CN114606400A - 高铁含砷锌浸渣的处理方法 - Google Patents

高铁含砷锌浸渣的处理方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种高铁含砷锌浸渣的处理方法，该方法包括：(1)将高铁含砷锌浸渣与铜渣和湿法炼锌锌电积废液混合；(2)将二氧化硫通入所述浆化液中进行反应，以便得到铅银渣和还原浸出液；(3)将铁粉与所述还原浸出液混合进行反应；(4)将所述沉铜脱砷后液中的一部分与所述砷化亚铜底流混合，同时通入氧气；(5)将锌粉与所述固砷后液混合进行反应；(6)将所述沉铜后液与所述沉铜脱砷后液中的另一部分混合；(7)将所述回收后液进行湿法炼锌沉铁。由此，该方法具有流程短、对环境友好和有价金属回收率高的优点，同时实现了元素砷的集中固化开路，从而具有良好的安全环保效益和经济效益。

Description

高铁含砷锌浸渣的处理方法
技术领域
本发明涉及冶金领域，具体涉及一种高铁含砷锌浸渣的处理方法。
背景技术
砷是锌冶炼过程中的有害杂质元素，主要存在以下影响：一是新液中砷杂质超标，易引起电解烧板，降低电效，严重时使电解过程无法进行；二是含砷酸性溶液的置换反应过程中易产生砷化氢有毒气体，给员工生命安全带来严重威胁；三是砷含量是衡量部分产品品质的重要指标，如赤铁矿、石膏等，含砷超标将会影响产品品质，从而影响经济效益；四是含砷废水和含砷废渣对生态环境存在较大影响。因此，砷的开路是锌冶炼企业的重点工作。传统锌冶炼过程中，砷通常分散在石膏渣、黄钾铁矾渣、针铁矿渣、铅银渣、烟尘等物料中，较为分散，难以集中固化开路。
臭葱石晶体是一种很稳定的结晶型水合砷酸铁(FeAsO4·2H2O)，在水溶液中的溶解度较无定形砷酸铁小很多，长期堆存不会造成二次污染，被认为是最适合堆存的含砷固体废弃物。臭葱石的稳定性主要受其结晶强度和粒径大小的影响，大颗粒的臭葱石比表面积较小，浸出毒性小，稳定性高。因此，臭葱石固砷法是目前最理想的砷开路方法。常用合成臭葱石的方法有水热法和改进常压法。水热法制备臭葱石的过程中，由于反应体系中过饱和度较低，晶核能稳态生长，有利于获得颗粒大、结晶度高的臭葱石晶体。2008年，FUJITA等提出用改进常压法合成臭葱石晶体，但该方法在制备过程中易形成无定形砷酸铁。
随着高品质锌资源的开发利用，锌冶炼原料日益呈现出高杂质多金属的特点，主要体现为高铁、高砷，且富含铜、铟、铅、锡、银等有价金属元素。现有锌冶炼技术已不能高效清洁处理此类矿物，因此，针对高铁含砷锌浸渣开发一种既能高效回收锌、铟、铜、铁等有价金属，又能实现砷集中固化开路的锌冶炼方法具有重要意义。
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，本发明的一个目的在于提出一种高铁含砷锌浸渣的处理方法。该方法具有流程短、对环境友好和有价金属回收率高的优点，同时实现了元素砷的集中固化开路，从而具有良好的安全环保效益和经济效益。
在本发明的一个方面，本发明提出了一种高铁含砷锌浸渣的处理方法，所述高铁含砷锌浸渣包括铁、砷和铟。根据本发明的实施例，该方法包括：
(1)将高铁含砷锌浸渣与铜渣和湿法炼锌锌电积废液混合，以便得到浆化液；
(2)将二氧化硫通入所述浆化液中进行反应，以便得到铅银渣和还原浸出液；
(3)将铁粉与所述还原浸出液混合进行反应，以便得到砷化亚铜底流和沉铜脱砷后液；
