CN102337391B - 一种从铟精矿中回收铟锗的工艺方法 - Google Patents

一种从铟精矿中回收铟锗的工艺方法 Download PDF

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Abstract

一种从铟精矿中回收铟锗的工艺方法,涉及湿法冶金技术领域,尤其是一种从铟精矿中湿法回收铟、锗、铅、银、锌等有价金属的工艺方法。本发明的方法包括铟精矿的氧化焙烧、硫酸氧化浸出、铟回收、锗回收步骤。本发明的回收工艺,能高效回收铟精矿中的铟、锗金属,实现了铟精矿的综合回收利用。

Description

一种从铟精矿中回收铟锗的工艺方法
技术领域
本发明涉及湿法冶金技术领域,尤其是一种从铟精矿中湿法回收铟、锗的工艺方法。
背景技术
在从含有多种有价金属的物料中提取铟的过程中,一般采用硫酸浸出,再调节浸出液的酸度,通过水解沉淀及丹宁沉淀法制备出铟精矿。铟精矿在含铟物料沉淀的过程中使用了栲胶沉锗,使铟、锗同时沉淀形成,形成过程中,物料中的大量锌、铅、银等也部分共沉淀后富集在了沉淀后形成的铟精矿中,从而得到了含有多种金属的铟精矿。由于多种金属的共沉淀,如果单纯处理此类铟精矿来回收铟,则会存在着成本高,经济效益低的问题。 
采用常规的直接湿法浸出回收铟时,铟浸出率低于85%,且由于受铟精矿中用来沉淀铟锗的栲胶等有机物质的影响,在对浸出液萃取提铟时,乳化十分严重,并且浸出液中溶解了的栲胶等有机物质同时被溶解在萃取剂中,使萃取剂中毒失效,导致无法用常规湿法处理。
发明内容
本发明所要解决的就是直接对铟精矿湿法浸出时浸出率偏低,大量的有机物被浸出于浸出液中,导致萃取时萃取剂中毒失效,影响了后期的铟提取工序,从而导致从铟精矿来回收铟存在不足的问题,从而提供一种高效的从铟精矿中湿法回收铟、锗、铅、银、锌等有价金属的工艺方法。
本发明的一种从铟精矿中回收铟锗等有价金属的工艺方法,,其特征在于该方法包括以下步骤:
(1)氧化焙烧:将铟精矿在500~600℃的条件下充分氧化焙烧5~7h,使铟精矿由黑色转变成黄色;  
(2)硫酸氧化浸出:将焙烧好的铟精矿粉碎至120~200目后,加入重量为铟精矿重量15~30%的工业硫酸和重量为铟精矿重量2~3%的氯酸钠,进行至少1次的硫酸氧化浸出,浸出温度为85~90℃,浸出时间为2~4h。银、铅在硫酸中难溶解而附着在浸出渣中,因此在浸出渣中直接回收银和铅,浸出液中则回收铟、锗、锌;
(3)铟回收:将上述步骤中所得的浸出液先用还原铁粉还原三价铁为二价铁,再采用氢氧化钠溶液调节酸度至2~2.25mol/L,采用1.5~2.5mol/L 的P204的间二乙苯溶液萃取浸出液中的铟,有机相:浸出液相=1:2~3,得到富铟萃取液和萃后液,萃后液待用,将富铟萃取液采用质量分数为15%的盐酸溶液反萃,富铟萃取液有机相:反萃剂相=5~6:1,反萃液采用铝板还原得到粗铟,再将粗铟电解除杂提纯以后,得到精铟;
(4)锗回收:将上述步骤中的萃后液用质量百分比浓度为40%的氢氧化钠溶液调节pH值为1.5~1.8,再加入萃后液中所含锗金属重量20~25倍的丹宁酸进行沉淀回收,使锗转变成丹宁锗渣沉淀下来,滤液则待用,锗渣过滤洗涤焙烧后,得到锗精矿,将锗精矿再按传统的氯化蒸馏、复蒸、精馏、水解等方法处理后,可得到高纯二氧化锗;
(5)锌回收:将上述步骤提取锗后的滤液先加入碳酸钠固体,中和至pH值达4.5~5.0后,再用质量百分比浓度为50%的氢氧化钠溶液中和至pH值6.5~7.0,使溶液中的锌生成碳酸锌沉淀,进行回收。
本发明的工艺中涉及的主要反应方程式为:
In+3OH~3 =In(OH)3
Figure 667882DEST_PATH_IMAGE001
2In(OH)3=In2O3+3H2O;
