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Patent Searching and Data


Title:
METHOD FOR EXTRACTING GALLIUM FROM FLY ASH
Document Type and Number:
WIPO Patent Application WO/2011/134403
Kind Code:
A1
Abstract:
Disclosed is a method for extracting gallium from fly ash, which comprises the following steps: crushing the fly ash and removing Fe by magnetic separation, then dissolving it by using hydrochloric acid (2) to obtain hydrochloric acid leachate; adsorbing gallium in the hydrochloric acid leachate with macroporous cation resin, followed by eluting to obtain the eluent (5) containing gallium; adding sodium hydroxide (6) solution into the eluent containing gallium to react and obtaining sodium meta-aluminate solution containing gallium (8); introducing CO2 into the sodium meta-aluminate solution containing gallium (8) for carbonation, followed by separating gallium from aluminium and obtaining aluminium-gallium double salt (15) with the gallium to alumina mass ratio being more than 1:340; adding the aluminium-gallium double salt (15) into sodium hydroxide (17) solution to react, followed by concentration to obtain alkali solution containing gallium and aluminium; electrolyzing (10) the alkali solution containing gallium and aluminium to obtain metal gallium (11). The method simplifies the process and improves extraction yield of gallium.

Inventors:
LING WEN (CN)
JIANG YINSHAN (CN)
WEI CUNDI (CN)
LI NAN (CN)
GU DAZHAO (CN)
GUO ZHAOHUA (CN)
YANG DIANFAN (CN)
CHI JUNZHOU (CN)
ZOU PING (CN)
Application Number:
PCT/CN2011/073402
Publication Date:
November 03, 2011
Filing Date:
April 27, 2011
Export Citation:
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Assignee:
CHINA SHENHUA ENERGY CO LTD (CN)
SHENHUA GROUP ZHUNGEER ENERGY (CN)
LING WEN (CN)
JIANG YINSHAN (CN)
WEI CUNDI (CN)
LI NAN (CN)
GU DAZHAO (CN)
GUO ZHAOHUA (CN)
YANG DIANFAN (CN)
CHI JUNZHOU (CN)
ZOU PING (CN)
International Classes:
C22B58/00; C22B3/24; C25C1/22
Foreign References:
CN101864525A2010-10-20
CN101368231A2009-02-18
JPS60215721A1985-10-29
CN200810051209A2008-09-25
CN200710065366A2007-04-12
CN200710145132A2007-08-23
CN200710141488A2007-08-23
CN200810017872A2008-04-02
Other References:
WANG NAIDONG ET AL.: "Study on the Adsorption of Gallium by Macro-Porous Phosphoric Acid Resin", JOURNAL OF HANGZHOU UNIVERSITY, vol. 13, no. 4, October 1986 (1986-10-01), pages 456 - 460, XP008162742
REN XIANGJUN ET AL.: "Processing Weak-Magnetic Iron Ores from Longyan Mines with Slon Pulsating Magnetic Separator", SOUTHERN METALS, vol. 159, December 2007 (2007-12-01), pages 15 - 18, XP008162804
JIAZHEN HE ET AL.: "a research on technique of recycling gallium from fly ash", SCIENTIFIC RESEARCH, 2002, pages 23 - 26
Attorney, Agent or Firm:
BOSS & YOUNG PATENT AND TRADEMARK LAW OFFICE (CN)
北京邦信阳专利商标代理有限公司 (CN)
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Claims:

1、 一种从粉煤灰中提取镓的方法, 所述方法包括:

a )将粉煤灰粉碎至 100目以下, 湿法磁选除铁, 使粉煤灰中氧化铁 的含量降至 1. Owt %以下, 然后向除铁后的粉煤灰中加入盐酸进行反应, 对反应后所得到的产物进行固液分离, 以得到 pH值为 1 - 3的盐酸浸液; b )将盐酸浸液通入大孔型阳离子树脂柱进行镓的吸附, 待树脂吸附 饱和后用水或盐酸作为洗脱剂进行洗脱, 得到含镓的洗脱液;

c ) 向洗脱液中加入氢氧化钠溶液进行反应, 过滤、 沉淀, 得到含镓 的偏铝酸钠溶液;

d )向含镓的偏铝酸钠溶液中通入二氧化碳进行碳酸化, 进行镓铝分 离, 以得到镓和氧化铝的质量比大于 1 : 340的铝镓复盐;

e )将铝镓复盐加入氢氧化钠溶液中进行反应, 并蒸发浓缩以得到镓 和氢氧化钠含量均达到 lmo l /L以上的镓铝碱液, 然后进行电解, 即得金 属镓。

2、 根据权利要求 1所述的方法, 其特征在于, 所述步骤 a ) 中的盐 酸为 20 - 37wt%浓度的盐酸;所述盐酸中 HC 1与粉煤灰中氧化铝的摩尔比 为 4: 1 - 9: 1。

3、根据权利要求 2所述的方法, 其特征在于, 所述步骤 a)中反应温 度为 100 - 200 °C ,反应压力为 0.1 - 2.5MPa,反应时间为 0. 5 - 4. 0小时。

4、根据权利要求 1所述的方法, 其特征在于, 所述步骤 b)中大孔型 阳离子树脂选自: 議1、 732、 742、 7020H, 7120H, JK008或 SPC-1树脂 中的任一种。

