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1、10申请公布号CN104195357A43申请公布日20141210CN104195357A21申请号201410424666X22申请日20140826C22B58/0020060171申请人马关云铜锌业有限公司地址663700云南省文山壮族苗族自治州马关县夹寒箐镇通寺村委会72发明人张少广杨美彦徐宏凯陶家荣张国华向麒名普正忠李冬冬袁自福高秀雄74专利代理机构昆明协立知识产权代理事务所普通合伙53108代理人谢嘉54发明名称一种高铁低锌复杂多金属焙矿中稀散金属铟的富集方法57摘要发明公开了一种高铁低锌复杂多金属焙矿中稀散金属铟的富集方法。高铁低锌复杂多金属焙矿在还原挥发熔炼过程中，按每100。
2、KG锌焙砂加入5KG的高铅、氯含锌物料低品位次焙矿进行配料，同时控制入炉铅品位为015025，氯品位020040。本发明能够有效提高主金属锌的回收率和直收率，回收率达97以上，随主金属锌富集的铟提高2030，现场操作环境明显改善。还原熔炼加工后的废料中铟回收率损失减小8以上。该方法操作简便，成本低廉，具有良好的推广应用前景。51INTCL权利要求书1页说明书4页附图1页19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10申请公布号CN104195357ACN104195357A1/1页21一种高铁低锌复杂多金属焙矿中稀散金属铟的富集方法，其特征在于高铁低锌复杂多。
3、金属焙矿在还原挥发熔炼过程中，按每100KG锌焙砂中加入5KG低品位次焙矿进行配料，同时控制入炉物料中铅品位为015025，氯品位020040。权利要求书CN104195357A1/4页3一种高铁低锌复杂多金属焙矿中稀散金属铟的富集方法技术领域0001本发明属于还原挥发熔炼技术领域，具体是涉及一种高铁低锌复杂多金属焙矿中稀散金属铟的富集方法。背景技术0002目前，高铁低锌复杂多金属焙矿的处理一直是本领域的难题，尤其是高铁低锌复杂多金属焙矿中富含的稀散金属铟的回收利用率还很不理想。现有技术中，回收高铁低锌复杂多金属焙矿中的稀散金属铟的方法有很多，例如酸化浸出萃取法，真空熔炼法、水解法、选择性溶解。
4、法、离子交换法、液膜法、还原挥发熔炼初步富集酸化浸出萃取返萃电积方法等，目前使用最多的是酸化浸出萃取法。这些方法由于提取过程中的金属铟较为分散，导致回收利用率很低。因此，当前能够经济地回收利用的稀散金属铟仅仅占主体金属中储量的极少部分，受技术条件和回收设备高投入的限制，部分稀散金属铟都随主体金属冶炼加工后的废料被遗弃。如何提高高铁低锌复杂多金属焙矿中稀散金属铟的回收利用率，现有技术中尚未见有很好地解决办法。发明内容0003本发明的目的在于针对现有技术的不足，提供一种高铁低锌复杂多金属焙矿中稀散金属铟的富集方法。利用还原挥发熔炼处理技术，在提升稀散金属铟回收率的同时，也改善主金属锌的提取操作环境。
5、。0004本发明的目的通过以下技术方案予以实现。0005除非另有说明，本发明所采用的百分数均为质量百分数。0006一种高铁低锌复杂多金属焙矿中稀散金属铟的富集方法，其特征在于高铁低锌复杂多金属焙矿在还原挥发熔炼过程中，按每100KG锌焙砂中加入5KG高铅、氯含锌物料低品位次焙矿进行配料，同时控制入炉物料中铅品位为015025，氯品位020040。0007本发明的技术方案主要基于以下认识借助铅对铟有捕集作用的原理，在生产中合理控制入炉混合料含铅品位有利于铟的富集，提高铟的直收率和回收率，降低冶炼废渣中铟损失。入炉混合料铅品位超过025时，主金属锌富集铟效果差，入炉混合料铅品位低于015时不利于达。
6、到富集稀散金属铟的目的。同时配入的氯，在提取主金属锌时，能够改善操作环境和工艺指标，同时产出的锌灰呈颗粒状。但如果投入氯品位超过040以上时，易造成生产控制难度加大，不易掏灰和影响生产工艺指标。0008相对于现有技术，本发明具有以下优点00091、本发明能够有效提高主金属锌的回收率和直收率，同时改善还原挥发熔炼过程的操作环境。主金属锌的回收率达97以上，随主金属锌富集的铟提高2030，现场操作环境明显改善。00102、主金属中铟含量明显上升，主金属冶炼加工后的废料中铟含量明显下降，还原说明书CN104195357A2/4页4熔炼加工后的废料中铟回收率损失减小8以上。00113、该方法操作简便，。
7、成本低廉，具有良好的推广应用前景。附图说明0012图1为本发明实施例中加含铅次焙矿及未加含铅次焙矿IN回收率对比效果折线图。具体实施方式0013下面结合附图和实施例对本发明的技术方案做进一步的详细说明，但附图和实施例并不是对本发明的限定。0014实施例10015在高铁低锌复杂多金属焙矿电炉还原挥发熔炼过程中，加入高铅、氯含锌物料低品位次焙矿，控制还原熔炼过程中入炉混合料铅、氯含量，进行电炉还原熔炼生产指标对比实验0016实验于2013年12月30日于2电炉实施，为确保实验数据的准确性，高铅、氯含锌物料的加入量实行逐级增加，开始时每100KG焙砂加入高铅、氯含锌物料5KG，控制入炉铅品位016，。
