CN104164561A

CN104164561A - 一种从硫酸浸出液中萃取回收铁的方法

Info

Publication number: CN104164561A
Application number: CN201410388360.3A
Authority: CN
Inventors: 邱显扬; 张魁芳; 刘志强; 曹洪杨; 朱薇; 李伟; 郭秋松
Original assignee: GUANGDONG RESEARCH INSTITUTE OF INDUSTRIAL TECHNOLOGY (GUANGZHOU RESEARCH INSTITUTE OF NON-FERROUS METALS)
Current assignee: GUANGDONG RESEARCH INSTITUTE OF INDUSTRIAL TECHNOLOGY (GUANGZHOU RESEARCH INSTITUTE OF NON-FERROUS METALS)
Priority date: 2014-08-08
Filing date: 2014-08-08
Publication date: 2014-11-26

Abstract

一种从硫酸浸出液中萃取回收铁的方法，所述硫酸浸出液含一种从硫酸浸出液中萃取回收铁的方法，所述硫酸浸出液含Fe>14g/L，游离酸浓度0.3~4.0mol/L，pH<0.5，其特征是步骤如下：加入氧化剂将所述硫酸浸出液中的二价铁氧化；将萃取剂与硫酸浸出液进行萃取，得到除酸萃余液；用萃取剂萃取除酸萃余液中的铁；再用萃取剂萃取前一次的萃余液，如此重复2~5次，合并负载铁有机相；用硫酸溶液反萃取负载铁有机相，得到硫酸铁溶液和有机相；合并负载酸有机相和有机相，用碱性溶液中和其中的酸后，萃取剂回收再用。本发明是一种成本低、工艺和操作简单、绿色环保、可工业化的回收铁的方法。

Description

一种从硫酸浸出液中萃取回收铁的方法

技术领域

本发明涉及一种从硫酸浸出液中萃取回收铁的方法，属于湿法冶金领域。

背景技术

由于铁储量大，不同矿物中铁均占有较大比例，在有色金属冶金湿法过程中，矿石中的铁不同程度地随主金属浸出进入浸出液中，其对后续有价金属的提纯与富集有很大负面影响，是最主要的杂质元素。近年，随着高品位矿的开采殆尽，低品位复杂复合矿的利用成为关键，为提高低品位复杂复合矿中有价金属浸出率，往往采用高浓度硫酸加压的浸出方式，其浸出液特点：①铁浓度14~50g/L，而有价金属浓度相对较低；②浸出液硫酸浓度高，游离酸浓度0.3~4.0mol/L，pH<0.5。

目前，除铁的主要研究方法可分为沉淀法和萃取法两大类。①沉淀法：如黄钾铁矾法、针铁矿法、赤铁矿法等。该法已实现工业化。沉淀法虽能达到除铁效果，但这类方法普遍存在操作繁杂、过滤困难、有价金属损失大、中和剂消耗大、以及沉铁渣回收困难，同时堆放占用土地且易造成二次污染等问题，尤其是富铁浸出液，沉淀法除铁更为棘手。②萃取法：具有能耗低、污染少、操作简便等优点，但仍处于实验阶段，未见工业化报道。目前，常用于除铁的萃取剂包括酸性磷(膦)类、羧酸类以及胺类萃取剂。磷(膦)类选择性差且不易反萃取，导致有价金属损失大，酸耗高；羧酸类水溶性大，且适用较低酸度；相比之下，胺类萃取剂如N235具有选择性优良、较易反萃取等优点。

