本发明专利技术公开了一种浮选分离锌浸出液中高浓度铁离子的方法。对酸性硫酸锌浸出液以锌焙砂作中和剂，以锌精矿作还原剂，以空气作氧化剂，以锌焙砂作pH调整剂，促使高浓度铁离子水解沉淀，以酸式苄基胂酸为铁沉淀物捕收剂，以二丙基二醇丁醚为起泡剂，在浮选机中进行铁的浮选分离。所得铁渣具有较高的品位，实现了渣的综合利用。本发明专利技术首次将浮选技术应用于湿法冶金酸性浸出液中铁的分离与利用，不仅能够加速铁分离速率、提高沉淀物利用率，而且所得清液含铁低，有价金属几乎没有损失，设备流程工艺操作简单、经济高效。
【技术实现步骤摘要】
本专利技术公开了，属于资源综合利用领域。
技术介绍
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(ZnFe2O4)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沉铁，自上世纪60年代末以来，黄钾铁矾法、针铁·矿法、赤铁矿法作为新的沉铁方法先后在工业上获得应用。虽然这些方法基本解决了锌湿法冶金中的固液分离问题，铁的沉淀结晶好，并可取消浸出时对铁溶解量的限制，从而实现了对锌焙砂的全湿法处理。但是它们都存在各自的缺陷黄铁矾法的缺点是渣量大，铁品位低，硫酸消耗较多；针铁矿法的要点是使溶液中三价铁离子浓度在沉淀过程中保持较低水平，如低于Ig / L，该工艺效率较低，过滤的料液较大，动力消耗大，酸平衡难于掌握，酸、碱消耗较大，设备较为复杂；赤铁矿法除铁最富有吸引力的是此法除铁铁渣量少，含铁较高，但需要较高PH值，且能耗最高，蒸汽耗量约占全厂60%。它们共同的缺陷在于生成的沉淀沉降速度缓慢，陈化时间长，颗粒细小过滤困难，且生成的沉淀渣品位不够理想，综合利用困难。因此，加速浸出液中铁的分离，提高铁渣的利用率要有针对性的研究出一种对高浓度铁离子的沉降行之有效的方法和工艺，使环境效益、经济效益和社会效益三统一。本专利技术首次将浮选技术应用于湿法冶金酸性浸出液除铁工艺中，加速了铁的分离并提高了铁渣的利用率。为湿法冶金中铁的分离与利用开辟了新的思路。
技术实现思路
本专利技术的目的在于克服现有技术之不足而提供一种工艺方法简单、操作方便、可以快速、高效沉降分离湿法冶金酸性浸出液中铁离子，并提高铁沉降渣利用率的浮选分离硫酸锌浸出液中高浓度铁离子的方法。，包括下述步骤第一步酸性硫酸锌浸出液还原根据硫酸锌浸出液中Fe3+摩尔浓度，计算Fe3+完全被还原为Fe2+所需的Zn2+的化学计量当量，按计算的化学计量当量的I. 25倍加入ZnS精矿，并以300-500r/min速度搅拌，使得Fe3+还原为Fe2+，过滤得滤液为还原态硫酸锌浸出液，滤渣为还原剩余锌渣；第二步预中和向第一步所得的还原态硫酸锌浸出液中加入锌焙砂中和过量酸至溶液pH为2-3，过滤，得滤液为预中和硫酸锌浸出液；滤洛为中和剩余锌洛;第三步中和水解将第二步所得 预中和硫酸锌浸出液转入浮选槽中，通入空气，将Fe2+氧化为Fe3+，同时加入中和剂锌焙砂调节溶液PH为2-3，使得Fe3+水解，中和水解工艺参数为 反应温度80-90 V，空气流量根据Fe2+氧化为Fe3+的量确定，确保溶液中Fe3+浓度< 5. 6g/L，使得Fe3+结晶为较理想的形态；第四步浮选分离向浮选槽中依次加入捕收剂酸式苄基胂酸和起泡剂二丙基二醇丁醚，分别搅拌4-8min,充气浮选铁沉淀物，过滤，滤渣即为铁渣。，高浓度铁离子分离采用浮选工艺，在浮选机中进行。，捕收剂酸式苄基胂酸和起泡剂二丙基二醇丁醚的用量根据硫酸锌浸出液中铁离子含量进行确定，一摩尔铁离子所需的捕收剂用量为O. 25-0. 3g，起泡剂用量为250-300mg，铁离子的含量为硫酸锌浸出液中Fe2+、Fe3+离子的摩尔数之和。，中和、还原所剩锌渣返回高浸工序，提高锌精矿利用率。，所得铁渣品位在50%左右，经焙烧处理后品位大于60%。，铁沉淀物以酸式苄基胂酸为铁沉淀物捕收剂，以二丙基二醇丁醚作起泡剂，酸式苄基胂酸不仅对其具有很强的捕收能力而且具有较高的选择性。其中酸式苄基胂酸为水针铁矿、纤铁矿等铁水解产物的高效捕收剂，二丙基二醇丁醚为酸性硫酸锌浸出液的高效起泡剂。本专利技术采用上述工艺方法，以锌焙砂作中和剂，以锌精矿作还原剂，以空气作氧化齐U，以锌焙砂作pH调整剂，以酸式苄基胂酸为铁沉淀物捕收剂，以二丙基二醇丁醚为起泡齐U，在浮选机中进行铁的浮选分离。