5、根据权利要求 1所述的方法, 其特征在于, 所述步骤 b)中大孔型 阳离子树脂为强酸性阳离子树脂; 优选为苯乙烯系列树脂或丙烯酸系列 树脂; 进一步优选地, 所述大孔型阳离子树脂的主要技术指标为: 含水 量 50. 0-70. 0%, 交换容量 . 60mmo l /g, 体积交换容量 > 1. 20 匪 o l /ml , 湿视密度 0. 60-0. 80g/ml , 粒度范围 0. 315-1. 250mm , 有效粒径 0. 400-0. 700 mm, 最高使用温度 95 °C。 6、根据权利要求 5所述的方法, 其特征在于, 所述步骤 b)中将盐酸 浸液通入大孔型阳离子树脂柱的步骤为: 在 20°C - 90°C下, 将盐酸浸液 以自下而上的方式通过树脂柱, 盐酸浸液的流速为 1 - 4倍树脂体积 /小 时。

7、根据权利要求 6所述的方法, 其特征在于, 所述步骤 b)中所述的 洗脱剂为浓度为 2 - 10wt Q/ 々盐酸; 优选地, 所述步骤 b)中的洗脱条件 为: 洗脱温度为 20°C - 60°C , 洗脱剂用量为 1 - 3倍树脂体积, 洗脱速度 为 1 - 3倍树脂体积 /小时。

8、根据权利要求 1所述的方法, 其特征在于, 所述步骤 c)中氢氧化 钠溶液的浓度为 180 - 240g/L;优选地,所述步骤 c)中反应的温度为 20°C - 100°C。

9、根据权利要求 1所述的方法, 其特征在于, 所述步骤 d)中向含镓 的偏铝酸钠溶液通入二氧化碳进行碳酸化的步骤包括:

一次碳酸化: 向步骤 c)所得到的含镓的偏铝酸钠溶液中通入二氧化 碳气体, 气体流速为 80 - 160ml /min, 控制反应温度为 40 - 90°C , 碳酸 化时间为 4 - 10h, 反应终点 pH为 10. 6 - 9. 7 , 滤除氢氧化铝沉淀以实现 铝镓的初次分离;

二次碳酸化: 向经过一次碳酸化且已分离出氢氧化铝沉淀后的溶液 中继续通入二氧化碳气体, 气体流速为 100 - 160ml /min, 控制反应温度 为 30 - 60°C , 碳酸化时间为 3 - 7h, 反应终点 pH为 9. 8 - 9. 0, 使氢氧化 铝全部沉淀, 镓大部分沉淀, 过滤得到铝镓复盐沉淀; 滤液进行蒸发、 浓缩、 分离、 析出碳酸钠晶体, 分离碳酸钠晶体后的含镓滤液返回二次 碳酸化步骤的开始继续碳酸化。

10、 根据权利要求 9 所述的方法, 其特征在于, 如经所述一次碳酸 化和二次碳酸化步骤后, 所得的铝镓复盐中的镓和氧化铝质量比达不到 大于 1 : 340, 将所得铝镓复盐溶解在氢氧化钠碱液中或者偏铝酸钠母液 中再次重复所述一次碳酸化和二次碳酸化步骤, 直至铝镓复盐中的镓和 氧^ ί匕铝质量比大于 1: 340。

11、 根据权利要求 1所述的方法, 其特征在于, 所述步骤 e )中氢氧 化钠溶液的浓度为 180 - 245g/L; 优选地, 所述步骤 e ) 中的反应温度为 20°C - 100°C。

12、 根据权利要求 1所述的方法, 其特征在于, 在所述步骤 e ) 中, 以铂电极为阴阳极电解所述镓铝碱液, 电解电流为 180 - 200mA/L, 电解 电压为 4V, 电解槽的温度为 35 - 45°C。

13、 根据权利要求 1-12中任意一项所述的方法, 其特征在于, 所述 步骤 a )中湿法磁选除铁所用的设备为立环磁选机,所述立环磁选机包括: 转环、 感应介质、 上铁轭、 下铁轭、 励磁线圏、 进料口、 尾矿斗和冲水 装置, 进料口用于输入待除铁的粉煤灰, 尾矿斗用于排出除铁后的非磁 性颗粒, 所述上铁轭和下铁轭分别设置在转环下部的环内、 环外两侧, 所述冲水装置位于转环上方, 感应介质安装在转环中, 励磁线圏设置在 上铁轭和下铁轭周围, 以使上铁轭和下铁轭成为一对产生垂直方向磁场 的磁极, 所述感应介质为多层钢板网, 每层钢板网由丝梗编成, 所述丝 梗的边缘具有棱状尖角。

14、 根据权利要求 13所述的方法, 其特征在于, 所述上铁轭、 下铁 轭一体形成, 且在垂直于转环的平面内环绕设置在转环下部的环内、 环 外两侧。

15、 根据权利要求 14所述的方法, 其特征在于, 所述立环磁选机还 包括设置在励磁线圏周围的均压腔水套。

16、 根据权利要求 15所述的方法, 其特征在于, 所述钢板网的介质 层间距为 2-5mm, 优选为 3mm; 所述钢板网由 lCrl7制成。

17、 根据权利要求 16所述的方法, 其特征在于, 所述钢板网的厚度 0.8-1.5mm, 网格大小为 3mm x 8mm至 8mm x 15mm, 丝梗宽度 l-2mm; 优选地,钢板网的厚度 lmm,网格大小为 5mm x 10mm,丝梗宽度 1.6mm。

