CN111485101B - 一种从含铁矿中回收铁的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明提供从含铁矿中回收铁的方法，包括如下步骤：(1)将强酸、铵盐和水按照质量比为(1‑3):(1‑3):(1‑15)的比例混合，混合温度为20℃‑80℃，混合时间大于5分钟，得到浸出剂溶液备用；(2)将含铁矿研磨成铁矿颗粒备用；(3)将所述浸出剂溶液和所述铁矿颗粒按照(3‑10)：1的液固比加入加压反应釜中，反应温度为80℃‑150℃，加压的压力为0.5‑3Mp，加压酸浸50‑200分钟后，固液分离得到矿渣和弱酸浸出液；(4)用碱性pH值调节剂将所述弱酸浸出液的pH值调节至4‑6.5，反应时间大于20分钟，再次固液分离出杂质和铁盐溶液。本发明提供的从含铁矿中回收铁的方法具有较好的铁回收效果。

Description

一种从含铁矿中回收铁的方法
技术领域
本发明属于铁矿湿法冶金技术领域，具体涉及一种从含铁矿中回收铁的方法。
背景技术
目前，我国的尾矿综合利用率只有7％，堆存的铁尾矿量达到十几亿吨，占全部尾矿堆存总量的仅1/3。含铁尾矿一般具有矿物成分复杂，伴生元素多的特点。含铁量一般在10-35％左右。含铁尾矿大量堆积不仅造成环境污染和资源浪费，同时造成巨大的尾矿安全隐患。回收含铁尾矿中的铁及其他有价金属对含铁尾矿废料废渣的减量和铁资源化，弥补我国铁矿石资源长期短缺具有重要意义。
含铁尾矿的回收现在主要是通过研磨-焙烧-再磁选得到铁精粉。含铁尾矿的综合回收利用能耗高、利用效率低且造成新的环境污染。铁资源的环保利用是冶金和环境领域亟待解决的难题，迫切需要一种节能、高效、流程短的工艺方法提取含铁尾矿中的铁资源。
发明内容
针对现有技术的不足，本发明提供一种回收效果较好的从含铁矿中回收铁的方法，包括如下步骤：
(1)将强酸、铵盐和水按照质量比为(1-3):(1-3):(1-15)的比例混合，使铵盐溶解，得到浸出剂溶液备用；
(2)将含铁矿研磨成铁矿颗粒备用；
(3)将所述浸出剂溶液和所述铁矿颗粒按照(3-10)：1的液固比加入加压反应釜中反应，固液分离得到矿渣和弱酸浸出液；
(4)用碱性pH值调节剂将所述弱酸浸出液的pH值调节至4-6.5，固液分离出杂质和铁盐溶液。
优选地，所述铵盐为由铵根离子和所述强酸的酸根离子组成的化合物，所述铁盐为由铁离子和所述强酸的酸根离子组成的化合物。
优选地，所述铵盐为硫酸铵，所述强酸为硫酸，所述铁盐为硫酸铁，或所述铵盐为氯化铵，所述强酸为盐酸，所述铁盐为氯化铁。
优选地，所述强酸包括硫酸和/或盐酸，所述铵盐包括硫酸铵和/或氯化铵。
优选地，所述含铁矿为含铁量大于15％的含铁尾矿，所述含铁尾矿为硫铁矿焙烧后的硫酸渣、铜矿选矿后的含铁尾矿或铜冶炼后的含铁炉渣。
优选地，所述强酸、铵盐和水按照质量比为1:1:(1-8)的比例混合。
优选地，所述步骤(1)中，混合过程中还包括搅拌的步骤，搅拌速度为100-150r/min。
优选地，所述步骤(1)中，混合温度为20℃-80℃，混合时间大于5分钟；所述步骤(3)中，反应温度为80℃-150℃，加压的压力为0.5-3MPa，反应50-200分钟后，固液分离得到矿渣和弱酸浸出液；所述步骤(4)中，反应时间大于20分钟，固液分离得到矿渣和弱酸浸出液。
优选地，所述铁矿颗粒中70％以上的颗粒的粒径小于0.08mm。
优选地，所述步骤(3)中反应过程还包括搅拌的步骤，搅拌速度为200-400r/min，所述步骤(4)中反应过程还包括搅拌的步骤，搅拌速度为200-400r/min。
优选地，所述碱性pH值调节剂包括氨水。
本发明提供的从含铁矿中回收铁的方法具有较好的铁回收效果。
附图说明
通过附图中所示的本发明优选实施例更具体说明，本发明上述及其它目的、特征和优势将变得更加清晰。在全部附图中相同的附图标记指示相同的部分，且并未刻意按实际尺寸等比例缩放绘制附图，重点在于示出本的主旨。
图1为本发明实施例提供的从含铁矿中回收铁的方法的流程示意图。
具体实施方式
下面结合具体实施例对本发明技术方案作进一步的详细描述，以使本领域的技术人员可以更好的理解本发明并能予以实施，但所举实施例不作为对本发明的限定。
参考图1，本发明实施例提供一种回收效果较好的从含铁矿中回收铁的方法，包括如下步骤：
