从锗蒸馏废酸中回收铟的方法

文档序号:3250484阅读:128来源:国知局
专利名称:从锗蒸馏废酸中回收铟的方法
技术领域
本发明涉及一种从锗蒸馏废酸中回收铟的方法,属于冶金化工技术领域。
技术背景蒸馏废酸系锗蒸馏过程的残酸,因锗精矿或锗富集烟尘中除锗外还含有 一定量的铟,故以盐酸体系蒸馏锗过程中,铟大部分被溶出而最终进入蒸馏 废酸,具有一定的回收价值。蒸馏废酸成分复杂,体现在酸度高, 一般含酸6-8mo1/1,同时含有锡、锑、铋、铅、锌、镁、铝、硅等多种杂质,使得铟回 收存在较大的技术难度,而且不经济。见诸报道的铟回收技术有1、 废酸中和一酸浸取——萃取回收铟其过程是用碱直接中和废酸,经压滤后得到含铟渣,洗涤后用硫酸浸出,铟浸出液调整?11后用30% 204+ 煤油萃取,盐酸反萃后得到酸性氯化铟溶液,用铝板或锌版置换得到海绵铟, 海绵铟以碱覆盖熔融,撇渣后浇铸得到粗铟产品。这种工艺是常见的铟回收工艺,但应用于蒸馏废酸回收铟存在以下缺点(1)中和废酸的碱消耗量大; (2)硫酸浸出时要求酸度大、温度高,铟浸出率低,需要反复多次浸出才能 使渣含铟符合要求,酸浸出过程只能对铅等硫酸不溶杂质做简单分离,而锡、 锑、铋、锌、镁、铝、硅等大部分进入浸出液;(3)萃取过程因锡、锑、硅 等杂质的影响,容易出现第三相、乳化等现象,给萃取带来较严重的影响;(4)因含铟渣含氯较高,酸浸出转化为硫酸体系条件下萃取时往往导致萃余 液中残留的铟较高;(5)萃取剂需要经常进行再生处理;(6)铟反萃液中杂 质浓度偏高,直接影响粗铟的质量。2、 废酸TBP共萃取一选择反萃一P204萃取回收铟其过程是在高酸度条件下直接用TBP+辛醇+煤油萃取,萃取过程中铟和铁、锑、锡等一道被萃取。用盐酸反萃铟、铁,反萃铟液还原后用?204+煤油进行铟萃取,用6mk)/1 的盐酸进行反萃得到氯化铟反萃液,再经置换——熔铸得到粗铟产品。TBP+ 辛醇+煤油有机相再生包括先反萃锑,再反萃锡,再生后的有机相均返回共 萃取。?204+煤油有机相再生是用60g/l草酸进行有机相洗涤再生,再生后的 有机相均返回萃取铟。有资料表明此工艺过程铟回收率较高,但工艺尚未实 现工业化,主要存在以下缺点(1)蒸馏废酸中酸性废气对萃取设备和现场 环境带来不利的影响;(2)蒸馏废酸中有机物和硅酸胶状物对萃取过程带来 不利的影响。就锗蒸馏废酸的特点而言,如采用传统的硫酸体系萃取工艺回收铟,需 要重点解决以下问题(1)酸度高而导致中和成本过高;(2)蒸馏废酸中锡、 砷、锑、铋、铅、锌、镁、铝、硅、有机物等多种杂质对铟萃取的影响问题; (3)由盐酸体系转化为硫酸体系中氯根对萃取的影响问题;(4)盐酸的挥发 性所带来的环境污染问题。发明内容本发明目的在于发明一种能克服现有技术缺陷、回收率高、不产生二次 污染的从锗蒸馏废酸中回收铟的方法。本发明包括浓縮、碱化、洗涤、硫酸浸出、铟萃取、铝板置换、熔铸等 过程。本发明是浓縮——碱化一一萃取工艺回收锗蒸馏废酸中铟的方法,该方 法具有适应性强,铟的综合回收率高,不产生二次污染等优点。 本发明的优点体现在以下几点-1、 通过浓縮蒸馏废酸,使浓縮底液中的铟得到了富集,酸度降低到lmo1/1 以下,大大降低了铟生产成本。2、 通过浓縮蒸馏废酸,挥发的盐酸通过吸收获得30%的盐酸溶液返回 蒸馏系统再利用,降低了锗生产成本。3、 浓縮底液通过碱化,使铟与其他杂质金属如铅、砷、锡、铝、锌、硅等得到了较好的分离,保证了萃取过程的正常运行,避免了萃取过程中出现 乳化、第三相等问题。4、 解决了由盐酸体系转化为硫酸体系时氯根影响铟萃取的问题,通过碱 化/洗涤,使渣中的金属由氯氧化物转化为简单的氧化物,彻底消除了萃取过 程中由于氯根的影响而出现萃余液含铟高的问题。