18、 根据权利要求 17所述的方法, 其特征在于, 所述立环磁选机还 包括脉动机构, 所述脉动机构通过橡胶鼓膜与尾矿斗接触。

19、 根据权利要求 18所述的方法, 其特征在于, 在转环中, 环绕整 个圆周方向均设置有感应介质。

20、 根据权利要求 19所述的方法, 其特征在于, 所述励磁线圏是双 玻璃丝包漆包铝扁线电磁线圏。

21、 根据权利要求 20所述的方法, 其特征在于, 所述立环磁选机的 磁场强度为 1.5万高斯以上, 优选为 1.5万高斯至 2.0万高斯, 进一步优 选 1.5万高斯至 1.75万高斯。

Description:
一种从粉煤灰中提取镓的方法 技术领域

本发明涉及一种从粉煤灰中提取金属镓的方法 , 更具体地说, 是一 种从循环流化床粉煤灰中提取金属镓的方法。 背景技术

镓是一种很重要的半导体材料, 用途广泛, 在国际市场上的价格极 高, 市场前景看好。 但是镓的储量较少, 在地壳中的含量约占万分之一 点五, 几乎不形成矿物, 通常以类质同晶的形式与其它矿物共生, 因此 对它的提取相当困难。 在自然界中镓多与铝、 锌等共生于矿物中。 因此, 提取镓的重要原料是锌的硫化物矿和铝矾土矿 。 目前, 世界上 90 %的镓 是从以铝土矿为主要原料的氧化铝工业的副产 物中得到的。 分离和富集 镓的母液为生产氧化铝过程中得到的碳分(或 种分)母液。 此碳分(或 种分)母液的主要成分为碱性的含镓偏铝酸钠 溶液。 以这种碱性溶液提 取镓的主要方法是碳酸化石灰乳脱铝法、 二段分解法、 沉淀法以及近年 来发展起来的树脂吸附法等。

近年的研究表明, 在一些地区的粉煤灰中镓含量很高, 达到甚至超 过矿床水平。 已有的研究证实,粉煤灰中镓的含量一般为 12 ~ 230 μ § / § , 与其它资源中镓含量相比, 具有提取价值, 可以作为一种提取金属镓的 煤灰。 煤粉炉粉煤灰是经过高温燃烧生成的 ( 1400 ~ 1600°C ), 其中的氧 化铝组分呈玻璃态或高温含铝矿物莫来石晶体 、 刚玉晶体的矿物形式而 存在, 稳定性非常高; 而循环流化床灰燃烧温度在 850。C左右, 较传统的 煤粉炉灰燃烧温度大大降低。 燃烧温度的不同决定了循环流化床灰与传 统的煤粉炉粉煤灰在物相组成上的本质差异: 其主要物相组成为无定形 偏高岭石, 其中的二氧化硅、 氧化铝及氧化铁等均具有很好的活性。

CN200810051209. 5公开了一种从粉煤灰中提取氧化铝同时提取 的 方法。 该方法是通过酸溶、 碱溶来获得含偏铝酸钠溶液, 再经分步碳分 -氢氧化钠溶解法富集分离镓。

CN200710065366. 7公开了一种从高铝粉煤灰中提取二氧化硅、 氧化 铝及氧化镓的方法, 该方法是将粉煤灰提取氧化硅后得到的残渣经 处理 后得到含镓偏铝酸钠溶液, 以此作为分离富集镓的母液, 然后采用分步 碳分 -氢氧化钠溶解法和树脂吸附法进行镓的富集

CN200710145132. 3公开了 "一种生产镓联产氧化铝的方法",该方法 将粉煤灰处理后, 得到含镓偏铝酸钠溶液, 然后采用拜尔法溶出系统富 集镓, 再采用螯合树脂树脂吸附的方法进一步分离富 集镓。

CN200710141488. X公开了 "一种提取镓的生产方法", 以粉煤灰生产 氧化铝过程中得到的中间产物碳分母液为原料 , 经与碳酸氢钠反应和彻 底碳酸化后, 得到镓精矿。 以上专利文献均采用粉煤灰提取氧化铝过程 中得到的碳分(或种分)母液为原料进行镓的 分离富集, 即提取镓的母 液均是碱性的含镓偏铝酸钠溶液。

CN200810017872. 3公开了一种从粉煤灰和煤矸石中提取镓的生 工 艺。 该工艺采用吸附柱吸附的方法从含镓氯化铝溶 液中提取镓, 其使用 的含镓氯化铝溶液也是将粉煤灰与碳酸钠混合 煅烧, 经水浸、 碳分, 再 与盐酸反应制得的。 以上将粉煤灰与碳酸钠混合高温煅烧, 然后再酸溶 的方法适用于反应活性较差的煤粉炉粉煤灰中 镓的提取。

何佳振等报道了 "从粉煤灰中回收金属镓的工艺研究" (科学研究, 2002年, No. 5 , Page23 - 26 ), 将粉煤灰不经高温煅烧而是直接与盐酸反 应, 得到含镓氯化铝溶液, 经树脂吸附提取镓。 由于该方法中粉煤灰与 盐酸反应温度较低(60°C ), 使得镓的浸出率较低(35. 2 % ); 另外, 该 方法采用的树脂为萃淋树脂(CL-TBP ), 其作用原理与溶剂萃取的机理相 似, 是将萃取剂的活性基团与树脂共聚固化所得到 的, 树脂的吸附效率 较低, 且生产成本较高。 发明内容