(1)将强酸1、铵盐2和水3按照质量比为(1-3):(1-3):(1-15)的比例混合S1，混合温度为20℃-80℃，混合时间大于5分钟，得到浸出剂溶液5备用；
(2)将含铁矿4研磨S2成铁矿颗粒备用；
(3)将浸出剂溶液5和铁矿颗粒按照(3-10)：1的液固比加入加压反应釜中加压酸浸S3，反应温度为80℃-150℃，加压的压力为0.5-3MPa，反应50-200分钟后，固液分离S4得到矿渣6和弱酸浸出液7；
(4)调节pH值S5，用碱性pH值调节剂将弱酸浸出液的pH值调节至4-6.5，反应时间大于20分钟，再次固液分离S6出杂质8和铁盐溶液9。
本实施例的方法可实现满足铁的浸出率高，同时酸液中铝、硅、镁、钙等杂质浓度低，并且操作简单，无需萃取工艺而可以直接蒸发结晶制备铁盐，最终铁盐产品的纯度较高，纯度为99％以上。
本实施例的方法是将铵盐和强酸照一定质量比混合溶解充分后得到浸出剂溶液，将含铁矿研磨成铁矿颗粒，将浸出剂溶液与铁矿颗粒按照一定的液固比、一定的温度和一定的压力条件下浸出，以获得铁浓度高和杂质含量低的弱酸浸出液，弱酸浸出液通过采用少量碱性pH调节剂来调节pH值后进行固液分离，得到含铁浓度高的铁盐溶液，铁盐溶液蒸发得到纯度较高的铁盐。
本实施例的方法，能够在弱酸性条件下选择性浸出铁，而避免硅、铝、镁、钙等杂质过多进入到浸出液中，得到含铁较高、杂质较少的浸出液。弱酸性浸出液仅需通过少量调整即可进一步去除杂质得到高纯净的铁盐溶液。具有操作简单、无需萃取工艺和离子吸附工艺即可作为原料进入高纯铁盐的生产。浸出后的矿渣含硅、铝等主要成分，可以作为水泥厂或建筑材料厂的生产原料，实现尾矿高效回收利用，并避免尾矿处理综合利用后的二次污染。
在优选实施例中，铵盐为由铵根离子和强酸的酸根离子组成的化合物，铁盐为由铁离子和强酸的酸根离子组成的化合物。
在优选实施例中，铵盐为硫酸铵，强酸为硫酸，铁盐为硫酸铁，或铵盐为氯化铵，强酸为盐酸，铁盐为氯化铁。
在优选实施例中，强酸包括硫酸和/或盐酸，铵盐包括硫酸铵和/或氯化铵。
在优选实施例中，含铁矿为含铁量大于15％的含铁尾矿，含铁尾矿为硫铁矿焙烧后的硫酸渣、铜矿选矿后的含铁尾矿或铜冶炼后的含铁炉渣。
在优选实施例中，强酸、铵盐和水按照质量比为1:1:(1-8)的比例混合。
在优选实施例中，步骤(1)中，混合过程中还包括搅拌的步骤，搅拌速度为100-150r/min。
在优选实施例中，混合时间为5-30分钟。
在优选实施例中，铁矿颗粒中70％以上的颗粒的小于0.08mm。
在优选实施例中，步骤(3)中反应过程还包括搅拌的步骤，搅拌速度为200-400r/min，步骤(4)中反应过程还包括搅拌的步骤，搅拌速度为200-400r/min。
在优选实施例中，碱性pH值调节剂包括氨水。
为了对本发明的技术方案能有更进一步的了解和认识，现列举几个较佳实施例对其做进一步详细说明。
实施例1
将硫酸铵、10％硫酸和纯水以质量比1:1:4的比例在搅拌罐中混合，在温度为30℃，搅拌速度为150r/min的条件下搅拌溶解20分钟，得到浸出剂溶液500ml。取100克硫酸渣(主要含铁及杂质成分是铁51％、硅15％、铝3％、镁1.5％、硫2％)研磨成铁矿颗粒，颗粒中80％以上的颗粒粒径≤0.047毫米，按照铁矿颗粒：浸出剂溶液为1:5的比例在加压浸出搅拌反应釜中进行搅拌浸出，搅拌速度250r/min，反应温度110℃、浸出压力为1.2MPa的条件下搅拌100min，反应完成后进行固液分离，得到硫酸铁浸出液500ml，矿渣35.4克。采用氨水将硫酸铁浸出液的pH值调整到5.5-6，搅拌速度r/350min，反应时间45min后，再次固液分离出杂质和纯净硫酸铁溶液，硫酸铁溶液进一步进行蒸发出硫酸铁晶体和纯水，得到硫酸铁234克，纯度99.4％。
实施例2
将氯化铵、10％盐酸和纯水以质量比1:1:3的比例在搅拌罐中混合，在温度为40℃，搅拌速度为150r/min的条件下搅拌溶解20分钟，得到浸出剂溶液500ml。取100克铜矿选冶尾渣(主要含铁及杂质成分是铁45％、硅7％、铝2％、镁2％)研磨铁矿颗粒，颗粒中80％以上的颗粒粒径≤0.047毫米，按照铁矿颗粒：浸出剂溶液为1:5的比例在加压浸出搅拌反应釜中进行搅拌浸出，搅拌速度250r/min，反应温度120℃、浸出压力为1.2MPa的条件下搅拌100min，反应完成后进行固液分离，得到氯化铁浸出液500ml，矿渣20.7克。采用氨水将氯化铁浸出液的pH值调整到5.5-6，搅拌速度r/350min，反应时间45min后，再次固液分离出杂质和纯净氯化铁溶液，氯化铁溶液进一步进行蒸发出氯化铁晶体和纯水，得到氯化铁93克，纯度99％。
