国产日韩欧美一区二区三区三州_亚洲少妇熟女av_久久久久亚洲av国产精品_波多野结衣网站一区二区_亚洲欧美色片在线91_国产亚洲精品精品国产优播av_日本一区二区三区波多野结衣 _久久国产av不卡

?

次氧化鋅酸性浸出液中萃取分離銦的工藝

2017-03-02 02:57:37郭小東魏昶李興彬鄧志敢李存兄李旻廷
中國有色金屬學(xué)報 2017年12期
關(guān)鍵詞:等溫線浸出液級數(shù)

郭小東,魏昶,李興彬,鄧志敢,李存兄,李旻廷

?

次氧化鋅酸性浸出液中萃取分離銦的工藝

郭小東,魏昶,李興彬,鄧志敢,李存兄,李旻廷

(昆明理工大學(xué) 冶金與能源工程學(xué)院,昆明 650093)

以次氧化鋅酸性浸出液為原料,采用兩段溶劑萃取的方法實現(xiàn)銦與其他金屬離子的有效分離,并循環(huán)利用工藝過程中使用的鹽酸,減少氯離子的排放。研究采用P204從浸出液中萃取、鹽酸反萃銦的行為,以及采用TBP/P350混合萃取劑從P204載銦有機相鹽酸反萃液中選擇性萃取銦、水反萃等過程中銦的行為,考察萃取劑濃度、混合時間、酸濃度和相比等因素對銦萃取率和反萃率的影響。結(jié)果表明:采用10%P204(體積分?jǐn)?shù))在相比(A/O)為2/1的條件下,經(jīng)過2級逆流萃取,浸出液中99% 銦被萃取,得到的P204載銦有機相采用6 mol/L鹽酸反萃,銦反萃率達(dá)100%。得到的含銦鹽酸反萃液再采用TBP/P350選擇性萃取銦,在相比為3/2條件下,經(jīng)過2級逆流萃取,銦萃取率為99%,得到的載銦有機相采用純凈水進(jìn)行3級逆流反萃,銦被反萃完全。與傳統(tǒng)工藝相比,氯離子排放量減少86%。基于上述實驗結(jié)果,提出從次氧化鋅酸性浸出液中萃取分離銦的工藝流程,在實現(xiàn)銦高效回收的同時,降低氯離子的排放,達(dá)到資源高效利用和減少污染物排放的目的。

次氧化鋅酸性浸出液;銦;萃?。惠d銦有機相

近些年來,稀散金屬銦以其獨特的物理、化學(xué)性質(zhì)日益引起人們的關(guān)注,被廣泛應(yīng)用于現(xiàn)代電子工 業(yè)[1]。然而,自然界中含銦的礦物較少且分布較分散,常與鋅、鉛、錫和銅等共生。常見的含銦礦物包括閃鋅礦、黃銅礦、錫石和黝錫礦等,這些礦物中賦含的銦超過了礦床中銦總量的75%[2?3]。因此,銦主要作為一種冶煉過程中的副產(chǎn)物進(jìn)行回收[4?8]。次氧化鋅煙塵作為一種回收銦的二次物料,產(chǎn)生于煉鋅或鉛火法處理過程中[9],其中成分主要包括鋅、銦、鉛、氟、氯和砷等元素[7, 10]。相對于火法處理此物料存在的高能耗和環(huán)境污染等問題,濕法更具優(yōu)勢[11]。傳統(tǒng)濕法處理回收銦過程包括兩段浸出、預(yù)中和沉銦、酸浸、萃取、反萃和置換等工藝[12]。在整個流程中,存在銦回收率低且P204載銦有機相鹽酸反萃液含酸較高[13],殘留高濃度鹽酸無法循環(huán)利用的缺點。在后續(xù)鋅粉置換過程中,產(chǎn)生大量含氯廢水,給廢水處理帶來極大的困難。