本发明的目的在于: 提供一种改进的从循环流化床粉煤灰中提取金 属镓的方法。

本发明所提供的方法包括以下步骤:

a )将粉煤灰粉碎至 100目以下, 湿法磁选除铁, 使粉煤灰中氧化铁 的含量降至 1. Owt %以下, 然后向除铁后的粉煤灰中加入盐酸进行反应, 对反应后所得到的产物进行固液分离, 以得到 pH值为 1 - 3的盐酸浸液; b )将盐酸浸液通入大孔型阳离子树脂柱进行镓 吸附, 待树脂吸附 饱和后用水或盐酸作为洗脱剂进行洗脱, 得到含镓的洗脱液;

c )向洗脱液中加入氢氧化钠溶液进行反应, 过滤沉淀以除去溶液中 的铁、 得到含镓的偏铝酸钠溶液;

d )向含镓的偏铝酸钠溶液中通入二氧化碳进行 酸化, 进行镓铝分 离, 以得到镓和氧化铝的质量比大于 1 : 340的铝镓复盐;

e )将铝镓复盐加入氢氧化钠溶液中进行反应, 并蒸发浓缩以得到镓 和氢氧化钠含量均达到 lmol /L以上的镓铝碱液, 然后进行电解, 即得金 属镓。 下面进一步详细说明本发明所提供的方法, 但本发明并不因此而受 到任何限制。

在本发明所述步骤 a )中, 所述的粉煤灰包括但不限于来自循环流化 床的粉煤灰。 根据粉煤灰的粒度情况, 将其粉碎达到 100 目以下并在粉 碎后、 酸溶前进行除铁, 使粉煤灰中氧化铁含量降至 1.Owt %以下。 除铁 方法可以为本领域常规的除铁方法, 例如磁选除铁。 优选地, 本发明采 用湿法磁选除铁。 本发明所述的湿法磁选除铁所采用的设备可以 选用任 何本领域常用的适于粉质物料除铁的磁选设备 , 只要能使粉煤灰中的铁 含量降至 1. Owt %以下即可。所述铁含量以干燥后不含水的粉 灰的重量 为计算基准。

在本发明中, 优选的粉煤灰磁选设备为立环磁选机, 进一步优选地, 所述立环磁选机具有如下结构特点:

所述立环磁选机包括: 转环、 感应介质、 上铁轭、 下铁轭、 励磁线 圏、 进料口、 尾矿斗和冲水装置; 进料口用于输入待除铁的粉煤灰, 尾 矿斗用于排出除铁后的非磁性颗粒; 所述上铁轭和下铁轭分别设置在转 环下部的环内、 环外两侧, 所述冲水装置位于转环上方, 感应介质安装 在转环中, 励磁线圏设置在上铁轭和下铁轭周围, 以使上铁轭和下铁轭 成为一对产生垂直方向磁场的磁极; 所述感应介质为多层钢板网, 每层 钢板网由丝梗编成, 所述丝梗的边缘具有棱状尖角。

进一步优选地, 上铁轭、 下铁轭一体形成, 且在垂直于转环的平面 内环绕设置在转环下部的环内、 环外两侧。

进一步优选地, 所述立环磁选机还包括设置在励磁线圏周围的 均压 腔水套。

进一步优选地, 所述钢板网由 lCrl7制成。

进一步优选地, 所述励磁线圏是双玻璃丝包漆包铝扁线电磁线 圏。 进一步优选地, 钢板网的介质层间距为 2-5mm, 更优选地, 钢板网 的介质层间距为 3mm。

进一步优选地,钢板网的厚度 0.8-1.5mm, 网格大小为 3mmx8mm至 8mm l5mm, 丝梗宽度 1 -2mm, 更优选地, 钢板网的厚度 lmm, 网格大 小为 5mmxl0mm, 丝梗宽度 1.6mm。

进一步优选地, 所述立环磁选机还包括脉动机构, 所述脉动机构通 过橡胶鼓膜与尾矿斗相连。

进一步优选地, 在转环中, 环绕整个圆周方向, 均安装有感应介质。 采用上述立环磁选机进行磁选除铁时, 应适时地对磁选后的浆料的 铁含量进行检测。 当浆料中的铁含量低于或等于预定含量时, 将浆料排 出; 当浆料中的铁含量高于预定含量时, 将浆料返回进料口对所述浆料 再次进行磁选。 所述磁选过程可重复 2 - 4次, 优选 2 - 3次。

优选地, 利用立环磁选机对所述浆料进行磁选时, 所述立环磁选机 的磁场强度可以为 1.5万高斯以上, 进一步优选为 1.5万高斯至 2.0万高 斯, 更进一步优选 1.5万高斯至 1.75万高斯。 将磁选后的循环流化床粉煤灰滤饼置于耐酸反 应釜中, 加入盐酸进 行反应, 优选为 20 - 37wt %浓度的盐酸; 作为优选的实施方案, 控制盐 酸中 HC1与粉煤灰中氧化铝的摩尔比为 4: 1 - 9: 1; 反应温度为 100- 200°C、反应压力 0.1 - 2.5MPa、 反应时间为 0.5 - 4.0小时; 然后经固液 分离与洗涤, 得到 pH值为 1 - 3的盐酸浸液。 其中, 所述固液分离可采 用任何常用的固液分离方式, 例如, 沉降、 减压过滤、 加压过滤、 离心 分离等均可。 在本发明所述步骤 b)中, 作为优选的实施方式, 所述大孔阳离子树 月旨选自: D001, 732, 742, 7020H, 7120H, JK008或 SPC-1型号树脂中 的任一种。