8、氯品位023，与没有加入高铅、氯含锌物料的1电炉和3电炉进行指标对比，各项指标对比见表1、表2实验数据每周累计1次。0017实验期间2电炉相对于1、3电炉炉况、控制操作无任何异常，但一冷操作上有明显变化，一冷清理锌灰时烟气量明显小于未加高铅含锌物料之前和1、3电炉；部分锌灰成颗粒状。0018实验第二个阶段于2013年12月13日开始对2电炉100KG焙砂加入高铅、氯含锌物料8KG，控制入炉铅品位025，氯品位038，1、3电炉控制入炉铅品位0021、0022，入炉氯品位030，有关数据见表1、表2。0019实验期间1、2、3电炉炉况及控制操作稳定，但一冷操作上有明显变化。首先，2电炉一冷清理锌。
9、灰时烟气量与1、3电炉相比要小，但与加入5KG高铅、氯含锌物料时相比没有太大差异；其次是2电炉锌灰有98以上成粒状，粒子粒度与豌豆粒相似。0020实验第三个阶段于1月18日以后开始对1、2电炉100KG焙砂同时加入高铅、氯含锌物料5KG，控制入炉铅品位分别为0173、0171；氯品位分别为0281、0291，同时与3电炉加入10KG无铅、氯含锌返料进行对比。0021实验期间1、2电炉在炉况和操作上与2电炉加5KG时没有明显的变化。3电炉加10KG无铅、氯含锌返料后，锌灰量明显高于1、2电炉，其它无明显差异。有关数据见表1、表20022表1、高铅、氯含锌物料实验IN指标对比0023说明书CN10。
10、4195357A3/4页50024备注1电炉1月192月5日加5KG高铅、氯含锌物料，3电炉2月1日加10KG无铅、氯含锌返料。0025由表1可知还原熔炼过程中，控制入炉混合料铅品位015025，粗锌中铟的富集率明显提高。0026表2、高铅、氯含锌物料实验ZN指标对比002700280029备注1电炉1月192月5日加5KG高铅、氯含锌物料，3电炉2月1日加10KG无铅、氯含锌返料。0030由表2可知还原熔炼过程中，控制入炉混合料铅品位015025，氯品位0204，锌的直收率得到进一步提升。0031稀散金属铟在主体金属锌还原冶炼过程中富集，随主金属锌进入精馏处理工序，富集于硬锌和B锌中含铟达6。
11、0000G/T，以硬锌及高铟B锌为原料，经电坩埚物理除杂，低沸点金属锌进入冷凝器冷凝后铸锭，产出3锌，高沸点金属铟、铁、铅、锡、铜等形成铟渣、底铅；铟渣经烧碱熟化处理后，经雷蒙磨细磨成铟渣粉，坩埚内底铅人工捞取铸锭，经化铅坩埚处理产出碱渣粉；铟富集于铟渣粉、碱渣粉中，经湿法处理提取提铟、锡等。0032还原熔炼结束后，对所得粗锌及富集的金属铟进行检测上表已经有检测数据0033通过反复生产试验，最终生产应用主金属锌回收率突破97以上，铟回收率明显提高；粗锌中铟的富集提高，底铁和水渣中铟损失明显降低。00341水渣、底铁含铟明显下降，水渣中含IN平均降低了498；底铁中含IN平均说明书CN10419。
12、5357A4/4页6降低了67。00352粗锌中铟的富集率提高185，通过生产实践进一步验证了铅对铟具有良好捕集作用。00363锌的直收率得到进一步提升，锌直收率8134提高到86。00374一冷操作环境得到了改善一冷产出颗粒状的锌灰，扒灰烟气量明显减少，员工劳动环境明显改善，一冷温度易控制，同时产出的颗粒锌灰通过筛分，可直接加入电炉使用，减少备料制粒、烘烤工作量，降低了原煤消耗量，提高工作效率。0038如图1所示，还原挥发熔炼过程中，控制入炉混合料含铅及氯品位，有利于稀散金属铟的提取。0039项目ZNING/TPBCL锌精矿4143400600009001004006焙砂5355550750。
13、0030050009001次焙矿4950506040453420040表30041由表3可知，锌精矿、高铁低锌复杂多金属焙矿及高铅、氯含锌物料低品位次焙矿中锌、铟、铅、氯含量0042表400430044由表4可知，还原熔炼过程中，加含铅、氯含锌物料后综合指标明显提高0045实施例20046重复实施例1，有以下不同点控制还原熔炼过程中入炉混合料中的铅含量为035，氯含量超过04以上，生产试验中出现一冷锌灰结块难清理，炉气通道易堵死，影响生产正常组织；粗锌含铟与入炉混合料控制含铅品位025时，未见明显提高。0047所述的高铁低锌复杂多金属焙矿在还原挥发熔炼新技术的开发和利用，其中，包括主金属锌直收率和回收率提高，主金属提取过程烟气量减少，操作环境改善。稀散金属铟随主体金属冶炼加工后的废料被遗弃的铟回收率损失减少8以上。说明书CN104195357A1/1页7图1说明书附图CN104195357A。