从铅锌生产尾料中综合回收锗镓铟.pdf

收稿日期‐‐：２０１４０４１０作者简介：汪洋‐（１９７８），男，安徽全椒人，工程师．第８卷第３期材料研究与应用Ｖｏ１畅８，Ｎｏ畅３２０１４年９月ＭＡＴＥＲＩＡＬＳＲＥＳＥＡＲＣＨＡＮＤＡＰＰＬＩＣＡＴＩＯＮＳｅｐｔ．２０１４文章编号‐‐‐：１６７３９９８１（２０１４）０３０１９６０７从铅锌生产尾料中综合回收锗镓铟汪洋，王向阳，黄和明南京中锗科技股份有限公司，江苏南京２１１１６５摘要：从铅锌生产尾料中综合回收锗镓铟，采用先蒸馏提取锗，镓和铟留在蒸馏残酸母液中，通过使用萃取剂Ａ萃取镓，再用萃取剂Ｐ２０４萃取铟的方式生产，锗的回收率可达９０％以上，镓回收率８８％以上，铟回收率９０％以上．关键词：锗；镓；铟；综合回收率；萃取中图分类号：ＴＦ１１１文献标识码：Ａ处理含锗、镓、铟等稀散金属的原料时，传统工艺是直接氯化蒸馏．若原料中含水率高的话，蒸馏酸比高，增加酸耗成本的同时又加重了环保压力，并且使得蒸馏残酸母液中镓铟浓度过低，回收的成本太高，只能排至污水处理站，白白浪费了大量有价金属．近来在市场竞争和环保升级的双重要求下，我们对蒸馏提锗工序进行了优化，并对蒸馏残酸中的镓、铟等金属的回收工艺进行了研究、试产和全面扩产，目前已形成了较为合理有效的生产工艺，可综合回收原料中的部分有价金属．１试验图１为综合回收有价金属的生产工艺流程图．１．１锗的提取１．１．１烘干试验所用原料为国内某厂湿法炼铅、锌后的尾料．某一批原料的含水率为４６．５４％，烘干后原料中其它组分的含量列于表１．表１原料组分Ｔａｂｌｅ１Ｔｈｅｃｈｅｍｉｃａｌｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎｏｆｒａｗｍａｔｅｒｉａｌ元素ＺｎＳＡｓＧｅＧａＩｎ其它含量ｗ／％４３．１１２．８５．９１１．４６０．４９０．３８３５．６４由于原料的含水率约为５０％，在氯化浸出时会稀释大量的盐酸从而增加盐酸的消耗，同时由于残液体积较大，降低了残液中镓和铟的含量，给后道工序提取镓和铟带来困难．针对以上情况，将原料预先进行烘干处理，烘干后原料的金属平衡状况列于表２．表２烘干前后金属平衡表Ｔａｂｌｅ２Ｂａｌａｎｃｅｓｈｅｅｔｍｅｔａｌｂｅｆｏｒｅａｎｄａｆｔｅｒｄｒｙｉｎｇ状态质量／ｇ水分ｗ／％品位金属量／ｇＧｅ／％Ｉｎ／（μｇ・ｇ－１）Ｇａ／（μｇ・ｇ－１）ＧｅＩｎＧａ烘干前６００４６．５４１．４６５０４２６１７７４．６８１．６１６６１．９８０５烘干后３２１－１．４６５０１６６１９１．５４．６８６６１．６１０１１．９７８５金属平衡－－－－－１００．１０％９９．６０％９９．９０％图１生产工艺流程Ｆｉｇ．１Ｆｌｏｗｃｈａｒｔｏｆｐｒｏｃｅｓｓ从表２中可以看出：经烘干破碎后，原料中的锗镓铟几乎没有损耗．１．