一种从氧化锌酸上清中富集回收铟的方法.pdf

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摘要
申请专利号:

CN201010583278.8

申请日:

2010.12.10

公开号:

CN101994009A

公开日:

2011.03.30

当前法律状态:

授权

有效性:

有权

法律详情:

授权|||实质审查的生效IPC(主分类):C22B 7/00申请日:20101210|||公开

IPC分类号:

C22B7/00; C22B3/44; C22B58/00(2006.01)N

主分类号:

C22B7/00

申请人:

株洲冶炼集团股份有限公司

发明人:

朱北平; 陈敬阳; 林文军; 李向东; 刘一宁; 刘卫平

地址:

412004 湖南省株洲市天元区渌江路10号

优先权:

专利代理机构:

株洲市奇美专利商标事务所 43105

代理人:

刘国鼎

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内容摘要

本发明公开了一种从氧化锌酸上清中富集回收铟的方法。本发明的目的在于提供一种从氧化锌酸上清中富集回收铟的方法。本发明的特征在于以下步骤:A、还原净化,将铁粉投入到氧化锌酸上清中,将Fe3+还原成Fe2+并同时除去溶液中的杂质;B、液固分离,将步骤A得到的溶液过滤,得到还原净化液和还原净化渣;C、置换沉铟,将步骤B得到的还原净化液加锌浮渣置换沉铟,过滤得到滤液和铟富集渣,该富集渣送去回收铟,滤液返锌系统回收鋅。本发明主要用于湿法炼锌厂从氧化锌酸上清中富集回收铟。

权利要求书

1: 一种从氧化锌酸上清中富集回收铟的方法, 其特征在于以下步骤 : A、 还原净化, 将铁粉投入到氧化锌酸上清中, 将 Fe3+ 还原成 Fe2+ 并同时除去溶液中的杂 质; B、 液固分离, 将步骤 A 得到的溶液过滤, 得到还原净化液和还原净化渣 ; C、 置换沉铟, 将步骤 B 得到的还原净化液加锌浮渣置换沉铟, 过滤得到滤液和铟富集 渣, 该富集渣送去回收铟, 滤液返鋅系统回收鋅。

