从铅锌冶炼副产氧化锌中浸出、富集回收铟的方法

摘要

本发明公开了一种从铅锌冶炼副产氧化锌中浸出、富集回收铟的方法，本发明通过下述技术方案予以实现：采用三段浸出工艺，向浸出矿浆中加入氧化剂解决了铟浸出率低的问题；采用间歇式的进渣方式，防止高酸浸出初始酸度过高，防止铁被过多浸出来，避免下一步预中和时形成铟铁矾，影响铟的回收；对高酸溶液采用氧化锌或锌焙砂等中和剂进行中和反应，解决了高酸溶液如何处置的问题，在低酸浸出矿浆、高酸浸出矿浆进入浓密机时，加入混合凝聚剂，解决了矿浆难沉清、浓密底流流动性差、板结严重的技术问题。铟的浸出率提高至70％～80％，不仅提高了铟、锌的回收率，同时为铅系统处理含铅物料(铅渣)创造了条件，不增加废渣、废气、废水排放量，无环境污染。

说明书

技术领域

本发明涉及一种铟的生产方法，特别涉及一种从铅锌冶炼副产氧化锌中浸出、富集回收铟的方法。

背景技术

金属铟在自然界中没有单独的矿物，伴随在铅、锌、锡和铜矿中，且含量很少，铟在金属矿石中含量一般是万分之几。铟的提取过程一般可以分为4个阶段，一是使铟在其主金属提取过程中的富集；二是制取铟富集物；三是通过一系列化学冶金过程而制得粗铟；四是粗铟电解得精铟锭。目前的现有技术中提取铟的途径主要有以下几种：一是从湿法炼锌的浸出残渣提取铟，为综合提铟的最主要的途径；二是从火法炼锌的副产品-硬锌(锌铁合金)中提取铟；三是从粗铅浮渣和铜吹炉尘中提取铟；四是从焊锡电解液中提取铟。在铟的应用日益广泛的基础上，进一步开发提高铟浸出、回收技术，具有很高的经济价值。为降低铟的提炼成本，本行业内技术人员正在探索新的提炼成本方法。例如在铅锌冶炼过程中产生的副产氧化锌已一定程度上完成了铟的富集，副产氧化锌一般含In0.02～0.5％，其它成份可以是：Zn30～80％Pb1～30％Fe0.2～15％，还有少量的As、Sb、Ge、Cu、Au、Ag、Cd、Bi、Ni等。从铅锌冶炼副产氧化锌采取湿法的提取方法制取铟富集物的方法是：将铟浸出，并力求达到铅渣中含锌量降低，含铅量升高的效果，提高铟、锌的回收率。该法目前普遍采用两段浸出工艺，即第一段中性浸出，控制浸出终点PH值4.0～5.2，第二段酸性浸出，控制浸出终点酸度15～30g/l。该工艺的浸出率一般仅为30～60％，铟、锌的回收率过低，造成严重的资源浪费。三段浸出工艺是在两段浸出工艺的基础上的改进，它增加一段高酸浸出工艺，即将酸性浸出渣再进行较高酸度的浸出，控制浸出终点酸度为30～100g/l。三段浸出工艺已有文献报道(见文《我国湿法炼锌技术的发展》刘杰峰，[刊名]湖南有色金属，2001年03期)，但尚处于实验室阶段或半工业试验阶段，在工业化生产中还存在高酸浸出矿浆液固分离困难、高酸浓密底流流动性差、板结严重、含铟高酸溶液难处理等技术问题，工业化生产工艺流程尚未实验成功，不具有实际可操作性，无法推广应用，未实现工业化生产。如何解决上述技术问题、使三段浸出工艺实现工业生产是有待探索的难题。

发明内容

本发明的目的在于克服现有技术不足，提供一种新的从铅锌冶炼副产氧化锌中浸出、富集回收铟的方法，它采用三段浸出工艺，提高铟的浸出率、回收率，减少资源浪费。

本发明的技术方案为：

一种从铅锌冶炼副产氧化锌中浸出、富集回收铟的方法，其特征在于依次包含以下步骤：

步骤1：将副产氧化锌经硫酸中性浸出，得到含铟0.005～0.05g/l的中性浸出液和含铟0.05～1.5％的中性浸出渣；

步骤2：将步骤1得到的中性浸出渣用硫酸低酸浸出，浸出初始酸度60～300g/l，浸出后的低酸浸出矿浆在分离设备内进行液固分离，加入混合凝聚剂，澄清，得到含铟0.1～2.0g/l、含酸15～30g/l酸性溶液和含铟0.05～1.5％的酸性浸出渣；