近年來在銦的溶劑萃取機理有不少研究報道,都旨在尋找一種性能優(yōu)良可替代P204 的萃取體系,國外研究用于銦萃取的新型萃取劑包括DS5834(類似于單脂?磷二酸)、TPASO(三苯胂氧化物)和三烷基膦酸及其與二烷基磷酸氧化物的混合物等[14?16],但尚未發(fā)現(xiàn)銦特效萃取劑。張瑾等[17]采用D2EHPA-Cyanex 923 混合體系進(jìn)行了銦萃取反萃實驗研究,發(fā)現(xiàn)Cyanex 923 的加入使銦(III)和鐵(III)的選擇性能力增強,且反萃性能得到明顯改善,但由于Cyanex 923價格昂貴,阻礙了此萃取體系的大規(guī)模推廣與應(yīng)用。針對傳統(tǒng)銦回收過程存在的缺陷,本文作者采用P204從次氧化鋅煙塵浸出液中直接萃取回收銦,以提高銦的回收率。對得到的P204載銦有機相鹽酸反萃液,采用TBP/P350中性萃取體系選擇性萃取銦,使銦與鹽酸分離,含高濃度鹽酸的萃余液返回P204負(fù)載有機相反萃工序循環(huán)使用,取消傳統(tǒng)萃余液中和處理過程[18],從而實現(xiàn)工藝過程中鹽酸的循環(huán)利用。TBP/P350載銦有機相采用水反萃,得到氯離子濃度較低的富銦溶液,從而減低最終反萃液中氯離子的排放量。探究一種從次氧化鋅酸性浸出液中萃取銦的新工藝流程,討論了萃取劑濃度、混合時間、酸度和相比等因素對銦和主要共存金屬離子萃取率的影響,以及反萃劑種類和濃度對負(fù)載有機相中銦反萃率的影響,為從此類溶液中提取分離銦提供技術(shù)指導(dǎo)。

1 實驗

1.1 原料與試劑

實驗所用浸出液為某企業(yè)的次氧化鋅二次酸浸液,其中硫酸濃度約50 g/L,并含有銦、鋅、鐵、鎘和砷等離子。為避免三價鐵離子和銦離子的共萃,采用加入還原鐵粉的方法對溶液進(jìn)行預(yù)處理,鐵粉加入量為理論還原量的3倍[19]。次氧化鋅酸性浸出液預(yù)處理后成分如表1所示,實驗所用到萃取劑包括P204、TBP和P350,純度≥97.0%(上海市萊雅仕化工有限公司)及稀釋劑為磺化煤油,其余用到試劑均為分析純。

表1 次氧化鋅浸出液預(yù)處理后成分

磷酸三丁酯(TBP)和甲基膦酸二甲庚脂(P350)以磷?;鶠楣倌軋F的中性萃取劑,在鹽酸中能萃取呈絡(luò)陰離子的金屬[20?21],具有水溶性小、化學(xué)穩(wěn)定和分相快等優(yōu)點[22]。其化學(xué)結(jié)構(gòu)如圖1所示。

圖1 TBP和P350化學(xué)結(jié)構(gòu)

1.2 實驗設(shè)備

HH?S26S數(shù)顯電熱恒溫水浴鍋(江蘇省金壇市大地自動化儀器廠),PHSJ?5實驗室pH計(上海儀電科學(xué)儀器股份有限公司),WFX?110B原子吸收分光光度計(北京瑞利分析儀器有限公司)。

1.3 實驗方法

萃原液用H2SO4調(diào)節(jié)水相的酸度,按照一定的相比,將其與一定體積濃度的P204溶于磺化煤油加入分液漏斗中;P204載銦有機相鹽酸反萃后,得到的反萃液作為下一段萃取的萃原液,萃取有機相是由一定體積的TBP和P350溶于磺化煤油中制得(實驗用20%TBP+15%P350(體積分?jǐn)?shù))),按一定相比加入分液漏斗,在恒溫水浴中下振蕩5 min。振蕩結(jié)束后,靜置至分相結(jié)束后,得到負(fù)載有機相和萃余液。使用原子吸收分光光度計測定萃余液中銦和鎘,通過重鉻酸鉀法滴定法測出萃余液中的全鐵和Fe(Ⅱ)濃度,萃余液中的鋅濃度通過EDTA滴定法確定。負(fù)載有機相中的銦、鎘、鐵和鋅離子濃度根據(jù)質(zhì)量守恒計算得到。金屬離子的萃取率()和分配比()通過如下公式計算:

式中:F和R分別代表金屬離子在初始溶液和萃余液的濃度;aq和org分別代表水相和有機相的體積。

2 結(jié)果與討論

2.1 次氧化鋅酸性浸出液中萃取銦

2.1.1 P204濃度對各金屬離子萃取率的影響

為到達(dá)富集銦的目的,固定相比(A/O)為2/1,攪拌轉(zhuǎn)速為800 r/min,混合時間為5 min,溫度為25℃。在不同P204濃度下進(jìn)行實驗,考察P204濃度對銦和其它金屬離子萃取率的影響,結(jié)果如圖2所示。