Zn(OH)2=ZnO+H2O;
ZnO+H2SO4= ZnSO+H2O;
PbO+H2SO4 = PbSO4+H2O;
In2O3+3H2SO4 = In2(SO4)4+3H2O;
Ag2O+H2SO4 = Ag2SO
Figure 775DEST_PATH_IMAGE002
+H2O;
GeO2+2H2SO4 = 2Ge(SO4)2+2H2O;
Ge(SO4)2+4HCl = GeCl
Figure 815147DEST_PATH_IMAGE003
 +2H2SO4
H2SO4+2NaOH = Na2SO4+2H2O;
ZnSO4+Na2CO3 = ZnCO3
Figure 575292DEST_PATH_IMAGE001
 +Na2SO4
 ZnCl2+Na2CO3 = ZnCO3
Figure 842326DEST_PATH_IMAGE004
 +2NaCl;
ZnSO4+2Na2CO3 = ZnCO3
Figure 477444DEST_PATH_IMAGE001
 +2Na2SO4
采用传统的工艺回收时,由于直接对铟精矿湿法浸出时浸出率偏低,且因大量的有机物被浸出,在萃取时有机物大量的溶解于萃取剂中,导致萃取剂中毒失效,影响了后期的铟萃取工序,因此本发明采用将铟精矿在高温下充分氧化焙烧,以氧化铟精矿中的铟为三氧化二铟,锗为二氧化锗,以利于后续铟和锗的浸出及回收,并脱除物料中含有的水分、易挥发分、栲胶等有机物质。经焙烧后,物料量减少了35~40%,硫酸、水、氧化剂等材料等的消耗也得到降低,浸出液体透明澄清,萃取时不产生乳化。
经大量条件试验后,最终选定采用在500~600℃火法焙烧后再湿法氧化浸出回收的方法对此类铟精矿进行综合回收,对焙烧以后的铟精矿破碎至120~200目后,采用1次硫酸-氯酸钠氧化浸出,铟的浸出率可达95~98%,锗的浸出率可达71~82%。铅、银由于难溶于硫酸溶液中,不被浸出,从而富集在浸出渣中,由于浸出后渣量只有原来的1/4~1/5,富集比达到3~5倍,铅由氧化铅生成了硫酸铅,品位从铟精矿中的7.04%富集到了32~35%;银由氧化银生成了硫酸银,品位从175g/t富集到了700~875 g/t,从而得到铅银精矿,铅、银回收率都达到了96.0~98.6%,可直接对外销售。对于浸出液中铟的回收,经还原铁粉还原三价铁为二价铁即铁(Ⅲ)为铁(Ⅱ)后,采用P204的间二乙苯溶液进行萃取,对铟的萃取率达99.0%以上,采用盐酸溶液进行反萃取,反萃取时的反萃取率达到99.0%以上,反萃液经中和水解除杂后再用铝板还原可得到粗铟,将粗铟电解提纯后可得到精铟,铟的综合回收率达到91.5~94.3%;对于锗的回收,由于浸出液中锗含量偏低,在萃取铟后,调节溶液的pH值为1.5~1.8,加入丹宁酸进行沉淀回收得到锗精矿,回收锗后的含锌残液采用碳酸钠和氢氧化钠溶液调节pH值至6.5~7.0,使锌形成碳酸锌沉淀,来回收锌。
本发明的回收工艺,能高效回收铟精矿中的铟、锗、铅、银、锌等有价金属,实现了铟精矿的综合回收利用。
具体实施方式
实施例1:一种铟精矿,其成分列于下表1中。
表1:  
化学成分 H2O% 挥发分% 铟% 铅% 锌% 锗% 银,mg/kg
含量 8.76 32.18 3.17 7.04 22.34 0.25 175
回收工艺步骤为:
(1)称取铟精矿1000g于蒸发皿内,该铟精矿105℃的水分为8.76%,600℃的烧失量为32.18%,铟含量3.17%,铅含量7.04%,银含量175 mg/kg,锌含量22.34%,锗含量0.25%,置于焙烧炉内,半开炉门缓慢升温至600℃,恒温氧化焙烧5小时,使水分充分挥发及有机物充分氧化燃烧,以使铟渣中的铟、锗及锌完全被氧化或分解成三氧化二铟、二氧化锗、氧化锌。