5、 本发明工艺的铟回收率超过90%,可直接得到含铟99%的粗铟产品。6、 本发明生产过程清洁特征明显浓縮过程在密闭浓縮釜内进行,挥发 的盐酸气体采用两级吸收,排空的废气中盐酸浓度符合废气排放标准要求, 其他反应过程均采用废气集中吸收处理措施,生产废水经废水处理后达标排 放或回用;废渣交专业处置。本发明所述浓縮是将锗蒸馏废酸置于密闭的浓縮釜,以蒸汽加热至浓縮 釜内温度为100 120。C,同时通入压縮空气,使浓縮釜内压力为0.2 0.3kPa, 以盐酸吸收塔吸收酸性气体,浓縮釜的釜底液即为浓縮底液。浓縮的原理是利用氯化氢的高温条件下易挥发特性,在浓縮提高铟浓度 的同时,通过挥发盐酸来降低溶液的酸度。蒸馏废酸装入密闭的浓縮釜,用 蒸汽持续加热浓縮蒸馏废酸,同时通入压縮空气以提高挥发速度,酸性气体 引入盐酸吸收装置内,经气水分离后获得30%左右的盐酸返回蒸馏系统重新 利用。经浓縮后底液体积减少至原来的20%,盐酸酸度由6 8 mo1/1降至 lmol/l以下,铟浓度增大5倍,铟在浓縮过程中无损失。底液酸度符合要求 后送碱化处理。所述蒸发速度为200±10L/h,浓縮釜内压力为0.25kPa。本发明所述碱化是在双氧水的催化作用下,于反应釜内将浓縮底液与氢 氧化钠、硝酸钠搅拌混合,在90 10(TC的温度条件下碱化3士0.1h。所述双氧水是在升温后缓慢、持续加入反应釜。上述氢氧化钠的加入量为100 150kg/mS浓縮底液;硝酸钠的加入量为 6kg/m"农縮底液;双氧水的加入量为15kg/mS浓縮底液。碱化的原理是在碱性条件下,铟形成易溶于酸的铟氧化物入渣,同时锡、 铅、砷、铝、锌、硅等与硝酸钠、氢氧化钠作用生成相应的钠盐进入溶液, 从而达到分离的目的。浓縮底液进入反应釜内,直接加入片碱、硝酸钠,进行搅拌和高温碱化,碱化过程中加入双氧水以促进反应,可将50 70°/。以上 的锡、铅、砷、铝、锌、硅等杂质脱除。铁、锑、铋等与铟一道形成氧化物入渣。通过碱化,杂质脱除率50 85%;铟入渣率98%;氧化物含铟2 5%。本发明所述洗涤是将碱化浆液先加入热水进行一段洗涤,经搅拌洗涤后静置,抽去上清留底桨;底浆再加水进行二段洗涤,直至洗涤水的PH值为 6.5 7.0后,过滤得到富集铟的氧化物;所述一段洗漆中水与浆液的体积比 为3: 1,搅拌洗涤温度80 90°C,静置时间8小时;二段洗涤中水与浆液 的体积比为5:1,温度为常温,静置时间8小时。洗涤的目的是洗涤除去碱、氯盐、硝酸盐及其它可溶盐等。过滤得到富 集铟的氧化物,二段洗涤水返回一段洗涤重复利用。洗涤终点PH-6.5 7.0, 洗涤水氯离子、硝酸根离子含量小于50mg/l。本发明所述硫酸浸出是将富集铟的氧化物与水混合后分次加入硫酸浸 出,浸出过程缓慢加入双氧水,双氧水加入量为5kg/m3, 一次浸出的液固比 为5 : 1,终点PH值为1.0,静置取一次浸出上清液提取铟;底浆再加水加 硫酸进行二次浸出,二次浸出的液固比为3 : 1,终点硫酸浓度0.5mol/l;再 将浆液进行过滤,浸出渣洗涤。经硫酸浸出所获得的技术指标为铟浸出率大于98%,浸出渣含铟小于 800g/t。 一次浸出液含铟3-8g/1。 二次浸出液含铟l-3g/1 (二次浸出液返回一 次浸出)。本发明所述所述还原调酸是采用亚硫酸钠将一次浸出液中的三价铁还原 为二价铁,再采用30%的碱液调整溶液的PH值至1.5。将还原调酸过的液体经过滤后得到清亮的溶液,目的是为后续萃取提供符合要求的料液。


图1为本发明的制作流程图。
具体实施方式