在本发明所述步骤 b)中, 所述大孔型阳离子树脂采用强酸性阳离子 树脂, 例如苯乙烯或丙烯酸脂系列, 其主要技术指标为: 含水量 50.0-70.0%, 交换容量 > 3.60mmol/g, 体积交换容量 > 1.20 匪 ol/ml , 湿视密度 0.60-0.80g/ml , 粒度范围 0.315-1.250mm , 有效粒径 0.400-0.700 mm, 最高使用温度 95°C。

将步骤 a )所得盐酸浸液通入大孔型阳离子树脂柱,以 行镓的吸附。 所述树脂吸附的具体操作方式可采用任何本领 域常用的方式, 但本发明 优选采用如下方式进行树脂吸附: 在 20°C - 90°C下, 酸浸液以 1 -4倍树 脂体积 /小时的速度以下进上出的方式通过树脂柱, 溶液在树脂空隙中呈 活塞状向上流动。 所述树脂柱可采用单柱或双柱串连的方式。 在该步骤 中, 树脂对盐酸浸液中的镓进行富集的同时, 可以除去盐酸浸液中的铁, 得到低铁的氯化铝精制液, 此精制液可用于制备低铁结晶氯化铝和冶金 级氧化铝。

待所述树脂吸附饱和后, 用洗脱剂进行洗脱, 获得含镓的洗脱液。 所述洗脱剂优选采用水或 2 - 10wt Q / 々盐酸。 洗脱条件为: 洗脱温度为 20°C - 60°C, 洗脱时洗脱剂用量为 1 - 3倍树脂体积, 洗脱剂的流速为 1 - 3倍树脂体积 /小时, 洗脱时, 洗脱剂以上进下出的方式通过树脂柱。

洗脱后,树脂经再生可恢复吸附能力,再生时 可采用 2 - 10^^%的盐 酸, 温度为 20°C - 60°C , 盐酸用量为 1 - 2倍树脂体积, 盐酸流速为 1 - 3倍树脂体积 /小时, 再生时盐酸以上进下出的方式通过树脂柱。 在本发明所述步骤 C ) 中, 在搅拌下向洗脱液中加入氢氧化钠溶液, 并控制洗脱液中氧化铝与氢氧化钠的质量比为 1 - 2, 并在温度为 20°C - 100°C的条件下反应, 以使洗脱液中的氯化铝与氯化镓与氢氧化钠反 应生 成偏铝酸钠 /偏镓酸钠,氯化铁以氢氧化铁的形式形成沉 。经固液分离、 洗涤后得到含镓的偏铝酸钠溶液。 优选地, 该步骤中所采用的氢氧化钠 溶液的浓度为 180 - 240克 /升。 在本发明所述步骤 d)中, 向含镓的偏铝酸钠溶液中通入适量的二氧 化碳进行一次或多次碳酸化, 直至得到的铝镓复盐中的镓和氧化铝质量 比大于 1: 340。 所述碳酸化具体包括以下步骤:

一次碳酸化: 向含镓的偏铝酸钠母液中直接通入二氧化碳气 体进行 碳酸化, 气体流速为 80 - 160ml/min, 并确保反应的均匀性, 控制反应温 度为 40 - 90°C, 碳酸化时间为 4- 10h, 反应终点 pH为 10.6 - 9.7, 反应 后大部分铝生成氢氧化铝沉淀而将镓留在溶液 中, 滤除沉淀以实现铝镓 的初次分离;

二次碳酸化:向经过一次碳酸化且已分离出氢 氧化铝沉淀后的溶液中 继续通入二氧化碳气体, 气体流速为 100 - 160ml/min, 控制反应温度为 30 - 60°C, 碳酸化时间 3- 7h, 反应终点 pH为 9.8 - 9.0, 使氢氧化铝全部 沉淀, 镓大部分沉淀, 过滤获得铝镓复盐沉淀, 滤液进行蒸发、 浓缩、 分离、 析出碳酸钠晶体, 分离碳酸钠后的含镓滤液返回 "二次碳酸化" 步骤继续进行碳酸化;

如果经一次的上述 "一次碳酸化" 和 "二次碳酸化" 过程, 所得的 铝镓复盐中的镓和氧化铝质量比达不到大于 1: 340, 则可以将所得铝镓 复盐溶解在氢氧化钠碱液中或者偏铝酸钠母液 中再次重复 "一次碳酸化" 和"二次碳酸化"步骤,直至铝镓复盐中的镓和 化铝质量比大于 1: 340。 镓的测试方法依据中国国家标准 GB/T 20127.5-2006 《钢铁及合金痕量元 素的测定 第 5部分: 萃取分离-罗丹明 B光度法测定镓含量》; 100%减去 氢氧化镓的含量得到氢氧化铝含量, 由此可以计算氧化铝含量。 本发明 方法中, 在富集分离镓的过程中, 所得到的氢氧化铝和碳酸钠可以作为 副产品进行回收。 在本发明所述步骤 e ) 中, 将铝镓复盐沉淀加入到氢氧化钠溶液中, 以得到镓铝碱液; 优选所述氢氧化钠溶液的浓度为 180 - 245g/L。 通过调 整碱度和浓缩处理, 使镓铝碱液中镓和氢氧化钠的含量均达到 lmol/L以 上。 然后以铂电极为阴阳极电解镓铝碱液, 电解电流为 180 - 200mA/L, 电解电压为 4V, 电解槽的温度为 35 - 45°C , 最后得金属镓产品。