(4)将所述沉铜脱砷后液中的一部分与所述砷化亚铜底流混合，同时通入氧气，以便得到砷酸铁沉淀和固砷后液；
(5)将锌粉与所述固砷后液混合进行反应，以便得到铜精矿和沉铜后液；
(6)将所述沉铜后液与所述沉铜脱砷后液中的另一部分混合，以便得到金属渣和回收后液；
(7)将所述回收后液进行湿法炼锌沉铁，以便得到铁渣和沉铁后液。
根据本发明实施例的高铁含砷锌浸渣的处理方法，通过将高铁含砷锌浸渣与铜渣和湿法炼锌锌电积废液混合，得到含有锌离子、铁离子、铟离子、银离子、铜离子、铅离子的浆化液，然后通入二氧化硫，SO2的强还原性将Fe(Ⅲ)还原为Fe(Ⅱ)，同时还伴有铅、银等元素的还原，得到铅银渣和含有Cu(II)、As(Ⅲ)、Fe(Ⅱ)的还原浸出液，将铁粉加入还原浸出液中反应，铁粉能与还原浸出液中的Cu(II)和As(Ⅲ)按照6Cu2++2As3++9Fe＝9Fe2++2Cu3As↓的反应式进行反应，得到砷化亚铜底流和沉铜脱砷后液，然后将沉铜脱砷后液中的一部分与砷化亚铜底流混合，同时通入氧气，Cu3As会浸出分解成游离态的Cu(Ⅰ)和As(Ⅲ)，进而Cu(Ⅰ)会被氧化生成Cu(Ⅱ)，反应式为Cu++O2+H+＝Cu2++HO2，As(Ⅲ)被氧化生成As(Ⅴ)，同时Cu(Ⅱ)的存在会加速Fe(Ⅱ)被氧化为Fe(Ⅲ)，反应式为Cu2++Fe2+＝Cu++Fe3+，从而使Fe(Ⅲ)达到过饱和状态，进而促使体系内铁、砷按Fe3++H3AsO4+2H2O＝FeAsO4·2H2O↓+3H+主反应进行，生成砷酸铁沉淀，余液为固砷后液。然后将锌粉加入固砷后液中，经过置换反应，得到铜精矿和沉铜后液，将得到的沉铜后液与另一部分沉铜脱砷后液混合后进入稀散金属回收***，得到各种金属渣和回收后液，最后，将回收后液进行湿法炼锌沉铁，得到铁渣和沉铁后液。由此，该方法具有流程短、对环境友好和有价金属回收率高的优点，同时实现了元素砷的集中固化开路，从而具有良好的安全环保效益和经济效益。
另外，根据本发明上述实施例的高铁含砷锌浸渣的处理方法还可以具有如下附加的技术特征：
在本发明的一些实施例中，在步骤(1)中，所述高铁含砷锌浸渣与所述铜渣按照总的Cu与总的As摩尔比为(3.0～5.0):1进行混合。由此，可以在后续Cu(II)和As(Ⅲ)共同发生反应时，保证As(Ⅲ)尽可能完全生成Cu3As沉淀。
在本发明的一些实施例中，所述锌浸渣和所述铜渣与所述湿法炼锌锌电积废液的液固比为(6～8)g：1mL。
在本发明的一些实施例中，在步骤(2)中，所述二氧化硫的通入速率为1000～2000m3/h。
在本发明的一些实施例中，在步骤(2)中，所述反应满足以下条件中的至少之一：初始酸度为100～130g/L；温度为110～120℃；压力为0.2～0.3MPa；时间为1.5～3.0h。由此，可以实现较好的沉铜脱砷效果，并且保证铁粉与As(Ⅲ)基本不反应，能大量减少AsH3的生成。
在本发明的一些实施例中，在步骤(3)中，所述铁粉的过量系数为1.5～1.6。由此，可以保证还原浸出液中的有价元素被充分还原。
在本发明的一些实施例中，在步骤(3)中，所述反应的温度为80～90℃，时间为0.5～2.0h。
在本发明的一些实施例中，在步骤(3)中，所述反应的pH为2.0～4.0。
在本发明的一些实施例中，在步骤(4)中，所述氧气的通入速率为500～1500m3/h。
在本发明的一些实施例中，在步骤(4)中，体系初始酸度为50～100g/L。由此，可以有利于砷酸铁沉淀。
