/L、镁的浓度为6.7g/L。

实施例12

取100L沉铟后液，该沉铟后液中钙的浓度为560mg/L、镁的浓度为30g/L，PH4.0-4.5。向该沉铟后液中添加无水硫酸钙晶种和一水硫酸镁晶种，该无水硫酸钙晶种的添加量为1.5g/L，该一水硫酸镁晶种的添加量为1.5g/L。

预热该沉铟后液至70℃，经加压泵泵入立式高压釜内，继续加热至150℃，反应2小时后经闪蒸槽、浓密机澄清，得到上清液。该上清液中钙的浓度为61mg/L、镁的浓度为7.3g/L。

在本发明的描述中，需要理解的是，术语“中心”、“纵向”、“横向”、“长度”、“宽度”、“厚度”、“上”、“下”、“前”、“后”、“左”、“右”、“竖直”、“水平”、“顶”、“底”“内”、“外”、“顺时针”、“逆时针”、“轴向”、“径向”、“周向”等指示的方位或位置关系为基于附图所示的方位或位置关系，仅是为了便于描述本发明和简化描述，而不是指示或暗示所指的装置或元件必须具有特定的方位、以特定的方位构造和操作，因此不能理解为对本发明的限制。

此外，术语“第一”、“第二”仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示相对重要性或者隐含指明所指示的技术特征的数量。由此，限定有“第一”、“第二”的特征可以明示或者隐含地包括至少一个该特征。在本发明的描述中，“多个”的含义是至少两个，例如两个，三个等，除非另有明确具体的限定。

在本发明中，除非另有明确的规定和限定，术语“安装”、“相连”、“连接”、“固定”等术语应做广义理解，例如，可以是固定连接，也可以是可拆卸连接，或成一体；可以是机械连接，也可以是电连接或彼此可通讯；可以是直接相连，也可以通过中间媒介间接相连，可以是两个元件内部的连通或两个元件的相互作用关系，除非另有明确的限定。对于本领域的普通技术人员而言，可以根据具体情况理解上述术语在本发明中的具体含义。

在本发明中，除非另有明确的规定和限定，第一特征在第二特征“上”或“下”可以是第一和第二特征直接接触，或第一和第二特征通过中间媒介间接接触。而且，第一特征在第二特征“之上”、“上方”和“上面”可是第一特征在第二特征正上方或斜上方，或仅仅表示第一特征水平高度高于第二特征。第一特征在第二特征“之下”、“下方”和“下面”可以是第一特征在第二特征正下方或斜下方，或仅仅表示第一特征水平高度小于第二特征。

在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不必须针对的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外，在不相互矛盾的情况下，本领域的技术人员可以将本说明书中描述的不同实施例或示例以及不同实施例或示例的特征进行结合和组合。

尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例，可以理解的是，上述实施例是示例性的，不能理解为对本发明的限制，本领域的普通技术人员在本发明的范围内可以对上述实施例进行变化、修改、替换和变型。

Claims

1.一种湿法炼锌工艺，其特征在于，包括以下步骤：

对锌焙砂进行中性浸出和弱酸浸出，以便得到弱酸渣；

2.根据权利要求1所述的湿法炼锌工艺，其特征在于，包括以下步骤：

将温度升高至110℃-150℃且停止向所述酸性浸出剂和所述弱酸渣的混合物中通入二氧化硫气体进行二段浸出，继续利用所述酸性浸出剂浸出所述弱酸渣，以便得到二氧化硫还原浸出液；和

利用二氧化硫洗涤塔洗涤浸出装置排出的尾气,洗涤后尾气返制酸系统回收二氧化硫,并得到所述除铜砷前液。

3.根据权利要求2所述的湿法炼锌工艺，其特征在于，进一步包括：

去除所述除铜砷前液内的铜和砷，以便得到砷化亚铜渣和除铜砷后液；

对所述除铜砷后液进行中和，以便得到石膏渣和沉铟前液；

去除所述沉铟前液中的铟，以便得到沉铟后液和沉铟渣；和

去除所述沉铟后液中的钙和镁。

4.根据权利要求3所述的湿法炼锌工艺，其特征在于，向所述除铜砷前液内加入铁粉，以便去除所述除铜砷前液内的铜和砷，并得到砷化亚铜渣和除铜砷后液。

5.根据权利要求3所述的湿法炼锌工艺，其特征在于，进一步包括：

将除铜砷后液和碳酸钙乳液混合，以便进行一段中和，其中所述碳酸钙乳液由碳酸钙和水混合制成，在进行所述一段中和的过程中，加入石膏晶种；

向经过所述一段中和后的除铜砷后液中加入所述碳酸钙乳液，以便进行二段中和，其中所述一段中和中的所述除铜砷后液和所述碳酸钙乳液的混合物的硫酸浓度与所述二段中和中的所述除铜砷后液和所述碳酸钙乳液的混合物的硫酸浓度之差大于等于5g/L；

向经过所述二段中和后的除铜砷后液中加入所述碳酸钙乳液，以便进行三段中和并得到石膏矿浆，其中所述二段中和中的所述除铜砷后液和所述碳酸钙乳液的混合物的硫酸浓度与所述三段中和中的所述除铜砷后液和所述碳酸钙乳液的混合物的硫酸浓度之差大于等于5g/L；和

对所述石膏矿浆进行固液分离，以便得到沉铟前液和石膏渣。

6.根据权利要求3所述的湿法炼锌工艺，其特征在于，

利用石灰石粉乳液对所述沉铟前液进行中和水解沉铟，以便得到沉铟后液和富集铟的第一石膏渣；

在酸性条件下将所述第一石膏渣中的铟浸出，以便得到富铟溶液和第二石膏渣；

将所述富铟溶液中的Cu²⁺还原为单质Cu、Fe³⁺还原为Fe²⁺，以便得到还原后液；

利用木炭粉对所述还原后液进行净化除杂处理，以便得到沉铟净化液；和

对所述沉铟净化液进行萃取。

7.根据权利要求3所述的湿法炼锌工艺，其特征在于，

向所述沉铟后液中加入无水硫酸钙晶种和一水硫酸镁晶种；和

在120℃-200℃的条件下，使所述沉铟后液中的钙和镁结晶析出，以便得到除钙镁后液，其中所述沉铟后液中的钙以无水硫酸钙的形式结晶析出，所述沉铟后液中的镁以一水硫酸镁的形式结晶析出。

8.根据权利要求1或2所述的湿法炼锌工艺，其特征在于，所述二氧化硫的加入量为还原所述弱酸渣中的Fe的理论量的0.6-3.0倍。

9.根据权利要求1所述的湿法炼锌工艺，其特征在于，进一步包括：

对所述烟气进行净化和干燥；

将干燥后的烟气其中一部分二氧化硫转化为三氧化硫，并利用浓硫酸吸收所述烟气的所述一部分中的三氧化硫，以便得到硫酸和制酸尾气；

利用有机胺液吸收所述制酸尾气中的二氧化硫以及所述烟气的其余部分中的二氧化硫，以便得到富胺液；

解吸所述富胺液中的二氧化硫，然后对解吸出来的二氧化硫进行冷凝和气液分离，以便得到二氧化硫气体；

对所述二氧化硫气体进行洗涤、干燥和压缩，以便得到液态二氧化硫或带压二氧化硫气体。

10.根据权利要求1所述的湿法炼锌工艺，其特征在于，所述浸出终渣中的锌的含量小于4wt％，所述浸出终渣中的铟含量小于150g/t，所述浸出终渣中的银含量大于1000g/t。