CN101597692B - 从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法 - Google Patents
从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN101597692B CN101597692B CN2009100599182A CN200910059918A CN101597692B CN 101597692 B CN101597692 B CN 101597692B CN 2009100599182 A CN2009100599182 A CN 2009100599182A CN 200910059918 A CN200910059918 A CN 200910059918A CN 101597692 B CN101597692 B CN 101597692B
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- zinc oxide
- indium
- zinc
- liquid
- extraction
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Active
Links
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 120
- 229910052738 indium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 62
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 title claims abstract description 60
- APFVFJFRJDLVQX-UHFFFAOYSA-N indium atom Chemical compound [In] APFVFJFRJDLVQX-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 58
- 239000011701 zinc Substances 0.000 title claims abstract description 51
- 239000002699 waste material Substances 0.000 title claims abstract description 35
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 31
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 31
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 31
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 title abstract description 7
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims abstract description 52
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 38
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims abstract description 28
- 239000012535 impurity Substances 0.000 claims abstract description 27
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 22
- 239000002131 composite material Substances 0.000 claims abstract description 11
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 11
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims abstract description 11
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims abstract description 11
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 7
- 239000001117 sulphuric acid Substances 0.000 claims abstract description 6
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 claims abstract description 6
- MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N Hydrogen peroxide Chemical compound OO MHAJPDPJQMAIIY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 28
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 claims description 27
- 238000003672 processing method Methods 0.000 claims description 21
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 15
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 claims description 12
- 239000000126 substance Substances 0.000 claims description 12
- 238000013019 agitation Methods 0.000 claims description 8
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims description 8
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 8
- 238000006073 displacement reaction Methods 0.000 claims description 6
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims description 6
- NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L zinc sulfate Chemical compound [Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O NWONKYPBYAMBJT-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 6