在本发明的一些实施例中，在步骤(4)中，所述砷化亚铜底流与所述沉铜脱砷后液中的一部分按照总Fe与总As摩尔比为(1.5～2.0)：1进行混合。由此，可以使得Fe(Ⅲ)达到过饱和状态，进而生成砷酸铁(FeAsO4·2H2O)沉淀。
在本发明的一些实施例中，在步骤(4)中，体系满足以下条件中的至少之一：pH为1.0～2.0；温度为160～200℃；压力为1.0～2.0MPa；时间为2.5～3.5h。
在本发明的一些实施例中，在步骤(5)中，所述锌粉的过量系数为1.2～1.5。由此，可以保证铜被完全置换。
在本发明的一些实施例中，在步骤(5)中，所述反应的pH为2.0～4.0。由此，有利于后续金属渣进行置换反应或中和沉淀得到含有锗和/或镓和/或铟的金属渣。
在本发明的一些实施例中，步骤(6)进一步包括：将所述金属渣进行置换反应或中和沉淀，以便得到含有锗和/或镓和/或铟金属渣。
在本发明的一些实施例中，进一步包括：将所述沉铁后液进行中性浸出，以便得到金属锌。
本发明的附加方面和优点将在下面的描述中部分给出，部分将从下面的描述中变得明显，或通过本发明的实践了解到。
附图说明
本发明的上述和/或附加的方面和优点从结合下面附图对实施例的描述中将变得明显和容易理解，其中：
图1是根据本发明的一个实施例的高铁含砷锌浸渣的处理方法流程示意图；
图2是根据本发明再一个实施例的高铁含砷锌浸渣的处理方法流程示意图；
图3是根据本发明又一个实施例的高铁含砷锌浸渣的处理方法流程示意图；
图4是根据本发明的一个实施例的高铁含砷锌浸渣的处理工艺流程图；
图5是本发明实施例的高铁含砷锌浸渣的处理工艺流程图。
具体实施方式
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。
在本发明的一个方面，本发明提出了一种锌浸渣的处理方法。根据本发明的实施例，该方法包括：
S100：将高铁含砷锌浸渣与铜渣和湿法炼锌锌电积废液混合
该步骤中，将高铁含砷锌浸渣与铜渣和湿法炼锌锌电积废液混合，得到浆化液。
进一步地，高铁含砷锌浸渣与铜渣按照总的Cu与总的As摩尔比为(3.0～5.0):1进行混合。发明人发现，若总的Cu与总的As摩尔比过高，造成铜渣浸出过程不必要的能源物料的消耗，若总的Cu与总的As摩尔比过低，则导致As沉淀不完全，除砷效果差。需要说明的是，如果在高铁含砷锌浸渣中，Cu和As摩尔比满足(3.0～5.0):1，则不需要加入铜渣。
进一步地，上述锌浸渣和铜渣与湿法炼锌锌电积废液的液固比为(6～8)g：1mL。发明人发现，若湿法炼锌锌电积废液加入量过多，则导致还原浸出液pH偏高，不利于沉铜脱砷过程中砷酸铁(FeAsO4·2H2O)沉淀的生成。若湿法炼锌锌电积废液加入量过少，则Cu、As浸出率低，还原浸出效果不理想。
S200：将二氧化硫通入浆化液中进行反应
该步骤中，将二氧化硫通入S100得到的浆化液中，二氧化硫可以将锌浸渣中的有价元素还原浸出，得到铅银渣和还原浸出液。具体的，二氧化硫的通入速率为1000～2000m3/h。
进一步地，上述反应满足以下条件中的至少之一：初始酸度为100～130g/L；温度为110～120℃；压力为0.2～0.3MPa；时间为1.5～3.0h。发明人发现，若初始酸度过高，还原浸出液pH偏高，不利于沉铜脱砷过程中砷酸铁(FeAsO4·2H2O)沉淀的生成，若初始酸度过低，Cu、As浸出率低，还原浸出效果不理想；同时，若温度过高，造成能源的浪费，若温度过低，Cu、As浸出率低；若压力过高，造成能源的浪费及过程控制风险高、成本高，若压力过低，Cu、As浸出率低、反应速率缓慢；另外，若反应时间过长，造成能源的浪费以及生产效率低，若反应时间过短，则Cu、As浸出率低、反应速率缓慢。