１．２烘干前后蒸馏残酸成分对比因未烘干的原料中水分较大，故在蒸馏时加入了一定量的浓硫酸以调整原始酸度．待蒸馏结束后取残酸进行分析，以观察残酸中锗、镓、铟的含量．分析锗含量的目的是确定锗的挥发率；分析镓和铟含量的目的是为回收工序提供参考数据．烘干前后蒸馏残酸成分列于表３．图２为主要杂质氯化物的蒸气压与温度的关系．从图２中可以看出，硼和硅的氯化物先于ＧｅＣｌ４挥发．由于其沸点比ＧｅＣｌ４的沸点低得多，所以采用图２氯化物的蒸气压与温度的关系Ｆｉｇ．２Ｒｅｌａｔｉｏｎｓｈｉｐｂｅｔｗｅｅｎｃｈｌｏｒｉｄｅｖａｐｏｒｐｒｅｓｓｕｒｅａｎｄｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ７９１第８卷第３期汪洋，等：从铅锌生产尾料中综合回收锗镓铟表３烘干前后蒸馏残酸成分对比表Ｔａｂｌｅ３Ａｃｉｄｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎｂｅｆｏｒｅａｎｄａｆｔｅｒｄｒｙｉｎｇｃｏｍｐａｒｉｓｏｎｄｉｓｔｉｌｌａｔｉｏｎｒｅｓｉｄｕｅｓｔａｂｌｅ原料情况投料量／ｇ蒸馏条件１）残酸分析酸度元素含量／（μｇ・ｍＬ－１）ＧｅＩｎＧａ含水４６．５４％１０Ｈ２ＳＯ４：１０ｇ，ＨＣｌ：４０ｇ１０．８９Ｎ３９．８９８３．３５８８２．１ＨＣｌ：４０ｇ８．５Ｎ３２．２７６５．９６７０６．５１Ｈ２ＳＯ４：１０ｇ，ＨＣｌ：４０ｇ１０．３Ｎ６５．８１２８１．０１８４３．５９ＨＣｌ：４０ｇ８．５Ｎ２２．０９１８．６７８４３．５９烘干后不含水８０Ｈ２ＳＯ４：８０ｇ，ＨＣｌ：３２０ｇ残酸冷却后大量结晶，未能分析ＨＣｌ：３２０ｇ９．１５Ｎ４０．８２０２２．９１９３８．０９ＨＣｌ：３２０ｇ９．０４Ｎ３２．６２２１０．６８２１４１．９ＨＣｌ：３２０ｇ９．３１Ｎ３４．４１７１０．８８１７０５．３８注：１）ｗ（Ｈ２ＳＯ４）＝９８％；ｗ（ＨＣｌ）＝３１．４％．分馏的方法易于将其与ＧｅＣｌ４分离．重金属氯化物具有相对较高的沸点，只有一小部分有可能进入馏出液中．四价锡和三价砷的氯化物的沸点与ＧｅＣｌ４接近，其氯化物会随ＧｅＣｌ４一起挥发，大量进入馏出液中．１．１．３氯化蒸馏的条件试验为考察盐酸用量对锗直收率的影响，对同样的投料量采用了不同的酸比．由于原料中砷含量比较高（５．９１％），而ＡｓＣｌ３的沸点与ＧｅＣｌ４相近，在蒸馏过程中ＡｓＣｌ３会随ＧｅＣｌ４一道进入馏出液中．若在蒸馏液中加入氧化剂，将低价砷氧化成沸点较高的高价砷，使其残留在蒸馏渣中，即可将砷与锗分离．在不同的用酸量和不同的通氯气条件下，锗的蒸馏直收率和ＧｅＣｌ４的品质列于表４．表４氯化蒸馏的条件试验结果Ｔａｂｌｅ４ＲｅｓｕｌｔｓｏｆｃｈｌｏｒｉｄｅｄｉｓｔｉｌｌａｔｉｏｎｃｏｎｄｉｔｉｏｎｔｅｓｔｓＧｅ品位／％蒸馏条件锗直收率／％ＧｅＣｌ４中含Ａｓ量１．