由圖2可知,在P204的濃度為10%(體積分?jǐn)?shù))時,銦的萃取率達(dá)到98%,繼續(xù)增加萃取劑濃度,其萃取率變化不大且溶液中的鐵、鋅和鎘的萃取率逐漸增大,此外過高濃度的P204使得有機相黏度增大,分層時間延長。因此,P204濃度取10%(體積分?jǐn)?shù))即可實現(xiàn)銦的較好萃??;而此時溶液中的鎘少量被萃取,萃取率為1.1%;而鐵和鋅的萃取率變化不明顯,分別為1.6%和0.6%。

2.1.2 混合時間對各金屬離子萃取率的影響

有機相為10% P204(體積分?jǐn)?shù)),相比(A/O)為2/1,攪拌轉(zhuǎn)速為800 r/min,溫度為25 ℃。水相和有機相在不同混合時間下進(jìn)行實驗,考察混合時間對銦和其他離子萃取率的影響,結(jié)果如圖3所示。

圖2 P204濃度對溶液中In、Fe、Zn和Cd萃取率的影響

圖3 混合時間對溶液中In、Fe、Zn和Cd萃取率的影響

由圖3可知,銦和鐵的萃取率隨混合時間的延長而增加,在混合時間5 min時,銦的萃取率就達(dá)到98%,而鐵的萃取率僅為1.9%。鋅和鎘的萃取率隨混合時間的增加呈整體增加的趨勢,其萃取率僅為0.8%和1.5%。因此,實驗確定混合時間為5 min,此時次氧化鋅酸性浸出液中銦大部分被萃進(jìn)有機相中。繼續(xù)延長混合時間,鐵、鋅和鎘的萃取率變化不大,但是P204負(fù)載有機相中夾雜大量細(xì)小氣泡,使得兩相分層時間變長,不利于實驗的進(jìn)行。

2.1.3 初始H2SO4濃度對各金屬離子萃取率的影響

有機相為10% P204(體積分?jǐn)?shù)),相比(A/O)為2/1,攪拌轉(zhuǎn)速為800 r/min,溫度為25 ℃,混合時間為5 min。在不同初始H2SO4濃度下進(jìn)行實驗,考察初始H2SO4酸度對銦和其他離子萃取率的影響,結(jié)果如圖4所示。

圖4 初始H2SO4對溶液中In、Fe、Zn和Cd萃取率的影響

由圖4可知,銦、鐵、鋅和鎘的萃取率都隨初始H2SO4濃度的增加而減小,且酸度的變化對銦的萃取率影響較大。這是由于P204萃取銦是離子交換過 程[23],過高的H2SO4濃度不利于銦與P204反應(yīng)的進(jìn)行。因此,萃取銦需在一個合適的酸度范圍內(nèi),后續(xù)實驗所用溶液均未進(jìn)行調(diào)酸。

2.2 P204萃取等溫線以及理論級數(shù)的確定

實驗采用改變相比法的方法繪制銦的萃取等溫線,從而確定在已知相比條件下萃取所需的理論級數(shù)。有機相為10% P204(體積分?jǐn)?shù)),混合時間為5 min,攪拌轉(zhuǎn)速為800 r/min,溫度為25℃。改變相比(A/O=1/1、2/1、4/1、6/1、8/1)進(jìn)行萃取實驗。分相后取樣分析銦在有機相和水相中的濃度,根據(jù)實驗結(jié)果繪制銦的萃取等溫線,結(jié)果如圖5所示。

圖5 銦萃取等溫線和McCabe-Thiele圖

根據(jù)圖5的結(jié)果,利用McCabe-Thiele圖解法,可以估算出在初始液銦濃度為2.1 g/L和相比(A/O)為2/1的條件下,逆流萃取的理論級數(shù)為2級。由于過高的相比(A/O)在萃取過程中會出現(xiàn)有機相黏度增大,分相困難的情況[24],且有機相中夾帶的雜質(zhì)金屬離子增多。為達(dá)到富集銦的目的,取相比(A/O)為2/1。在進(jìn)行實際操作時,為保證銦的萃取效果,萃取級數(shù)選取2級。

2.3 P204載銦有機相反萃行為

2.3.1 HCl濃度對負(fù)載有機相中銦和其他離子反萃率的影響

水相為不同濃度HCl溶液,有機相為P204載銦有機相,攪拌轉(zhuǎn)速為800 r/min,溫度為25℃,相比(A/O)為1/2,混合時間為5 min,考察HCl濃度對銦和其中離子反萃率的影響,結(jié)果如圖6所示。

