金属镓生产？

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4和6楼是那家公司的？难得发现这样的论坛！真心想和你们聊一下！

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采用离子树脂交换法回收金属镓工艺，回收1kg镓需要多少种分母液啊（拜耳法），大概范围是多少。哪位大侠说说吗，多谢

过段时间可以实践了。呵呵，多谢了

现在国内生产金属镓的遍地开花啊。中铝、非中铝都上，基本也是离子交换法。一个100万吨的氧化铝厂基本可以配备一个年产20吨的金属镓厂，也成大路货了。普遍的纯度不够高，也就4个九到5个九吧，高纯的只能上日本鬼子那边去要了。目前国内最纯的不知道能做到哪个级别？

一个100万吨的氧化铝厂基本可以配备一个年产20吨的金属镓厂，也成大路货了

4和6楼是那家公司的？我是做金属镓的，4n，多交流qq：53243684

我们公司采用电解方法从母液中提炼金属镓，因市场行情不好，现在已经暂时停产。

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谈氧化铝生产中的综合回收 ――――从氧化铝生产中回收稀散金属镓 摘要：概述镓生产现状及其用途；介绍镓生产方法，重点介绍了离子交换法从氧化铝生产母液中回收生产99.99％原生镓的工艺流程及离子交换系统。 关键词：镓；现状与用途；离子交换法；回收 引言 铝的用途很多，在现代工业技术的许多部门及日常生活中，铝都获得了很广泛的应用。氧化铝是生产金属铝的重要原料，而氧化铝生产中最主要的矿石资源则是铝土矿，全世界生产的氧化铝有95％以上是以铝土矿为原料生产出来的。 镓(ga)是一种银白色软金属，熔点(29.8℃)、[wiki]沸点[/wiki](2230℃) ，在地壳中的质量分数约1.5×1o－3％，没有单一的镓矿物存在。由于镓和铝的化学性质相似，常以类质同象形式存在于铝土矿中。镓在铝土矿中含量虽小，仅有0.001—0.01％ ，但在氧化铝生产过程中，镓会逐渐在分解母液中积累，从而可以有效地回收，世界上90％的镓是从氧化铝生产中提取的。[1][3] 镓是重要的稀散金属之一，它以特有的物理化学性能被人们所青睐。2o世纪8o年代以后，随着科学技术的不断发展，镓的用途也在逐渐拓宽，尤其是高纯镓与某些金属组成的化合物半导体材料和特殊合金等，已成为当代通讯、电子计算机、宇宙开发、能源卫生等部门所需的新技术支撑材料。特别在军工行业得到了重大发展，如夜视仪、热成像仪、大规模集成电路、光纤通讯等。进入21世纪，电子工业，特别是移动通讯、微型电脑等相关工业的高速发展，金属镓用量在国际市场上呈逐年递增、价格稳中有升的趋势，目前镓的售价约合人民币2400元／kg。 据估计镓的世界储量约为23万t。国外镓的储量约为4～5万t，国内镓的储量约为18～19万t。我国金属镓的储量约占世界储量的8o％～85％。