４６８０ｇ干料，ＨＣｌ：５００ｇ，全过程通氯气８０．４５．１６ｇ／Ｌ１．４６８０ｇ干料，ＨＣｌ：４５０ｇ，全过程通氯气８１．５７．４３ｇ／Ｌ１．４６８０ｇ干料，ＨＣｌ：４００ｇ，通氯搅拌３０ｍｉｎ后加热９０．２未检出１．４６８０ｇ干料，ＨＣｌ：３２０ｇ，通氯搅拌３０ｍｉｎ后加热９６．７未检出由表４可以看出：投入８０ｇ干料，盐酸用量为３２０ｇ（即料／酸＝１／４）时，通氯搅拌３０ｍｉｎ后加热，可获得较高的锗直收率且在所得的ＧｅＣｌ４中检测不到砷．１．２蒸馏残酸母液中镓的回收考虑到蒸馏残酸的酸度一般大于７当量，所以首选在高酸度溶液中萃镓率高，且萃取选择性尽可能较好的萃取剂，以利于镓的富集和得到高的镓收率．我们选择了萃取剂Ａ用于镓的萃取．１．２．１萃取机理在高酸度盐酸溶液中，萃取剂Ａ中的氧原子释放孤对电子，质子化形成阳离子，Ｇａ生成配阴离子ＧａＣｌ－４，两者在水相中交换缔合成萃合物．萃取剂Ａ萃取镓的机理为离子缔合萃取，该过程只能在高浓度的盐酸溶液中实现．因此，降低酸度使萃取剂Ａ基团质子化以及使ＧａＣｌ－４配阴离子分解，可使Ｇａ３＋重新进入水相，这种反萃通常称为水解反萃．Ａ＋ＨＣｌ［（Ａ）Ｈ］＋＋Ｃｌ－Ｇａ３＋＋４Ｃｌ－ＧａＣｌ－４［（Ａ）Ｈ］＋＋ＧａＣｌ－４［（Ａ）Ｈ］＋・ＧａＣｌ－４由于Ｆｅ３＋在高酸度盐酸溶液中也易形成配阴离子ＦｅＣｌ－４，故Ｆｅ３＋与Ｇａ３＋能够被萃取剂Ａ共萃．８９１材料研究与应用２０１４１．２．２镓的萃取用萃取剂Ａ做萃取试剂，煤油为稀释剂．采用间歇式萃取方式，两级萃取，每天定量补充新的有机试剂，保持水相与有机相相比为（２～３）︰１，萃取搅拌用时５ｍｉｎ．静置分层后，萃余液排至中和池进行铟的富集回收．负载有机相经盐酸洗涤机械夹杂带，然后用水和稀盐酸进行反萃，静置分层后，将贫有机相与反萃液分离．贫有机相为再生相，可循环使用．萃取及反萃过程中溶液中的离子浓度变化列于表５．表５萃取及反萃过程中溶液离子浓度的变化Ｔａｂｌｅ５Ｉｏｎｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎｏｆｔｈｅｓｏｌｕｔｉｏｎｄｕｒｉｎｇｔｈｅｅｘｔｒａｃｔｉｏｎａｎｄｓｔｒｉｐｐｉｎｇ浓度／（ｇ・Ｌ－１）离子ＩｎＧａＦｅＡｓＰｂＺｎＳｂ蒸馏残酸１．１５１．３２２．７１４．４４．１１１１０１．９萃余液１．１４０．００３２０．００１１２．２８３．９８１０９．９１．８１１反萃液－１２．６８２７．４１５．８０．９１０．８０．９６１由表５可见，萃取剂Ａ对镓的萃取率大于９９畅５％．而且铟在萃取体系中损失仅为１％．在萃镓工序中，Ｉｎ与Ｇａ的分离较为彻底，萃取剂Ａ对砷的萃取率仅为１５％，有效地分离了大部分五价砷．１．２．