CN106834755A - 一种含铟氧压浸出液富集分离铟的工艺 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种含铟氧压浸出液富集分离铟的工艺，其特征在于，其包括步骤1)预中和，步骤2)中和沉铟，步骤3)铟渣酸洗，步骤4)脱硅澄清，步骤5)萃取，步骤6)置换。本发明通过对含铟氧压浸出渣进行预中和‑中和沉铟‑铟渣酸洗‑脱硅澄清‑萃取‑置换，得到海绵铟，中和沉铟后得到的铟渣量小，含铟品味高，达到了2700～3000g/t，铟的回收率提高到85％以上，有利于后续的铟渣酸洗、脱硅澄清、萃取和置换作业。

Description

一种含铟氧压浸出液富集分离铟的工艺
技术领域：
本发明涉及一种含铟氧压浸出液富集分离铟的工艺，属于湿法冶金领域。
背景技术：
目前，世界主要炼锌方法是湿法炼锌，80％以上的原生锌锭是通过湿法炼锌的方法生产出来的。对于共伴生有价金属的锌矿资源，在炼锌的同时，回收利用共伴生有价金属不仅可以避免资源的浪费，而且能够减少环境污染。
现有的炼锌系统，锌精矿经过氧压浸出作业后产出的氧压浸出液pH一般为0.99～1.21(3～5g/L)，均采用一步中和沉铟的方式富集和分离铟，即采用中和剂(如锌焙砂、氧化锌烟尘、消石灰、碳酸钙粉等)将初始pH＝0.99～1.21的氧压浸出液升至pH＝4.0～4.5，具体反应如[1]～[6]所示：
A、焙砂或氧化锌烟尘
H2SO4+ZnO＝ZnSO4+H2O [1]
H2SO4+PbO＝PbSO4↓+H2O [2]
Fe2(SO4)3+3ZnO+(n+3)H2O＝2Fe(OH)3·nH2O+3ZnSO4 [3]
Fe2(SO4)3+3PbO+3H2O＝2Fe(OH)3+3PbSO4 [4]
在中和反应中，中和所形成的PbSO4和水解产生的胶体Fe(OH)3会包裹中和剂，造成中和剂的利用率降低。
B、消石灰或碳酸钙粉作为中和剂：
H2SO4+Ca(OH)2＝CaSO4↓+2H2O [5]
H2SO4+CaCO3＝CaSO4↓+H2O+CO2↑ [6]
无论采用何种中和剂，随着中和反应的进行，溶液pH逐渐升高，当pH达到3后，铟离子水解，以In(OH)3沉淀的形式入渣，铟富集在中和沉铟渣中实现分离，具体反应如[7]所示：
In3++3H2O＝In(OH)3+3H+ [7]
采用一步中和沉铟工艺存在如下缺点：
(1)在中和反应中，中和所形成的PbSO4、CaSO4和水解产生的胶体Fe(OH)3会包裹中和剂，造成中和剂的利用率降低；而对于pH＝0.99～1.21的氧压浸出液，通过加入中和剂控制pH至pH＝3.0的过程中，该阶段中和剂耗酸并产出渣而铟离子却未发生水解，因此一步中和沉铟工艺产出的铟渣渣量大、含铟品位较低(仅700～800g/t左右)；
2)产出的铟渣送酸浸作业，所产出的铟酸浸滤液[In3+]过低(仅200mg/L左右)，严重影响铟的回收率和铟回收正常作业；
3)当一段浸出液酸度过高时，导致铟渣渣量进一步变大、含铟品位更低，铟回收作业无法维系，铟渣无法快速外排，直接威胁炼锌系统的安全。
发明内容：
为解决上述问题，本发明提供了一种含铟氧压浸出液富集分离铟的工艺。
本发明的目的由如下技术方案实施，一种含铟氧压浸出液富集分离铟的工艺，其包括步骤1)预中和，步骤2)中和沉铟，步骤3)铟渣酸洗，步骤4)脱硅澄清，步骤5)萃取，步骤6)置换；其中：