- 229960001763 zinc sulfate Drugs 0.000 claims description 6
- 229910000368 zinc sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 239000004615 ingredient Substances 0.000 claims description 5
- 230000035484 reaction time Effects 0.000 claims description 5
- 239000011259 mixed solution Substances 0.000 claims description 4
- 239000012074 organic phase Substances 0.000 claims description 4
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 229910052793 cadmium Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims description 3
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 claims description 3
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 claims description 3
- 238000001035 drying Methods 0.000 claims description 3
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 3
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 claims description 3
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims description 3
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims description 3
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 claims description 2
- -1 separate Substances 0.000 claims description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 2
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 17
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 abstract description 7
- 239000002253 acid Substances 0.000 abstract description 5
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 5
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract description 2
- 239000000284 extract Substances 0.000 description 14
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 4
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 4
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 4
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 3
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 3
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910052732 germanium Inorganic materials 0.000 description 3
- GNPVGFCGXDBREM-UHFFFAOYSA-N germanium atom Chemical compound [Ge] GNPVGFCGXDBREM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000000463 material Substances 0.000 description 3
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 3
- PXGOKWXKJXAPGV-UHFFFAOYSA-N Fluorine Chemical compound FF PXGOKWXKJXAPGV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- GYHNNYVSQQEPJS-UHFFFAOYSA-N Gallium Chemical compound [Ga] GYHNNYVSQQEPJS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 2
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 2
- 239000000470 constituent Substances 0.000 description 2
- 238000005189 flocculation Methods 0.000 description 2
- 230000016615 flocculation Effects 0.000 description 2
- 239000011737 fluorine Substances 0.000 description 2
- 229910052731 fluorine Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052733 gallium Inorganic materials 0.000 description 2
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 2
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 2
- 238000005554 pickling Methods 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 2