圖6 HCl濃度對銦、鋅和鐵反萃率的影響

由圖6可知,隨著鹽酸濃度的增大,銦、鋅和鐵的反萃率呈逐漸增大的趨勢,并在鹽酸濃度為6 mol/L時,三者的反萃率都達(dá)到最大,此時貧有機相中殘留的金屬離子較少,不易造成有機相的老化,且高濃度鹽酸可以減少反萃級數(shù)。因此,確定反萃劑為6 mol/L HCl。

2.3.2 反萃等溫線以及理論級數(shù)的確定

實驗采用改變相比法(A/O為1/1、1/2、1/4、1/6、1/8)繪制銦反萃等溫線,從而確定在已知相比條件下反萃所需的級數(shù)。分相后取樣分析銦在有機相和水相中的濃度,根據(jù)實驗結(jié)果繪制銦的反萃等溫線,結(jié)果如圖7所示。

根據(jù)圖7,利用McCabe-Thiele圖解法,可以估算在負(fù)載有機相銦濃度為4 g/L、反萃劑為鹽酸濃度6 mol/L、相比(A/O)為1/2的條件下,逆流反萃的理論級數(shù)為2級。

圖7 銦的反萃等溫線和McCabe-Thiele圖

2.4 P204載銦有機相鹽酸反萃液萃取銦

實驗用水相為P204載銦有機相在相比(A/O)為1/2的條件下,采用6 mol/L HCl反萃所得到的含銦溶液,其中含銦 7.9 g/L、鋅 40 mg/L、鐵40 mg/L。

2.4.1 TBP濃度對各金屬離子萃取率的影響

在攪拌轉(zhuǎn)速為800 r/min,相比(A/O)為3/2,混合時間為5 min,溫度為25 ℃的條件下,考察TBP濃度對銦以及其他離子萃取率的影響,結(jié)果如圖8所示。

圖8 不同TBP濃度下對銦、鐵和鋅萃取率和分離時間的變化

由圖8可知,銦和鋅的萃取率隨TBP濃度的增加而增大,溶液中的鐵離子基本全部被萃取,在TBP濃度大于20%時,其萃取率增加較快。由于反萃液中鹽酸濃度高達(dá)6 mol/L,有機相中的第三相體積也隨著TBP濃度增加而增多,并且分相時間呈逐漸增加的趨勢,過高的萃取劑濃度使得有機相變黏,不利于分相的進(jìn)行,因此確定TBP濃度為20%(體積分?jǐn)?shù))。

2.4.2 P350濃度對各金屬離子萃取率的影響

改變有機相中P350濃度,在攪拌轉(zhuǎn)速為800 r/min,相比(A/O)為3/2,混合時間為5 min,溫度為25 ℃的條件下,考察不同P305濃度對銦以及其他離子萃取率的影響,結(jié)果如圖9所示。

圖9 P350濃度對銦、鐵和鋅萃取率的影響

當(dāng)TBP濃度為20%時,萃取有機相中存在少量第三相,不利于分相。為此,加入P350進(jìn)行改善。由圖9可知,隨著P350濃度的增加,銦和鋅的萃取率緩慢增加,在P350濃度為5%和10%(體積分?jǐn)?shù))時,有機相依然存在第三相,但當(dāng)P350濃度大于15%(體積分?jǐn)?shù))時,第三相消失,但過高的萃取劑濃度也會使得分相時間延長。綜合考慮到分相時間和銦的萃取率,選擇P350濃度為15%。

2.5 TBP/P305萃取等溫線以及理論級數(shù)的確定

實驗采用相比法繪制銦萃取等溫線。實驗條件如下:水相為P204負(fù)載銦有機相鹽酸反萃液,有機相為20%TBP+15%P350(體積分?jǐn)?shù)),攪拌轉(zhuǎn)速為800 r/min,混合時間為5 min,溫度為25 ℃。在不同相比(A/O為1/1、2/1、4/1、6/1)下進(jìn)行實驗。分相后取樣分析銦在有機相和水相中的濃度,根據(jù)實驗結(jié)果繪制銦的萃取等溫線,其結(jié)果如圖10所示。

根據(jù)圖10的結(jié)果,利用McCabe-Thiele圖解法,可以估算出在初始液銦濃度為7.9 g/L和相比(A/O)為2/1的條件下,逆流萃取的理論級數(shù)為2級。