其中 镓铝复盐沉淀加入到氢氧化钠溶液中进行反应 的温度优选为 20°C- 100°C。

本发明中, 可以采用蒸发浓缩方法将电解余液中的高含量 钠盐回收, 分离出的水分可重复使用。 与现有技术相比较, 本发明方法工艺简单、 镓提取率高、 生产成本 低、 产品质量稳定。 本发明选用具有高活性的循环流化床粉煤灰作 为原 料, 采用直接酸溶的方法从粉煤灰中浸取镓, 省略了碳酸钠高温煅烧活 化步骤, 从而简化了工艺流程, 并降低了生产成本; 酸浸时采用耐酸反 应釜在中温下 ( 100 - 200°C )浸出, 镓的浸取率高, 达到 80 %以上; 采 用成本较低的大孔型阳离子树脂对镓进行吸附 , 吸附效率高, 酸浸液中 镓的有效吸附率达 96 %以上; 大孔型阳离子树脂在对盐酸浸液中的镓进 行富集的同时, 也有效除去了酸浸液中的铁, 所得到的低铁氯化铝精制 液可用于制备低铁结晶氯化铝和冶金级氧化铝 。

另外, 通过实验证明: 采用本发明所述的磁选设备, 铁去除效果可 提高 20 %以上,铁的有效去除率由原来的 60 %提高到 80 % , 这极大地緩 解了后续工艺溶液中除铁的压力, 从而降低了生产成本, 提高了生产效 率。 附图说明

图 1是本发明所述方法的流程示意图; 图 2是本发明中所述分步碳酸化步骤的示意图;

图 3是本发明优选实施方式中所采用的立环磁选 的结构示意图。 具体实施方式

下面进一步详细说明本发明所提供的方法, 但本发明并不因此而受 到任何限制。 以下实施例中所采用的立环磁选机的结构如图 3所示。 该磁选机包 括: 转环 101、 感应介质 102、 上铁轭 103、 下铁轭 104、 励磁线圏 105、 进料口 106和尾矿斗 107, 还包括脉动机构 108和冲水装置 109。

转环 101为圆环形载体, 其中载有感应介质 102, 转环 101旋转时, 带动感应介质 102以及感应介质 102吸附的物质运动, 以便完成物料分 选。 转环 101可以任何适合的材料制成, 例如碳钢等。

电机或其它驱动装置可以为转环 101提供动力, 使得转环 101能够 按照设定速度转动。

当物料的含铁量或者处理量等参数低于预定值 时, 采用较低的转速, 例如 3转 /分钟, 使铁磁性杂质与磁场充分作用, 并被吸附到感应介质上 选出。

感应介质 102安装在转环中, 励磁线圏 105产生的磁场使得上铁轭 103和下铁轭 104成为一对产生垂直方向磁场的磁极,上铁轭 103和下铁 轭 104设置在转环 101下部的内、 外两侧, 以使转环 101在磁极间立式 旋转。 当转环 101旋转时, 转环 101中的感应介质 102会经过上铁轭 103 和下铁轭 104构成的磁极对磁化除铁。

所述感应介质 102为多层钢板网。 钢板网由 lCrl7制成。 每层钢板 网由丝梗编成, 网格为菱形。 所述丝梗的边缘具有棱状尖角。 所述上铁 轭 103与进料口 106连通, 所述下铁轭 104与用于出料的尾矿斗 107连 通。 钢板网的介质层间距为 3mm。 励磁线圏 105为双玻璃丝包漆包铝扁 线, 且所述双玻璃丝包漆包铝扁线是为实心导体。 励磁线圏 105 电流采 用连续可调控制, 因而磁场也连续可调。 该立环磁选机还包括脉动机构 108,所述脉动机构 108通过橡胶鼓膜 111与尾矿斗 107相连。 所述脉动机构由偏心连杆机构实现, 从而使脉动 机构 108所产生的交变力推动橡胶鼓膜 111往复运动,以使得尾矿斗 107 中的矿浆产生脉动。

冲水装置 109位于转环 101的上方, 用于利用水流将磁性物料冲入 精矿斗中。 冲水装置 109可以是各种适合的冲水、 喷淋装置, 例如喷头、 水管等。

所述进料口 106与上铁轭 103的侧部连通, 以使粉煤灰流经转环。 进料口 106可以使料斗或进料管。 用于入矿的进料口 106以较小的落差 进入上铁轭 103,避免了磁性颗粒由于重力作用而透过感应 介质 102的现 象发生, 从而提高了磁选除杂的效果。

所述立环磁选机还包括冷却装置 112,所述冷却装置 112设置在励磁 线圏周围, 用于降低励磁线圏的工作温度, 所述冷却装置为均压腔水套。 均压腔水套采用不锈钢材料制成, 不易结垢。 由于在水套的进出水处均 安装均压腔, 所述均压腔保证了水均勾地流经每一层水套, 并在套内各 处充满, 从而防止局部水路短路, 影响散热。 每层水套的水道横截面积 很大, 可完全避免水垢堵塞, 即使有一处发生堵塞, 也不影响水套中循 环水的正常流动; 而且水套与线圏大面积紧密接触, 可将线圏产生的大 部分热量通过水流带走。

均压腔水套与普通空心铜管散热相比, 散热效率高, 绕组温升低, 设备励磁功率低。 在额定励磁电流是 40A的情况下, 与采用普通空心铜 管散热的磁选机相比, 励磁功率可由 35kw降至 21kw。