步骤3：将步骤2得到的酸性浸出渣用硫酸进行高温、高酸浸出，向浸出矿浆中加入氧化剂，控制浸出初始酸度为100～400g/l，浸出终点酸度为30～100g/l，反应温度为70～100℃，反应时间为4～24h，得到高酸浸出矿浆；

步骤4：将步骤3得到的高酸浸出矿浆在分离设备内进行液固分离，加入混合凝聚剂，澄清，得到含铟0.1～2.0g/l、含酸30～100g/l的高酸溶液和含铟0.02～0.5％、含锌2～15％、含铅20～60％的铅渣；

步骤5：将步骤4得到的高酸溶液用中和剂进行中和反应，搅拌，至溶液的终点酸浓度为15～30g/l，再在分离设备内进行液固分离，加入混合凝聚剂，澄清，得到含铟0.1～2.0g/l、含酸15～30g/l含铟溶液和含铟0.05～1.5％的预中和渣，将预中和渣返回步骤3处理。

步骤6：将步骤5得到的低酸含铟溶液和步骤2得到的低酸含铟溶液混合进行置换反应，加入锌粉置换溶液中的铟，得到含铟0.5～10％的富铟渣。

作为对本发明的进一步改进，所述的步骤3中的氧化剂为高锰酸钾或二氧化锰，高锰酸钾重量与浸出矿浆体积比为0.02～0.5kg/m³，二氧化锰重量与浸出矿浆体积比为0.2～5kg/m³。

作为对本发明的进一步改进，所述的步骤3中酸性浸出渣加入到反应设备内的进渣方式为间歇式分批加入，即首先加入10～70％体积酸性浸出渣，再加入所需硫酸，最后加入剩余体积的酸性浸出渣。

作为对本发明的进一步改进，所述的步骤1中反应后得到的中性浸出液返回至反应前与硫酸混合使用。

作为对本发明的进一步改进，所述的步骤5中所采用的中和剂为氧化锌或锌焙砂，中和反应时间为0.5～8小时。

作为对本发明的进一步改进，所述的混合凝聚剂由聚丙烯酰胺和明胶混合而成，其重量比为50∶1～4∶1，混合凝聚剂重量与高酸浸出矿浆体积比为0.2～2kg/m³。

本发明的有益效果在于：

本发明对铅锌冶炼过程中产生的副产氧化锌中的有价金属采用三段浸出工艺提取，采用了向浸出矿浆中加入氧化剂解决了铟浸出率低的问题；采用间歇式的进渣方式，防止高酸浸出初始酸度过高，防止铁被过多浸出来，避免下一步预中和时形成铟铁矾，影响铟的回收；对高酸溶液采用氧化锌或锌焙砂等中和剂进行中和反应，解决了高酸溶液如何处置的问题，在低酸浸出矿浆、高酸浸出矿浆进入浓密机时，加入混合凝聚剂，解决了矿浆难沉清、浓密底流流动性差、板结严重的技术问题。

本发明将铅锌冶炼过程中产生的副产氧化锌中铟的浸出率提高至70％～80％，同时使铅渣中含锌率降低，含铅率升高，不仅提高了铟、锌的回收率，同时为铅系统处理含铅物料(铅渣)创造了条件。其消耗性材料为普通材料且消耗量较少。降低了生产成本，提高有价金属回收率，使三段浸出工艺具有经济可行性，从实验室推广应用到生产实践中。本发明不增加废渣、废气、废水排放，无环境污染。

附图说明

图1为本发明的工艺流程示意图。

具体实施方式

以下通过实施例进一步说明本发明。

实施范例1：

采用本发明对铅锌冶炼副产氧化锌焙砂进行浸出、富集回收铟，其氧化锌焙砂中含铟0.02％、含锌58.75％、含铅9.98％。将氧化锌焙砂按常规方法冲矿、球磨后得到矿浆，对矿浆依次按以下步骤进行：

步骤1：将氧化锌焙砂矿浆经硫酸中性浸出，得到含铟0.005g/l的中性浸出液和含铟0.05％的中性浸出渣，中性浸出液返回与硫酸混合用于副产氧化锌中性浸出；

步骤2：将步骤1得到的中性浸出渣用硫酸低酸浸出，浸出初始酸度60g/l，浸出后的低酸浸出矿浆在分离设备内进行液固分离，加入聚丙烯酰胺和明胶混合而成的混合凝聚剂，其重量比为50∶1，澄清，得到含铟0.1g/l、含酸15g/l酸性溶液和含铟0.05％的酸性浸出渣；