圖10 銦萃取等溫線及McCabe-Thiele圖

2.6 TBP/P350載銦有機相反萃行為的研究

2.6.1 H2SO4濃度對負(fù)載有機相中銦反萃率的影響

有機相為20%TBP+15%P350負(fù)載有機相,水相為不同濃度H2SO4,在攪拌轉(zhuǎn)速為800 r/min,相比(A/O)為1/1,混合時間為5 min,溫度為25℃的條件下,考察H2SO4濃度對銦、鋅和鐵反萃率的影響,其結(jié)果如圖11所示。

圖11 H2SO4濃度對銦、鋅和鐵反萃率的影響

由圖11可知,銦、鋅和鐵的反萃率隨著H2SO4濃度的增大而減小,但銦的反萃率受硫酸濃度的影響較小,而鐵的反萃率影響較大。當(dāng)采用純凈水反萃時,銦的單級反萃率達(dá)到95%以上,表明純凈水是有效的反萃劑。為保證有機相中金屬離子盡量被反萃且避免反萃液中的氯根和硫酸根混合和積累,反萃劑選擇使用純凈水。

2.6.2 不同相比對負(fù)載有機相中各金屬離子反萃率的影響

水相為純凈水,有機相為20%TBP+15%P350(體積分?jǐn)?shù))載銦有機相,在混合時間為5 min,攪拌轉(zhuǎn)速為800 r/min,溫度為25 ℃的條件下,改變相比(A/O為1/1、1/2、1/4、1/6、1/8)進(jìn)行反萃實驗,得到相比與不同金屬離子反萃率間的關(guān)系,如圖12所示。

圖12 相比對銦、鋅和鐵反萃率的影響

由圖12結(jié)果可知,隨著相比(A/O)的減小,銦、鋅和鐵的反萃率逐漸減低,且相比的變化對銦、鋅和鐵反萃率的影響較大。較小的相比容易實現(xiàn)銦的富集,但是有機相中殘留的金屬離子較多,反萃級數(shù)增加,不利于生產(chǎn)實踐的進(jìn)行。因此,相比(A/O)確定為1,此時反萃液中銦離子濃度達(dá)到12 g/L,鐵離子濃度為62 mg/L。

2.6.3 反萃等溫線以及理論級數(shù)的確定

實驗同樣采用相比法繪制銦反萃等溫線,從而確定在已知相比條件下反萃所需的級數(shù)。根據(jù)實驗結(jié)果繪制銦反萃等溫線,結(jié)果如圖13所示。

根據(jù)圖13,利用McCabe-Thiele圖解法,可以估算在負(fù)載有機相銦濃度為12.5 g/L、反萃劑為純凈水,相比(A/O)為1的條件下,逆流反萃的理論級數(shù)為3級。

圖13 銦的反萃等溫線及McCabe-Thiele圖

從次氧化鋅酸性浸出液中萃取分離銦的工藝流程圖如圖14所示,通過模擬逆流萃取驗證上述實驗結(jié)果。結(jié)果表明采用10%P204(體積分?jǐn)?shù))作為萃取劑,相比(A/O)為2/1條件下,2級逆流萃取可實現(xiàn)浸出液中99%的銦被萃取。P204載銦有機相中含銦 4 g/L,采用6 mol/L的鹽酸作為反萃劑,在相比(A/O)為1/2時,2級反萃可實現(xiàn)有機相中全部的銦被反萃,空載P204有機相循環(huán)用于浸出液的萃??;鹽酸反萃得到的銦濃度為7.9 g/L的反萃液采用TBP/P350混合萃取劑進(jìn)行萃取、純凈水反萃;在相比(A/O)為3/2條件下,2級逆流萃取可以實現(xiàn)99%銦被萃取,萃余液中殘留的鹽酸用于P204載銦的反萃。但由于水相中鹽酸少量被萃入有機相[25],經(jīng)過多次循環(huán)利用后,鹽酸濃度會下降,此時循環(huán)用的萃余液要補充少量濃鹽酸,以確保銦的反萃率;萃取得到的載銦有機相采用水作為反萃劑,在相比(A/O)為1時,3級逆流反萃可實現(xiàn)全部的銦被反萃,最終反萃液中含銦 11.9 g/L、鋅50 mg/L、鐵62 mg/L、鎘 15 mg/L、氯24 g/L,實現(xiàn)銦、鋅、鐵和鎘的有效分離,經(jīng)過多級萃取和反萃,浸出液中的銦99%被回收,高于傳統(tǒng)工藝中銦經(jīng)過中和富集、浸出的回收率[26],且相比較傳統(tǒng)P204負(fù)載有機相鹽酸反萃液中氯含量174 g/L,改進(jìn)后的流程較少86%氯離子的排放。P204萃取銦后的萃余液為高濃度硫酸鋅溶液,經(jīng)過活性炭吸附,焙砂中和后,可以返回濕法煉鋅主流程回收鋅。

