本发明涉及湿法冶金技术领域，特别是涉及一种萃取生产镓精矿的方法。
背景技术：
自然界中的镓常以微量分散于铝土矿、闪锌矿等矿石中。镓通常由铝土矿提取制得，或在高温灼烧锌矿时，以化合物的形式挥发出来，在烟道里凝结，经电解、洗涤可以制得粗镓，再经提炼可得高纯度镓。
时下世界90％以上的原生镓都是在生产氧化铝过程中提取的，是对矿产资源的一种综合利用，通过提取金属镓增加了矿产资源的附加值，提高氧化铝的品质降低了废弃物“赤泥”的污染，符合当前低碳经济以最小的自然资源代价获取最大利用价值的原则。镓在其它金属矿床中的含量极低，经过一定富集后也只能达到几百克/吨，因而镓的提取非常困难，另一方面，由于伴生关系，镓的产量很难由于镓价格上涨而被大幅拉动，因此，原生镓的年产量极少，全球年产量不足300吨，是原生铟产量的一半，如果这种状况不能得到改善，未来20-30年将会出现金属镓严重短缺。
锌精矿经过氧压浸出，其中的锌及伴生金属进入到浸出液中，再加入锌粉置换，使伴生有价金属沉淀富集，形成具有高附加值的锌置换渣。锌置换渣一般富含有价金属镓、钴、铜、锌、铁，还含有杂质二氧化硅。锌置换渣需要进一步酸浸以提取有价金属，锌置换渣经酸浸、过滤后所得的溶液为锌置换渣浸出液。
目前，有湿法炼锌企业在硫酸体系中采用P204+YW100萃取剂萃取镓，然后采用硫酸和盐酸的混酸或氯化钠溶液反萃镓，反萃液再采用N503萃取剂萃取镓，再采用低酸反萃后，通过中和沉镓，产出镓精矿，该工艺会产生大量的盐，如硫酸钠等，所采用硫酸和盐酸的混酸或氯化钠溶液反萃剂因存在氯离子对生产系统设备腐蚀严重，且溶液含氯为生产系统的严控指标，因此该工艺的应用受到一定的限制。
技术实现要素：
基于此，本发明的目的在于，提供一种萃取生产镓精矿的方法，其具有工艺简单，投资成本低，金属回收率高，可实现有价稀散金属的回收等优点。
本发明采取的技术方案如下：
一种萃取生产镓精矿的方法，其特征在于：包括以下步骤：
(1)萃取：用磷酸类萃取剂和协萃剂混合萃取含镓料液；
(2)反萃：用高浓度酸反萃步骤(1)萃取所得的有机相；
(3)渗析分离：将步骤(2)反萃所得的水相通入扩散渗析膜装置中进行脱酸处理；所述扩散渗析膜装置内部由阴离子交换膜分隔为渗析室和扩散室，步骤(2)反萃所得的水相流入渗析室，纯水作为接受液流入扩散室，渗析室中的酸根离子透过阴离子交换膜进入到扩散室中，扩散渗析完成后，渗析室中的液体为渗析残液，扩散室中的液体为回收酸，该回收酸返回步骤(2)用于反萃；
(4)中和沉淀：往步骤(3)渗析分离所得的渗析残液中加入中和沉淀剂，产出白色沉淀，过滤后得到镓精矿。
本发明所述的方法采取一次萃取分离工艺，采用磷酸类萃取剂加协萃剂萃取含镓料液，反萃使用高浓度酸作为反萃剂，镓的单级反萃率高，高酸反萃后采用扩散渗析膜装置，在浓度差作为推动力下，利用阴离子交换膜的选择透过性，将含镓反萃液渗析分离，降低含镓反萃液中的酸浓度，并产出回收酸循环可用于反萃，整个工艺过程避免二次萃取流程和中和过程产出大量的盐，操作简单，投资成本低，金属回收率高，可实现有价稀散金属的回收。
进一步地，所述含镓料液为锌置换渣的硫酸浸出溶液，pH值为1.5-1.8。
进一步地，所述磷酸类萃取剂为二(2-乙基己基)磷酸酯(P204萃取剂)，所述协萃剂为羟肟酸(如YW100协萃剂)，所述磷酸类萃取剂与协萃剂的用量体积比为5-20:1。
进一步地，所述高浓度酸为浓度为1-3mol/L的硫酸、浓度为1-3mol/L的盐酸、含有1-3mol/L硫酸和1-2mol/L盐酸的混合酸中的任意一种。优选地，选用硫酸反萃镓，可实现全程硫酸体系，与湿法炼锌企业的硫酸浸出系统兼容，避免引入其他杂质离子，尤其避免氯离子对生产系统设备的腐蚀。
进一步地，所述中和沉淀剂为碳酸钠或氢氧化钠。
进一步地，步骤(1)具体为：按照有机相与水相的体积比为1:1-4，将磷酸类萃取剂、协萃剂、稀释剂与含镓料液混合5分钟，然后进行1-6级萃取。
进一步地，步骤(1)中，所述稀释剂为磺化煤油(260#溶剂油)，所述磷酸类萃取剂、协萃剂与稀释剂的用量体积比为5-9:1:40-44。
进一步地，步骤(2)具体为：按照有机相与水相的体积比为5-10:1，将步骤(1)萃取所得的有机相与高浓度酸混合5分钟，然后进行4级萃取。
进一步地，步骤(3)渗析分离所得的回收酸中所含酸的浓度为100-280g/L，配入浓硫酸至硫酸浓度为1-2.6mol/L后，再返回步骤(2)用于反萃。
进一步地，步骤(4)具体为：在步骤(3)渗析分离所得的渗析残液中加入中和沉淀剂至pH值为3.0-4.5，并加热至60-90℃，保温下搅拌1-3小时，产出白色沉淀，过滤后得到镓精矿。
具体实施方式
实施例一