实施例3
将氯化铵、10％盐酸和纯水以质量比1:1:4的比例在搅拌罐中混合，在温度为30℃，搅拌速度为150r/min的条件下搅拌溶解20分钟，得到浸出剂溶液500ml。取100克硫酸渣(主要含铁及杂质成分是铁51％、硅15％、铝3％、镁1.5％、硫2％)研磨铁矿颗粒，颗粒中80％以上的颗粒粒径≤0.047毫米，按照铁矿颗粒：浸出剂溶液为1:5的比例在加压浸出搅拌反应釜中进行搅拌浸出，搅拌速度250r/min，反应温度110℃、浸出压力为1.2MPa的条件下搅拌100min，反应完成后进行固液分离，得到氯化铁浸出液500ml，矿渣35.4克。采用氨水将氯化铁浸出液的pH值调整到5.5-6，搅拌速度r/350min，反应时间45min后，再次固液分离出杂质和纯净氯化铁溶液，氯化铁溶液进一步进行蒸发出氯化铁晶体和纯水，得到氯化铁234克，纯度99.2％。
以上仅为本发明的优选实施例，并非因此限制本发明的专利范围，凡是利用本发明说明书内容所作的等效结构或等效流程变换，或直接或间接运用在其他相关的技术领域，均同理包括在本发明的专利保护范围内。

Claims (7)

1.一种从含铁矿中回收铁的方法，其特征在于，包括如下步骤：
（1）将强酸、铵盐和水按照质量比为（1-3）:（1-3）:（1-15）的比例混合，使铵盐溶解，得到浸出剂溶液备用；所述混合温度为20℃-80℃，
（2）将含铁矿研磨成铁矿颗粒备用；
（3）将所述浸出剂溶液和所述铁矿颗粒按照（3-10）：1的液固比加入加压反应釜中反应，所述反应温度为80℃-150℃，加压的压力为0.5-3MPa，反应50-200分钟后，固液分离得到矿渣和弱酸浸出液；
（4）用碱性pH值调节剂将所述弱酸浸出液的pH值调节至4-6.5，固液分离出杂质和铁盐溶液；所述铁盐溶液进一步进行蒸发得到铁盐晶体和纯水；
所述铵盐为由铵根离子和所述强酸的酸根离子组成的化合物，所述铁盐为由铁离子和所述强酸的酸根离子组成的化合物；
所述强酸包括硫酸或盐酸，所述铵盐包括硫酸铵或氯化铵。
2.如权利要求1所述的从含铁矿中回收铁的方法，其特征在于， 所述含铁矿为含铁量大于15%的含铁尾矿，所述含铁尾矿为硫铁矿焙烧后的硫酸渣、铜矿选矿后的含铁尾矿或铜冶炼后的含铁炉渣。
3.如权利要求1所述的从含铁矿中回收铁的方法，其特征在于，所述强酸、铵盐和水按照质量比为1:1:（1-8）的比例混合。
4.如权利要求1所述的从含铁矿中回收铁的方法，其特征在于，所述步骤（1）中，混合时间大于5分钟；所述步骤（4）中，反应时间大于20分钟，固液分离得到矿渣和弱酸浸出液。
5.如权利要求1所述的从含铁矿中回收铁的方法，其特征在于，所述铁矿颗粒中70%以上的颗粒的粒径小于0.08mm。
6.如权利要求1所述的从含铁矿中回收铁的方法，其特征在于，所述步骤（1）中，混合过程中还包括搅拌的步骤，搅拌速度为100-150r/min；所述步骤（3）中反应过程还包括搅拌的步骤，搅拌速度为200-400r/min；所述步骤（4）中反应过程还包括搅拌的步骤，搅拌速度为200-400r/min。
7.如权利要求1所述的从含铁矿中回收铁的方法，其特征在于，所述碱性pH值调节剂包括氨水。
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Publication number Priority date Publication date Assignee Title
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CN107447113A (zh) * 2017-08-11 2017-12-08 中国科学院过程工程研究所 一种从赤泥和/或含铁固废中分离铁和铝的方法
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