(2)焙烧完取出冷却后,得到焙烧好的铟精矿678g,将其粉碎至200目,置于5000mL烧杯内,先加入1000mL水润湿铟精矿,然后加入200g工业硫酸,20g氯酸钠,在85℃下搅拌浸出3h,然后过滤,浸出渣烘干后重量为205g,渣中含银770 mg/kg,银的回收率为98.86%,含铅为30.74%,铅回收率为98.11%。
(3)过滤后得到浸出液3810ml,铟含量7.31g/L, 浸出率为96.29%;锗含量为 0.455g/L,浸出率76.01%,锌含量为 49.31g/L,浸出率为92.17%;将浸出液用还原铁粉还原铁(Ⅲ)为铁(Ⅱ)后,采用2.5mol/L 的P204的间二乙苯溶液萃取铟,有机相:浸出液相=1:2,得到富铟萃取液和萃后液,萃后液待用,将富铟萃取液用15%盐酸反萃,富铟有机相:反萃剂相=6:1。反萃液经铝板置换后得到海绵铟26.54g,纯度达98.65%,铟综合收率为90.52%。
(4)将萃铟后的萃后液用质量百分比浓度为40%的氢氧化钠溶液调节pH至1.5后,加入丹宁酸58g,升温至65℃进行沉淀2h,沉淀完全后过滤,滤液待用,将得到的沉锗渣烘干后于600℃焙烧得到17.23g锗精矿,含锗量为9.76% ,锗的回收率为73.72%。
(5)将提取锗后的滤液先加入碳酸钠固体,中和至pH值达4.5后,再用质量百分比浓度为50%的氢氧化钠溶液中和至pH值6.5,使滤液中的锌变成了碳酸锌渣沉淀,过滤后经洗涤除杂质,得到锌渣346.4g,锌渣中含锌53.19%,锌的沉淀回收率为98.08%,从铅锌烟尘至碳酸锌的回收率为90.40%。
实施例2:一种铟精矿,其成分列于下表1中。
表1: 
化学成分 H2O% 挥发分% 铟% 铅% 锌% 锗% 银,mg/kg
含量 10.01 30.06 4.05 8.10 20.03 0.30 202
回收工艺步骤为:
(1)称取铟精矿1000g于蒸发皿内,该精矿105℃的水分为10.01%,600℃的烧失量为30.06%,铟含量4.05%,铅含量8.10%,银含量202 mg/kg,锌含量20.03%,锗含量0.30%,置于焙烧炉内,半开炉门缓慢升温至500℃,恒温氧化焙烧7小时,使水分充分挥发及有机物充分氧化燃烧,以使铟渣中的铟、锗及锌完全被氧化或分解成三氧化二铟、二氧化锗、氧化锌。
(2)焙烧完取出冷却后,得到焙烧好的铟精矿702g,将其粉碎至200目,置于5000mL烧杯内,先加入1000mL水润湿铟精矿,然后加入300g浓硫酸,25g氯酸钠,在90℃下搅拌浸出4h,然后过滤,浸出渣烘干后重量为196g,渣中含银896 mg/kg,银的回收率为96.60%,含铅为36.38%,铅回收率为97.82%。
(3)过滤后得到浸出液4012ml,铟含量8.82g/L, 浸出率为:97.09%;锗含量为 0.55g/L,浸出率81.75%,锌含量为 44.02g/L,浸出率为97.98%;将浸出液用还原铁粉还原铁(Ⅲ)为铁(Ⅱ)后,采用2.0mol/L 的P204的间二乙苯溶液萃取铟,有机相:浸出液相=1:3,得到富铟萃取液和萃后液,萃后液待用,将富铟萃取液用15%盐酸反萃,富铟有机相:反萃剂相=5:1。反萃液经铝板置换后得到海绵铟33.86g,纯度达98.77%,铟综合收率为91.76%,
(4)将萃铟后的萃后液调节pH至1.78后,加入丹宁酸66g,升温至70℃进行沉淀2h,沉淀完全后过滤,滤液待用,将得到的锗渣烘干后于600℃焙烧得到16.65g锗精矿,含锗量为13.01% ,锗的回收率为80.24%。
(5)将沉锗后的滤液用碳酸钠固体中和至pH值大于5.0后,再用50%的氢氧化钠溶液中和至pH值为6.86,使滤液中的锌变成了碳酸锌渣沉淀,过滤后经洗涤除杂质,得到锌渣324.6g,锌渣中含锌51.07%,锌的沉淀回收率为98.08%,从铅锌烟尘至碳酸锌的回收率为91.97%。