说明书


一种从氧化锌酸上清中富集回收铟的方法

    【技术领域】
     本发明涉及一种富集回收铟的方法, 特别涉及一种从氧化锌酸上清中富集回收铟的方法。 技术背景 铟属稀有分散金属, 由于其具有十分独特而优良的物理和化学性能, 被广泛用于 电子计算机、 能源、 电子、 光电、 国防军事、 航天航空、 核工业、 化工和现代信息产业等高科技 领域, 以及制造易熔合金等行业。国内外迄今为止几乎未发现单独的铟矿床和以铟为主的 矿床, 大部分铟以稀散状态存在于闪锌矿及方铅矿中。 因此, 大部分回收铟的原料来自铅锌 冶炼过程中产出的副产物一铟富集渣。即炼锌过程产生的浸出渣经挥发窑挥发产出氧化 锌, 然后氧化锌经中性、 酸性浸出再经置换或中和得到沉铟渣, 也即铟富集渣。
     目前, 从氧化锌酸上清 ( 鋅浸出渣经挥发窑挥发产出氧化锌, 然后氧化锌经中性、 酸性浸出、 澄清的溶液 ) 中富集回收铟的工艺是直接采用锌粉置换沉铟或氧化锌焙砂中和 沉铟。锌粉置换沉铟工艺需耗费大量的锌粉, 富集每公斤铟锌粉单耗为 60 ~ 70kg, 成本较 高; 且由于锌粉活性大, 反应速度快, 易产生大量剧毒的 AsH3 气体, 同时加锌粉为防止爆炸, 必须边加锌粉边加水, 也降低了沉铟效率。氧化锌焙砂中和沉铟工艺虽然成本低, 因氧化 锌焙砂中 Fe 及其它杂质成分高, 使产出的铟富集渣含 In 品位低, 铟富集渣含 Fe 和其它杂 质含量高, 且难以过滤。如今, 由于原料中铟品位降低及 Fe、 Cu 等杂质含量升高, 直接采用 锌粉置换沉铟和氧化锌焙砂沉铟两种工艺难以得到品位较高的铟富集渣, 而铟富集渣含铟 低, 杂质含量高, 大大增加后续铟的回收成本。因此, 现有技术中从氧化锌酸上清中富集回 收铟工艺很难得到 In 品位较高、 杂质含量较低的铟富集渣, 如何从上述原料中得到品位较 高、 杂质含量较低的铟富集渣并降低生产成本是有待进一步探索的课题。
     发明内容 本发明的目的在于提供一种从氧化锌酸上清中富集回收铟的方法, 它能有效地提 高铟富集渣铟品位, 降低杂质 Fe 等的含量, 并降低富集回收铟的成本。特别适合于湿法炼 锌厂家从炼锌副产物中富集回收铟。
     为实现上述目的, 本发明的技术解决方案是 : 一种从氧化锌酸上清中富集回收铟 的方法, 其特征在于以下步骤 :
     A、 还原净化, 将铁粉投入到氧化锌酸上清中, 将 Fe3+ 还原成 Fe2+ 并同时除去溶液中 的杂质 ;
     B、 液固分离, 将步骤 A 得到的溶液过滤, 得到还原净化液和还原净化渣 ;
     C、 置换沉铟, 将步骤 B 得到的还原净化液加锌浮渣置换沉铟, 过滤得到滤液和铟 富集渣, 该富集渣送去回收铟, 滤液返鋅系统回收鋅。
     本发明的有益效果是 :
     本发明先将氧化锌酸上清加入铁粉可将 Fe3+ 还原成 Fe2+ 和除去 Cu、 Bi 等杂质, 然
     后再用锌浮渣沉铟, 得到铟富集渣。上述还原的机理是利用某一元素相对较强的还原性将 另一还原性相对较弱的元素还原, 使其化合价降低, 达到还原的目的。 上述净化的机理是利 用电位更低的物质将电位相对较高的金属离子从溶液中置换出来, 使置换出来的杂质形成 固体渣, 从而达到净化的目的。
     氧化锌酸上清经还原和净化后, 锌浮渣沉铟时, Fe、 Cu、 Bi 等杂质进入铟富集渣的 机会大为降低。 锌浮渣沉铟与锌粉沉铟相比具有如下优点 : 一是节约大量锌粉, 即节约大量 锌粉所带来的生产成本 ; 二是对锌冶炼生产厂家而言, 锌浮渣直接用于沉铟, 就不需返沸腾 炉焙烧照样可以回收锌, 节约锌浮渣焙烧回收锌所需的能耗 ; 三是加锌浮渣比加锌粉要安 全, 加锌粉为防止爆炸, 必须边加锌粉边加水。 锌浮渣沉铟与氧化锌焙砂沉铟相比具有如下 优点 : 一是锌浮渣沉铟得到的铟富集渣含 In 较高, 杂质含量较低 ; 二是氧化锌焙砂沉铟, 酸 上清的 In 和 Fe、 Cu 等杂质均以氢氧化物的形式转入沉铟渣中, 渣难以过滤等。
     本发明实现了氧化锌酸上清经 Fe 粉还原再用锌浮渣富集回收铟的新工艺, 若氧 化锌酸上清含铟在 450mg/L 以上, 则所述的铟富集渣含 In 可达 2.0%以上, 且沉铟渣含 Fe < 2.0%, 含 Cu < 0.15%, 含 Bi < 0.20%, 含 Zn25 ~ 30%, 为高品位、 低杂质铟富集渣。 附图说明