在利用该磁选设备工作时, 进料的矿浆从侧部沿上铁轭 103 的缝隙 流经转环 101 , 由于转环 101内的感应介质 102在背景磁场中被磁化, 感 应介质 102表面形成梯度极高的磁场 (请补充磁场梯度的数值范围),矿浆 中磁性颗粒在这种极高磁场作用下吸着在感应 介质 102表面, 并随转环 101转动, 并被带至转环 101顶部的无磁场区,再通过位于顶部的冲水装 置 109 冲水, 将磁性物料冲入精矿斗中, 而非磁性颗粒则沿下铁轭 104 的缝隙流入尾矿斗 107中, 进而由尾矿斗 107的尾矿口排出。 下面通过实施例进一步说明本发明所提供的方 法, 但本发明并不因此 而受到任何限制。 以下实施例中所采用的粉煤灰原料为某热电厂 产出的循环流化床粉 煤灰,其化学成分如表 1所示。 其中, 镓的含量为 0.0042 wt%。 循环流化床粉煤灰化学成分(wt% ) 实施例 1

该实施例以上述粉煤灰为原料, 主要实验步骤如下:

( 1 )取循环流化床粉煤灰, 粉碎至 200目, 采用如图 3所示的立环 磁选机进行湿法磁选除铁, 以使粉煤灰中氧化铁含量降至 0.8wt%。将磁 选后的滤饼放入耐酸反应釜, 加入浓度为 37wt Q / 々工业盐酸进行酸溶反 应, 盐酸中 HC1与粉煤灰中氧化铝的摩尔比为 4.5: 1, 反应温度 200°C, 反应压力 2. IMPa,反应时间 1小时。反应产物经板筐压滤机压滤洗涤后, 得到 pH值为 1.7的盐酸浸液, 经测定, 粉煤灰中镓的浸取率为 84.2%。

(2)将盐酸浸液经换热冷却至 65°C后, 用耐腐蚀泵压入装有 D001 (安徽皖东化工厂)树脂的树脂柱中, 采用单柱的方式进行镓的富集, 处理时盐酸浸液流速为 2倍树脂体积 /小时。待树脂吸附饱和后,在 25°C 下用浓度为 4wt Q / 々盐酸作为洗脱剂进行洗脱,洗脱剂流速为 2倍树脂体 积 /小时, 共采用 2倍树脂体积的洗脱剂进行洗脱, 获得富镓的洗脱液。 树脂再生时采用浓度为 4wt Q / 々盐酸。 经测定, 酸浸液中镓的吸附率为 96.4%。

( 3) 向洗脱液中加入浓度为 180克 /升的氢氧化钠溶液, 洗脱液中 氧化铝与氢氧化钠的质量比为 1.0, 在 20°C的条件下反应, 经过滤除去 氢氧化铁沉淀, 得到含镓偏铝酸钠溶液。 (4)在65 下, 以 80ml/min的速度向步骤(3)所得到的 100ml含镓 偏铝酸钠母液中通入二氧化碳气体,控制反应 终点 pH为 10.5, 过滤完成 一次碳酸化; 对经过一次碳酸化分离出氢氧化铝沉淀后的溶 液进行二次 碳酸化。 在 60°C下, 以 100ml /min的速度继续通入二氧化碳气体, 控制 反应终点 pH为 9.8, 过滤得铝镓复盐沉淀。 经测定, 此时铝镓复盐中的 镓和氧化铝质量比为 1/330。 镓的测试方法依据国家标准 GB/T 20127.5-2006 《钢铁及合金痕量元素的测定 第 5部分: 萃取分离 -罗丹 明 B光度法测定镓含量》; 100%减去氢氧化镓的含量得到氢氧化铝含量, 由此可以计算氧化铝含量。

( 5 )将步骤( 4 ) 中得到的铝镓复盐加入到浓度为 180g/L的氢氧化 钠溶液中, 于 25°C反应, 得富镓碱液, 调整镓的浓度为 1.5mol/L, 以铂 电极为阴阳极, 选用的电解参数为: 电解电流为 200mA/L, 电解电压为 4V, 槽温为 40°C进行电解, 得金属镓产品, 根据 YS/T520-2007《镓的化 学分析方法》测定产品中镓的含量为 99.9%。 实施例 2

除步骤(1 )夕卜, 其它操作条件均与实施例 1相同。 步骤(1 ) 中的 操作条件调整为:

取循环流化床粉煤灰, 粉碎至 150 目, 采用如图 3所示的立环磁选 机进行湿法磁选后使粉煤灰中氧化铁含量降至 0.8wt %。将磁选后的滤饼 放入耐酸反应釜, 加入浓度为 28wt%的工业盐酸进行酸溶反应, 盐酸中 HC1 与粉煤灰中氧化铝的摩尔比为 5: 1, 反应温度 150°C, 反应压力 1. OMPa, 反应时间 2小时。 反应产物经板筐压滤机压滤洗涤后, 得到 pH 值为 1.5的盐酸浸液, 经测定, 粉煤灰中镓的浸取率为 82.8%。