３富集镓精矿反萃酸经两段中和与富集后，形成了镓精矿．由于蒸馏时是通氯氧化，蒸馏残酸中的铁离子多以Ｆｅ３＋存在，且铁离子的浓度２倍于镓离子的浓度．由于Ｆｅ３＋在高酸中易形成稳定的配阴离子，萃取剂Ａ对其萃取率接近１００％，为提高镓精矿的品位，必须进行还原除铁．为有效保持还原气氛，首先用片碱将反萃液中和至ｐＨ０．５～１．０，加热升温，缓慢加入还原剂Ｂ和指示剂，滴定至溶液不显色即可，搅拌２０～３０ｍｉｎ．对还原后的溶液进行加热升温，加入纯碱并不断搅拌，调节溶液终点ｐＨ＝４．待沉淀完全，排走上清液，用水洗涤沉淀物．由于蒸馏时采用了通氯处理，残酸中的砷主要以五价存在，萃取剂Ａ对其萃取率仅为１５％，且加入还原剂Ｂ后可将五价砷还原为三价砷，所以为了除去少量的三价砷，且有效地避免镓损失，采用加热和水洗涤，就可再除去约８８％的砷，整个流程的除砷率高达９５％以上．洗涤时应注意前两次水洗不宜加热且搅拌时间不宜过长，以防止在温度过高或与空气中的氧接触时间过长的情况下二价铁被氧化水解沉淀．将洗涤后的沉淀物压滤后进行碱化造液，静置冷却澄清．上清液取出待用，结晶和沉淀用离心机甩干，收集溶液待用．取经压滤碱化静置后的上清液以及沉淀物离心甩出的溶液进入电积槽进行第一次电积除杂，在较低的阴极电流密度下，控制一定的温度和时间，高于镓氧化还原电极电位的杂质优先还原析出，此步旨在除去部分金属杂质，净化电积液．待除杂后的溶液冷却后，过滤．过滤后的溶液进入电积槽，进行第二次电积，在较高的阴极电流密度下，控制一定的温度及时间，金属镓在阴极析出．电积结束时，电积残液中Ｇａ≤２ｇ／Ｌ．液态金属镓在出槽时可于集镓盘中放出，通过酸碱清水洗涤即可得到纯度为９９％的镓．由于存在少量的锌，可能使得电积出的镓部分呈海绵状．海绵镓经热水洗涤后，放入恒温烘箱内，保温２４ｈ后将液态镓收集，渣返回酸浸．经烘干后所得的金属镓用盐酸进行酸洗，以去除痕量锌、铅、铜、铁等其它杂质．酸洗后用水洗至ｐＨ６～７，即可获得纯度在为９９．５％以上的金属粗镓．１．３铟的回收采用二（２－乙基己基）磷酸（代号Ｐ２０４）作为铟的萃取剂，Ｐ２０４在非极性溶剂中由于氢键作用以二聚形态存在，以Ｈ２Ａ２表示．１．３．１铟的萃取机理Ｐ２０４可在较大的硫酸浓度范围内定量萃铟，其萃取机理为阳离子交换：Ｉｎ３＋（水）＋３［Ｈ２Ａ２］（有）［ＩｎＡ３・３ＨＡ］（有）＋３Ｈ＋（水）负载有机相采用６～８ｍｏｌ／Ｌ盐酸进行反萃铟，反萃机理为：［ＩｎＡ３・３ＨＡ］（有）＋４ＨＣｌ（水）ＨＩｎＣｌ４（水）＋３［Ｈ２Ａ２］（有）９９１第８卷第３期汪洋，等：从铅锌生产尾料中综合回收锗镓铟１．３．２中和沉淀将蒸馏工序产生的含Ｇａ，Ｉｎ残酸先经萃取剂Ａ萃镓，再采用液碱中和萃镓余液沉淀铟．不同终点ｐＨ值中和残液中铟含量及精矿品位列于表６．在实际生产中要选择适宜的沉淀终点ｐＨ值，来满足铟的回收率和铟矿品位之间的平衡．