     附图是本发明的工艺流程图。具体实施方式
     下面结合附图对本发明及其具体实施方式作进一步详细说明。
     参见附图, 本发明的特征在于以下步骤 :
     A、 还原净化, 将铁粉投入到氧化锌酸上清中, 将 Fe3+ 还原成 Fe2+ 并同时除去溶液中 的杂质 ;
     B、 液固分离, 将步骤 A 得到的溶液过滤, 得到还原净化液和还原净化渣 ;
     C、 置换沉铟, 将步骤 B 得到的还原净化液加锌浮渣置换沉铟, 过滤得到滤液和铟 富集渣, 该富集渣送去回收铟, 滤液返鋅系统回收鋅。
     本发明的技术方案是 : 采用 Fe 粉对氧化锌酸上清中的 Fe3+ 还原成 Fe2+, 同时将 Cu、 Bi 等杂质除去, 过滤得到还原净化液及还原净化渣。然后往还原净化后液中加入锌浮渣, 控制终点 pH 值, 得到铟品位较高、 杂质含量较低的铟富集渣, 加 Fe 粉还原和净化的条件为 : 温度 50 ~ 70℃, 时间 30 ~ 50min, 在不断搅拌的条件加入 Fe 粉, Fe 粉加入量为酸上清中 3+ Fe 量一半加 Cu 含量总和的 1.1 ~ 1.3 倍, 锌浮渣的粒度在 -120 ~ -60 目, 锌浮渣中含锌 大于 80%, 加锌浮渣沉铟的条件为 : 温度 65 ~ 75℃, 时间 1.0 ~ 2.0h, 在不断搅拌的条件加 入锌浮渣, 锌浮渣加入量由终点 pH 值控制, 锌浮渣沉铟终点 pH 值控制在 4.6 ~ 5.0。若氧 化锌酸上清含铟在 450mg/L 以上, 则所述的铟富集渣含 In 可达 2.0%以上, 且沉铟渣含 Fe < 2.0%, 含 Cu < 0.15%, 含 Bi < 0.20%, 含 Zn25 ~ 30%, 为高品位、 低杂质铟富集渣。
     本发明的原理是 :
     还原是利用某一元素相对较强的还原性将另一还原性相对较弱的元素还原, 使其 3+ 化合价降低, 达到还原的目的。低酸上清还原就是利用还原剂将低酸上清中的 Fe 还原成 2+ Fe 。置换是利用电位越负的物质将电位相对较正的金属离子从溶液中置换出来, 使置 换出来的金属保留在渣中, 从而达到置换的目的。锌浮渣置换沉铟就是利用锌浮渣中的锌 将低酸上清还原后液中的 In 置换下来转入渣中。主要反应式为 :
     Fe+Cu2+ = Fe2++Cu
     Fe+2Fe3+ = 3Fe2+
     3Fe+2Bi3+ = 2Bi+3Fe2+
     Fe+2H+ = Fe2++H2 ↑
     Zn+Cu2+ = Zn2++Cu
     Zn+2Fe3+ = 2Fe2++Zn2+
     3Zn+2Bi3+ = 2Bi+3Zn2+
     3Zn+2In3+ = 2In+3Zn2+
     Zn+2H+ = Zn2++H2 ↑
     ZnO+2H+ = Zn2++H2O
     以下给出本发明的实施例 :
     实施例 1 :
     采用本发明从氧化锌酸上清中富集回收铟, 氧化锌酸上清 50 升, 其组分及浓度 : 2+ 3+ In0.55g/L, Fe 2.15g/L, Fe 17.92g/L, As1.67g/L, Cu1.36g/L, Bi0.048g/L, H2SO420.31g/ L; 锌浮渣主要成分及重量百分比为 : Zn87.88%, Fe0.062%; 往氧化锌酸上清中加 Fe 粉, Fe 粉还原和净化的具体条件为 : 温度 50℃, 时间 50min, 在不断搅拌的条件加入 Fe 粉, Fe 粉加 3+ 入量为酸上清中 Fe 量一半加 Cu 含量总和的 1.1 倍。过滤得到还原净化后液和还原净化 渣; 往过滤所得的还原净化后液中加入粒度为 -60 目的锌浮渣, 加锌浮渣沉铟的具体条件 为: 温度 65℃, 时间 2.0h, 在不断搅拌的条件加入锌浮渣, 锌浮渣加入量由终点 pH 值控制, 终点 pH 值控制在 4.6 ;
     氧化锌酸上清经上述步骤处理, 得到的铟富集渣含 In2.12%, 含 Zn28.56%, 杂质 Fe、 Cu、 Bi 含量分别为 1.98%、 0.14%和 0.13%。
     实施例 2 :