经测定, 产品中镓的含量为 99.9%。 实施例 3

除步骤(1 )夕卜, 其它操作条件均与实施例 1相同。 步骤(1 ) 中的 操作条件调整为: 取循环流化床粉煤灰, 粉碎至 200 目, 采用如图 3所示的立环磁选 机进行湿法磁选后,使粉煤灰中氧化铁含量降 至 0. 8wt %。将磁选后的滤 饼放入耐酸反应釜, 加入浓度为 2 Owt %的工业盐酸进行酸溶反应, 盐酸 中 HC 1与粉煤灰中氧化铝的摩尔比为 8: 1 , 反应温度 100°C , 反应压力 0. IMPa , 反应时间 4小时。 反应产物经板筐压滤机压滤洗涤后, 得到 pH 值为 1. 4的盐酸浸液, 经测定, 粉煤灰中镓的浸取率为 80. 1 %。

经测定, 产品中镓的含量为 99. 9 %。 实施例 4

除步骤(2 ) 夕卜, 其它操作条件均与实施例 1相同。 步骤(2 ) 中的 操作条件调整为:

将盐酸浸液经换热冷却至 9G°C后, 用耐腐蚀泵压入装有 JK008 (安 徽皖东化工厂)树脂的树脂柱, 采用双柱串连的方式进行镓的富集, 处 理时盐酸浸液流速为 4倍树脂体积 /小时。待树脂吸附饱和后,在 60°C下 用浓度为 2wt Q / 々盐酸作为洗脱剂进行洗脱,洗脱剂流速为 1倍树脂体积 /小时, 共采用 2倍树脂体积的洗脱剂进行洗脱, 获得富镓的洗脱液。 经 测定, 盐酸浸液中镓的吸附率为 96. 9 %。

经测定, 产品中镓的含量为 99. 9 %。 实施例 5

除步骤(2 ) 夕卜, 其它操作条件均与实施例 1相同。 步骤(2 ) 中的 操作条件调整为:

将酸浸液经换热冷却至 WC后, 用耐腐蚀泵压入装有 732 (安徽三 星树脂科技有限公司)树脂的树脂柱, 采用单柱的方式进行镓的富集, 处理时盐酸浸液流速为 1倍树脂体积 /小时。待树脂吸附饱和后,在 60°C 下用水作为洗脱剂进行洗脱, 洗脱剂流速为 1倍树脂体积 /小时, 共采用 3倍树脂体积的洗脱剂进行洗脱, 获得富镓的洗脱液。 经测定, 盐酸浸液 中镓的吸附率为 96. 2 %。

经测定, 产品中镓的含量为 99. 9 %。 实施例 6

除步骤(2 ) 夕卜, 其它操作条件均与实施例 1相同。 步骤(2 ) 中的 操作条件调整为:

将盐酸浸液经换热冷却至 40°C后, 用耐腐蚀泵压入装有 SPC - 1 (上 海树脂厂)树脂的树脂柱, 采用单柱的方式进行镓的富集, 处理时盐酸 浸液流速为 1倍树脂体积 /小时。待树脂吸附饱和后,在 30°C下用 10wt % 的盐酸作为洗脱剂进行洗脱, 洗脱剂流速为 3倍树脂体积 /小时, 共采用 1倍树脂体积的洗脱剂进行洗脱, 获得富镓的洗脱液。 经测定, 盐酸浸液 中镓的吸附率为 96. 5 %。

经测定, 产品中镓的含量为 99. 9 %。 实施例 7

除步骤(3 ) 夕卜, 其它操作条件均与实施例 1相同。 步骤(3 ) 中的 操作条件调整为:

向洗脱液中加入浓度为 240克 /升的氢氧化钠溶液, 洗脱液中氧化铝 与氢氧化钠的质量比为 2 , 在 90°C的条件下反应, 经过滤除去氢氧化铁 沉淀, 得到含镓偏铝酸钠溶液。

经测定, 该实施例所得到的产品中镓的含量为 99. 9 %。 实施例 8

除步骤(4 ) 夕卜, 其它操作条件均与实施例 1相同。 步骤(4 ) 的操 作条件调整为:

在 90°C下,以 160ml /min的速度向步骤(3)所得到的 100ml偏铝酸钠 母液中通入二氧化碳气体, 控制 pH为 9. 8 , 过滤, 完成一次碳酸化; 对 经过一次碳酸化分离出氢氧化铝沉淀后的溶液 进行二次碳酸化。 在 60°C 下, 以 150ml /min的速度继续通入二氧化碳气体, 控制 pH为 9. 0, 过滤 得铝镓复盐沉淀。 将铝镓复盐溶解在偏铝酸钠母液中, 在相同的条件下 重复进行上述的一次和二次碳酸化反应, 再次获得铝镓复盐沉淀, 经测 定, 此时铝镓复盐中的镓和氧化铝质量比为 1/290。

经测定, 产品中镓的含量为 99.9%。

实施例 9

除步骤(4)夕卜, 其它操作条件均与实施例 8相同。 在步骤(4) 中, 在两次碳酸化 -碱溶的基础上, 在相同条件下重复操作进行第三次分步 碳酸化, 得到铝镓复盐沉淀, 经测定, 此时铝镓复盐中的镓和氧化铝质 量比为 1/120。

经测定, 产品中镓的含量为 99.9%。 实施例 10

除步骤(5)夕卜, 其它操作条件均与实施例 1相同。 其中, 步骤(5 ) 的操作条件调整为:

将步骤(4) 中得到的铝镓复盐加入到浓度为 240g/L的氢氧化钠溶 液中, 于 90°C反应, 得富镓碱液, 调整镓的浓度为 1. lmol/L, 电解得金 属镓产品。

经测定, 该实施例所得产品中镓的含量为 99.9 %。