一种高铁低锌复杂多金属焙矿中稀散金属铟的富集方法

摘要

发明公开了一种高铁低锌复杂多金属焙矿中稀散金属铟的富集方法。高铁低锌复杂多金属焙矿在还原挥发熔炼过程中，按每100kg锌焙砂加入5kg的高铅、氯含锌物料(低品位次焙矿)进行配料，同时控制入炉铅品位为0.15～0.25％，氯品位0.20～0.40％。本发明能够有效提高主金属锌的回收率和直收率，回收率达97％以上，随主金属锌富集的铟提高20～30％，现场操作环境明显改善。还原熔炼加工后的废料中铟回收率损失减小8％以上。该方法操作简便，成本低廉，具有良好的推广应用前景。

说明书

技术领域

本发明属于还原挥发熔炼技术领域，具体是涉及一种高铁低锌复杂多金 属焙矿中稀散金属铟的富集方法。

背景技术

目前，高铁低锌复杂多金属焙矿的处理一直是本领域的难题，尤其是高 铁低锌复杂多金属焙矿中富含的稀散金属铟的回收利用率还很不理想。现有 技术中，回收高铁低锌复杂多金属焙矿中的稀散金属铟的方法有很多，例如： 酸化浸出—萃取法，真空熔炼法、水解法、选择性溶解法、离子交换法、液 膜法、还原挥发熔炼初步富集酸化浸出—萃取—返萃—电积方法等，目前使 用最多的是酸化浸出—萃取法。这些方法由于提取过程中的金属铟较为分 散，导致回收利用率很低。因此，当前能够经济地回收利用的稀散金属铟仅 仅占主体金属中储量的极少部分，受技术条件和回收设备高投入的限制，部 分稀散金属铟都随主体金属冶炼加工后的废料被遗弃。如何提高高铁低锌复 杂多金属焙矿中稀散金属铟的回收利用率，现有技术中尚未见有很好地解决 办法。

发明内容

本发明的目的在于针对现有技术的不足，提供一种高铁低锌复杂多金属 焙矿中稀散金属铟的富集方法。利用还原挥发熔炼处理技术，在提升稀散金 属铟回收率的同时，也改善主金属锌的提取操作环境。

本发明的目的通过以下技术方案予以实现。

除非另有说明，本发明所采用的百分数均为质量百分数。

一种高铁低锌复杂多金属焙矿中稀散金属铟的富集方法，其特征在于： 高铁低锌复杂多金属焙矿在还原挥发熔炼过程中，按每100kg锌焙砂中加入 5kg高铅、氯含锌物料(低品位次焙矿)进行配料，同时控制入炉物料中铅 品位为0.15～0.25％，氯品位0.20～0.40％。

本发明的技术方案主要基于以下认识：借助铅对铟有捕集作用的原理， 在生产中合理控制入炉混合料含铅品位有利于铟的富集，提高铟的直收率和 回收率，降低冶炼废渣中铟损失。入炉混合料铅品位超过0.25％时，主金属 锌富集铟效果差，入炉混合料铅品位低于0.15％时不利于达到富集稀散金属 铟的目的。同时配入的氯，在提取主金属锌时，能够改善操作环境和工艺指 标，同时产出的锌灰呈颗粒状。但如果投入氯品位超过0.40％以上时，易造 成生产控制难度加大，不易掏灰和影响生产工艺指标。

相对于现有技术，本发明具有以下优点：

1、本发明能够有效提高主金属锌的回收率和直收率，同时改善还原挥 发熔炼过程的操作环境。主金属锌的回收率达97％以上，随主金属锌富集的 铟提高20～30％，现场操作环境明显改善。

2、主金属中铟含量明显上升，主金属冶炼加工后的废料中铟含量明显 下降，还原熔炼加工后的废料中铟回收率损失减小8％以上。

3、该方法操作简便，成本低廉，具有良好的推广应用前景。

附图说明

图1为本发明实施例中加含铅次焙矿及未加含铅次焙矿In回收率对比 效果折线图。

具体实施方式

下面结合附图和实施例对本发明的技术方案做进一步的详细说明，但附 图和实施例并不是对本发明的限定。

实施例1：

在高铁低锌复杂多金属焙矿电炉还原挥发熔炼过程中，加入高铅、氯含 锌物料(低品位次焙矿)，控制还原熔炼过程中入炉混合料铅、氯含量，进 行电炉还原熔炼生产指标对比实验：

实验于2013年12月30日于2#电炉实施，为确保实验数据的准确性， 高铅、氯含锌物料的加入量实行逐级增加，开始时每100kg焙砂加入高铅、 氯含锌物料5kg，控制入炉铅品位0.16％，氯品位0.23％，与没有加入高铅、 氯含锌物料的1#电炉和3#电炉进行指标对比，各项指标对比见表1、表2(实 验数据每周累计1次)。

实验期间2#电炉相对于1#、3#电炉炉况、控制操作无任何异常，但一 冷操作上有明显变化，①一冷清理锌灰时烟气量明显小于未加高铅含锌物料 之前和1#、3#电炉；②部分锌灰成颗粒状。