     采用本发明从氧化锌酸上清中富集回收铟, 氧化锌酸上清 50 升, 其组分及浓度 : 2+ 3+ In0.55g/L, Fe 2.15g/L, Fe 17.92g/L, As1.67g/L, Cu1.36g/L, Bi0.048g/L, H2SO420.31g/ L; 锌浮渣主要成分及重量百分比为 : Zn87.88%, Fe0.062%, 往氧化锌酸上清中加 Fe 粉, Fe 粉还原和净化的具体条件为 : 温度 60℃, 时间 40min, 在不断搅拌的条件加入 Fe 粉, Fe 粉加 3+ 入量为酸上清中 Fe 量一半加 Cu 含量总和的 1.3 倍。过滤得到还原后液和还原渣 ; 往过 滤所得的还原净化后液中加入粒度为 -80 目的锌浮渣, 加锌浮渣沉铟的具体条件为 : 温度 70℃, 时间 2.0h, 在不断搅拌的条件加入锌浮渣, 锌浮渣加入量由终点 pH 值控制, 终点 pH 值 控制在 4.8, 氧化锌酸上清经上述步骤处理, 得到的铟富集渣含 In2.28%, 含 Zn27.72%, 杂 质 Fe、 Cu、 Bi 含量分别为 1.85%、 0.12%和 0.14%。
     实施例 3 :
     氧 化 锌 酸 上 清 50 升, 其组分及浓度 : In0.55g/L, Fe2+2.15g/L, Fe3+17.92g/L, As1.67g/L, Cu1.36g/L, Bi0.048g/L, H2SO420.31g/L ; 锌浮渣主要成分及重量百分比为 : Zn87.88%, Fe0.062%, 往氧化锌酸上清中加 Fe 粉, Fe 粉还原和净化的具体条件为 : 温度70℃, 时间 30min, 在不断搅拌的条件加入 Fe 粉, Fe 粉加入量为酸上清中 Fe3+ 量一半加 Cu 含量总和的 1.2 倍。过滤得到还原后液和还原渣 ;
     往过滤所得的还原净化后液中加入粒度为 -80 目的锌浮渣, 加锌浮渣沉铟的具体 条件为 : 温度 75℃, 时间 1.5h, 在不断搅拌的条件下加入锌浮渣, 锌浮渣加入量由终点 pH 值 控制, 终点 pH 值控制在 4.8 氧化锌酸上清经上述步骤处理, 得到的铟富集渣含 In2.35%, 含 Zn27.14%, 杂质 Fe、 Cu、 Bi 含量分别为 1.88%、 0.13%和 0.16%。
     实施例 4 :
     氧 化 锌 酸 上 清 50 升, 其组分及浓度 : In0.55g/L, Fe2+2.15g/L, Fe3+17.92g/L, As1.67g/L, Cu1.36g/L, Bi0.048g/L, H2SO420.31g/L ; 锌浮渣主要成分及重量百分比为 : Zn87.88%, Fe0.062%, 往氧化锌酸上清中加 Fe 粉, Fe 粉还原和净化的具体条件为 : 温度 3+ 70℃, 时间 50min, 在不断搅拌的条件加入 Fe 粉, Fe 粉加入量为酸上清中 Fe 量一半加 Cu 含量总和的 1.1 倍。过滤得到还原后液和还原渣 ; 往过滤所得的还原净化后液中加入粒度 为 -100 目的锌浮渣, 加锌浮渣沉铟的具体条件为 : 温度 75℃, 时间 1.5h, 在不断搅拌的条件 加入锌浮渣, 锌浮渣加入量由终点 pH 值控制, 终点 pH 值控制在 5.0, 氧化锌酸上清经上述 步骤处理, 得到的铟富集渣含 In2.48%, 含 Zn26.75%, 杂质 Fe、 Cu、 Bi 含量分别为 1.79%、 0.12%和 0.15%。 实施例 5 :
     氧 化 锌 酸 上 清 50 升, 其组分及浓度 : In0.55g/L, Fe2+2.15g/L, Fe3+17.92g/L, As1.67g/L, Cu1.36g/L, Bi0.048g/L, H2SO420.31g/L ; 锌浮渣主要成分重量百分比为 : Zn87.88%, Fe0.062%, 往氧化锌酸上清中加 Fe 粉, Fe 粉还原和净化的具体条件为 : 温度 3+ 65℃, 时间 50min, 在不断搅拌的条件加入 Fe 粉, Fe 粉加入量为酸上清中 Fe 量一半加 Cu 含量总和的 1.2 倍。过滤得到还原后液和还原渣, 往过滤所得的还原净化后液中加入粒度 为 -120 目的锌浮渣, 加锌浮渣沉铟的具体条件为 : 温度 75℃, 时间 1h, 在不断搅拌的条件 加入锌浮渣, 锌浮渣加入量由终点 pH 值控制, 终点 pH 值控制在 5.0, 氧化锌酸上清经上述 步骤处理, 得到的铟富集渣含 In2.16%, 含 Zn25.48%, 杂质 Fe、 Cu、 Bi 含量分别为 1.85%、 0.12%和 0.11%。
    