圖14 P204萃取銦(EX1、EX2)?載銦有機相鹽酸反萃(ST1、ST2)?TBP/P350萃取銦(EX3、EX4)?水反萃(ST3、ST4、ST5)工藝流程圖

3 結(jié)論

1) P204直接從預(yù)處理后的次氧化鋅酸性浸出液中回收銦,很好地實現(xiàn)了與鋅、鐵和鎘等金屬離子的有效分離。

2) 采用10% P204在相比(A/O)為2/1的條件下,逆流萃取的理論級數(shù)為2級,可以將浸出液中99% 銦被萃取。P204載銦有機相采用6 mol/L的鹽酸作為反萃劑,在相比(A/O)為1/2時,2級逆流反萃可將有機相中的銦反萃完全。

3) P204載銦有機相鹽酸反萃液中的銦采用20%TBP+15%P350作為萃取劑,在消除第三相產(chǎn)生的同時,經(jīng)過2級萃取,99% 的銦被萃取。TBP/P350載銦有機相采用純凈水反萃,在相比(A/O)為1時,經(jīng)過3級逆流反萃可將有機相中的銦全部反萃,最終反萃液中含銦 12 g/L,實現(xiàn)銦、鋅、鐵和鎘的有效分離。整個工藝流程中,次氧化鋅酸性浸出液中99%的銦被回收,相比傳統(tǒng)P204載銦有機相鹽酸反萃液中氯離子含量,改進(jìn)后的流程有望減少86%的氯離子排放。

[1] KANG H N, KIM K Y, KIM J Y. Recovery and purification of indium from waste sputtering target by selective solvent extraction of Sn[J]. Green Chemistry, 2013, 15(8): 2200?2207.

[2] 戴塔根, 杜高峰, 張德賢, 王明艷. 廣西大廠錫多金屬礦床中銦的富集規(guī)律[J]. 中國有色金屬學(xué)報, 2012, 22(3): 703?714.DAI Ta-gen, DU Gao-feng, ZHANG De-xian, WANG Ming-yan. Indium distribution in Dachang tin-polymetallic deposit of Guangxi Province[J]. The Chinese Journal of Nonferrous Metals, 2012, 22(3): 703?714.

[3] ALFANTAZI A M, MOSKALYK R R. Processing of indium: A review[J]. Minerals Engineering, 2003, 16(8): 687?694.

[4] ZENG Dong-ming, HU Ai-ping, SHU Wan-yin, LIU You-nim, LIU Cun-xi. Study on the method of recovering and separating indium from residue containing indium[J]. Journal of Central South University of Technology, 2002, 9(2): 104?106.

[5] LI Shi-qing, TANG Mo-tang, HE Jing, YANG Sheng-hai, TANG Chao-bo, CHEN Yong-ming. Extraction of indium from indium-zinc concentrates[J]. Transactions of Nonferrous Metals Society of China, 2006, 16(6): 1448?1454.

[6] LUPI C, PILONE D. In(Ⅲ) hydrometallurgical recovery from secondary materials by solvent extraction[J].Journal of Environmental Engineering,2014, 2(1): 100?104.

[7] HE Jing, WANG Rui-xiang, LIU Wei.Recovery of indium and lead from lead bullion[J].Journal of Central South University of Technology, 2008, 15(6): 835?839.

[8] ZHU Guo-cai, ZHENG Ming-dan, FAN Guang-long, ZHAO Yu-na. Recovering indium with sulfating roasting from copper-smelting ash[J]. Rare Metals, 2007, 26(5): 488?491.

[9] 寧順明, 陳志飛. 從黃鉀鐵礬渣中回收鋅銦[J]. 中國有色金屬學(xué)報, 1997, 7(3): 56?58. NING Shun-ming, CHEN Zhi-fei. Recovery of zinc and indium from jarosite residues[J]. The Chinese Journal of Nonferrous Metals, 1997, 7(3): 56?58.

[10] LIU Qing, YANG Sheng-hai, CHEN Yong-ming, HE Jing, XUE Hao-tian. Selective recovery of lead from zinc oxide dust with alkaline Na2EDTA solution[J]. The Chinese Journal of Nonferrous Metals, 2014, 24(4): 1179?1186.