所述步骤1)预中和：在氧压浸出液中加入中和剂，常压搅拌2～2.5h，搅拌速度为50～70r/min，当所述氧压浸出液的酸度达到pH＝2.5～3.0时，浓密分离得到预中和后液和预中和底流，所述预中和底流返回到锌精矿中进行氧压浸出；
所述步骤2)中和沉铟：在所述预中和后液中加入所述中和剂，常压搅拌2～3h，搅拌速度为50～70r/min，当所述预中和后液的酸度达到pH＝4.2～4.5时，浓密分离得到中和沉铟后液和中和沉铟渣，所述沉铟后液用于置换沉铜；
所述步骤3)铟渣酸洗：将所述中和沉铟渣与浓度为160～180g/L的H2SO4按照液固比3～5:1混合，液固比定义为液体的体积(m3)：固体的重量(t)，升温并常压搅拌2.5～3h，搅拌速度为50～70r/min，反应温度＞90℃，浓密分离得到铟酸浸出液和沉铟废渣；
所述步骤4)脱硅澄清：在所述铟酸浸出液中加入Fe粉和活性炭，在常温下将溶液中Fe3+还原成Fe2+，Fe2+在后续萃取操作时，不易进入有机相，从而减少Fe3+对萃取操作的负面作用；Fe粉加入量依据铟酸浸出液含酸量和[Fe3+]确定，根据化学反应式计算其理论加入量，实际加入量为理论加入量的1.1～1.2倍；活性炭加入量为1～5kg/m3铟酸浸出液；加入活性炭，可以起脱硅除杂效果，不加活性炭，萃取时容易发生乳化现象，无法继续正常作业；常压搅拌2.5～3.5h，搅拌速度为80～100r/min，反应温度为50～70℃，得到脱硅后液；
所述步骤5)萃取：将所述脱硅后液与萃取液进行按照体积比4～5:1混合进行萃取，所述萃取液为体积比为3:7的P204和200#磺化煤油混合液，萃取后得到负载有机相；
萃取后的负载有机相与浓度为6～10mol/L的HCl以体积比25～30:1混合进行反萃，得到反萃后液；
所述步骤6)置换：在所述反萃后液中加入锌片，置换温度＜60℃，反应时间为72～120h，得到海绵铟。
进一步的，所述中和剂为锌焙砂、氧化锌、消石灰或碳酸钙的任意一种。
本发明的优点：本发明通过对含铟氧压浸出渣进行预中和-中和沉铟-铟渣酸洗-脱硅澄清-萃取-置换，得到海绵铟，中和沉铟后得到的铟渣量小，含铟品味高，达到了2700～3000g/t，铟的回收率提高到85％以上，有利于后续的铟渣酸洗、脱硅澄清、萃取和置换作业。
附图说明：
图1为实施例1的工艺流程图；
图2为实施例2的工艺流程图；
图3为实施例3的工艺流程图。
具体实施方式：
实施例1：
一种含铟氧压浸出液富集分离铟的工艺，其包括步骤1)预中和，步骤2)中和沉铟，步骤3)铟渣酸洗，步骤4)脱硅澄清，步骤5)萃取，步骤6)置换；其中：
步骤1)预中和：在氧压浸出液中加入锌焙砂，常压搅拌2h，搅拌速度为70r/min，当氧压浸出液的酸度达到pH＝2.5～3.0时，浓密分离得到预中和后液和预中和底流，预中和底流返回到锌精矿中进行氧压浸出；
步骤2)中和沉铟：在预中和后液中加入锌焙砂，常压搅拌23h，搅拌速度为70r/min，当预中和后液的酸度达到pH＝4.2～4.5时，浓密分离得到中和沉铟后液和中和沉铟渣，沉铟后液用于置换沉铜；
步骤3)铟渣酸洗：将中和沉铟渣与浓度为160g/L的H2SO4按照液固比5:1(液固比定义为液体的体积(m3)：固体的重量(t))混合，升温并常压搅拌2.5h，搅拌速度为70r/min，反应温度＞90℃，浓密分离得到铟酸浸出液和沉铟废渣；