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1、10申请公布号CN101994009A43申请公布日20110330CN101994009ACN101994009A21申请号201010583278822申请日20101210C22B7/00200601C22B3/44200601C22B58/0020060171申请人株洲冶炼集团股份有限公司地址412004湖南省株洲市天元区渌江路10号72发明人朱北平陈敬阳林文军李向东刘一宁刘卫平74专利代理机构株洲市奇美专利商标事务所43105代理人刘国鼎54发明名称一种从氧化锌酸上清中富集回收铟的方法57摘要本发明公开了一种从氧化锌酸上清中富集回收铟的方法。本发明的目的在于提供一种从氧化锌酸上清中富。

2、集回收铟的方法。本发明的特征在于以下步骤A、还原净化,将铁粉投入到氧化锌酸上清中,将FE3还原成FE2并同时除去溶液中的杂质;B、液固分离,将步骤A得到的溶液过滤,得到还原净化液和还原净化渣;C、置换沉铟,将步骤B得到的还原净化液加锌浮渣置换沉铟,过滤得到滤液和铟富集渣,该富集渣送去回收铟,滤液返锌系统回收鋅。本发明主要用于湿法炼锌厂从氧化锌酸上清中富集回收铟。51INTCL19中华人民共和国国家知识产权局12发明专利申请权利要求书1页说明书4页附图1页CN101994013A1/1页21一种从氧化锌酸上清中富集回收铟的方法,其特征在于以下步骤A、还原净化,将铁粉投入到氧化锌酸上清中,将FE3。

3、还原成FE2并同时除去溶液中的杂质;B、液固分离,将步骤A得到的溶液过滤,得到还原净化液和还原净化渣;C、置换沉铟,将步骤B得到的还原净化液加锌浮渣置换沉铟,过滤得到滤液和铟富集渣,该富集渣送去回收铟,滤液返鋅系统回收鋅。权利要求书CN101994009ACN101994013A1/4页3一种从氧化锌酸上清中富集回收铟的方法技术领域0001本发明涉及一种富集回收铟的方法,特别涉及一种从氧化锌酸上清中富集回收铟的方法。技术背景0002铟属稀有分散金属,由于其具有十分独特而优良的物理和化学性能,被广泛用于电子计算机、能源、电子、光电、国防军事、航天航空、核工业、化工和现代信息产业等高科技领域,以及。