如图1所示,本发明主要包括浓縮、碱化、洗涤、硫酸浸出、铟萃取、 铝板置换、熔铸步骤。 具体步骤如下1、 浓縮将蒸馏废酸装入密闭的浓縮釜,用蒸汽持续加热浓縮蒸馏废酸,同时通 入压縮空气以提高挥发速度,酸性气体引入盐酸吸收装置内,经气水分离后 获得30%左右的盐酸返回蒸馏系统重新利用。经浓縮后的浓縮底液体积减少 至原来的20°/。,盐酸酸度由6 8mol/l降至lmol/l以下,铟浓度增大5倍, 铟在浓縮过程中无损失。浓縮底液的酸度符合要求后送碱化处理。其技术条件为浓縮温度100 120°C;浓縮釜内压力0.2 0.3kPa , 蒸发速度200L/h。2、 碱化浓縮底液进入反应釜内,直接加入氢氧化钠、硝酸钠,进行搅拌和高温 碱化,碱化过程中加入双氧水以促进反应,可将50 70%以上的锡、铅、砷、 铝、锌、硅等杂质脱除。铁、锑、铋等与铟一道形成氧化物入渣。碱化技术条件为氢氧化钠用量100 150kg/m^浓縮底液;硝酸钠用量6 kg/mS浓縮底液;双氧水用量15 kg/n^浓缩底液。碱化温度90 100°C;碱化时间3h。通过碱化,所得到的技术指标为杂质脱除率50 85%;铟入渣率98%; 氧化物含铟2 5%。碱化浆液先加入热水进行一段洗涤, 一段洗涤次数为2次、经搅拌洗涤后静置,抽去上清送水处理;底浆再加水进行二段洗涤,直至洗涤水呈中性 后且变清亮透明,过滤得到富集铟的氧化物,洗涤水返回一段洗涤重复利用。一段洗涤的技术条件为体积比;水浆液=3 : 1,温度80 90°C, 沉淀时间8小时。二段洗涤的技术条件体积比水浆液=5 : 1,温度为常温,澄清时 间8小时。洗漆终点PH:6.5 7.0,洗涤水氯离子、硝酸根离子含量小于50mg/l。4、 硫酸浸出铟氧化物用硫酸浸出, 一次浸出液固比为5: 1,终点PH值为l.O,浸 出过程中缓慢加入双氧水以促进反应,反应完毕后,静置5小时而后抽出上清液送萃取。底浆再加水加硫酸进行二次浸出,二次浸出液固比为3: 1,浸 出终点硫酸浓度为0.5mol/l;浆液进行过滤,浸出渣洗漆,二次浸出液和洗 涤水返回一次浸出。经过两次浸出,铟浸出率大于98%。硫酸浸出技术条件 一次浸出硫酸分次加入,至溶液PH值稳定在l.O时停止加酸,双氧水加入量5kg/m3;液固比5:1;温度80-90。C,浸出时间2h,静置时间5小时;二次浸出终点硫酸浓度0.5mol/l,双氧水加入量5kg/m3;液固比3:1,温度80 90。C,时间2h。经硫酸浸出所获得的技术指标为铟浸出率大于98%,浸出渣含铟小于800g/t。 一次浸出液含铟3 8g/1。 二次浸出液l 3g/1 (二次浸出液返回一次 浸出)。5、 还原调酸其目的是将一次浸出液中的三价铁还原为二价铁,同时将溶液PH调整至1.5,为后续萃取提供符合要求的料液。一次浸出液用亚硫酸钠还原,以铁试剂检测无三价铁为宜,再用碱液调整PH至1.5,经过冷却静置后上清液经棉芯过滤器细滤后的清亮含铟溶液送萃取和提取铟。少量底渣返回硫酸浸出。还原调酸技术条件为亚硫酸钠用量亚硫酸钠铁=1.25 : 1 (重量比);调酸碱液浓度30%;终点PH1.5,还原调酸控制温度为50 60°C,而后冷却到常温。经还原调酸获得的技术指标为铟入渣率小于1%,铟溶液中三价铁含量小于10mg/l。6、铟提取采用常规萃取——置换——熔铸工艺技术。铟提取过程所 获得的技术指标为铟总回收率93%,粗铟含铟大于99%。 铟提取过程技术条件和技术指标如下6.1铟萃取萃取剂25 30% 204+煤油,相比A/02/1,逆流萃取级数3 级,温度25 35°C,水相流速;5 8m3/(m2.h),混合时间3 5分钟, 分相时间5 8分钟。萃余液铟浓度小于50mg/l。萃取回收率99%。6.2铟反萃酸洗条件1.0 1.5mol/l硫酸酸洗,酸洗级数2级,相比0/A=4/l,有 机相流速0.5 m3/ (m2.h)。