沉淀终点ｐＨ值的选择应保证在中和残液中Ｉｎ＜１５μｇ／ｍＬ，沉淀工序Ｉｎ的损失率要小于１．５％，铟精矿品位约１％．表６中和终点ｐＨ值与残液中Ｉｎ浓度及铟精矿品位的关系Ｔａｂｌｅ６ＲｅｌａｔｉｏｎｓｈｉｐｂｅｔｗｅｅｎｐＨｖａｌｕｅａｎｄｔｈｅｒｅｓｉｄｕａｌｓｏｌｕｔｉｏｎａｎｄｅｎｄｔｈｅｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎｏｆｉｎｄｉｕｍａｎｄｉｎｄｉｕｍｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｇｒａｄｅ终点ｐＨ值４．０４．５５．０５．６６．０残液中Ｉｎ浓度／（μｇ・ｍＬ－１）２２１２４．８２．３＜０．１铟精矿品位／％１．３５０．８６０．７７０．６５０．５９１．３．３铟的浸出中和沉淀工序所得铟精矿采用Ｈ２ＳＯ４＋ＨＦ三次浸出．三次浸出后渣率约为５％～８％．浸出液采用液碱调节ｐＨ值，静置澄清（可加入絮凝剂促进颗粒沉降），清液进入萃取工序．某批铟精矿及其浸出渣中的主要元素及含量列于表７．由表７可见，通过三次浸出，铟的浸出率可以达到９８％以上，同时大部分的金属离子也进入了浸出液中．表７铟精矿浸出结果Ｔａｂｌｅ７Ｉｎｄｉｕｍｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｌｅａｃｈｉｎｇｒｅｓｕｌｔｓ含量元素ＩｎＺｎＳｂＡｓＣｄＣｕＡｌ铟精矿ｗ／％０．９６７．７５１．１２７．８２０．８１０．９８５．７４浸出渣ｗ／％０．２４．１９８．１０１４．１０．４１０．５２４．１１浸出率／％约９８．３约９７．３约６３约９１约９７．５约９７．３约９６．４１．３．４铟的萃取以Ｐ２０４作为铟萃取剂，以经硫酸磺化处理的煤油为稀释剂．有机相组分为Ｐ２０４＋磺化煤油的混合物．采用间歇式二级萃取方式．萃取条件：油／水＝１／（２～２．５），混合时间３ｍｉｎ；洗酸为ｐＨ≈１的稀硫酸溶液，并加入少量洗锡试剂；以盐酸作反萃剂，反萃条件：油／水＝５／１，反萃液重复使用，当铟含量达５０～８０ｇ／Ｌ后引出萃取系统，进入下道工序．因蒸馏工艺采用通氯蒸馏，残酸呈氧化气氛，铁以Ｆｅ３＋存在，而残酸在经萃取剂Ａ萃镓时Ｆｅ３＋同时被萃取而与铟分离，因此，在萃铟过程中没有出现Ｆｅ３＋影响萃取的情况．萃铟前后水相中各离子浓度的变化列于表８．表８Ｐ２０４萃取效果Ｔａｂｌｅ８ＴｈｅｅｆｆｅｃｔｏｆＰ２０４ｅｘｔｒａｃｔｉｏｎ含量／（ｇ・Ｌ－１）元素ＩｎＺｎＳｂＡｓＣｄＣｕＡｌ萃铟原液１．５４１２．３２０．８４６１１．２２．１５１．６８８．４６萃铟余液０．０２１１．９８０．６０４１１．０１２．１４４１．６７６８．３８反萃液６４．１３．７７０．４０８１．３８０．０９２０．