伍志春等（叔胺从硫酸锌溶液中萃取除铁的研究[J],《有色金属》,1988,40（2）:66-72）；于淑秋等（叔胺自硫酸铝溶液中除铁[J],《化工冶金》,1988,9(3):34-42）；刘铭等（用N235-TBP混合体系从硫酸盐溶液中协同萃取除铁[J],《中国有色金属学报》,2005,15（10）:1648-1654；王福兴等（萃取法处理低镍钴浸出液的工艺研究[J],《稀有金属》,2011,35（5）:753-758）均报道了N235从含铁的硫酸盐溶液中除铁和逆流萃取过程，但其料液铁浓度在14g/L及以下，且酸度在pH=1.0左右，文献表明，当酸度升高，初始pH<0.5后萃取率急剧下降，在pH<0.4后，铁基本不被萃取。同时料液铁浓度高时，萃取过程中，pH的变化易使铁析出沉淀。为此，如何实现从Fe>14g/L，pH<0.5的硫酸浸出液中除铁，未见相关报道。

发明内容

本发明的目的在于针对从Fe>14g/L，pH<0.5的硫酸浸出液中除铁工艺的技术空缺，提供一种成本低、工艺和操作简单、绿色环保、可工业化的回收铁的方法。

本发明的从硫酸浸出液中回收铁的方法步骤如下：1）加入氧化剂将所述硫酸浸出液中的二价铁氧化；2）将萃取剂与硫酸浸出液进行1~4级错流萃取，得到负载酸有机相和pH>0.5的除酸萃余液；3）用萃取剂萃取步骤2）所得的除酸萃余液中的铁；4）用硫酸将步骤3）所得的萃余液的pH调节至0.5～1.2之间，再用萃取剂萃取前一次的萃余液，如此重复2～5次，合并负载铁有机相；5）用硫酸溶液反萃取步骤4）所得的负载铁有机相，得到硫酸铁溶液和有机相；6）合并步骤2）所得负载酸有机相和步骤5）所得的有机相，用碱性溶液中和其中的酸后，萃取剂回收再用。

步骤1)所述的氧化剂为双氧水、过硫酸钠或高氯酸钠的一种或几种，其用量为二价铁氧化所需理论量的1.0～3.0倍。

步骤2)和步骤3）所述的萃取剂为体积浓度10～40%的N235，体积浓度5~20%的TBP，磺化煤或体积浓度40~85%的260#溶剂油。

步骤2)和步骤3）所述的萃取相比O:A=1:1～5:1；萃取时间为1～20min。

步骤5)所述的反萃取相比O:A=1:1～10:1，反萃取时间为1～20min，采用的硫酸浓度为20～300g/L。

步骤6)所述的碱性溶液为1.0～6.0mol/L氢氧化钠、氢氧化钾、氨水溶液或液固比4:1～10:1石灰乳，相比O:A=1:1～5:1。

本发明的有益效果：

1.本发明不存在沉淀法所造成的渣量大、过滤困难、有价金属夹带损失严重，渣二次污染等问题，同时避免了中和剂的消耗，实现了铁与Cu、Co和Ni等有价金属的分离和回收，铁的萃取率可达到98%，Cu、Co、Ni等有价金属基本不被萃取。

2.本发明的方法只需要经过简单的萃取-反萃取-中和过程就可以实现从硫酸浸出液中回收铁，以硫酸铁溶液形式回收可进一步增值，操作简便，极易实现工业化。

3.本发明的有机相萃取剂经碱性溶液中和后可返回萃取过程，大大减低了生产成本。

附图说明

图1是本发明的流程图。

具体实施方式

实施例1

某复合矿的硫酸浸出液，含Fe 14.0g/L（其中Fe²⁺ 2.8g/L），Cu 5.35g/L，Co 0.25g/L，Ni 6.31g/L，游离酸浓度为0.32mol/L，在浸出液中加入按二价铁氧化所需理论量1.2倍的双氧水氧化后，将体积比为20%N235-5%TBP-75%磺化煤油的萃取剂与浸出液按O:A=1:1、萃取时间为2min进行1级错流萃取至除酸萃余液pH=0.89，经第一次萃取铁，萃余液pH=1.68，调节pH为0.7，第二次萃取铁，萃余液pH=1.88，调节pH为0.7，第三次萃取铁，所得到萃余液含Fe 0.31g/L，计算铁萃取率为97.79%；负载铁有机相与20g/L硫酸溶液按O:A=1:1、反萃取时间10min进行2级逆流反萃取，反萃取率达98.57%，得到硫酸铁溶液主要成分含量Fe 4.50g/L，Cu 0.008g/L，Co 0.0006g/L，Ni 0.005g/L，将反萃取铁后的有机相与负载酸有机相混合，与1.0mol/L氢氧化钾溶液按O:A=1:1混合均匀后，停止搅拌，静置分层，萃取剂回收再用。