取锌置换渣的硫酸浸出溶液作为含镓料液，该锌置换渣浸出液中镓(Ga)含量为458mg/L，锌(Zn)含量为58g/L，铁(Fe)含量为0.1g/L，钴(Co)含量为258mg/L，镍(Ni)含量为79mg/L，铜(Cu)含量为18g/L，pH值为1.5-1.8。
对上述含镓料液进行萃取以生产镓精矿，步骤如下：
(1)萃取：按照体积百分比计，将18％P204萃取剂、2％YW100协萃剂与80％260#溶剂油混合配制成混合萃取剂，然后按照有机相与水相的体积比为1:1，将制成的混合萃取剂与含镓料液加入混合澄清萃取槽中混合5分钟，然后进行4级萃取。萃取所得的有机相为萃取液，萃取所得的水相为萃余液。
(2)反萃：按照有机相与水相的体积比为8:1，将步骤(1)萃取所得的有机相与浓度为300g/L的硫酸加入混合澄清萃取槽中混合5分钟，然后进行4级萃取。反萃所得的水相为萃取液，其中Ga含量为3581mg/L，Zn含量为3.8g/L，Fe含量为0.1g/L，Co含量为2mg/L，Ni含量为0.3mg/L，Cu含量为0.2g/L，H2SO4含量为259g/L，反萃所得的有机相为萃余液。
(3)渗析分离：将步骤(2)反萃所得的水相通入扩散渗析膜装置中进行脱酸处理。所述扩散渗析膜装置内部由阴离子交换膜分隔为渗析室和扩散室，步骤(2)反萃所得的水相流入渗析室，纯水作为接受液流入扩散室，渗析室中的酸根离子透过阴离子交换膜进入到扩散室中。扩散渗析完成后，渗析室中的液体为渗析残液，其中Ga含量为3541mg/L，Zn含量为3.7g/L，Fe含量为0.1g/L，Co含量为1.8mg/L，Ni含量为0.2mg/L，Cu含量为0.2g/L，H2SO4含量为9g/L；扩散室中的液体为回收酸，其中Ga含量为40mg/L，Zn含量为0.1g/L，Fe含量为0，Co含量为0.2mg/L，Ni含量为0.1mg/L，Cu含量为0，H2SO4含量为250g/L，该回收酸返回步骤(2)用于反萃。
(4)中和沉淀：在步骤(3)渗析分离所得的渗析残液中加入碳酸钠至pH值为3.0-4.5，并加热至75℃，保温下搅拌2小时，产出白色沉淀，过滤后得到镓精矿。所得镓精矿按质量百分比计含有Ga：6.8％，Zn：3.6％，Fe：0.08％，Co：0.01％，Ni：0.01％，Cu：0.1％。
实施例二
取锌置换渣的硫酸浸出溶液作为含镓料液，该锌置换渣浸出液中镓(Ga)含量为658mg/L，锌(Zn)含量为58g/L，铁(Fe)含量为0.1g/L，铜(Cu)含量为8g/L，pH值为1.5-1.8。
对上述含镓料液进行萃取以生产镓精矿，步骤如下：
(1)萃取：按照体积百分比计，将10％P204萃取剂、2％YW100协萃剂与88％260#溶剂油混合配制成混合萃取剂，然后按照有机相与水相的体积比为1:2，将制成的混合萃取剂与含镓料液加入混合澄清萃取槽中混合5分钟，然后进行4级萃取。萃取所得的有机相为萃取液，萃取所得的水相为萃余液。
(2)反萃：按照有机相与水相的体积比为5:1，将步骤(1)萃取所得的有机相与浓度为300g/L的硫酸加入混合澄清萃取槽中混合5分钟，然后进行4级萃取。反萃所得的水相为萃取液，其中Ga含量为6517mg/L，Zn含量为6.8g/L，Fe含量为0.1g/L，Cu含量为0.2g/L，H2SO4含量为269g/L，反萃所得的有机相为萃余液。
(3)渗析分离：将步骤(2)反萃所得的水相通入扩散渗析膜装置中进行脱酸处理。所述扩散渗析膜装置内部由阴离子交换膜分隔为渗析室和扩散室，步骤(2)反萃所得的水相流入渗析室，纯水作为接受液流入扩散室，渗析室中的酸根离子透过阴离子交换膜进入到扩散室中。扩散渗析完成后，渗析室中的液体为渗析残液，其中Ga含量为6509mg/L，Zn含量为6.0g/L，Fe含量为0.1g/L Cu含量为0.2g/L，H2SO4含量为8g/L；扩散室中的液体为回收酸，其中Ga含量为8mg/L，Zn含量为0.8g/L，Fe含量为0，Cu含量为0，H2SO4含量为261g/L，该回收酸返回步骤(2)用于反萃。
(4)中和沉淀：在步骤(3)渗析分离所得的渗析残液中加入碳酸钠至pH值为3.0-4.5，并加热至75℃，保温下搅拌2小时，产出白色沉淀，过滤后得到镓精矿。所得镓精矿按质量百分比计含有Ga：7.1％，Zn：2.9％，Fe：0.08％，Cu：0.1％。
以上所述实施例仅表达了本发明的几种实施方式，其描述较为具体和详细，但并不能因此而理解为对发明专利范围的限制。应当指出的是，对于本领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明构思的前提下，还可以做出若干变形和改进，这些都属于本发明的保护范围。