０７７０．７４６００２材料研究与应用２０１４含铟反萃液用片碱中和，控制终点ｐＨ１～２，加热到℃８０～９０，加入一定量的氧化剂Ｃ使Ｓｎ２＋氧化为Ｓｎ４＋水解沉淀与铟分离；根据Ｐｂ，Ｃｕ，Ｃｄ及Ｓｎ的硫化物溶解度极小的特性，向经氧化后的上清液中加入一定量硫化钠的水溶液使其形成硫化物沉淀与铟分离．净化后的氯化铟溶液进入置换工序．１．３．５置换与熔铸在加热的铝板上进行置换反应，置换中途通过补入盐酸以保持置换液的酸度，置换残液中的Ｉｎ＜５μｇ／ｍＬ．海绵铟易于与铝板剥离，海绵铟压去水分后在片碱的覆盖下熔铸，将液铟注入模具得到粗铟阳极板，上层碱渣返回铟反萃液中和工序．２产品品质及经济指标２．１产品品质２．１．１ＧｅＯ２品质蒸馏所得的ＧｅＣｌ４通过复蒸和精馏等工序净化后水解，制得５ＮＧｅＯ２．连续生产了五批ＧｅＯ２，其品质列于表９．由表９可见，所生产的五批ＧｅＯ２中的杂质含量均符合ＧＢ１１０６９－２００６的规定，是合格产品．表９ＧｅＯ２品质跟踪表Ｔａｂｌｅ９ＧｅＯ２ｑｕａｌｉｔｙｔｒａｃｋｉｎｇｔａｂｌｅ编号元素含量ｗ／％ＡｓＦｅＣｕＰｂＮｉＣｏＡｌｃ９－１７２２０．１×１０－５０．１×１０－４０．８×１０－５０．１×１０－５０．１×１０－５０．１×１０－５０．６×１０－４ｃ９－１９５１１．１×１０－５０．１×１０－４０．１×１０－５０．２×１０－５０．１×１０－５０．１×１０－５０．１×１０－４ｃ９－２５１１０．１×１０－５０．１×１０－４０．１×１０－５０．１×１０－５０．１×１０－５０．１×１０－５０．１×１０－４ｃ９－２６４１０．１×１０－５０．１×１０－４０．１×１０－５０．１×１０－５０．１×１０－５０．１×１０－５０．１×１０－４ｃ９－２８２２０．１×１０－５０．１×１０－４０．１×１０－５０．１×１０－５０．１×１０－５０．１×１０－５０．１×１０－４ＧＢ１１０６９－２００６５．０×１０－５１．０×１０－４２．０×１０－５１．０×１０－５２．０×１０－５２．０×１０－５１．０×１０－４２．１．２粗镓品质采用本工艺生产的粗Ｇａ产品的品质非常稳定，电积出的粗镓中的主体杂质为锌，通常含锌量为ｗ（Ｚｎ≈）０．５％，可通过酸洗除去，Ｉｎ，Ｃａ，Ｐｂ，Ｓｎ及Ｃｕ等杂质的含量均为微量，某批粗镓产品的成分分析结果列于表１０．表１０粗镓成分分析Ｔａｂｌｅ１０Ｃｈｅｍｉｃａｌｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎａｎａｌｙｓｉｓｏｆｃｒｕｄｅｇａｌｌｉｕｍ元素ＩｎＣａＰｂＳｎＣｕＺｎＧａ含量ｗ／％０．００２０．００２０．００８未检出未检出０．００１９９．８９２２．１．３粗铟的品质采用本工艺生产的粗铟产品的品质非常稳定，ｗ（Ｉｎ≥）９９．