4、制造易熔合金等行业。国内外迄今为止几乎未发现单独的铟矿床和以铟为主的矿床,大部分铟以稀散状态存在于闪锌矿及方铅矿中。因此,大部分回收铟的原料来自铅锌冶炼过程中产出的副产物一铟富集渣。即炼锌过程产生的浸出渣经挥发窑挥发产出氧化锌,然后氧化锌经中性、酸性浸出再经置换或中和得到沉铟渣,也即铟富集渣。0003目前,从氧化锌酸上清鋅浸出渣经挥发窑挥发产出氧化锌,然后氧化锌经中性、酸性浸出、澄清的溶液中富集回收铟的工艺是直接采用锌粉置换沉铟或氧化锌焙砂中和沉铟。锌粉置换沉铟工艺需耗费大量的锌粉,富集每公斤铟锌粉单耗为6070KG,成本较高;且由于锌粉活性大,反应速度快,易产生大量剧毒的ASH3气体,同时加。

5、锌粉为防止爆炸,必须边加锌粉边加水,也降低了沉铟效率。氧化锌焙砂中和沉铟工艺虽然成本低,因氧化锌焙砂中FE及其它杂质成分高,使产出的铟富集渣含IN品位低,铟富集渣含FE和其它杂质含量高,且难以过滤。如今,由于原料中铟品位降低及FE、CU等杂质含量升高,直接采用锌粉置换沉铟和氧化锌焙砂沉铟两种工艺难以得到品位较高的铟富集渣,而铟富集渣含铟低,杂质含量高,大大增加后续铟的回收成本。因此,现有技术中从氧化锌酸上清中富集回收铟工艺很难得到IN品位较高、杂质含量较低的铟富集渣,如何从上述原料中得到品位较高、杂质含量较低的铟富集渣并降低生产成本是有待进一步探索的课题。发明内容0004本发明的目的在于提供一。

6、种从氧化锌酸上清中富集回收铟的方法,它能有效地提高铟富集渣铟品位,降低杂质FE等的含量,并降低富集回收铟的成本。特别适合于湿法炼锌厂家从炼锌副产物中富集回收铟。0005为实现上述目的,本发明的技术解决方案是一种从氧化锌酸上清中富集回收铟的方法,其特征在于以下步骤0006A、还原净化,将铁粉投入到氧化锌酸上清中,将FE3还原成FE2并同时除去溶液中的杂质;0007B、液固分离,将步骤A得到的溶液过滤,得到还原净化液和还原净化渣;0008C、置换沉铟,将步骤B得到的还原净化液加锌浮渣置换沉铟,过滤得到滤液和铟富集渣,该富集渣送去回收铟,滤液返鋅系统回收鋅。0009本发明的有益效果是0010本发明先。

7、将氧化锌酸上清加入铁粉可将FE3还原成FE2和除去CU、BI等杂质,然说明书CN101994009ACN101994013A2/4页4后再用锌浮渣沉铟,得到铟富集渣。上述还原的机理是利用某一元素相对较强的还原性将另一还原性相对较弱的元素还原,使其化合价降低,达到还原的目的。上述净化的机理是利用电位更低的物质将电位相对较高的金属离子从溶液中置换出来,使置换出来的杂质形成固体渣,从而达到净化的目的。0011氧化锌酸上清经还原和净化后,锌浮渣沉铟时,FE、CU、BI等杂质进入铟富集渣的机会大为降低。锌浮渣沉铟与锌粉沉铟相比具有如下优点一是节约大量锌粉,即节约大量锌粉所带来的生产成本;二是对锌冶炼生产。

8、厂家而言,锌浮渣直接用于沉铟,就不需返沸腾炉焙烧照样可以回收锌,节约锌浮渣焙烧回收锌所需的能耗;三是加锌浮渣比加锌粉要安全,加锌粉为防止爆炸,必须边加锌粉边加水。锌浮渣沉铟与氧化锌焙砂沉铟相比具有如下优点一是锌浮渣沉铟得到的铟富集渣含IN较高,杂质含量较低;二是氧化锌焙砂沉铟,酸上清的IN和FE、CU等杂质均以氢氧化物的形式转入沉铟渣中,渣难以过滤等。0012本发明实现了氧化锌酸上清经FE粉还原再用锌浮渣富集回收铟的新工艺,若氧化锌酸上清含铟在450MG/L以上,则所述的铟富集渣含IN可达20以上,且沉铟渣含FE20,含CU015,含BI020,含ZN2530,为高品位、低杂质铟富集渣。附图说。