- RPAJSBKBKSSMLJ-DFWYDOINSA-N (2s)-2-aminopentanedioic acid;hydrochloride Chemical compound Cl.OC(=O)[C@@H](N)CCC(O)=O RPAJSBKBKSSMLJ-DFWYDOINSA-N 0.000 description 1
- 239000002841 Lewis acid Substances 0.000 description 1
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 description 1
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 1
- QUXFOKCUIZCKGS-UHFFFAOYSA-N bis(2,4,4-trimethylpentyl)phosphinic acid Chemical compound CC(C)(C)CC(C)CP(O)(=O)CC(C)CC(C)(C)C QUXFOKCUIZCKGS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 230000001804 emulsifying effect Effects 0.000 description 1
- 239000000839 emulsion Substances 0.000 description 1
- 239000003500 flue dust Substances 0.000 description 1
- 230000002209 hydrophobic effect Effects 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000007517 lewis acids Chemical class 0.000 description 1
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 238000011112 process operation Methods 0.000 description 1
- 230000001172 regenerating effect Effects 0.000 description 1
- 229960001866 silicon dioxide Drugs 0.000 description 1
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 1
- YOCZZJWFWDUAAR-UHFFFAOYSA-N sulfanyl-sulfanylidene-bis(2,4,4-trimethylpentyl)-$l^{5}-phosphane Chemical compound CC(C)(C)CC(C)CP(S)(=S)CC(C)CC(C)(C)C YOCZZJWFWDUAAR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000018553 tannin Nutrition 0.000 description 1
- 229920001864 tannin Polymers 0.000 description 1
- 239000001648 tannin Substances 0.000 description 1
- RNZCSKGULNFAMC-UHFFFAOYSA-L zinc;hydrogen sulfate;hydroxide Chemical compound O.[Zn+2].[O-]S([O-])(=O)=O RNZCSKGULNFAMC-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明涉及一种铟冶炼技术领域，具体地说是涉及一种从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法。本发明方法所述的氧化锌酸化过程中采用硫酸进行酸化；所述的氧化锌酸浸后液除杂过程中采用双氧水进行深度氧化除铁；所述的氧化锌酸化后的二次浸出过程中采用硫酸进行酸化浸出；所述的除杂后富含铟液的多级离心萃取采用Cyanex923与P204混合作为复合萃取剂；所述的反萃采用3mol/L的HCl和2mol/L的ZnCl2混合液作为反萃取剂。本发明从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法所述的铟冶炼生产工艺参数和设备适应高海拔、低气压环境；工艺简单，可操作性强；本发明方法和复合萃取剂的应用可以使铟回收率提高10～15％。
Description
技术领域
本发明涉及一种铟冶炼技术领域，具体地说是涉及一种从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法。
背景技术
锌湿法冶炼废渣是一种成分复杂、含有价元素较多，属于难处理和综合利用的废渣。国内综合回收的方法有絮凝剂浮选法、通过收集氧化物烟尘和采用湿法浸出回收镓、锗、铟等的挥发法；国外多采用的是热酸浸出，萃取法回收等。
浮选法是基于矿物颗粒自身表面具有疏水性或经浮选药剂作用产生或增强疏水性的机理实现物质的分离。
挥发法国玛格海拉港是世界上第一个实现从锌湿法冶炼废渣提取镓、铟、锗的工厂，它是将锌湿法冶炼废渣在1250℃回转窑中烟化，然后再碱洗脱氟氯，中浸脱锌后酸浸，用单宁沉锗，后液经中和、酸溶、氨水中和，可得到富铟的沉淀物。
萃取法国内采用P204作为铟的主要萃取剂，从低酸浸出液中采用萃取法萃取。与国内的萃取剂不同，国外用于铟萃取的萃取剂有DS5834、C-2HPP、Cyanex301、P507、P5708、D2EHMTPA、Cyanex923、Cyanex272等，这些萃取剂较P204性能有较大的提高，但这类萃取剂在国内尚未得到工业化的应用。
浮选法操作比较简单，避免了大量化学试剂的应用，对环境的危害比较小，但是在絮凝剂的选择上比较困难，往往会影响有效成分的回收率。
挥发法虽然可对废渣中的有效成分进行回收和综合利用，但ZnO原料进入浸出流程前需考虑脱除氟、氯。
国内采用P204作为提取铟的主要萃取剂，但是该萃取剂存在萃取乳化、反萃取剂浓度高、萃取剂损耗量大、萃取率低等缺点，同时再生能力也不强。
发明内容
本发明要解决的技术问题是针对现有技术中存在不足，提供一种从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法。
本发明一种从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法通过下述技术方案予以实现：本发明一种从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法，包括如下步骤，氧化锌酸化、分离，氧化锌酸浸后液除杂，分离，置换除杂，分离，浓缩，分离，氧化锌酸化后的二次浸出，分离，除杂后富含铟液的多级离心萃取，反萃，置换，熔炼，除杂，电解得金属铟，其特征在于：所述的氧化锌酸化过程中采用硫酸进行酸化，其工艺条件为硫酸浓度为120～125g/L，液固比2～3∶1，pH4.5，浸出温度70～80℃，搅拌浸出1.5h；所述的氧化锌酸浸后液除杂过程中采用双氧水进行深度氧化除铁，其工艺条件为双氧水加入量3.6∶20(vt％)，反应温度80～85℃，反应时间3～4h；所述的氧化锌酸化后的二次浸出过程中采用硫酸进行酸化浸出，其工艺条件为硫酸溶液加入量140g/L，液固比为2～3∶1，浸出温度100～120℃，搅拌浸出1.5h；所述的除杂后富含铟液的多级离心萃取采用Cyanex923与P204混合作为复合萃取剂，有机相和水相的体积比为1∶1，在20g/L的硫酸介质中，萃取剂的浓度为30％，室温下振荡5min后静置分相；所述的反萃采用3mol/L的HCl和2mol/L的ZnCl2混合液作为反萃取剂，反萃取的工艺条件为：1.33N盐酸，相比O/A＝20∶1，平衡时间15min，温度为室温。
