本发明涉及湿法冶金技术领域，尤其是一种从铟净化渣中回收粗铟方法。
背景技术：
铟的提取方式包括浸出、萃取、反萃取、净化、置换等工艺步骤，而在铟的反萃取过程中，一般采用盐酸或者盐酸弱碱盐作为反萃取液，使得铟不断的循环富集，并且达到50g/L以上，实现分离；但是，在循环富集的过程中，其它杂质，如As、Sb、Bi的含量也会跟着富集，在铟达到50g/L以上后，这些杂质也富集到了5g/L以上，使得在置换铟之前，必须要对其进行净化处理，使得As、Sb、Bi等杂质得到脱除。
对于上述萃取铟的混合液进行杂质脱除处理，采用的方法主要是：铁粉除杂处理，并且补加硫化钠作深度净化，使得萃取铟的混合液中的杂质含量得到降低；但是，在铁粉除杂，补加硫化钠深度净化过程中，将会导致大量的铟进入净化渣中，使得净化渣中的铟含量达到2％以上，因此，对于净化渣中铟进行回收，能够有效降低铟提取成本，降低铟资源浪费。
目前，对于上述净化渣中铟的回收，主要采用的是硫酸或盐酸浸出，再经过萃取-反萃取回收铟，但这样处理，铟的回收率仅仅只能达到80-90％，而且在此过程中，也必然会导致净化渣中大量存在的As、Sb、Bi等也进入萃取溶液中，使得对于铟的处理过程中，不断的产生新的铟净化渣。鉴于此，又有研究者采用氢氧化钠溶液洗脱砷后，再进行酸浸取、萃取、反萃取铟；但当在该工艺中，采用质量浓度为5％的氢氧化钠溶液洗脱处理铟净化渣，也仅仅只有50％的砷被洗脱掉，导致铟净化渣中的砷含量依然在3-5％左右；当采用质量浓度为10％的氢氧化钠溶液洗涤净化渣时，能够使得砷洗脱80-90％，但是对于Sb、Bi等其它杂质基本不能被洗掉，在进行酸浸出处理时，再次被浸出；而且在碱洗涤处理后，再采用酸浸出，又会导致酸的用量增加，造成处理成本较高。
除此之外，还有研究者采用高压氧浸出工艺，对铟净化渣中的铟进行浸出回收，虽然，该法能够使得铟的浸出率较高，但依然难以摆脱As、Sb、Bi等杂质的浸出，而且该法导致投入成本较大，生产企业利润较差。
为此，现有技术中，对于浸出、萃取、反萃取、净化、置换步骤进行铟提取净化过程中产生的净化废渣，尤其是采用盐酸或者盐酸弱碱盐作为反萃取液，再采用铁粉和硫化钠混合置换铟产生的净化废渣，其处理方式为：将铟净化渣与锌渣混合返回转窑焙烧回收，该法虽然能够实现大量的杂质金属元素的分离，但是其能耗高、污染大、回收率较差；而且对于采用盐酸处理过程中，含有大量的氯元素，使得其在回转窑处理挥发的过程中，进入气体成分中，造成后续处理难度较大。
基于此，本研究者针对采用盐酸或者盐酸弱碱盐作为反萃取液，再采用铁粉和硫化钠混合置换铟产生的净化废渣中的铟的回收，提供一种新思路。
技术实现要素：
为了解决现有技术中存在的上述技术问题，本发明提供一种从铟净化渣中回收粗铟方法。
具体是通过以下技术方案得以实现的：
一种从铟净化渣中回收粗铟方法，将铟净化渣采用硫酸调制成浆液后，注入到隔膜电解槽阳极室中，采用石墨作为阳极，钛板或石墨板作为阴极，通入80-120A/m2的直流电，电解槽电压为1.2-1.8V，温度为40-50℃下电解8-12h，取出阴极板，得到粗铟；过滤电解液，滤液返回与硫酸混合调制铟净化渣成浆液，滤渣为电解渣。
所述的铟净化渣为采用盐酸或者盐酸弱碱盐作为反萃取液，再采用铁粉和硫化钠混合置换铟产生的净化废渣。
所述的铟净化渣成分含量为：In2％～5％、Cd0.5％～5％、As3％～10％、Bi0.5％～2％、Sn0.2％～0.5％、Cl5％～10％。
所述的硫酸，其浓度为100-150g/L。
所述的浆液，液固比为7-10。
所述的调制成浆液，调制时温度为60-70℃。
所述的滤液返回与硫酸混合，混合后的硫酸浓度为100-150g/L。
现有技术中，大多数的技术是针对高含量铟原料物质中如何提取铟的处理，如专利号为201310038246.3的文献，其主要报道的是对铟纯度进行提纯处理；再如专利申请号为201510896090.1文献报道的是采用还原法从ITO废靶材中回收铟，而对于从采用盐酸或者盐酸弱碱盐作为反萃取液，再采用铁粉和硫化钠混合置换铟产生的净化废渣中，采用隔膜电解-浸出同步进行处理回收铟的研究还未见报道。