步骤4)脱硅澄清：在铟酸浸出液中加入Fe粉和活性炭，在常温下将溶液中Fe3+还原成Fe2+，Fe2+在后续萃取操作时，不易进入有机相，从而减少Fe3+对萃取操作的负面作用；Fe粉加入量依据铟酸浸出液含酸量和[Fe3+]确定，根据化学反应式计算其理论加入量，实际加入量为理论加入量的1.1倍；活性炭加入量为1kg/m3铟酸浸出液；加入活性炭，可以起脱硅除杂效果，不加活性炭，萃取时容易发生乳化现象，无法继续正常作业；常压搅拌2.5h，搅拌速度为100r/min，反应温度为50～70℃，得到脱硅后液；
步骤5)萃取：将脱硅后液与萃取液进行按照体积比4:1混合进行萃取，萃取液为体积比为3:7的P204和200#磺化煤油混合液，萃取后得到负载有机相；
萃取后的负载有机相与浓度为6mol/L的HCl以体积比30:1混合进行反萃，得到反萃后液；
步骤6)置换：在反萃后液中加入锌片，置换温度＜60℃，反应时间为72h，得到海绵铟。
实施例2：
一种含铟氧压浸出液富集分离铟的工艺，其包括步骤1)预中和，步骤2)中和沉铟，步骤3)铟渣酸洗，步骤4)脱硅澄清，步骤5)萃取，步骤6)置换；其中：
步骤1)预中和：在氧压浸出液中加入氧化锌，常压搅拌2.3h，搅拌速度为60r/min，当氧压浸出液的酸度达到pH＝2.5～3.0时，浓密分离得到预中和后液和预中和底流，预中和底流返回到锌精矿中进行氧压浸出；
步骤2)中和沉铟：在预中和后液中加入氧化锌，常压搅拌2.5h，搅拌速度为60r/min，当预中和后液的酸度达到pH＝4.2～4.5时，浓密分离得到中和沉铟后液和中和沉铟渣，沉铟后液用于置换沉铜；
步骤3)铟渣酸洗：将中和沉铟渣与浓度为170g/L的H2SO4按照液固比4:1(液固比定义为液体的体积(m3)：固体的重量(t))混合，升温并常压搅拌2.8h，搅拌速度为60r/min，反应温度＞90℃，浓密分离得到铟酸浸出液和沉铟废渣；
步骤4)脱硅澄清：在铟酸浸出液中加入Fe粉和活性炭，在常温下将溶液中Fe3+还原成Fe2+，Fe2+在后续萃取操作时，不易进入有机相，从而减少Fe3+对萃取操作的负面作用；Fe粉加入量依据铟酸浸出液含酸量和[Fe3+]确定，根据化学反应式计算其理论加入量，实际加入量为理论加入量的1.2倍；活性炭加入量为3kg/m3铟酸浸出液；加入活性炭，可以起脱硅除杂效果，不加活性炭，萃取时容易发生乳化现象，无法继续正常作业；常压搅拌3h，搅拌速度为90r/min，反应温度为60℃，得到脱硅后液；
步骤5)萃取：将脱硅后液与萃取液进行按照体积比4.5:1混合进行萃取，萃取液为体积比为3:7的P204和200#磺化煤油混合液，萃取后得到负载有机相；
萃取后的负载有机相与浓度为8mol/L的HCl以体积比27:1混合进行反萃，得到反萃后液；
步骤6)置换：在反萃后液中加入锌片，置换温度＜60℃，反应时间为90h，得到海绵铟。
实施例3：
一种含铟氧压浸出液富集分离铟的工艺，其包括步骤1)预中和，步骤2)中和沉铟，步骤3)铟渣酸洗，步骤4)脱硅澄清，步骤5)萃取，步骤6)置换；其中：
步骤1)预中和：在氧压浸出液中加入碳酸钙，常压搅拌2.5h，搅拌速度为50r/min，当氧压浸出液的酸度达到pH＝2.5～3.0时，浓密分离得到预中和后液和预中和底流，预中和底流返回到锌精矿中进行氧压浸出；