５％，Ｓｎ＜５０μｇ／ｇ，Ｃｄ＜２００μｇ／ｇ，Ｐｂ＜３００μｇ／ｇ，完全可以满足后续电解精炼生产的要求．２．２经济指标经生产工艺持续改进，锗的综合回收率可达到９０％以上．按每生产１ｋｇ高纯ＧｅＯ２计算，成本为２７０～３００元／ｋｇ；镓以８８％收率核算，粗镓生产成本约为８００～９００元／ｋｇ；Ｉｎ以９０％收率核算，粗铟成本为２８０～３００元／ｋｇ．３结论采用本工艺对国内某厂含锗、镓、铟等有价金属的铅锌生产尾料进行综合回收．分析结果表明，锗的综合回收率可达到９０％以上，镓的回收率为８８％以上，铟的回收率约为９０％，取得了比较理想经济和社会效益．参考文献：［１］雷霆，张玉林，王少龙．锗的提取方法［Ｍ］．北京：冶金工１０２第８卷第３期汪洋，等：从铅锌生产尾料中综合回收锗镓铟业出版社，２００７．［２］符斌，李华昌．有色金属产品检验［Ｍ］．北京：化学工业出版社，２００８．［３］周令治，邹家炎．稀散金属手册［Ｍ］．长沙：中南工业大学出版社，１９９３．［４］王树楷．铟冶金［Ｍ］．北京：冶金工业出版社，２００６．［５］杨显万，邱定藩．湿法冶金学［Ｍ］．北京：冶金工业出版社，２０１０．Ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅｒｅｃｏｖｅｒｙｏｆｇｅｒｍａｎｉｕｍ，ｇａｌｌｉｕｍｉｎｄｉｕｍｔａｉｌｉｎｇｓｆｒｏｍｌｅａｄａｎｄｚｉｎｃｐｒｏｄｕｃｔｉｏｎＷＡＮＧＹａｎｇ，ＷＡＮＧＸｉａｎｇｙａｎｇ，ＨＵＡＮＧＨｅｍｉｎｇＣｈｉｎａＧｅｒｍａｎｉｕｍＣｏ畅，Ｌｔｄ畅，Ｎａｎｊｉｎｇ２１１１６５，ＣｈｉｎａＡｂｓｔｒａｃｔ：Ｉｎｔｈｉｓｗｏｒｋ，ｅｘｔｒａｃｔｉｏｎｔｅｃｈｎｉｑｕｅｓｆｏｒｇｅｒｍａｎｉｕｍ，ｇａｌｌｉｕｍ，ａｎｄｉｎｄｉｕｍｆｒｏｍｔｈｅｒａｗｍａｔｅｒｉａｌｏｆｇｅｒｍａｎｉｕｍｃｏｎｔａｉｎｉｎｇｈｉｇｈｐｅｒｃｅｎｔａｇｅｓｏｆｚｉｎｃ，ａｒｓｅｎｉｃ，ｇａｌｌｉｕｍ，ａｎｄｉｎｄｉｕｍａｒｅｐｒｅｓｅｎｔｅｄ．Ａｆｔｅｒｄｉｓｔｉｌ‐ｌａｔｉｏｎｏｆｇｅｒｍａｎｉｕｍ，ｉｎｄｉｕｍａｎｄｇａｌｌｉｕｍａｒｅｋｅｐｔｉｎｔｈｅｍｏｔｈｅｒｓｏｌｕｔｉｏｎ．ＧａｌｌｉｕｍｗａｓｔｈｅｎｅｘｔｒａｃｔｅｄｂｙＡ，ｗｈｅｒｅａｓｉｎｄｉｕｍｂｙＰ２０４．Ｔｈｅｅｘｔｒａｃｔｉｏｎｅｆｆｉｃｉｅｎｃｉｅｓｏｆｇｅｒｍａｎｉｕｍｉｓｌａｒｇｅｒｔｈａｎ９０％．Ｔｈｅｅｘｔｒａｃｔｉｏｎｅｆｆｉｃｉｅｎｃｉｅｓｏｆｇａｌｌｉｕｍｉｓｍｏｒｅｔｈａｎ８８％．Ｔｈｅｅｘｔｒａｃｔｉｏｎｅｆｆｉｃｉｅｎｃｉｅｓｏｆｉｎｄｉｕｍｉｓｍｏｒｅｔｈａｎ９０％．Ｋｅｙｗｏｒｄｓ：ｇｅｒｍａｎｉｕｍ；ｇａｌｌｉｕｍ；ｉｎｄｉｕｍ；ｅｘｔｒａｃｔｉｏｎｅｆｆｉｃｉｅｎｃｉｅｓ；ｅｘｔｒａｃｔｉｏｎ２０２材料研究与应用２０１４