河南、吉林、山东、广西等省的镓主要存在于铝土矿中，黑龙江、云南等省的镓主要存在于煤矿或锡矿中，湖南等省的镓主要存在于闪锌矿中。 一 镓的生产现状 金属镓的生产主要分为三类：粗镓、精炼镓和再生镓。粗镓生产国主要有中国，德国，俄罗斯，哈萨克斯坦，乌克兰，匈牙利和斯洛伐克；精炼镓生产国主要有日本和美国。日本是目前世界上最大的镓生产国，占世界产量的90％左右，主要生产企业有住友化学工业(原生镓，6n即ga99.9999％)，同和矿业(原生镓，6n)，住友金属矿业(再生镓，6n)，拉萨工业(再生镓，6n)，日亚化学工业(再生镓，6n)。精炼镓可直接用于镓化合物的生产。美国克利夫兰的世界最大金属镓生产公司(geo —geospecialtychemical inc．)，在澳大利亚的西澳大利亚省皮恩业拉(pinjarra)，投资4000万[wiki]美元[/wiki]，建设一条年产100tga的生产线，于2002年2季度投入生产，使其金属镓产能由33t／a达到现在的133t／a。出厂镓品位达到6n或7n甚至更高的高纯镓，以满足全世界半导体材料和光电子设备制造的需要。乌克兰尼古拉耶夫铝厂在2001年1季度启动第2条镓生产线，年内提高镓产量3t。我国自1957年在山东铝厂建成第一个镓生产车间，当年产镓1.85t。目前国内山东铝厂、长城铝厂、贵州铝厂已经建成镓生产线，山西铝厂已经合资建设镓生产线，平果铝厂和中州铝厂委托郑州轻金属研究院针对该厂母液开展了提镓的新工艺研究，拟建生产线，国内铝工业回收镓将全面展开。目前世界原生金属镓的产能为220t／a，包括再生镓总产能为370t／a。[1] 二 镓的生产方法 目前世界上90％以上的原生镓都是从生产氧化铝的种分母液中提取的。提取的方法有汞齐法，分步沉淀法，溶剂萃取法和离子交换法。汞齐法因汞有剧毒而在大多数国家已禁止使用；分步沉淀法流程长，镓回收率低，引入的中和沉淀剂co 、cao 等不仅与氧化铝生产争夺原料，而且母液经酸化后变为弱酸性溶液，难以直接返回使用；溶剂萃取法所用的萃取剂昂贵，且萃取剂长期与强碱性铝酸钠溶液接触，溶解损失较大，溶解于种分母液中的萃取剂对后序工艺中的电解也有不利影响；离子交换法流程简短，操作方便，无需往铝酸钠溶液中加任何试剂，因此它对主流程不产生任何影响，是被世界上公认的从拜耳工艺溶液中回收镓的最好的方法。 下面主要介绍离子交换法从拜耳工艺溶液中回收金属镓。 ⒈总体流程简介 离子交换法回收镓是利用偕胺肟螯合树脂从含镓溶液中吸附镓，使镓与其它杂质分离，然后通过解吸把镓从树脂上转移至溶液中。在此过程中，镓得到纯化和富集。最后通过电解可获得99.99%的金属镓。螯合树脂的吸附容量为2.0～2.5 g/l，镓的吸附率＞60%；镓的解吸率＞90%；镓产品中，w(ga)＞99.99%。[4] 采用离子交换法从种分母液中提取镓的流程见（附图1） ⒉离子交换系统 离子交换系统是本工艺中的核心部分，主要包括饱和树脂吸附制造、树脂中母液残液洗涤、树脂中杂质漂洗、饱和树脂淋洗、贫树脂转型再生五个部分。