S300：将铁粉与还原浸出液混合进行反应
该步骤中，将铁粉与还原浸出液混合进行反应，铁粉能与还原浸出液中的Cu(II)和As(Ⅲ)共同反应，生成Cu3As沉淀，实现沉铜脱砷的效果，得到砷化亚铜底流和沉铜脱砷后液。
进一步地，铁粉的过量系数为1.5～1.6。发明人发现，若铁粉的加入量不足，则Cu、As沉淀率低，若铁粉的加入量过多，则沉铜脱砷后液含Fe量过高，会导致后续沉铁过程效果差。
进一步地，上述反应的温度为80～90℃，时间为0.5～2.0h。发明人发现，若反应温度过高，造成能源的浪费及过程控制风险高，若反应温度过低，则反应速率缓慢；若反应时间过长，则会导致沉铜脱砷后液中含As量高。
进一步地，上述反应的pH为2.0～4.0。发明人发现，若反应的pH过高，溶液中In3+水解沉淀，造成In的损失，若反应的pH过低，则后续金属渣置换反应或中和沉淀中所需的还原剂或中和剂消耗过大。
S400：将沉铜脱砷后液中的一部分与砷化亚铜底流混合，同时通入氧气
该步骤中，将沉铜脱砷后液中的一部分与砷化亚铜底流混合，同时通入氧气，Cu3As会被分解成Cu(Ⅰ)和As(Ⅲ)，进而Cu(Ⅰ)被氧化生成Cu(Ⅱ)，As(Ⅲ)被氧化生成As(Ⅴ)，同时Cu(Ⅱ)的存在会加速Fe(Ⅱ)被氧化为Fe(Ⅲ)，从而使Fe(Ⅲ)达到过饱和状态，促使体系内铁和砷按Fe3++H3AsO4+2H2O＝FeAsO4·2H2O↓+3H+的主反应进行，即生成砷酸铁沉淀，余液为固砷后液，其中砷酸铁沉淀俗称臭葱石，其晶型主要为稳定的正八面体，有利于堆存处理，从而实现了砷的集中固化开路。具体的，氧气的通入速率为500～1500m3/h。
进一步地，体系初始酸度为50～100g/L。发明人发现，若初始酸度过高或过低，均不利于沉铜脱砷过程中砷酸铁(FeAsO4·2H2O)沉淀的生成。
进一步地，上述砷化亚铜底流与上述沉铜脱砷后液中的一部分按照总Fe与总As摩尔比为(1.5～2.0)：1进行混合。发明人发现，若总Fe与总As摩尔比过高，沉铜脱砷后液含Fe过高，后续沉铁过程效果差，若总Fe与总As摩尔比过低，则Cu、As沉淀率低，沉铜脱砷后液含As量高。
进一步地，体系满足以下条件中的至少之一：pH为1.0～2.0；温度为160～200℃；压力为1.0～2.0MPa；时间为2.5～3.5h。发明人发现，pH值为1～2时，有利于生成砷酸铁(FeAsO4·2H2O)沉淀)。
S500：将锌粉与固砷后液混合进行反应
该步骤中，将锌粉和固砷后液混合进行反应，经过置换反应后，得到铜精矿和沉铜后液。
进一步地，上述锌粉的过量系数为1.2～1.5。发明人发现，若锌粉的加入量过多，则辅料的消耗大，成本高，若锌粉的加入量过少，沉铜不彻底，沉铜后液含Cu2+高。
进一步地，上述反应的pH为2.0～4.0。发明人发现，若反应的pH过高或过低，均不利于金属渣的置换反应或中和沉淀。
S600：将沉铜后液与沉铜脱砷后液中的另一部分混合
该步骤中，将沉铜后液与沉铜脱砷后液中的另一部分混合，然后进入综合回收稀散金属***中，得到金属渣和回收后液。
进一步地，参考图2，步骤S600进一步包括：将金属渣进行置换反应或中和沉淀，得到含有锗和/或镓和/或铟金属渣。
S700：将回收后液进行湿法炼锌沉铁