将浮选技术应用于湿法冶金中酸性浸出液中铁的分离，从而解决目前除铁方法中铁沉降缓慢，沉降渣铁品位低、利用率低的问题。与现有技术相比，本专利技术具有以下优点所用中和剂、还原剂、pH调整剂、氧化剂来源广泛，廉价经济，不仅能够加速铁的分离效率提高铁渣利用率，而且所得清液含铁低，有价金属损失几乎可以忽略不计，所得铁渣具有较高的品位，提高了资源利用率。本专利技术首次将浮选技术应用于湿法冶金酸性浸出液中铁的分离与利用，设备、流程、操作简单、经济高效。所得铁渣品位在50%左右，经焙烧处理后品位大于60%，便于综合利用。综上所述，本专利技术工艺方法简单、操作方便、可以快速、高效分离硫酸锌酸性浸出液中铁离子，提高铁渣利用率，特别适于硫酸锌酸性浸出液中高浓度铁离子的分离与利。附图说明图I为本专利技术试验流程图。具体实施例实施例I采用本专利技术方法对株洲冶炼厂硫酸锌酸性浸出液进行除铁试验。该硫酸锌酸性浸出液中Fe3+的浓度为8. 87g/L ;取O. 5L浸出液，加入4. 85g品位为60%的硫化锌精矿将Fe3+全部还原为Fe2+，然后用锌焙砂进行预中和，预中和终点pH为2-3，进行固液分离，将滤液置于O. 5L浮选槽中，调节温度80-90°C、控制空气流量和中和剂用使得pH在2_3，进行中和水解。水解完成后，加入捕收剂酸式苄基胂酸O. 02g搅拌4-8分钟后再加入起泡剂二丙基二醇丁醚20mg搅拌4-8进行调浆，充气浮选，所得精矿进行过滤洗涤即得铁渣，槽中澄清液体即为净化浸出液。实验结果见表I和表2。表I株洲冶炼厂硫酸锌酸性浸出液除铁试验结果/ (g/L)权利要求1.，包括下述步骤 第一步酸性硫酸锌浸出液还原 根据硫酸锌浸出液中Fe3+摩尔浓度，计算Fe3+完全被还原为Fe2+所需的Zn2+的化学计量当量，按计算的化学计量当量的I. 25倍加入ZnS精矿搅拌，使得Fe3+还原为Fe2+，过滤得滤液为还原态硫酸锌浸出液，滤洛为还原剩余锌洛； 第二步预中和 向第一步所得的还原态硫酸锌浸出液中加入锌焙砂中和过量酸至溶液PH为2-3，过滤，得滤液为预中和硫酸锌浸出液；滤洛为中和剩余锌洛； 第三步中和水解 将第二步所得预中和硫酸锌浸出液转入浮选槽中，通入空气，将Fe2+氧化为Fe3+，同时加入中和剂锌焙砂调节溶液PH为2-3，使得Fe3+水解； 第四步浮选分离 向浮选槽中依次加入捕收剂酸式苄基胂酸和起泡剂二丙基二醇丁醚，分别搅拌4-8min,充气浮选铁沉淀物，过滤，滤渣即为铁渣。2.根据权利要求I所述的，其特征在于第一步酸性硫酸锌浸出液还原步骤中的搅拌速度为300-500r/min。3.根据权利要求2所述的，其特征在于中和水解工艺参数为反应温度80-90°C，空气流量根据Fe2+氧化为Fe3+的量确定，确 保溶液中Fe3+浓度< 5. 6g/L，使得Fe3+结晶为较理想的形态。4.根据权利要求3所述的，其特征在于浮选分离在浮选机中进行。5.根据权利要求4所述的，其特征在于捕收剂酸式苄基胂酸和起泡剂二丙基二醇丁醚的用量根据硫本文档来自技高网...
【技术保护点】
一种浮选分离硫酸锌浸出液中高浓度铁离子的方法，包括下述步骤：第一步：酸性硫酸锌浸出液还原根据硫酸锌浸出液中Fe3+摩尔浓度，计算Fe3+完全被还原为Fe2+所需的Zn2+的化学计量当量，按计算的化学计量当量的1.25倍加入ZnS精矿搅拌，使得Fe3+还原为Fe2+，过滤得滤液为还原态硫酸锌浸出液，滤渣为还原剩余锌渣；第二步：预中和向第一步所得的还原态硫酸锌浸出液中加入锌焙砂中和过量酸至溶液pH为2？3，过滤，得滤液为预中和硫酸锌浸出液；滤渣为中和剩余锌渣；第三步：中和水解将第二步所得预中和硫酸锌浸出液转入浮选槽中，通入空气，将Fe2+氧化为Fe3+，同时加入中和剂锌焙砂调节溶液pH为2？3，使得Fe3+水解；第四步：浮选分离向浮选槽中依次加入捕收剂酸式苄基胂酸和起泡剂二丙基二醇丁醚，分别搅拌4？8min，充气浮选铁沉淀物，过滤，滤渣即为铁渣。
【技术特征摘要】
【专利技术属性】
技术研发人员：孙伟，韩海生，刘文莉，唐鸿鹄，
申请(专利权)人：中南大学，
类型：发明
国别省市：
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