主体设备属同类型的密实移动床。同传统的固定床相比，这种塔结构简单，运行可靠，造价低，维修方便，都是单塔运行，易于实现自动化，占地面积小，是一种半连续的操作系统 ，树脂在各塔间转移快，故树脂投入量少。另外吸附和淋洗分别在两个不同塔中进行，淋洗时，饱和树脂与淋洗剂保持一种逆流接触方式，并保持一定浓度梯度。[4] 2.1饱和树脂吸附制造 dhg586型树脂是一种具有偕胺肟官能团的螯合树脂，此种类型树脂对种分母液中镓的吸附原理目前还不是很清楚。据日本研究人员发现，含有一个=noh基团和另一个活性基团，如一nh2，一oh，一sh或者=noh的络合体的螯合树脂具有吸附镓的性能；国内资料报道，偕胺肟树脂有吸附镓的能力。红外光谱测定结果表明，在镓与树脂官能团的络合反应中，ga3＋主要与氧原子配位。[2] 溢流澄清的母液经换热，控制温度在50℃左右，从吸附塔底部通入与贫树脂接触；吸附残液经过塔顶部的溢流孔排出吸附塔，从而实现树脂吸附操作。在整个吸附过程中，镓离子被树脂选择性的吸收，与其它离子分离，从而在树脂中得到富集。 2.2树脂中母液残液洗涤、树脂中杂质漂洗 吸附饱和的树脂由吸附塔底部排出，转移至饱和树脂洗涤塔中。洗涤的目的是把饱和树脂表面附着的料液和内部吸附的溶胀水洗掉，避免料液中的有害成分(如al3＋)进人淋洗塔，污染淋洗合格液。 用稀naoh 溶液对饱和树脂进行洗涤。naoh 溶液由塔底进入，对整个树脂床层以活塞推进方式洗涤。 饱和树脂在漂洗塔中，通过在塔底通水和鼓风，上部机械搅拌的方式，使小颗粒的树脂及破碎的树脂沫随漂洗水一起排除离子交换系统，进而使整个系统纯化，为整个系统的循环操作提供一个洁净的环境。 2.3饱和树脂淋洗 配制合格的淋洗液从淋洗塔底部通入，至塔上部的溢流孔流出，收集入纯化富集液槽。从生产中的富集液梯度样可以看出，在收集初期溶液中镓含量较低，随着淋洗时间的延长溶液中镓含量逐渐上涨，在某一时刻达到峰值，随后将逐渐下降，这主要与螯合树脂中活性官能团和镓离子结合强度有关。可以根据实际的梯度曲线来决定收集富集液时间及淋洗时间。 2.4贫树脂转型 淋洗后得到的贫树脂用配制好的稀碱进行转型，使树脂活性官能团活化，为下次吸附做准备。 ⒊后续处理 母液中镓含量为140mg/l左右，经过离子交换系统后，收集的富集液中镓含量升为600mg/l左右、碱当量浓度为1n左右；再经过蒸发器蒸发浓缩，溶液中镓含量升为3.5g/l左右、碱当量浓度为6n左右；把蒸后液冷冻至0℃，淋洗液中大部分分络和剂结晶析出，进行固液分离，淋洗液中大部分络和剂被分离出来，可用于再次配制淋洗液；液相经过充分氧化反应，调节碱当量浓度为5n左右，可直接用于电解。 三 结语 离子交换法从拜耳母液中回收金属镓，对氧化铝生产工艺不会产生任何影响，其工艺流程短，周期作业，易于实现自动化操作，成本较低，是目前从氧化铝生产中回收镓的最经济的方法。这种生产方法已经实现了工业化生产。随着国际镓市场的更大需求，必将有更多的氧化铝厂采用此方法从氧化铝生产中回收金属镓。 （附图1）