该步骤中，将步骤S600得到的回收后液进行湿法炼锌沉铁，控制沉铁所需的条件，得到铁渣和沉铁后液。需要说明的是，沉铁所需的条件为常规工艺，此处不再赘述。
进一步地，参考图3和图4，上述锌浸渣的处理方法进一步包括步骤S800：将沉铁后液进行中性浸出。
该步骤中，通过将沉铁后液进行中性浸出，可以回收沉铁后液中的金属锌。
通过将高铁含砷锌浸渣与铜渣和湿法炼锌锌电积废液混合，得到含有锌离子、铁离子、铟离子、银离子、铜离子、铅离子的浆化液，然后通入二氧化硫，SO2的强还原性将Fe(Ⅲ)还原为Fe(Ⅱ)，同时还伴有铅、银等元素的还原，得到铅银渣和含有Cu(II)、As(Ⅲ)、Fe(Ⅱ)的还原浸出液，将铁粉加入还原浸出液中反应，铁粉能与还原浸出液中的Cu(II)和As(Ⅲ)按照6Cu2++2As3++9Fe＝9Fe2++2Cu3As↓的反应式进行反应，得到砷化亚铜底流和沉铜脱砷后液，然后将沉铜脱砷后液中的一部分与砷化亚铜底流混合，同时通入氧气，Cu3As会浸出分解成游离态的Cu(Ⅰ)和As(Ⅲ)，进而Cu(Ⅰ)会被氧化生成Cu(Ⅱ)，反应式为Cu++O2+H+＝Cu2++HO2，As(Ⅲ)被氧化生成As(Ⅴ)，同时Cu(Ⅱ)的存在会加速Fe(Ⅱ)被氧化为Fe(Ⅲ)，反应式为Cu2++Fe2+＝Cu++Fe3+，从而使Fe(Ⅲ)达到过饱和状态，进而促使体系内铁、砷按Fe3++H3AsO4+2H2O＝FeAsO4·2H2O↓+3H+主反应进行，生成砷酸铁沉淀，余液为固砷后液。然后将锌粉加入固砷后液中，经过置换反应，得到铜精矿和沉铜后液，将得到的沉铜后液与另一部分沉铜脱砷后液混合后进入稀散金属回收***，得到各种金属渣和回收后液，最后，将回收后液进行湿法炼锌沉铁，得到铁渣和沉铁后液。由此，该方法具有流程短、对环境友好和有价金属回收率高的优点，同时实现了元素砷的集中固化开路，从而具有良好的安全环保效益和经济效益。
下面详细描述本发明的实施例，需要说明的是下面描述的实施例是示例性的，仅用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。另外，如果没有明确说明，在下面的实施例中所采用的所有试剂均为市场上可以购得的，或者可以按照本文或已知的方法合成的，对于没有列出的反应条件，也均为本领域技术人员容易获得的。
实施例
原料：高铁含砷锌浸渣中含有铜、铟、铅、锡、银、铁、砷等元素，经过测定，其主要成分及含量为：含Fe 11.46％，As 0.32％，In 330g/t；铜渣中Cu 45.92％。
还原浸出：高铁含砷锌浸渣与铜渣按照总的Cu与总的As摩尔比为4：1的比例混合，将锌浸渣和铜渣与湿法炼锌锌电积废液按照固液比7g：1mL混合浆化后进入还原加压釜中，控制初始酸度120g/L、温度110℃，然后按照1200m3/h的速率通入SO2，控制釜压0.3MPa，进行还原浸出反应2.5h；
在高温高酸条件下，高铁含砷锌浸渣中的锌、铁、铟、铜等有价金属将被浸出进入溶液中，并利用SO2的还原性将Fe(Ⅲ)还原为Fe(Ⅱ)，以促进铁酸锌分解(此过程还有铁酸铟的分解)，同时还伴有铅、银等元素的还原，得到铅银渣和还原浸出液；
其中还原浸出液主要成分及含量为：Fe(Ⅱ)42g/L、Fe(Ⅲ)0.3g/L、Cu 3.2g/L、As0.87g/L、In 113mg/L，其过程中Fe(Ⅲ)还原率为99.0％，铅和银的富集比＞12。