9、明0013附图是本发明的工艺流程图。具体实施方式0014下面结合附图对本发明及其具体实施方式作进一步详细说明。0015参见附图,本发明的特征在于以下步骤0016A、还原净化,将铁粉投入到氧化锌酸上清中,将FE3还原成FE2并同时除去溶液中的杂质;0017B、液固分离,将步骤A得到的溶液过滤,得到还原净化液和还原净化渣;0018C、置换沉铟,将步骤B得到的还原净化液加锌浮渣置换沉铟,过滤得到滤液和铟富集渣,该富集渣送去回收铟,滤液返鋅系统回收鋅。0019本发明的技术方案是采用FE粉对氧化锌酸上清中的FE3还原成FE2,同时将CU、BI等杂质除去,过滤得到还原净化液及还原净化渣。然后往还原净化后液。

10、中加入锌浮渣,控制终点PH值,得到铟品位较高、杂质含量较低的铟富集渣,加FE粉还原和净化的条件为温度5070,时间3050MIN,在不断搅拌的条件加入FE粉,FE粉加入量为酸上清中FE3量一半加CU含量总和的1113倍,锌浮渣的粒度在12060目,锌浮渣中含锌大于80,加锌浮渣沉铟的条件为温度6575,时间1020H,在不断搅拌的条件加入锌浮渣,锌浮渣加入量由终点PH值控制,锌浮渣沉铟终点PH值控制在4650。若氧化锌酸上清含铟在450MG/L以上,则所述的铟富集渣含IN可达20以上,且沉铟渣含FE20,含CU015,含BI020,含ZN2530,为高品位、低杂质铟富集渣。0020本发明的原理。

11、是0021还原是利用某一元素相对较强的还原性将另一还原性相对较弱的元素还原,使其化合价降低,达到还原的目的。低酸上清还原就是利用还原剂将低酸上清中的FE3还原成FE2。说明书CN101994009ACN101994013A3/4页50022置换是利用电位越负的物质将电位相对较正的金属离子从溶液中置换出来,使置换出来的金属保留在渣中,从而达到置换的目的。锌浮渣置换沉铟就是利用锌浮渣中的锌将低酸上清还原后液中的IN置换下来转入渣中。主要反应式为0023FECU2FE2CU0024FE2FE33FE200253FE2BI32BI3FE20026FE2HFE2H20027ZNCU2ZN2CU0028Z。

12、N2FE32FE2ZN200293ZN2BI32BI3ZN200303ZN2IN32IN3ZN20031ZN2HZN2H20032ZNO2HZN2H2O0033以下给出本发明的实施例0034实施例10035采用本发明从氧化锌酸上清中富集回收铟,氧化锌酸上清50升,其组分及浓度IN055G/L,FE2215G/L,FE31792G/L,AS167G/L,CU136G/L,BI0048G/L,H2SO42031G/L;锌浮渣主要成分及重量百分比为ZN8788,FE0062;往氧化锌酸上清中加FE粉,FE粉还原和净化的具体条件为温度50,时间50MIN,在不断搅拌的条件加入FE粉,FE粉加入量为酸上。

13、清中FE3量一半加CU含量总和的11倍。过滤得到还原净化后液和还原净化渣;往过滤所得的还原净化后液中加入粒度为60目的锌浮渣,加锌浮渣沉铟的具体条件为温度65,时间20H,在不断搅拌的条件加入锌浮渣,锌浮渣加入量由终点PH值控制,终点PH值控制在46;0036氧化锌酸上清经上述步骤处理,得到的铟富集渣含IN212,含ZN2856,杂质FE、CU、BI含量分别为198、014和013。0037实施例20038采用本发明从氧化锌酸上清中富集回收铟,氧化锌酸上清50升,其组分及浓度IN055G/L,FE2215G/L,FE31792G/L,AS167G/L,CU136G/L,BI0048G/L,H2。

