申请/专利权人：有研工程技术研究院有限公司

申请日：2017-12-20

公开（公告）日：2020-09-15

公开（公告）号：CN109943717B

主分类号：C22B3/44(20060101)

分类号：C22B3/44(20060101);C22B3/38(20060101);C22B3/18(20060101);C22B19/20(20060101);C01G49/14(20060101)

优先权：

专利状态码：有效-授权

法律状态：2020.09.15#授权;2019.07.23#实质审查的生效;2019.06.28#公开

摘要：本发明提供一种新的从高铁低锌硫酸溶液中综合回收锌铁的方法，利用二价铁与锌的萃取差异性，将硫酸溶液中的锌优先萃取，无需经过繁琐的除铁过程，不产生铁渣而是直接生产符合国家标准的聚合硫酸铁，过程中不排放污染性大的烟尘和二氧化硫等有毒气体，本工艺流程短、设备简单、投资省、成本低、无污染，提高了溶液中锌的回收率，实现了综合利用该种高铁低锌硫酸溶液中锌铁的目的，可获得更大的经济效益。

主权项：1.一种从高铁低锌硫酸溶液中综合回收锌铁的方法，其特征在于：包括如下步骤：1在高铁低锌硫酸溶液中投放铁屑或铁粉，投放质量为理论值的1.2～1.6倍，50～70℃下反应0.5～1h，使其中的Fe3+全部转变成Fe2+，维持pH值在1.7～2.2之间；2滤去铁屑或铁粉，溶液中的锌离子使用浓度20％的无皂化P204萃取，萃取相比1:1，萃取时间3～5min，萃取过程环境增加氮气分压到90％以上，分离得到负载锌有机相和萃锌后液；负载锌有机相进行反萃采用100gLH2SO4溶液，反萃相比1:1，反萃时间3～5min，收集水相为富锌溶液，有机相回萃取步骤回用；3萃锌后液中添加过量硫铁矿，添加重量比10％的嗜酸亚铁硫杆菌和嗜酸硫硫杆菌，反应温度为20～35℃，曝气3～5天，沉淀池溢出液即为聚合硫酸铁产品；所述的高铁低锌硫酸溶液中铁含量大于30gL，锌低于10gL。