沉铜脱砷：将还原浸出液加入沉铜脱砷反应槽中，然后加入铁粉，铁粉过量系数为1.5，控制反应温度为85℃，反应0.5h；
还原浸出液中的砷主要以As(Ⅲ)的形式存在，在加入铁粉的情况下，溶液中As(Ⅲ)的沉淀按6Cu2++2As3++9Fe＝9Fe2++2Cu3As↓反应进行，得到砷化亚铜底流和沉铜脱砷后液；同时，在酸性条件下，金属铁与As(Ⅲ)基本不反应，能大量减少AsH3的生成，有利于现场作业安全和员工职业健康；
其中砷化亚铜底流的主要成分及含量为：Cu 39.4％、As 14.3％；所述沉铜脱砷后液主成分为：Fe 48.1g/L、Cu 10.3mg/L、As 3.1mg/L；此过程中铜和砷的沉淀率＞98％。
固砷：将砷化亚铜底流与沉铜脱砷后液中的一部分按照总Fe与总As摩尔比为1.5：1进行混合后进入固砷高压釜中，控制pH1.2、压力2.0MPa、温度180℃、按照850m3/h的速率通入氧气，反应3h。
在高温、加压、氧化气氛下的Zn-Cu-Fe-As-H2SO4体系内，Cu3As浸出分解成游离态的Cu(Ⅰ)和As(Ⅲ)，进而Cu(Ⅰ)氧化生成Cu(Ⅱ)、As(Ⅲ)氧化生成As(Ⅴ)；Cu(Ⅱ)存在加速Fe(Ⅱ)氧化为Fe(Ⅲ)(氧压气氛下Cu2++Fe2+＝Cu++Fe3+，Cu++O2+H+＝Cu2++HO2)，从而使Fe(Ⅲ)达到过饱和状态，促使体系内铁、砷按Fe3++H3AsO4+2H2O＝FeAsO4·2H2O↓+3H+主反应进行，共沉淀为以砷酸铁颗粒为主的砷酸铁沉淀(其中包含有碱式硫酸铁、铁矾和锌聚合物)，余液为固砷后液。其中砷酸铁沉淀俗称臭葱石，其晶型主要为稳定的正八面体，利于堆存处理，从而实现了砷的集中固化开路。
其中砷酸铁沉淀主要成分及含量为：Fe32.4％、As24.7％；所述固砷后液主要成分及含量为：Cu31.7g/L、Fe＜1g/L、As＜0.3g/L；此过程沉砷率＞96％、沉铁率＞92％。
沉铜：固砷后液进入沉铜反应槽中，加入锌粉，锌粉过量系数为1.5，经过置换反应，得到铜精矿和沉铜后液。其中铜精矿进行外售，实现有价金属的回收利用。
其中所述铜精矿主要成分及含量为：Cu58.7％、Zn＜2％；所述沉铜后液含Cu＜1g/L。
综合回收稀散金属：将沉铜后液与剩余的沉铜脱砷后液混合，然后一并进入综合回收稀散金属***中，由于还原浸出液中Fe(Ⅲ)经通入SO2反应后已几乎全部还原生成Fe(Ⅱ)，可采用锌粉置换或中和沉淀的方法，得到各种富含有锗和/或镓和/或铟金属渣和综合回收后液。
沉铁：将综合回收后液置于沉铁反应釜中，控制温度175℃，按照900m3/h通入氧气，控制釜压1.5MPa，反应3h，得到铁渣和沉铁后液。
其中铁渣中Fe的含量为55.32％，沉铁后液含Fe＜5g/L。
综上所述，根据本发明高铁含砷锌浸渣的处理方法，首先利用SO2强还原气氛将高铁含砷锌浸渣中的有价元素充分浸出，锌、铜、铁、砷、铟浸出率达96％以上；再利用浸出液中的部分铁与砷反应生成稳定的砷酸铁沉淀，实现杂质砷的集中固化开路达85％以上，解决了湿法炼锌过程中砷分散，开路难的问题，避免了砷对环境带来的潜在危害；同时将锌物料中的铜以铜精矿形式回收，回收率达90％以上，其余铁则通过湿法炼锌沉铁工艺生成高品质铁渣。
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 (10)

1.一种高铁含砷锌浸渣的处理方法，所述高铁含砷锌浸渣包括铁、砷和铟，其特征在于，包括：