本发明一种从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法与现有技术相比较有如下有益效果：本发明从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法所述的铟冶炼生产工艺参数和设备适应高海拔、低气压环境；ZnO原料进入浸出流程前不需脱除氟、氯；采用的低温处理工艺，避免了可溶性二氧化硅的溶解，减轻了二氧化硅乳化现象；采用双氧水除杂工艺，工艺操作容易控制，双氧水与浸出液混匀程度好，除杂彻底；浸出液萃取后，液体经浓缩结晶生成一水硫酸锌，工艺简单，可操作性强；30％P204+70％Cyanex923高效新型复合萃取剂的应用可以使铟回收率提高10～15％。
附图说明
本发明一种从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法有如下附图：
图1为本发明一种从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的方法工艺流程示意图；
图2为本发明一种从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法酸度对铟浸出率的影响曲线图；
图3为本发明一种从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法温度对铟浸出率的影响曲线图；
图4为本发明一种从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法时间对铟浸出率的影响曲线图；
图5为本发明一种从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法溶液酸度对双氧水除铁率的影响曲线图；
图6为本发明一种从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法反应温度对双氧水氧化除铁效果的影响曲线图；
图7为本发明一种从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法酸度对铟二次浸出率的影响曲线图；
图8为本发明一种从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法温度对铟二次浸出率的影响曲线图；
图9为本发明一种从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法时间对铟二次浸出率的影响曲线图。
具体实施方式
下面结合附图和实施例对本发明一种从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法技术方案作进一步描述。
如图1-图9所示，本发明一种从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法，包括如下步骤，氧化锌酸化、分离，氧化锌酸浸后液除杂，分离，置换除杂，分离，浓缩，分离，氧化锌酸化后的二次浸出，分离，除杂后富含铟液的多级离心萃取，反萃，置换，熔炼，除杂，电解得金属铟，其特征在于：所述的氧化锌酸化过程中采用硫酸进行酸化，其工艺条件为硫酸浓度为120～125g/L，液固比2～3∶1，pH4.5，浸出温度70～80℃，搅拌浸出1.5h；所述的氧化锌酸浸后液除杂过程中采用双氧水进行深度氧化除铁，其工艺条件为双氧水加入量3.6∶20(vt％)，反应温度80～85℃，反应时间3～4h；所述的氧化锌酸化后的二次浸出过程中采用硫酸进行酸化浸出，其工艺条件为硫酸溶液加入量140g/L，液固比为2～3∶1，浸出温度100～120℃，搅拌浸出1.5h；所述的除杂后富含铟液的多级离心萃取采用Cyanex923与P204混合作为复合萃取剂，有机相和水相的体积比为1∶1，在20g/L的硫酸介质中，萃取剂的浓度为30％，室温下振荡5min后静置分相；所述的反萃采用3mol/L的HCl和2mol/L的ZnCl2混合液作为反萃取剂，反萃取的工艺条件为：1.33N盐酸，相比O/A＝20∶1，平衡时间15min，温度为室温。
所述的复合萃取剂的配比为30％P204+70％Cyanex923作为萃取剂。
所述的氧化锌酸浸压滤得到的后液化学成分：Zn：～124g/L；Fe：30～40g/L；所述的除铁后液经浓缩、结晶得到硫酸锌，除铁后的固相中Fe：～20％；Zn：9～10％；In：＜0.006％；除铁后液经浓缩、干燥得到的硫酸锌化学成分：Zn：～35％，Fe：＜0.02％，Cd＜0.0005％；经压滤得到的固相再次酸浸后得到的固相废渣化学成分：Zn：10～12％，Pb：30～35％，In：0.02～0.03％；二次浸出液液相化学成分：Zn：≥98g/L，Fe：～30g/L，In：0.2～0.5g/L；所述的萃余液Zn：～98g/L，In：＜0.03g/L；所述的反萃液In：＞40g/L。
实施例1。
提铟物料(锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌)主要化学成分：Zn：≥35％；In：～0.05％。
氧化锌酸浸过程
酸浸过程中采用硫酸，主要反应如下：
ZnO+H2SO4＝ZnSO4+H2O
In2O3+3H2SO4＝In2(SO4)3+3H2O
PbO+H2SO4＝PbSO4+H2O
同时氧化锌物料中的Cu、Fe等杂质也部分与硫酸反应，形成可溶性的硫酸盐进入溶液，由于铁为三价离子，所以萃取时对铟的影响很大，而其它的离子则不被萃取。
酸度、温度、浸酸时间等对浸出率有很大的影响，随着酸度的增加，各种成分的浸出率增大。
通过对图2、3、4的分析，并结合高海拔、气压低的特点以及锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌性质，确定提铟酸浸工艺操作条件为：硫酸浓度120～125g/L，液固比2～3∶1，pH4.5，浸出温度70～80℃，搅拌浸出1.5h。
氧化锌酸浸压滤得到的后液主要化学成分：Zn：～125g/L；Fe：30～40g/L。
氧化锌酸浸后液除杂工艺
除杂过程中使用双氧水进行深度氧化除铁。控制温度80～85℃，反应时间3h。溶液酸度对双氧水除铁率的影响如图5所示。因此pH值控制在3～4之间。反应温度对双氧水氧化除铁率的影响如图6所示。
通过对图5、6的分析，并结合高海拔气候特点以及氧化锌酸浸后液的性质，除杂工艺操作条件为：双氧水加入量为3.6∶20(vt％)，反应温度80～85℃，反应时间3～4h，pH 3～4。除铁后(除铁率较高，可达80％以上)液经浓缩、结晶得到硫酸锌。
除铁后的固相中，Fe：～20％；Zn：9～10％；In：＜0.006％。