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从湿法炼锌浸出渣中回收镓的试验研究 韦文宾，何启贤 （ 1. 柳州华锡集团金城江冶炼厂，广西 河池 547000 ； 2. 河池职业学院，广西 河池 547000 ） 摘要： 研究了采用 还原挥发—磁选富集—硫酸浸出法从湿法炼锌浸出渣中回收镓。结果表明，对镓品位 543 g/t 的某湿法炼锌浸出渣，在 1100 ℃温度下还原焙烧 150 min ，得到镓品位大于 1 500 g/t 的镓铁精矿，镓回收率不低于 90 ％。镓铁精矿用 10 ％的 h2so4 溶液浸出 7 h ，镓浸出率可达 98 ％。 关键词：湿法冶金；锌； 浸出渣；镓；回收 镓属稀散金属，在自然界中极为分散。由于镓和铝、锌、锗的离子半径相近，化学性质相似，在自然界中，镓常与这 3 种元素共生。其中铝土矿中含镓 0.01 ％～ 0.02 ％，闪锌矿中含镓 0.01 ％～ 0.02 ％，锗石中含镓 0.01 ％～ 0.8 ％。 高温下，镓能与硫、硒、碲、磷、砷、锑发生反应，生成的化合物都具有半导体性质。近年来因镓广泛应用于辐射可见光和红外线光二极管、激光与场效应三级管、磁包存贮器和微波器件以及砷化镓效应晶体管和集成电路等通讯、电子计算机等领域而身价倍增。 目前，世界上约 90 ％的镓是从氧化铝生产工业的副产品中获得，其余 10 ％是从锌浸出渣中回收。由于镓的价值巨大，研究镓的回收工艺对综合利用矿产资源、提高企业经济效益具有重要现实意义。 1 试验原料及方法 1.1 试验原料 试验原料取自某锌厂，包括锌沸腾焙砂、锌浸出渣和浸出渣经回转窑挥发后产出的窑渣（简称窑渣）。化学分析结果及物相分析结果分别见表 1 和表 2 。 表 1 试样主要化学成分 试样 w (zn)/% w (fe)/% w (ga)/(g · t-1) 焙砂 55.2 8.33 351 浸出渣 18.3 20.35 543 窑渣 8.2 26.38 554 表 2 试样中镓的物相组成 赋存矿物 焙砂 浸出渣 窑渣 w (ga)/% w (ga)/% w (ga)/% 铁氧化物 55.84 56.72 53.97 硫化矿 2.85 4.60 8.66 结合态 ( 硅酸盐等 ) 41.31 38.67 37.36 合计 100.00% 100.00 100.00 从物相分析结果可见，镓主要赋存于铁氧化物中，其次在硅酸盐等结合态化合物中，硫化矿中很少。可见，经过焙烧造渣后，各物质的形态发生了较大变化。 1.2 还原剂 试验采用的还原剂为无烟煤。试验时将无烟煤破碎至 5 mm 以下。无烟煤的主要组成表 3 。 表 3 无烟煤的工业分析及灰份分析结果 工业分析 w b / ％ 灰份分析 w b / ％ w a v c sio2 al2o3 cao fe2o3 mgo s 10.72 11.83 30.48 46.97 52. 98 19.93 7.85 6.89 8.52 0.06 1.3 试验方法与设备 为了提高湿法炼锌浸出渣中 zn 、 ga 、 ag 等的综合回收率，提出了还原焙烧—磁选分离—硫酸浸出工艺，其原则流程如图 1 所示。 图 1 从湿法炼锌渣中回收镓的原则工艺流程 锌浸出渣与添加剂混匀后造团，球团干燥后，选用无烟煤或焦炭作还原剂，一起装入坩埚中，然后把坩埚放入 φ 75 mm 的坩锅电炉内进行还原焙烧。焙烧之后，把坩埚置于还原性气氛中冷却，以防止已经还原的金属铁重新被氧化。冷却后，将焙烧渣与残炭分离并破碎至 3 mm 以下，然后球磨至 200 目占 90 ％左右，再用磁选管进行磁选分离，得到镓铁精矿和含银尾矿。最后对镓铁精矿采用硫酸浸出法回收镓。 2 结果与讨论 2.1 锌浸出渣还原条件试验 试验 φ 75 mm 竖式管状电炉中进行。主要考察温度、焙烧时间对锌、镓挥发率的影响。 2.1.1 还原温度的影响 锌浸出渣样经造团、干燥后采用无烟煤进行还原焙烧及焙烧渣分选试验，结果见表 4 。 表 4 还原温度对挥发率的影响 编号 焙烧条件 焙烧渣组成 挥发率 /% 温度 / ℃ 时间 /h w ( 总 fe)/ ％ w (zn)/ ％ w (ga)/(g · t-1) zn ga w-1 1 000 3 33.44 17.52 570 54.52 3.62 w-2 1 050 3 44.31 5.23 748 86.48 3.67 w-3 1 100 3 49.43 1.68 848 96.08 3.83 w-4 1 150 3 53.39 0.44 880 98.01 4.66 由表 4 可见，在相同的还原焙烧时间下，随着还原温度的提高，锌的挥发率显著提高。