实验第二个阶段于2013年12月13日开始对2#电炉100kg焙砂加入高 铅、氯含锌物料8kg，控制入炉铅品位0.25％，氯品位0.38％，1#、3#电炉控 制入炉铅品位0.021％、0.022％，入炉氯品位0.30％，有关数据见表1、表2。

实验期间1#、2#、3#电炉炉况及控制操作稳定，但一冷操作上有明显变 化。首先，2#电炉一冷清理锌灰时烟气量与1#、3#电炉相比要小，但与加入 5kg高铅、氯含锌物料时相比没有太大差异；其次是2#电炉锌灰有98％以上 成粒状，粒子粒度与豌豆粒相似。

实验第三个阶段于1月18日以后开始对1#、2#电炉100kg焙砂同时加 入高铅、氯含锌物料5kg，控制入炉铅品位分别为0.173％、0.171％；氯品位 分别为0.281％、0.291％，同时与3#电炉加入10kg无铅、氯含锌返料进行对 比。

实验期间1#、2#电炉在炉况和操作上与2#电炉加5kg时没有明显的变 化。3#电炉加10kg无铅、氯含锌返料后，锌灰量明显高于1#、2#电炉，其 它无明显差异。有关数据见表1、表2

表1、高铅、氯含锌物料实验In指标对比

备注:1#电炉1月19-2月5日加5kg高铅、氯含锌物料，3#电炉2月1日加10kg无铅、氯含锌返料。

由表1可知：还原熔炼过程中，控制入炉混合料铅品位0.15-0.25％，粗锌 中铟的富集率明显提高。

表2、高铅、氯含锌物料实验Zn指标对比

备注:1#电炉1月19-2月5日加5kg高铅、氯含锌物料，3#电炉2月1日加10kg无铅、氯含锌返 料。

由表2可知：还原熔炼过程中，控制入炉混合料铅品位0.15-0.25％，氯品 位0.2-0.4％，锌的直收率得到进一步提升。

稀散金属铟在主体金属锌还原冶炼过程中富集，随主金属锌进入精馏处 理工序，富集于硬锌和B#锌中含铟达60000g/t，以硬锌及高铟B#锌为原料， 经电坩埚物理除杂，低沸点金属(锌)进入冷凝器冷凝后铸锭，产出3#锌， 高沸点金属(铟、铁、铅、锡、铜等)形成铟渣、底铅；铟渣经烧碱熟化处 理后，经雷蒙磨细磨成铟渣粉，坩埚内底铅人工捞取铸锭，经化铅坩埚处理 产出碱渣粉；铟富集于铟渣粉、碱渣粉中，经湿法处理提取提铟、锡等。

还原熔炼结束后，对所得粗锌及富集的金属铟进行检测(上表已经有检 测数据)：

通过反复生产试验，最终生产应用主金属锌回收率突破97％以上，铟回 收率明显提高；粗锌中铟的富集提高，底铁和水渣中铟损失明显降低。

(1)水渣、底铁含铟明显下降，水渣中含In平均降低了49.8％；底铁 中含In平均降低了67％。

(2)粗锌中铟的富集率提高18.5％，通过生产实践进一步验证了铅对铟 具有良好捕集作用。

(3)锌的直收率得到进一步提升，锌直收率81.34％提高到86％。

(4)一冷操作环境得到了改善：一冷产出颗粒状的锌灰，扒灰烟气量 明显减少，员工劳动环境明显改善，一冷温度易控制，同时产出的颗粒锌灰 通过筛分，可直接加入电炉使用，减少备料制粒、烘烤工作量，降低了原煤 消耗量，提高工作效率。

如图1所示，还原挥发熔炼过程中，控制入炉混合料含铅及氯品位，有 利于稀散金属铟的提取。

项目 Zn In(g/t) Pb Cl 锌精矿 41～43 400～600 0.09～0.01 0.04～0.06 焙砂 53～55 550～750 0.03～0.05 0.009～0.01 次焙矿 49～50 50～60 4.0～4.5 3.42

表3

由表3可知，锌精矿、高铁低锌复杂多金属焙矿及高铅、氯含锌物料 (低品位次焙矿)中锌、铟、铅、氯含量

表4

由表4可知，还原熔炼过程中，加含铅、氯含锌物料后综合指标明显提高

实施例2

重复实施例1，有以下不同点：控制还原熔炼过程中入炉混合料中的铅 含量为0.35％，氯含量超过0.4％以上，生产试验中出现一冷锌灰结块难清理， 炉气通道易堵死，影响生产正常组织；粗锌含铟与入炉混合料控制含铅品位 0.25％时，未见明显提高。

所述的高铁低锌复杂多金属焙矿在还原挥发熔炼新技术的开发和利用， 其中，包括主金属锌直收率和回收率提高，主金属提取过程烟气量减少，操 作环境改善。稀散金属铟随主体金属冶炼加工后的废料被遗弃的铟回收率损 失减少8％以上。