CN103924083A - 一种锌浸出液还原三价铁的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种锌浸出液还原三价铁的方法，涉及湿法冶锌工艺从锌浸出液中高效除铁的技术。该方法的主要特点是通过控制湿法冶锌的酸性浸出溶液的酸度、温度和时间等因素，显著降低了还原剂锌精矿的消耗量，并高效的将浸出液中的三价铁离子还原成二价铁，还原后浸出液中三价铁小于2g/L，还原率大于90％。此技术优于目前国内其他采用锌精矿还原三价铁的试验研究，最佳条件下相对于理论消耗量只需1.1～1.2倍，低于其他试验研究所需的2～3倍锌精矿消耗量。还原反应时间更短，还原后浸出液中三价铁含量更低。
Description
技术领域
一种锌浸出液还原三价铁的方法，涉及湿法冶锌工艺中从锌浸出液中高效除铁的技术，属于湿法冶金领域。
背景技术
在湿法冶金过程中，常常使用酸性溶液浸矿石，矿物中的铁经常是以三价或者二价离子形式进入溶液。由于铁在进行电沉积等后续工艺时存在较大危害，因此除铁是湿法冶金中最为普遍和重要的一道工序。锌冶炼过程中的沉淀除铁问题，在湿法冶金中最具代表性。硫化锌精矿一般含有5％～15％的铁，浸出过程中锌和其他有色金属进入溶液时，铁也不同程度地进入溶液。采用高温高酸浸出工艺时，可使以铁酸锌形态存在的锌浸出率达90％以上，显著提高了金属的提取率，但大量铁也会转入溶液，使浸出液中的含铁量高达30g/L以上。为了从含铁高的溶液中除铁，自上世纪60年代末以来，黄钾铁矾法、针铁矿法、赤铁矿法作为新的除铁方法先后在工业上获得应用。
上述三种除铁方法中，黄钾铁矾法是现代锌湿法冶金占主导地位的除铁工艺。该工艺具有较高的有价金属回收率，同时相对于其它两种方法成本更低。其缺点在于浸出渣中贵金属没有回收，并且在生成黄钾铁矾沉淀时，中和用焙砂中铁酸锌形成的锌也被损失了。针铁矿沉淀法是锌工业发展的第二种除铁技术，针铁矿属斜方晶系或α晶型的FeOOH多晶型体，在铁的含量和密度方面位于黄铁矾和赤铁矿之间。其渣的处理特性方面没有赤铁矿好，但比黄钾铁矾法好，这种化合物相对比较容易沉淀，沉淀成本比黄钾铁矾法稍高。这两种方法生成的渣含铁量相对较低但各种杂质元素含量高，都不具备潜在的实际应用价值。目前报道的采用赤铁矿法除铁的工厂有两家，日本秋田锌公司饭岛冶炼厂是世界上第一家建成投产的赤铁矿法锌冶炼厂，还有一家是德国鲁尔锌公司的达梯尔电锌厂。铁离子以赤铁矿沉淀具有比黄钾铁矶法和针铁矿法更多的优点。赤铁矿渣含锌低，渣含铁高，渣比重大。渣性质稳定不易分解，经过焙烧后可以作为炼铁原料，因而赤铁矿除铁被认为是锌冶金中未来最有前途的方法。而赤铁矿法除铁首先要将浸出液中的三价铁还原为二价铁，在后续的工艺中再进入高压釜内氧化沉淀。目前采用锌精矿还原三价铁的试验研究国内已经做过很多。
文献(何静,王小能,鲁君乐,等.含铟低酸浸出液中富集铟的研究[J].矿冶工程,2012,32(1):77-80.)中提出了“硫化锌精矿还原含铟浸出液中Fe3+纳米氧化锌中和含铟还原液沉铟”工艺，利用锌精矿还原溶液中三价铁的还原工艺最佳条件为锌精矿为理论用量的2.0倍。
文献(王振文,尹飞,江培海,等.含铟锌精矿低温氧压酸浸液铟的回收试验研究[J].有色金属(冶炼部分),2009(6):35-38.)中以含铟锌精矿氧压酸浸液为原料，利用锌精矿还原三价铁。在最佳工艺中，锌精矿加入量为理论量的3倍。
文献(麦振海,王吉坤,李小英.含铟硫化锌精矿加压浸出液铟铁分离试验研究[J].云南冶金,2006,35(6):30-33.)中以含铟硫化锌精矿加压浸出液为原料,主要利用还原Fe3+、中和沉铟和萃取的方法进行铟铁分离研究。其中锌精矿加入量为理论量的1.8倍。
文献(彭建蓉,王吉坤,杨大锦,等.高铟高铁硫化锌精矿加压浸出溶液铁的还原研究[J].有色金属(冶炼部分),2007,(4):2-4.)中用硫化锌精矿作还原剂还原高铟高铁硫化锌精矿加压浸出溶液中的三价铁。其锌精矿为理论用量的1.2倍，但是其三价铁的还原率只达到80％。
专利CN102899491公开了一种浮选分离锌浸出液中高浓度铁离子的方法。以锌精矿作为还原剂还原溶液中的三价铁，但其最佳工艺的锌精矿用量仍为理论用量的1.25倍。专利102876888、专利102010994、专利103210099、专利103045863、专利103014344和专利102352445在其公开文本试验流程中都提到采用锌精矿还原三价铁的步骤，但是均未具体给出相对于理论消耗量的比例。