14、SO42031G/L;锌浮渣主要成分及重量百分比为ZN8788,FE0062,往氧化锌酸上清中加FE粉,FE粉还原和净化的具体条件为温度60,时间40MIN,在不断搅拌的条件加入FE粉,FE粉加入量为酸上清中FE3量一半加CU含量总和的13倍。过滤得到还原后液和还原渣;往过滤所得的还原净化后液中加入粒度为80目的锌浮渣,加锌浮渣沉铟的具体条件为温度70,时间20H,在不断搅拌的条件加入锌浮渣,锌浮渣加入量由终点PH值控制,终点PH值控制在48,氧化锌酸上清经上述步骤处理,得到的铟富集渣含IN228,含ZN2772,杂质FE、CU、BI含量分别为185、012和014。0039实施例30040氧。

15、化锌酸上清50升,其组分及浓度IN055G/L,FE2215G/L,FE31792G/L,AS167G/L,CU136G/L,BI0048G/L,H2SO42031G/L;锌浮渣主要成分及重量百分比为ZN8788,FE0062,往氧化锌酸上清中加FE粉,FE粉还原和净化的具体条件为温度说明书CN101994009ACN101994013A4/4页670,时间30MIN,在不断搅拌的条件加入FE粉,FE粉加入量为酸上清中FE3量一半加CU含量总和的12倍。过滤得到还原后液和还原渣;0041往过滤所得的还原净化后液中加入粒度为80目的锌浮渣,加锌浮渣沉铟的具体条件为温度75,时间15H,在不断搅拌。

16、的条件下加入锌浮渣,锌浮渣加入量由终点PH值控制,终点PH值控制在48氧化锌酸上清经上述步骤处理,得到的铟富集渣含IN235,含ZN2714,杂质FE、CU、BI含量分别为188、013和016。0042实施例40043氧化锌酸上清50升,其组分及浓度IN055G/L,FE2215G/L,FE31792G/L,AS167G/L,CU136G/L,BI0048G/L,H2SO42031G/L;锌浮渣主要成分及重量百分比为ZN8788,FE0062,往氧化锌酸上清中加FE粉,FE粉还原和净化的具体条件为温度70,时间50MIN,在不断搅拌的条件加入FE粉,FE粉加入量为酸上清中FE3量一半加CU含。

17、量总和的11倍。过滤得到还原后液和还原渣;往过滤所得的还原净化后液中加入粒度为100目的锌浮渣,加锌浮渣沉铟的具体条件为温度75,时间15H,在不断搅拌的条件加入锌浮渣,锌浮渣加入量由终点PH值控制,终点PH值控制在50,氧化锌酸上清经上述步骤处理,得到的铟富集渣含IN248,含ZN2675,杂质FE、CU、BI含量分别为179、012和015。0044实施例50045氧化锌酸上清50升,其组分及浓度IN055G/L,FE2215G/L,FE31792G/L,AS167G/L,CU136G/L,BI0048G/L,H2SO42031G/L;锌浮渣主要成分重量百分比为ZN8788,FE0062,往氧化锌酸上清中加FE粉,FE粉还原和净化的具体条件为温度65,时间50MIN,在不断搅拌的条件加入FE粉,FE粉加入量为酸上清中FE3量一半加CU含量总和的12倍。过滤得到还原后液和还原渣,往过滤所得的还原净化后液中加入粒度为120目的锌浮渣,加锌浮渣沉铟的具体条件为温度75,时间1H,在不断搅拌的条件加入锌浮渣,锌浮渣加入量由终点PH值控制,终点PH值控制在50,氧化锌酸上清经上述步骤处理,得到的铟富集渣含IN216,含ZN2548,杂质FE、CU、BI含量分别为185、012和011。说明书CN101994009ACN101994013A1/1页7说明书附图CN101994009A。

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