[11] PATHAK A, ROY A, MANNA M. Recovery of zinc from industrial waste pickling liquor[J]. Hydrometallurgy, 2016, 163: 161?166.

[12] 馮 強, 魏 昶, 鄧志敢, 樊 剛.高鐵硫酸鋅浸出液中銦的富集[J]. 稀有金屬, 2014, 38(4): 687?692.FENG Qiang, WEI Chang, DENG Zhi-gan, FAN Gang. Enriching indium from zinc sulfate solution bearing high iron and indium containing[J]. Journal of Rare Metals, 2014, 38(4): 688?692.

[13] 孫進(jìn)賀, 賈永忠, 景 燕, 王小華, 孟憲黨, 徐躍偉. P204- Cyanex 923 磺化煤油用于銦的萃取和反萃研究[J]. 有色金屬(冶煉部分), 2011, 1(8): 26?29.SUN Jin-he, JIA Yong-zhong, JING Yan, WANG Xiao-hua, MENG Xian-dang, XU Yue-wei. The application of P204-Cyanex 923-sulphonating kerosene in the solvent extraction of indium[J]. Nonferrous Metals (Extractive Metallurgy), 2011, 1(8): 26?29.

[14] BENEDETTO J D S, SOARES M L D L, GREWAL I, DREISINGER D. Recovery of rare metals with a new organophosphorus extractant[J]. Separation Science, 1995, 30(17): 3339?3349.

[15] VARTAK S V, SHINDE V M. An extraction study of gallium, indium and thallium using TPASO as an extractant[J]. Talanta, 1998, 45(5): 925?930.

[16] NAIK M T, DHADKE P M. Solvent extraction of indium(III) with bis(2-ethyhexyl) phosphinic acid in toluene[J]. Journal of Chemical Engineering of Japan, 2004, 32(3): 366?369.

[17] 張 瑾, 劉大星, 王 春, 戴猷元. P204-Cyanex923 混合溶劑萃取銦[J]. 應(yīng)用化學(xué), 2000, 17(4): 401?404. ZHANG Jin, LIU Da-xing, WANG Chun, DAI You-yuan. Extraction of indium with mixture of P204 and Cyanex 923[J].Chinese Journal of Applied Chemistry, 2000, 17(4): 401?404.

[18] 楊曉松, 邵立南, 劉峰彪, 何緒文.高濃度泥漿法處理礦山酸性廢水機理[J].中國有色金屬學(xué)報, 2012, 22(4): 1174?1183. YANG Xiao-song, SHAO Li-nan, LIU Feng-biao, HE Xu-wen. Mechanism of mine acidic waste water treated by high density sludge[J]. The Chinese Journal of Nonferrous Metals, 2012, 22(4): 1174?1183.

[19] LI Xing-bin, DENG Zhi-gan, LI Cun-xiong, WEI Chang, LI Min-ting, FAN Gang, RONG Hao. Direct solvent extraction of indium from a zinc residue reductive leach solution by D2EHPA[J]. Hydrometallurgy, 2015, 156: 1?5.

[20] 鄭清遠(yuǎn), 羅重慶. 用甲基膦酸二甲庚酯(P350)自鹽酸溶液中萃取釷的研究[J]. 中南礦冶學(xué)院學(xué)報, 1980, 11(3): 88?93.ZHENG Qing-yuan, LUO Chong-ching. The study of the extraction of thorium(Ⅳ) from hydrochloric acid solution by di(1-methyl-heptyl)methylphosphonate(P350)[J].Journal of Central South Institute of Mining and Metallurgy, 1980, 11(3): 88?93.

[21] VIROLAINEN S, IBANA D, PAATERO E. Recovery of indium from indium tin oxide by solvent extraction[J]. Hydrometallurgy, 2011, 107:56?61.

[22] GUPTA B, DEEP A, MALIK P. Liquid–liquid extraction and recovery of indium using Cyanex 923[J]. Anal Chim Acta, 2004, 513(2): 463?471.

[23] LEE M S, AHN J G, LEE E C. Solvent extraction separation of indium and gallium from sulphate solutions using D2EHPA[J]. Hydrometallurgy, 2002, 63(3): 269?276.

[24] LONG Huai-zhong, CHAI Li-yuan, QIN Wen-qing, TANG Shuang-hua. Solvent extraction of zinc from zinc sulfate solution[J]. Journal of Central South University of Technology, 2010, 17(4): 760?764.