正是由于文献和专利中试验得出的最佳条件下锌精矿消耗大，约为理论用量的2～3倍，反应时间长，还原后液中三价铁含量大于3g/L，还原浸出渣难过滤等原因，一直没有获得大规模应用。
因此，降低锌精矿的消耗量，加速浸出液中铁的还原，降低溶液中三价铁的残留，有针对性的研究出一种对三价铁离子的还原行之有效的方法和工艺使环境效益和经济效益统一起来显得十分必要。
发明内容
本发明针对现有采用锌精矿为还原剂的赤铁矿法除铁工艺的缺点，发明人通过反复试验和不懈努力，创造性地提出分段还原的工艺，提出一种锌浸出液还原三价铁的方法，优化工艺参数条件，大幅降低了锌精矿的消耗量。
具体技术方案如下。
一种锌浸出液还原三价铁的方法，将湿法冶锌的酸性浸出液加入到反应槽中，控制溶液酸度，同时向反应槽中按比例加入锌精矿搅拌，通过控制温度、时间使得浸出液中的三价铁离子还原成二价铁，其特征在于，所述锌精矿的加入量为理论消耗量的1.05～1.2倍，锌精矿分为两段加入，第一段投入所需锌精矿重量的80％，并监控溶液中三价铁离子浓度，待达到理论还原量的80％，第二段投入剩下20％锌精矿，强化还原效果。还原后浸出液中三价铁小于2g/L，还原率大于90％。
进一步地，第一段还原的酸度范围以硫酸计为50～100g/L，第二段还原的酸度范围为以硫酸计为100～150g/L。
进一步地，第一段还原的温度为80～95℃，第二段还原的温度为90～100℃。
进一步地，第一段还原的时间为1～5h，第二段还原的时间为1～3h。
进一步地，两段还原的搅拌速度均为300～500r/min。
本发明通过优化工艺参数，降低了锌精矿消耗，同时还原后的三价铁离子浓度低、还原率高，适宜工业化大规模应用。
具体实施方式
实施例1
一种锌浸出液还原三价铁的方法，将湿法冶锌的酸性浸出液加入到反应槽中，控制溶液酸度，同时向反应槽中按比例加入锌精矿搅拌，通过控制温度、时间使得浸出液中的三价铁离子还原成二价铁。所述锌精矿的加入量为理论消耗量的1.2倍，锌精矿分为两段加入，第一段投入所需锌精矿重量的80％，第一段还原的酸度范围以硫酸计为50g/L，第一段还原的温度为80～95℃，第一段还原的时间为5h。监控溶液中三价铁离子浓度，待达到理论还原量的80％，第二段投入剩下20％锌精矿，第二段还原的酸度范围为以硫酸计为100g/L，第二段还原的温度为90～100℃，第二段还原的时间为1h。两段还原的搅拌速度均为500r/min。还原后浸出液中三价铁为0.9g/L，还原率为95％。
实施例2
一种锌浸出液还原三价铁的方法，将湿法冶锌的酸性浸出液加入到反应槽中，控制溶液酸度，同时向反应槽中按比例加入锌精矿搅拌，通过控制温度、时间使得浸出液中的三价铁离子还原成二价铁。所述锌精矿的加入量为理论消耗量的1.05倍，锌精矿分为两段加入，第一段投入所需锌精矿重量的80％，第一段还原的酸度范围以硫酸计为100g/L，第一段还原的温度为80～95℃，第一段还原的时间为3h。监控溶液中三价铁离子浓度，待达到理论还原量的80％，第二段投入剩下20％锌精矿，第二段还原的酸度范围为以硫酸计为150g/L，第二段还原的温度为90～100℃，第二段还原的时间为2h。两段还原的搅拌速度均为300r/min。还原后浸出液中三价铁为1.8g/L，还原率为92％。
实施例3
一种锌浸出液还原三价铁的方法，将湿法冶锌的酸性浸出液加入到反应槽中，控制溶液酸度，同时向反应槽中按比例加入锌精矿搅拌，通过控制温度、时间使得浸出液中的三价铁离子还原成二价铁。所述锌精矿的加入量为理论消耗量的1.1倍，锌精矿分为两段加入，第一段投入所需锌精矿重量的80％，第一段还原的酸度范围以硫酸计为80g/L，第一段还原的温度为80～95℃，第一段还原的时间为1h。监控溶液中三价铁离子浓度，待达到理论还原量的80％，第二段投入剩下20％锌精矿，第二段还原的酸度范围为以硫酸计为130g/L，第二段还原的温度为90～100℃，第二段还原的时间为3h。两段还原的搅拌速度均为500r/min。还原后浸出液中三价铁为1.5g/L，还原率为93％。
Claims (5)