Claims (1)

1.一种从铟精矿中回收铟锗的工艺方法,其特征在于该方法包括以下步骤:
(1)氧化焙烧:将铟精矿在500~600℃的条件下充分氧化焙烧5~7h,使铟精矿由黑色转变成黄色;  
(2)硫酸氧化浸出:将焙烧好的铟精矿粉碎至120~200目后,加入重量为铟精矿重量15~30%的工业硫酸和重量为铟精矿重量2~3%的氯酸钠,进行至少1次的硫酸氧化浸出,浸出温度为85~90℃,浸出时间为2~4h,银、铅在硫酸中难溶解而附着在浸出渣中,因此在浸出渣中直接回收银和铅,浸出液中则回收铟、锗、锌;
(3)铟回收:将上述步骤中所得的浸出液先用还原铁粉还原三价铁为二价铁,再采用氢氧化钠溶液调节酸度至2~2.25mol/L,采用1.5~2.5mol/L 的P204的间二乙苯溶液萃取浸出液中的铟,有机相:浸出液相=1:2~3,得到富铟萃取液和萃后液,萃后液待用,将富铟萃取液采用质量分数为15%的盐酸溶液反萃,富铟萃取液有机相:反萃剂相=5~6:1,反萃液采用铝板还原得到粗铟,再将粗铟电解除杂提纯以后,得到精铟;
(4)锗回收:将上述步骤中的萃后液用质量百分比浓度为40%的氢氧化钠溶液调节pH值为1.5~1.8,再加入萃后液中所含锗金属重量20~25倍的丹宁酸进行沉淀回收,使锗转变成丹宁锗渣沉淀下来,滤液则待用,锗渣过滤洗涤焙烧后,得到锗精矿,将锗精矿再按传统的氯化蒸馏、复蒸、精馏、水解的方法处理后,可得到高纯二氧化锗;
(5)锌回收:将上述步骤提取锗后的滤液先加入碳酸钠固体,中和至pH值达4.5~5.0后,再用质量百分比浓度为50%的氢氧化钠溶液中和至pH值6.5~7.0,使溶液中的锌生成碳酸锌沉淀,进行回收。
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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
PE01 Entry into force of the registration of the contract for pledge of patent right

Denomination of invention: A process for recovering indium and germanium from indium concentrate

Effective date of registration: 20230208

Granted publication date: 20121212

Pledgee: CITIC Bank Limited by Share Ltd. Kunming branch

Pledgor: YUNNAN ZHONGKE XINYUAN CRYSTALLINE MATERIAL Co.,Ltd.|YUNNAN LINCANG XINYUAN GERMANIUM INDUSTRY Co.,Ltd.|YUNNAN DONGCHANG METAL PROCESSING Co.,Ltd.|KUNMING YUNZHE HIGH-TECH Co.,Ltd.

Registration number: Y2023530000003

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PC01 Cancellation of the registration of the contract for pledge of patent right

Granted publication date: 20121212

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Pledgor: YUNNAN ZHONGKE XINYUAN CRYSTALLINE MATERIAL Co.,Ltd.|YUNNAN LINCANG XINYUAN GERMANIUM INDUSTRY Co.,Ltd.|YUNNAN DONGCHANG METAL PROCESSING Co.,Ltd.|KUNMING YUNZHE HIGH-TECH Co.,Ltd.

Registration number: Y2023530000003