酸洗液铟浓度小于0.1g/1,返回硫酸浸出工序。反萃条件反萃级数3级,相比0/A=4: 1,有机相流速0.5 m3/(m2.h), 盐酸浓度6mo1/1,反萃液铟浓度40-60g/l。6.3铟置换铝板置换,置换液PH1.0 1.5;温度80 9(TC,置换时间 8 15小时,置换后液含铟小于50mg/1,铟置换回收率大于98%6.4铟熔铸氢氧化钠覆盖,熔融温度200 300°C,碱加入量以渣稀 薄为宜。熔铸碱渣水洗涤后返回硫酸浸出。撇渣后浇铸粗铟锭。撇出的碱渣 返回碱化过程处理。熔铸过程粗铟产品回收率96%。
权利要求
1、从锗蒸馏废酸中回收铟的方法,其特征在于包括浓缩、碱化、洗涤、硫酸浸出、还原调酸和铟提取步骤。
2、 根据权利要求1所述从锗蒸馏废酸中回收铟的方法,其特征在于所述 浓縮是将锗蒸馏废酸置于密闭的浓縮釜,以蒸汽加热至浓縮釜内温度为 100 120°C,同时通入压縮空气,使浓縮釜内压力为0.2 0.3kPa,以盐酸吸 收塔回收酸性气体,浓縮釜的釜底液即为浓縮底液。
3、 根据权利要求2所述从锗蒸馏废酸中回收铟的方法,其特征在于所述 蒸发速度为200士10L/h,浓縮釜内压力为0.25kPa。
4、 根据权利要求1所述从锗蒸馏废酸中回收铟的方法,其特征在于所述 碱化是在双氧水的催化作用下,于反应釜内将浓縮底液与氢氧化钠、硝酸钠 搅拌混合,在90 10(TC的温度条件下碱化3士0.1h。
5、 根据权利要求4所述从锗蒸馏废酸中回收铟的方法,其特征在于所述 双氧水是在升温后缓慢、持续加入反应釜。
6、 根据权利要求4或5所述从锗蒸馏废酸中回收铟的方法,其特征在于 所述氢氧化钠的加入量为100 150kg/m3浓縮底液;硝酸钠的加入量为6 kg/n^浓縮底液;双氧水的加入量为15kg/mS浓縮底液。
7、 根据权利要求1所述从锗蒸馏废酸中回收铟的方法,其特征在于洗涤 是将碱化浆液先加入热水进行一段洗涤,经搅拌洗涤后静置,抽去上清留底 浆;底浆再加水进行二段洗涤,直至洗涤水的PH值为6.5 7.0后,过滤得 到富集铟的氧化物。
8、 根据权利要求7所述从锗蒸馏废酸中回收铟的方法,其特征在于所述 一段洗涤中水与衆液的体积比为3 : 1,搅拌洗涤温度S0 9(TC,静置时间 8小时;二段洗涤中水与浆液的体积比为5 : 1,温度为常温,静置时间8小时。
9、 根据权利要求1所述从锗蒸馏废酸中回收铟的方法,其特征在于所述硫酸浸出是将富集铟的氧化物与水混合后分次加入硫酸浸出,浸出过程缓慢加入双氧水,双氧水加入量为5kg/m3, 一次浸出的液固比为5 : 1,终点PH 值为l.O,静置取一次浸出上清液提取铟;底浆再加水加硫酸进行二次浸出, 二次浸出的液固比为3 : 1,终点硫酸浓度0.5mol/l;再将浆液进行过滤,浸出渣洗涤。
10、 根据权利要求l所述从锗蒸馏废酸中回收铟的方法,其特征在于所 述还原调酸是采用亚硫酸钠将一次浸出液中的三价铁还原为二价铁,再采用 30%的碱液调整溶液的PH值至1.5。
全文摘要
从锗蒸馏废酸中回收铟的方法,本发明涉及一种从锗蒸馏废酸中回收铟的方法,属于冶金化工技术领域。本发明包括浓缩、碱化、洗涤、硫酸浸出、铟萃取、铝板置换、熔铸等过程。本发明是浓缩——碱化——萃取工艺回收锗蒸馏废酸中铟的方法,该方法具有适应性强,铟的综合回收率高,不产生二次污染等优点。
文档编号C22B3/00GK101403051SQ200810022968
公开日2009年4月8日 申请日期2008年7月4日 优先权日2008年7月4日
发明者樊红杰 申请人:樊红杰
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