实施例2

某复合矿的硫酸浸出液，主要成分含量Fe 28.4g/L（其中Fe²⁺ 4.53g/L），Cu 4.35g/L，Co 0.19g/L，Ni 4.63g/L，游离酸浓度为0.78mol/L，在浸出液中加入按二价铁氧化所需理论量1.2倍的双氧水氧化后，将体积比为40%N235-20%TBP-40%磺化煤油的萃取剂与浸出液按O:A=1:1、萃取时间为20min进行1级错流萃取酸至除酸萃余液pH=0.95，经第一次萃取铁，萃余液pH=2.34，调节pH为0.9，第二次萃取铁，所得到萃余液含Fe 0.56g/L，计算铁萃取率为98.04%；将负载铁有机相与60g/L硫酸溶液按O:A=1:1、反萃取时间20min进行1级反萃取，反萃取率达98.16%，得到硫酸铁溶液主要成含量Fe 13.67g/L，Cu 0.007g/L，Co 0.0004g/L，Ni 0.003g/L，反萃取铁后的有机相与负载酸有机相混合，与1.5mol/L氢氧化钠溶液按O:A=1:1混合均匀后，停止搅拌，静置分层，萃取剂回收再用。

实施例3

某复合矿的含铁硫酸浸出液，主要成分含量Fe 28.4g/L（其中Fe²⁺ 4.53g/L），Cu 4.35g/L，Co 0.19g/L，Ni 4.63g/L，游离酸浓度为0.78mol/L，在浸出液中加入按二价铁氧化所需理论量1.5倍的过硫酸钠氧化后，将体积比为30%N235-10%TBP-60%磺化煤油的萃取剂与浸出液按O:A=1:1、萃取时间为2min进行1级错流萃取至除酸萃余液pH=0.75，经第一次萃取铁，萃余液pH=1.88，调节pH为1.2，第二次萃取铁，萃余液pH=2.52，调节pH为0.95，第三次萃取铁，萃余液pH=2.24，调节pH为1.2，第四次萃取铁，所得到萃余液含Fe 0.52g/L，计算铁萃取率为98.17%；负载铁有机相与60g/L硫酸溶液按O:A=1:1、反萃取时间5min进行1级反萃取，反萃取率达98.18%，得到硫酸铁溶液主要成分含量Fe 6.84g/L，Cu 0.01g/L，Co 0.0004g/L，Ni 0.003g/L，反萃取铁后的有机相与负载酸有机相混合，与6.0mol/L氢氧化钠溶液按O:A=5:1混合均匀后，停止搅拌，静置分层，萃取剂回收再用。

实施例4

某复合矿的含铁硫酸浸出液，主要成分含量Fe 39.7g/L（其中Fe²⁺ 6.33g/L），Cu 6.24g/L，Co 0.28g/L，Ni 6.55g/L，游离酸浓度为2.29mol/L，在浸出液中加入按二价铁氧化所需理论量3.0倍的双氧水氧化后，将体积比为30%N235-10%TBP-60%磺化煤油的萃取剂与浸出液按O:A=1:1、萃取时间为2min进行2级错流萃取至除酸萃余液pH=0.56，经第一次萃取铁，萃余液pH=1.47，调节pH为0.95，第二次萃取铁，萃余液pH=2.15，调节pH为0.95，第三次萃取铁，萃余液pH=2.16，调节pH为0.95，第四次萃取铁，萃余液pH=2.06，调节pH为0.95，第五次萃取铁，所得到萃余液含Fe 1.12g/L，计算铁萃取率为97.18%；负载铁有机相与300g/L硫酸溶液按O:A=10:1、反萃取时间5min进行2级反萃取，反萃取率达99.02%，得到硫酸铁溶液主要成分含量Fe 76.40g/L，Cu 0.014g/L，Co 0.0006g/L，Ni 0.008g/L，反萃取铁后的有机相与负载酸有机相混合，与3.5mo/L氨水按O:A=2:1混合均匀后，停止搅拌，静置分层，萃取剂回收再用。