本发明创造通过隔膜电解槽中电解-浸出同时进行，使得在阳极室内加强铟净化渣中铟的浸出；而且结合在电解过程中，阳极板上析出的氧气对铟净化渣中In2S3氧化，使得铟得到大幅度的浸出，提高了铟的浸出率；而且在电解处理过程中，采用低电流密度以及低电压的控制，使得Co2+、Sn2+、Pb2+、Fe3+、Cu2+等不会在阴极上析出，尤其是Cd2+、Zn2+等由于电压不够，也不能被电解出来，从而实现铟的大量电解析出；而且处理过程中，温度控制在40-50℃，使得能耗较低的同时，能够大幅度的将铟浸出，阻碍了其他杂质元素的析出，提高了阴极板上析出的铟的品质，提高了铟的回收率，降低了铟资源的浪费，也避免了氯元素的带入。
具体实施方式
下面结合具体的实施方式来对本发明的技术方案做进一步的限定，但要求保护的范围不仅局限于所作的描述。
以下试验操作过程中，以以下成分含量的铟净化渣为原料进行处理：In 3.85％、Fe 6.98％、Cd 2.61％、As 8.13％％、Bi 1.47％、Sn 0.36％、Cl 6.37％，H2O 52.21％。
对照1直接硫酸浸出处理：
浸出液为硫酸溶液，H2SO4 150g/L，液固比L/S＝5，温度T＝85℃，搅拌浸出时间为3h，过滤。
检测：浸出液中In 6.13g/L、Fe12.4g/L、As10.57g/L、Bi2.48g/L、Cl 10.34g/L；浸出渣含In1.76％，渣率35.7％，铟浸出率83.68％。
对照2直接硫酸浸出处理：
浸出液为硫酸溶液，液固比L/S＝7.5，H2SO4 200g/L，温度T＝90℃，搅拌浸出时间为4h，过滤。
检测：浸出渣含In1.45％，渣率37.1％，铟浸出率86.02％。
对照3氢氧化钠溶液洗涤后，硫酸浸出：
洗涤条件为：液固比L/S＝5，NaOH 50g/L，温度T＝80℃，搅拌洗涤时间为1h，过滤。洗涤液含As 9.43g/L、In 0.021g/L、Cl 8.35g/L。
浸出条件为：液固比L/S＝5，H2SO4 150g/L，温度T＝85℃，搅拌浸出时间为3h，过滤。
检测：浸出液：In 6.57g/L、Fe10.27g/L、As3.86g/L、Bi2.13g/L、Cl 2.11g/L；浸出渣含In1.44％，渣率31.52％；铟浸出率88.21％。
对照4氢氧化钠溶液洗涤后，硫酸浸出：
洗涤条件：液固比L/S＝5、NaOH 75g/L、温度T＝85℃进行洗涤，搅拌洗涤时间为1.5h，过滤。洗涤液含As11.51g/L、In 0.024g/L、Cl 10.16g/L。
浸出条件为：液固比L/S＝7.5，H2SO4 200g/L，温度T＝85℃，搅拌浸出时间为4h，过滤。浸出渣：In0.96％，渣率33.12％；铟浸出率91.75％。
实施例1矿浆隔膜浸出电解处理：
将铟净化渣用100g/L的H2SO4溶液按液固比L/S＝8调浆，在温度为60℃下搅拌1h。
将上述浆液注入到隔膜电解槽阳极室中并进行搅拌，以石墨作为阴阳极板，电流密度80A/m2、槽电压1.3V，电解温度40℃，浸出电解时间12h。
将阳极室电解后的浆液放出、过滤，得到电解浸出渣和电解废液。
电解浸出渣含In 0.637％，渣率48.31％，In浸出率为92.0％。
电解废液含In 0.529g/L、Fe4.82g/L、As2.15g/L、H2SO4 93.6g/L。
实施例2矿浆隔膜浸出电解处理：
将铟净化渣用实例1之电解废液按液固比L/S＝10调浆，补加H2SO4至150g/L，在温度为65℃下搅拌1h。
将上述浆液注入到隔膜电解槽阳极室中并进行搅拌，以石墨作为阳极板，钛板作为阴极板，流密度120A/m2、槽电压1.7V，电解温度45℃，浸出电解时间10h。
将阳极室电解后的浆液放出、过滤，得到电解浸出渣和电解废液。
电解浸出渣含In 0.283％，渣率53.47％，In浸出率为96.07％。
电解废液含In 0.632g/L、Fe5.47g/L、As2.57g/L、H2SO4 145.8g/L。
实施例3
将铟净化渣用实例2之电解废液按液固比L/S＝10调浆，在温度为70℃下搅拌1h。
将上述浆液注入到隔膜电解槽阳极室中并进行搅拌，以石墨作为阳极板，钛板作为阴极，流密度100A/m2、槽电压1.5V，电解温度45℃，浸出电解时间12h。
将阳极室电解后的浆液放出、过滤，得到电解浸出渣含In 0.194％，渣率54.94％，In浸出率为97.23％。
阴极得到粗铟片，铟的纯度为92.63％，铟电解析出率为76.94％。
本发明创造的铟净化渣中回收铟，通过隔膜电解处理后，铟的纯度达到90％以上，铟的析出回收率较高，处理成本较低，能耗较低。