除铁后液经浓缩、干燥得到的硫酸锌化学成分：
Zn：～35％，Fe：＜0.02％，Cd：＜0.0005％。
氧化锌酸浸后的固相(一浸渣)二次浸出工艺
氧化锌酸浸后，经压滤得到的固相(一浸渣)主要化学成分：Zn：～20％，In：0.06～0.07％。
二次浸出过程中酸度、温度、浸酸时间等对In的浸出率有很大的影响。
从图7中可以得知，最佳的浸出酸度是氢离子的浓度为2.5mol/L。
从图8中得出，最佳的浸出温度应该控制在90～100℃。
从图9中得出，最佳的浸出时间是90～100min。
通过对图7、8、9的分析，结合高海拔气候特点以及氧化锌酸浸后固相(一浸渣)的特点，二次浸出工艺操作条件为：140g/L的硫酸溶液，液固比2～3∶1，浸出温度100～120℃，搅拌浸出1.5h。
经压滤得到的固相(一浸渣)再次酸浸后得到的废渣(固相)主要化学成分：Zn：10～12％，Pb：30～35％，In：0.02～0.03％。二次浸出液(液相)主要化学成分：Zn：≥98g/L，Fe：～30g/L，In：0.2～0.5g/L。
除杂后液(富含铟的液体)的萃取
Cyanex923与P204混合作为复合萃取剂，其中Cyanex923是一种Lewis碱，可以和作为Lewis酸的P204发生相互缔合作用，来抑制P204对铁的萃取，使铟的反萃更加容易。采用复合萃取剂，Fe3+对复合萃取剂的干扰作用相对减弱，起到了屏蔽作用，大大的降低了对Fe3+的萃取率。
30％P204+70％Cyanex923作为萃取剂，有机相和水相的体积比为1∶1，在20g/L的硫酸介质中，萃取剂的浓度30％，室温下振荡5min后静置分相。
萃余液Zn：～98g/L，In：＜0.03g/L。
反萃
采用3mol/L的HCl和2mol/L的ZnCl2混合液作为反萃取剂。反萃取的条件为：1.33N盐酸，相比O/A＝20∶1，平衡时间15min，温度为室温。反萃液In：＞40g/L。
Claims (3)
1.一种从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法，包括如下步骤，氧化锌酸化、分离，氧化锌酸浸后液除杂，分离，置换除杂，分离，浓缩，分离，氧化锌酸化后的二次浸出，分离，除杂后富含铟液的多级离心萃取，反萃，置换，熔炼，除杂，电解得金属铟，其特征在于：所述的氧化锌酸化过程中采用硫酸进行酸化，其工艺条件为硫酸浓度为120～125g/L，液固比2～3∶1，pH4.5，浸出温度70～80℃，搅拌浸出1.5h；所述的氧化锌酸浸后液除杂过程中采用双氧水进行深度氧化除铁，其工艺条件为双氧水加入量体积比为3.6∶20，反应温度80～85℃，反应时间3～4h；所述的氧化锌酸化后的二次浸出过程中采用硫酸进行酸化浸出，其工艺条件为硫酸溶液加入量140g/L，液固比为2～3∶1，浸出温度100～120℃，搅拌浸出1.5h；所述的除杂后富含铟液的多级离心萃取采用Cyanex923与P204混合作为复合萃取剂，有机相和水相的体积比为1∶1，在20g/L的硫酸介质中，萃取剂的浓度为30％，室温下振荡5min后静置分相；所述的反萃采用3mol/L的HCl和2mol/L的ZnCl2混合液作为反萃取剂，反萃取的工艺条件为：1.33N盐酸，相比O/A＝20∶1，平衡时间15min，温度为室温。
2.根据权利要求1所述的从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法，其特征在于：所述的复合萃取剂的配比为30％P204+70％ Cyanex923作为萃取剂。
3.根据权利要求1所述的从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法，其特征在于：所述的氧化锌酸化、分离得到的后液化学成分：Zn：124g/L；Fe：30～40g/L；所述的深度氧化除铁后液经浓缩、结晶得到硫酸锌，深度氧化除铁后的固相中Fe：20％；Zn：9～10％；In：＜0.006％；深度氧化除铁后液经浓缩、干燥得到的硫酸锌化学成分：Zn：35％，Fe：＜0.02％，Cd＜0.0005％；经压滤得到的固相再次酸浸后得到的固相废渣化学成分：Zn：10～12％，Pb：30～35％，In：0.02～0.03％；二次浸出液液相化学成分：Zn：≥98g/L，Fe：30g/L，In：0.2～0.5g/L；所述萃取过程的萃余液Zn：98g/L，In：＜0.03g/L；所述反萃过程的反萃液In：＞40g/L。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN2009100599182A CN101597692B (zh) | 2009-07-03 | 2009-07-03 | 从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN2009100599182A CN101597692B (zh) | 2009-07-03 | 2009-07-03 | 从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN101597692A CN101597692A (zh) | 2009-12-09 |
| CN101597692B true CN101597692B (zh) | 2010-11-03 |
Family
ID=41419288
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN2009100599182A Active CN101597692B (zh) | 2009-07-03 | 2009-07-03 | 从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN101597692B (zh) |
Families Citing this family (10)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN103540766B (zh) * | 2012-07-17 | 2017-08-25 | 陕西锌业有限公司 | 高氟、氯含量氧化锌物料回收铟萃余液除氟、氯、砷工艺 |
| CN102776376B (zh) * | 2012-08-08 | 2013-10-30 | 汉源县广超有色金属综合回收有限责任公司 | 湿法-火法联合工艺回收含铅锌废渣中有价金属的方法 |
| CN102923882B (zh) * | 2012-10-30 | 2014-03-26 | 灵宝金源矿业股份有限公司 | 一种黄金冶炼废水综合处理工艺 |
| CN103086419B (zh) * | 2013-01-30 | 2014-12-10 | 金章法 | 一种湿法制备氧化锌的方法 |
| CN103160689B (zh) * | 2013-02-26 | 2014-11-05 | 中南大学 | 一种溶剂萃取剂萃取除铁的方法 |
| CN104232943B (zh) * | 2014-08-26 | 2016-08-24 | 马关云铜锌业有限公司 | 一种用多金属复杂高铟高锡物料制备高纯铟的方法 |
| CN104593599A (zh) * | 2014-12-26 | 2015-05-06 | 河南豫光锌业有限公司 | 铟精炼渣处理方法及装置 |