当温度为 1 500 ℃时，焙烧渣中的 zn 质量分数仅为 0.44% ，锌的挥发率高达 98.01% ，镓仅有少量挥发。 2.1.2 还原时间的影响 在 1 100 ℃下，还原时间对 锌、镓挥发的影响的实验结果见表 5 。 表 5 还原时间对挥发率的影响 编号 焙烧条件 焙烧渣组成 挥发率 /% 温度 / ℃ 时间 /h w ( 总 fe)/ ％ w (zn)/ ％ w (ga)/(g · t-1) zn ga s-1 1 100 1.5 43.08 9.98 762 74.54 0.31 s-2 1 100 2.0 48.63 1.92 842 95.66 2.49 s-3 1 100 2.5 48.78 1.88 836 95.76 3.40 s-4 1 100 3.0 50.34 1.66 848 96.08 3.83 s-5 1 150 1.5 49.23 2.56 858 94.28 1.86 由表 5 可见，在 1 100 ℃下，随着还原焙烧时间的延长，锌和银的挥发率明显升高。当还原焙烧 2 h 时，烧渣中锌残留量低于 2 ％，锌挥发率 96 ％。但焙烧时间超过 2 h 后，锌挥发率增长幅度较小，而镓有少量挥发。 2.2 窑渣磁选试验 还原焙烧后，对焙烧产物进行破碎研磨和磁选分离，得到富集镓的镓铁精矿，其中 ga 品位约为 1 500 g ／ t 。 表 6 焙烧渣磁选实验结果 产物名称 产率 , ％ βfe，％ 铁在产物中的分布，g εfe，% βga,g/t 镓在产物中的分布，g εga,% 镓铁精矿 57.76 92.00 53.14 86.59 1379 796.51 92.62 尾矿 42.24 19.49 8.23 13.41 150 63.36 7.38 原矿 100.0 61.37 61.37 100.0 860 860 100.0 （表中， βfe，％，εfe，%，βga,g/t，εga,%分别表示什么？） βfe表示镓铁精矿中铁的含量，用百分比%表示；εfe，%表示镓铁精矿中铁的回收率 , 用百分比%表示； βga,g/t，εga,%表示类似含义。 为更好地说明这一关系，我在表中加入了一栏（用红色区分）。 2.3 从镓铁精矿中浸出镓 用硫酸作浸出剂，从镓铁精矿中浸出镓。试验条件为：每次称取镓铁精矿 10 g ，用增力搅拌器常温搅拌浸出 3~7 h ，之后过滤、干燥、称量，结果见表 7 。 表 7 h2so4 浓度和浸出时间对镓浸出率的影响 试验条件 渣产率 /% 残渣中 w (ga)/(g · t-1) 镓回收率 /% w (h2so4)/ ％ 浸出时间 /h 10 7.0 12.0 150 98.80 8 4.0 40.0 750 80.0 6 4.0 43.0 960 72.48 4 3.0 62.0 1170 51.64 由表 7 看出，硫酸浓度和浸出时间对镓铁精矿中镓的浸出率有较明显的影响。随浸出时间的延长和硫酸浓度的提高，镓浸出率逐渐升高。适宜的硫酸浓度为 10 ％左右，浸出时间为 7 h ，此条件下，镓浸出率达 98 ％以上。可见，采用酸溶法分离镓铁精矿中的镓和铁是可行的。 3 结论 1 ）矿相分析结果表明，锌浸出渣中镓主要呈分散状态存在，在铁氧化物中占 50 ％以上，其余主要分布在硅酸盐中，难以采用简单的机械分选手段富集分离。 2 ）针对多数企业处理锌浸出渣现状，在不改变现有主体工艺流程基础上采用还原挥发法回收锌、窑渣酸浸回收镓工艺是合理的。 3 ）锌浸出渣配料后造团，用还原性较好的无烟煤于 1 100 ℃下还原焙烧 2 h ，熔渣研磨到 200 目以下占 90% 后进行磁选分离，得到富含镓的镓铁精矿。镓铁精矿中镓品位大于 0.15 ％，回收率大于 92 ％。 参考文献： [1] 胡生 . 镓的回收利用亟待引起重视 [j]. 有色金属再生与利用 ,2006(2):44. [2] 刘军深 , 李桂华 . 螯合树脂法分离回收镓和铟的研究进展 [j]. 稀有金属与硬质合金 ,2005,33(4):42-45. [3] 王海北 , 林江顺 , 王春 , 等 . 新型镓锗萃取剂 g315 的应用研究 [j]. 广东有色金属学报 ,2005,15 (1):8-11. [4] 阳海燕 , 胡岳华 . 稀散金属镓锗在选冶回收过程中的富集行为分析 [j]. 湖南有色金属 ,2003,19(6):16-18. [5] 黄文孝 , 罗泽安 . 从水淬渣中回收镓的试验研究 . 稀有金属与硬质合金 .2003 ,31(1):8-10. [6] 邓卫 , 刘侦德 . 凡口铅锌矿锗和镓资源与回收 [j]. 有色金属 ,2002,54(1):54-57.