[25] LUM K H, STEVENS G W, PERERA J M, KENTISH S E. The modelling of ZnCl2extraction and HCl co-extraction by TBP diluted in ShellSol 2046[J]. Hydrometallurgy, 2013, 133(2): 64?74.

[26] 陳鴿翔, 白成慶. 次氧化鋅冶煉回收銦系統(tǒng)存在的問題及改進(jìn)措施[J]. 礦冶工程, 2015, 35(6): 128?129. CHEN Ge-xiang, BAI Cheng-qing. Problem in the indium- recovery system in zinc hypoxide smelter and corresponding measures[J]. Mining and Metallurgical Engineering, 2015, 35(6): 128?129.

Solvent extraction and separation of indium from leaching solution of zinc oxide

GUO Xiao-dong, WEI Chang, LI Xing-bin, DENG Zhi-gan, LI Cun-xiong, LI Min-ting

(Faculty of Metallurgy and Energy Engineering, Kunming University of Science and Technology, Kunming 650093, China)

The two stages solvent extraction of indium from the zinc oxide leaching solution was studied to separate indium, recycle used wasted HCl and reduce the chloride ion discharge. The extraction and stripping of indium with P204 and TBP/P350 were studied under different parameters, such as the concentration of extractant, contact time, acidity and ratio of aqueous and organic phase. The results indicate that 99% indium is extracted by 10% P204 (volume fraction) with two stages at A/O ratio of 2/1. Indium in the P204 loaded organic is effectively stripped by 6 mol/L HCl. The 99% of indium in the P204 loaded organic stripping solution is selective extracted by TBP/P350 with two countercurrent extraction stages at A/O ratio of 3/2. Then, indium in the TBP/P350 loaded organic is stripped by water with three countercurrent stripping stages. Comparing to traditional processes, more than 86% of chloride ion is reduced. Based on this study, a new flow sheet for extraction of indium from the zinc oxide leaching solution was presented, which achieves the purpose of efficient utilization of indium resources as well as reducing chloride pollution emission. By this process, more than 98% of indium is efficiently extracted, at the same time, over 86% of chloride ion is reduced.

zinc oxide leaching solution; indium; solvent extraction; indium loaded organic phase

(編輯 李艷紅)

Projects(51664029, 51304093, 51564030, 51664030, 51474117) supported by the National Natural Science Foundation of China; Project(2016FB097) supported by Yunnan Applied Basic Research Project, China

2016-08-15;

2017-03-14

LI Xing-bin; Tel: +86-871-65188819; E-mail: lixingbin@kmust.edu.cn

國家自然科學(xué)基金資助項目(51664029,51304093,51564030,51664030,51474117);云南省應(yīng)用基礎(chǔ)研究計劃項目(2016FB097)

2016-08-15;

2017-03-14

李興彬,副教授;電話:0871-65188819;E-mail: lixingbin@kmust.edu.cn

10.19476/j.ysxb.1004.0609.2017.12.23

1004-0609(2017)-12-2590-08

TF843.1

A

猜你喜歡
等溫線浸出液級數(shù)
低溫吸附劑的低溫低壓吸附等溫線分布研究
廢舊電池浸出液對銅錢草危害性的研究
Dirichlet級數(shù)及其Dirichlet-Hadamard乘積的增長性
保溫材料浸出液成分及腐蝕性分析
幾個常數(shù)項級數(shù)的和
p級數(shù)求和的兩種方法
富錸渣雙氧水浸出液錸鉬分離工藝研究
如何在新課改背景下突破等溫線判讀中的難點
Dirichlet級數(shù)的Dirichlet-Hadamard乘積
氣浮法脫除模擬鋅浸出液中的油酸鈉
金屬礦山(2013年6期)2013-03-11 16:53:57
昌乐县| 钦州市| 陇川县| 昌都县| 从化市| 乐陵市| 永登县| 肇东市| 海丰县| 阿拉尔市| 进贤县| 福安市| 云梦县| 灌阳县| 万盛区| 惠州市| 中牟县| 哈尔滨市| 含山县| 大洼县| 博乐市| 绥江县| 霍山县| 台南县| 札达县| 丰城市| 迁西县| 新蔡县| 丰原市| 金湖县| 贵港市| 横山县| 全椒县| 武陟县| 康保县| 青阳县| 扶沟县| 宜昌市| 清流县| 鄂伦春自治旗| 萝北县|