1.一种锌浸出液还原三价铁的方法，将湿法冶锌的酸性浸出液加入到反应槽中，控制溶液酸度，同时向反应槽中按比例加入锌精矿搅拌，通过控制温度、时间使得浸出液中的三价铁离子还原成二价铁，其特征在于，所述锌精矿的加入量为理论消耗量的1.05～1.2倍，锌精矿分为两段加入，第一段投入所需锌精矿重量的80％，并监控溶液中三价铁离子浓度，待达到理论还原量的80％，第二段投入剩下20％锌精矿，强化还原效果。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，第一段还原的酸度范围以硫酸计为50～100g/L，第二段还原的酸度范围为以硫酸计为100～150g/L。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，第一段还原的温度为80～95℃，第二段还原的温度为90～100℃。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，第一段还原的时间为1～5h，第二段还原的时间为1～3h。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，两段还原的搅拌速度均为300～500r/min。
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Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN105624426A (zh) * | 2015-12-30 | 2016-06-01 | 河南豫光锌业有限公司 | 一种湿法炼锌的高酸滤液还原方法 |
| CN106636640A (zh) * | 2016-12-21 | 2017-05-10 | 河南豫光锌业有限公司 | 一种在锌强化浸出液还原时降低铜损失的方法 |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3781405A (en) * | 1970-05-15 | 1973-12-25 | Electrolyt Zinc Australasia | Method of removing dissolved ferric iron from iron-bearing solutions |
| CN101117664A (zh) * | 2007-09-05 | 2008-02-06 | 浙江华友钴镍材料有限公司 | 铜钴溶液的氧化连续除铁方法 |
| CN103045863A (zh) * | 2013-01-25 | 2013-04-17 | 株洲冶炼集团股份有限公司 | 一种含铟氧化锌酸上清的预处理方法 |
| CN103352122A (zh) * | 2013-06-21 | 2013-10-16 | 刘国燕 | 一种高效脱除溶液中铁的方法 |
-
2014
- 2014-04-28 CN CN201410174731.8A patent/CN103924083B/zh not_active Expired - Fee Related
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3781405A (en) * | 1970-05-15 | 1973-12-25 | Electrolyt Zinc Australasia | Method of removing dissolved ferric iron from iron-bearing solutions |
| CN101117664A (zh) * | 2007-09-05 | 2008-02-06 | 浙江华友钴镍材料有限公司 | 铜钴溶液的氧化连续除铁方法 |
| CN103045863A (zh) * | 2013-01-25 | 2013-04-17 | 株洲冶炼集团股份有限公司 | 一种含铟氧化锌酸上清的预处理方法 |
| CN103352122A (zh) * | 2013-06-21 | 2013-10-16 | 刘国燕 | 一种高效脱除溶液中铁的方法 |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| 云正宽主编: "《冶金工程设计 第2册 工艺设计》", 30 June 2006, 冶金工业出版社 * |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN105624426A (zh) * | 2015-12-30 | 2016-06-01 | 河南豫光锌业有限公司 | 一种湿法炼锌的高酸滤液还原方法 |
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