(1)将高铁含砷锌浸渣与铜渣和湿法炼锌锌电积废液混合，以便得到浆化液；
(2)将二氧化硫通入所述浆化液中进行反应，以便得到铅银渣和还原浸出液；
(3)将铁粉与所述还原浸出液混合进行反应，以便得到砷化亚铜底流和沉铜脱砷后液；
(4)将所述沉铜脱砷后液中的一部分与所述砷化亚铜底流混合，同时通入氧气，以便得到砷酸铁沉淀和固砷后液；
(5)将锌粉与所述固砷后液混合进行反应，以便得到铜精矿和沉铜后液；
(6)将所述沉铜后液与所述沉铜脱砷后液中的另一部分混合，以便得到金属渣和回收后液；
(7)将所述回收后液进行湿法炼锌沉铁，以便得到铁渣和沉铁后液。
2.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，在步骤(1)中，所述高铁含砷锌浸渣与所述铜渣按照总的Cu与总的As摩尔比为(3.0～5.0):1进行混合；
任选地，在步骤(1)中，所述锌浸渣和所述铜渣与所述湿法炼锌锌电积废液的固液比为(6～8)g：1mL。
3.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，在步骤(2)中，所述二氧化硫的通入速率为1000～2000m3/h。
4.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，在步骤(2)中，所述反应满足以下条件中的至少之一：
初始酸度为100～130g/L；
温度为110～120℃；
压力为0.2～0.3MPa；
时间为1.5～3.0h。
5.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，在步骤(3)中，所述铁粉的过量系数为1.5～1.6；
任选地，在步骤(3)中，所述反应的温度为80～90℃，时间为0.5～2.0h；
任选地，在步骤(3)中，所述反应的pH为2.0～4.0。
6.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，在步骤(4)中，所述氧气的通入速率为500～1500m3/h；
任选地，在步骤(4)中，体系初始酸度为50～100g/L；
任选地，在步骤(4)中，所述砷化亚铜底流与所述沉铜脱砷后液中的一部分按照总Fe与总As摩尔比为(1.5～2.0)：1进行混合。
7.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，在步骤(4)中，体系满足以下条件中的至少之一：
pH为1.0～2.0；
温度为160～200℃；
压力为1.0～2.0MPa；
时间为2.5～3.5h。
8.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，在步骤(5)中，所述锌粉的过量系数为1.2～1.5；
任选地，在步骤(5)中，所述反应的pH为2.0～4.0。
9.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，步骤(6)进一步包括：将所述金属渣进行置换反应或中和沉淀，以便得到含有锗和/或镓和/或铟金属渣。
10.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，进一步包括：将所述沉铁后液进行中性浸出，以便得到金属锌。
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