步骤2)中和沉铟：在预中和后液中加入碳酸钙，常压搅拌2h，搅拌速度为50r/min，当预中和后液的酸度达到pH＝4.2～4.5时，浓密分离得到中和沉铟后液和中和沉铟渣，沉铟后液用于置换沉铜；
步骤3)铟渣酸洗：将中和沉铟渣与浓度为180g/L的H2SO4按照液固比3:1(液固比定义为液体的体积(m3)：固体的重量(t))混合，升温并常压搅拌3h，搅拌速度为50r/min，反应温度＞90℃，浓密分离得到铟酸浸出液和沉铟废渣；
步骤4)脱硅澄清：在铟酸浸出液中加入Fe粉和活性炭，在常温下将溶液中Fe3+还原成Fe2+，Fe2+在后续萃取操作时，不易进入有机相，从而减少Fe3+对萃取操作的负面作用；Fe粉加入量依据铟酸浸出液含酸量和[Fe3+]确定，根据化学反应式计算其理论加入量，实际加入量为理论加入量的1.2倍；活性炭加入量为5kg/m3铟酸浸出液；加入活性炭，可以起脱硅除杂效果，不加活性炭，萃取时容易发生乳化现象，无法继续正常作业；常压搅拌3.5h，搅拌速度为80r/min，反应温度为50～70℃，得到脱硅后液；
步骤5)萃取：将脱硅后液与萃取液进行按照体积比5:1混合进行萃取，萃取液为体积比为3:7的P204和200#磺化煤油混合液，萃取后得到负载有机相；
萃取后的负载有机相与浓度为10mol/L的HCl以体积比25:1混合进行反萃，得到反萃后液；
步骤6)置换：在反萃后液中加入锌片，置换温度＜60℃，反应时间为120h，得到海绵铟。

Claims (2)

1.一种含铟氧压浸出液富集分离铟的工艺，其特征在于，其包括步骤1)预中和，步骤2)中和沉铟，步骤3)铟渣酸洗，步骤4)脱硅澄清，步骤5)萃取，步骤6)置换；其中：
所述步骤1)预中和：在氧压浸出液中加入中和剂，常压搅拌2～2.5h，搅拌速度为50～70r/min，当所述氧压浸出液的酸度达到pH＝2.5～3.0时，浓密分离得到预中和后液和预中和底流；
所述步骤2)中和沉铟：在所述预中和后液中加入所述中和剂，常压搅拌2～3h，搅拌速度为50～70r/min，当所述预中和后液的酸度达到pH＝4.2～4.5时，浓密分离得到中和沉铟后液和中和沉铟渣；
所述步骤3)铟渣酸洗：将所述中和沉铟渣与浓度为160～180g/L的H2SO4按照液固比3～5:1混合，升温并常压搅拌2.5～3h，搅拌速度为50～70r/min，反应温度＞90℃，浓密分离得到铟酸浸出液和沉铟废渣；
所述步骤4)脱硅澄清：在所述铟酸浸出液中加入Fe粉和活性炭，Fe粉加入量依据铟酸浸出液含酸量和[Fe3+]确定，根据化学反应式计算其理论加入量，实际加入量为理论加入量的1.1～1.2倍；活性炭加入量为1～5kg/m3铟酸浸出液；常压搅拌2.5～3.5h，搅拌速度为80～100r/min，反应温度为50～70℃，得到脱硅后液；
所述步骤5)萃取：将所述脱硅后液与萃取液进行按照体积比4～5:1混合进行萃取，所述萃取液为体积比为3:7的P204和200#磺化煤油混合液，萃取后得到负载有机相；
萃取后的负载有机相与浓度为6～10mol/L的HCl以体积比25～30:1混合进行反萃，得到反萃后液；
所述步骤6)置换：在所述反萃后液中加入锌片，置换温度＜60℃，反应时间为72～120h，得到海绵铟。
2.根据权利要求1所述，其特征在于，所述中和剂为锌焙砂、氧化锌、消石灰或碳酸钙的任意一种。
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