实施例5

某复合矿的含铁硫酸浸出液，主要成分含量Fe 39.7g/L（其中Fe²⁺ 6.33g/L），Cu 6.24g/L，Co 0.28g/L，Ni 6.55g/L，游离酸浓度为3.8mol/L，在浸出液中加入按二价铁氧化所需理论量1.2倍的高氯酸钠氧化后，将体积比为10%N235-5%TBP-85%磺化煤油的萃取剂与浸出液按O:A=5:1、萃取时间为2min进行3级错流萃取至除酸萃余液pH=0.62，经第一次萃取铁，萃余液pH=1.87，调节pH为0.6，第二次萃取铁，萃余液pH=2.05，调节pH为0.6，第三次萃取铁，萃余液pH=2.06，调节pH为0.6，第四次萃取铁，萃余液pH=2.06，调节pH为0.6，第五次萃取铁，所得到萃余液含Fe 0.92g/L，计算铁萃取率为97.68%；负载铁有机相与200g/L硫酸溶液按O:A=10:1、反萃取时间5min进行4级反萃取，反萃取率达98.96%，得到硫酸铁溶液主要成分含量Fe 25.58g/L，Cu 0.019g/L，Co 0.0008g/L，Ni 0.011g/L，将反萃取铁后的有机相与负载酸有机相混合，与液固比为4:1的石灰乳按O:A=5:1混合均匀后，停止搅拌，静置分层，萃取剂回收再用。

Claims

1.一种从硫酸浸出液中萃取回收铁的方法，所述硫酸浸出液含Fe>14g/L，游离酸浓度0.3～4.0mol/L，pH<0.5，其特征是步骤如下：1）加入氧化剂将所述硫酸浸出液中的二价铁氧化；2）将萃取剂与硫酸浸出液进行1～4级错流萃取，得到负载酸有机相和pH>0.5的除酸萃余液；3）用萃取剂萃取步骤2）所得的除酸萃余液中的铁；4）用硫酸将步骤3）所得的萃余液的pH调节至0.5～1.2之间，再用萃取剂萃取前一次的萃余液，如此重复2～5次，合并负载铁有机相；5）用硫酸溶液反萃取步骤4）所得的负载铁有机相，得到硫酸铁溶液和有机相；6）合并步骤2）所得负载酸有机相和步骤5）所得的有机相，用碱性溶液中和其中的酸后，萃取剂回收再用。

2.根据权利要求1所述的从硫酸浸出液中萃取回收铁的方法，其特征是所述氧化剂为双氧水、过硫酸钠或高氯酸钠的一种或几种，其用量为二价铁氧化所需理论量的1.0～3.0倍。

3.根据权利要求1所述的从硫酸浸出液中萃取回收铁的方法，其特征是所述的萃取剂为体积浓度10～40%的N235，体积浓度5～20%的TBP，磺化煤或体积浓度40～85%的260#溶剂油。

4.根据权利要求1所述的从硫酸浸出液中萃取回收铁的方法，其特征是所述的萃取相比O:A=1:1～5:1；萃取时间为1～20min。

5.根据权利要求1所述的从硫酸浸出液中萃取回收铁的方法，其特征是所述的反萃取相比O:A=1:1～10:1，反萃取时间为1～20min，硫酸浓度为20～300g/L。

6.根据权利要求1所述的从硫酸浸出液中萃取回收铁的方法，其特征是所述的碱性溶液为1.0～6.0mol/L氢氧化钠、氢氧化钾、氨水溶液或液固比4:1～10:1石灰乳，相比O:A=1:1～5:1。