步骤3：将步骤2得到的酸性浸出渣用硫酸进行高温、高酸浸出，进渣方式为间歇式分批加入，即首先加入10％体积酸性浸出渣，再加入所需硫酸，最后加入剩余体积的酸性浸出渣，向浸出矿浆中加入高锰酸钾，高锰酸钾重量与浸出矿浆体积比为0.02kg/m³，控制浸出初始酸度为100g/l，浸出终点酸度为30g/l，反应温度为70℃，反应时间为4h，得到高酸浸出矿浆；

步骤4：将步骤3得到的高酸浸出矿浆在分离设备内进行液固分离，加入由聚丙烯酰胺和明胶混合而成的混合凝聚剂，其重量比为50∶1，混合凝聚剂重量与高酸浸出矿浆体积比为0.2kg/m³，矿浆澄清后，得到含铟0.1g/l、含酸30g/l的高酸溶液和含铟0.02％、含锌15％、含铅20％的铅渣；

步骤5：将步骤4得到的高酸溶液用氧化锌中和剂进行中和反应，搅拌，至溶液的终点酸浓度为15g/l，中和反应时间为0.5小时，再在分离设备内进行液固分离，加入由聚丙烯酰胺和明胶混合而成的混合凝聚剂，其重量比为50∶1，混合凝聚剂重量与高酸浸出矿浆体积比为0.2kg/m³，澄清，得到含铟0.1g/l、含酸15g/l含铟溶液和含铟0.05％的预中和渣，将预中和渣返回步骤3处理。

步骤6：将步骤5得到的低酸含铟溶液和步骤2得到的低酸含铟溶液混合进行置换反应，加入锌粉置换溶液中的铟，得到含铟0.5％的富铟渣。

实施范例2：

采用本发明对铅锌冶炼副产氧化锌焙砂进行浸出、富集回收铟，其氧化锌焙砂含铟0.5％、含锌50.53％、含铅12.46％。将氧化锌焙砂按常规方法冲矿、球磨后得到矿浆，对矿浆依次按以下步骤进行：

步骤1：将氧化锌焙砂经硫酸中性浸出，得到含铟0.05g/l的中性浸出液和含铟1.5％的中性浸出渣，中性浸出液返回用于与硫酸一起将副产氧化锌中性浸出；

步骤2：将步骤1得到的中性浸出渣用硫酸低酸浸出，浸出初始酸度300g/l，浸出后的低酸浸出矿浆在分离设备内进行液固分离，加入由聚丙烯酰胺和明胶混合而成的混合凝聚剂，其重量比为4∶1，澄清，得到含铟2.0g/l、含酸30g/l酸性溶液和含铟1.5％的酸性浸出渣；

步骤3：将步骤2得到的酸性浸出渣用硫酸进行高温、高酸浸出，进渣方式为间歇式分批加入，即首先加入70％体积酸性浸出渣，再加入所需硫酸，最后加入剩余体积的酸性浸出渣，向浸出矿浆中加入二氧化锰，二氧化锰重量与浸出矿浆体积比为5kg/m³，控制浸出初始酸度为400g/l，浸出终点酸度为100g/l，反应温度为100℃，反应时间为24h，得到高酸浸出矿浆；

步骤4：将步骤3得到的高酸浸出矿浆在分离设备内进行液固分离，加入由聚丙烯酰胺和明胶混合而成的混合凝聚剂，其重量比为4∶1，混合凝聚剂重量与高酸浸出矿浆体积比为2kg/m³，矿浆澄清后，得到含铟2.0g/l、含酸100g/l的高酸溶液和含铟0.5％、含锌2％、含铅60％的铅渣；

步骤5：将步骤4得到的高酸溶液用锌焙砂中和剂进行中和反应，搅拌，至溶液的终点酸浓度为30g/l，中和反应时间为8小时，再在分离设备内进行液固分离，加入由聚丙烯酰胺和明胶混合而成的混合凝聚剂，其重量比为4∶1，混合凝聚剂重量与高酸浸出矿浆体积比为2kg/m³，澄清，得到含铟2.0g/l、含酸30g/l含铟溶液和含铟1.5％的预中和渣，将预中和渣返回步骤3处理。

步骤6：将步骤5得到的低酸含铟溶液和步骤2得到的低酸含铟溶液混合进行置换反应，加入锌粉置换溶液中的铟，得到含铟10％的富铟渣。