| CN108165774A (zh) * | 2016-12-07 | 2018-06-15 | 北京有色金属研究总院 | 一种从高铁锌精矿酸浸液中回收铟的方法 |
| CN108893613B (zh) * | 2018-07-16 | 2020-02-07 | 四环锌锗科技股份有限公司 | 一种氧化锌粉电锌工艺 |
| CN116875826B (zh) * | 2023-09-07 | 2023-11-14 | 昆明理工大学 | 一种氧化锌烟尘深度、短流程提锗的方法 |
-
2009
- 2009-07-03 CN CN2009100599182A patent/CN101597692B/zh active Active
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN101597692A (zh) | 2009-12-09 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN101597692B (zh) | 从锌湿法冶炼废渣产生的氧化锌中提取铟的工艺方法 | |
| CN104342567B (zh) | 高钙含钒物料提钒的方法 | |
| CN101660054B (zh) | 从铅锌冶炼后的废渣中提取金属铟的方法 | |
| CN101643853B (zh) | 从锡烟尘中提取铟及回收有价金属的方法 | |
| CN102094128B (zh) | 从含锗物料中湿法综合回收各种有价金属的方法 | |
| CN103667720B (zh) | 从锌冶炼高铁氧化锌混合物中回收锌、铟、铁、铅的方法 | |
| CN101899582A (zh) | 由钒渣提取五氧化二钒的方法 | |
| CN102168184B (zh) | 一种从低品位铍矿石中提取氧化铍的方法 | |
| CN102443701A (zh) | 铁矾渣的清洁冶金综合利用方法 | |
| CN104726717B (zh) | 一种逆锑净化钴渣回收钴的方法 | |
| CN102206750A (zh) | 一种从含铅物料中配合浸出-电积法回收铅的方法 | |
| CN102392138A (zh) | 一种从铅锌烟尘中综合回收铟锗等有价金属的工艺方法 | |
| CN106756056B (zh) | 一种铜冶炼白烟尘脱砷的方法 | |
| CN108384959B (zh) | 一种电解锌的制备方法 | |
| CN113443664B (zh) | 一种利用氢氧化镍钴锰原料生产硫酸镍钴锰的方法 | |
| CN108486360B (zh) | 一种从含锗浸出液中制备高品位锗精矿的方法 | |
| CN113444885A (zh) | 一种从废旧三元锂离子电池中优先提取金属锂以及同时得到电池级金属盐的方法 | |
| CN105886769A (zh) | 一种硝酸溶解多金属合金物料集贵金属的方法 | |
| CN107502748A (zh) | 一种铜烟灰加压强化浸出的方法 | |
| CN107099669A (zh) | 一种含铜渣中高效清洁除砷的方法 | |
| CN101525696A (zh) | 一种从含铟浸出渣中浸出铟的方法 | |
| CN112501445B (zh) | 一种制备电池级镍钴锰的方法 | |
| CN113846214A (zh) | 一种湿法炼锌生产中含锌物料的处理方法 | |
| CN104386737B (zh) | 一种锌冶炼含镉烟尘制备氧化镉的方法 | |
| CN105399132B (zh) | 一种用黄铜炉渣和含锌烟道灰制备碱式氯化铜及碱式氯化锌的工艺 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| C06 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| C10 | Entry into substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| C14 | Grant of patent or utility model | ||
| GR01 | Patent grant | ||
| ASS | Succession or assignment of patent right |
Owner name: QINGHAI WESTERN INDIUM COMPANY LIMITED Free format text: FORMER OWNER: SONG YUHUA Effective date: 20110701 |
|
| C41 | Transfer of patent application or patent right or utility model | ||
| COR | Change of bibliographic data |
Free format text: CORRECT: ADDRESS; FROM: 265400 NO. 2, WENHUA ROAD, ZHAOYUAN CITY, SHANDONG PROVINCE TO: 811600 GANHE INDUSTRIAL PARK, XINING CITY |
|
| TR01 | Transfer of patent right |
Effective date of registration: 20110701 Address after: 811600 Xining City, Gan River Industrial Park Patentee after: QINGHAI WESTERN INDIUM Co.,Ltd. Address before: 265400 No. 2, Wenhua Road, Shandong, Zhaoyuan Patentee before: Song Yuhua |
|
| DD01 | Delivery of document by public notice | ||
| DD01 | Delivery of document by public notice |
Addressee: Ha Qinghua Document name: Notification of Qualified Procedures |
|
| TR01 | Transfer of patent right |
Effective date of registration: 20240218 Address after: 810000 Ganhe Industrial Park, Xining Economic and Technological Development Zone, Xining City, Qinghai Province Patentee after: Qinghai Huaxin Renewable Resources Co.,Ltd. Country or region after: China Address before: Ganhe Industrial Park in Xining City Patentee before: QINGHAI WESTERN INDIUM Co.,Ltd. Country or region before: China |
|
| TR01 | Transfer of patent right |