全文数据：一种从高铁低锌硫酸溶液中综合回收锌铁的方法技术领域本发明属于有色金属湿法冶金领域，涉及一种回收锌铁的方法，具体涉及一种从高铁低锌硫酸溶液中综合回收锌铁的方法，特别是pH较低的高铁低锌硫酸溶液中综合回收锌铁的方法。背景技术现在几乎没有从高铁低锌硫酸溶液回收锌铁的工艺，由于该溶液铁含量高干扰了锌的回收，但是铁的浓度又离生成聚合硫酸铁的浓度相差了3～4倍，所以这种溶液想经济地综合回收非常困难。传统针对高铁低锌硫酸溶液的处理工艺是采用除铁-净化-锌萃取的流程，锌在除铁过程中都会或多或少的有所损失，除铁后产生的铁渣堆存成本高，环保压力大，因此，有必要提供一种能够从高铁低锌硫酸溶液中综合回收锌铁的方法。发明内容为了解决上述问题，本发明的目的在于提供一种从高铁低锌硫酸溶液中综合回收锌铁的方法，该工艺的特点是利用二价铁与锌的萃取差异性，将硫酸溶液中的锌优先萃取。为了实现上述目的，本发明提供一种从高铁低锌硫酸溶液中综合回收锌铁的方法，包括如下步骤：1将高铁低锌硫酸溶液中投放铁屑或铁粉，投放质量为理论值的1.2～1.6倍，50～70℃下反应0.5～1h，使其中的Fe3+全部转变成Fe2+，维持pH值在1.7～2.2之间。此步骤中除锌之外的多种重金属离子进入铁屑或铁粉中。2滤去铁屑或铁粉，溶液中的锌离子使用浓度20％的无皂化P204萃取，萃取相比1:1，萃取时间3～5min，萃取过程环境增加氮气分压到90％以上，分离得到负载锌有机相和萃锌后液；负载锌有机相进行反萃采用100gLH2SO4溶液，反萃相比1:1，反萃时间3～5min，收集水相为富锌溶液，有机相回萃取步骤回用。3萃锌后液中添加过量硫铁矿，添加重量比10％的嗜酸亚铁硫杆菌Acidithiobacillusferrooxidans和嗜酸硫硫杆菌Acidithiobacillusthiooxidans，反应温度为20～35℃，曝气3～5天，沉淀池溢出液即为聚合硫酸铁产品。此步骤中未反应的硫铁矿渣可循环利用。其中，所述的高铁低锌硫酸溶液中铁含量大于30gL，锌低于10gL。优选地，步骤2所述萃取剂P204的稀释剂为METREXDT100。优选地，步骤3所述过量硫铁矿添加量为理论值的1.6倍～2倍。上述嗜酸亚铁硫杆菌Acidithiobacillusferrooxidans和嗜酸硫硫杆菌Acidithiobacillusthiooxidans为常规菌种，可自行培养或购买，使用前用9K培养基培养至需用量。9K培养基配方为：NH42SO43.0gL；K2HPO40.5gL；KCl0.1gL；MgSO4·7H2O0.5gL；CaNO32·2H2O0.01gL；FeSO4·7H2O44.22gL；配制时加入上述成分至烧杯中，添加去离子水，用玻璃棒搅拌使溶解，然后放入高压蒸汽灭菌锅中在121℃下灭菌30min。本方法中利用添加铁屑的方法，达到了除杂、铁还原、提高铁离子浓度的三个目的，而现有方法通常的做法是把铁除去而不会添加铁。本发明的有益效果在于：本发明提供一种从高铁低锌硫酸溶液中综合回收锌铁的方法，该方法不需要经过繁琐的除铁过程，不产生铁渣而是直接生产符合国家标准的聚合硫酸铁，过程中不排放污染性大的烟尘和二氧化硫等有毒气体，工艺流程短、设备简单、投资省、成本低、无污染，提高了溶液中锌的回收率，实现了综合利用该种高铁低锌硫酸溶液中锌铁的目的，可获得更大的经济效益。附图说明图1为本发明从高铁低锌硫酸溶液中综合回收锌铁的方法的工艺流程框图。具体实施方式以下结合实施例对本发明作进一步说明：如图1所示，高铁低锌硫酸溶液1加入铁粉、铁屑3反应，经过滤2后得到高铁低锌还原后液4，随后进行锌萃取5工序，萃取剂6为P204，得到负载锌有机相7和萃锌后液11，将硫酸8对负载锌有机相7进行反萃9得到富锌溶液10；萃锌后液11通过添加硫铁矿12和嗜酸亚铁硫杆菌及嗜酸硫硫杆菌13，排入沉淀池，沉淀14后溢出液为聚合硫酸铁15，沉淀物含硫铁矿进入下次循环使用。本发明实施例所用嗜酸亚铁硫杆菌Acidithiobacillusferrooxidans和嗜酸硫硫杆菌Acidithiobacillusthiooxidans购买自BioVector质粒载体菌种细胞基因保藏中心。实施例1本发明提供的从高铁低锌硫酸溶液中综合回收锌铁的方法应用于我国内蒙某锌矿氧压渣的酸浸溶液，溶液中锌含量为8.4gL，铁含量为56gL，其中Fe3+为32gL，pH为0.3。将高铁硫酸溶液中投放铁屑或铁粉，投放质量为理论值的1.2倍，55℃下反应0.5h，使其中的Fe3+全部转变成Fe2+，维持pH值在1.7～2.0之间。除锌之外的多种重金属离子进入铁屑或铁粉中。滤去铁屑或铁粉，溶液中的锌离子使用浓度20％的无皂化P204萃取，萃取相比1:1，萃取过程环境适当增加氮气分压到90％以上；反萃采用100gLH2SO4溶液，反萃相比1:1。萃锌后液中添加硫铁矿为理论值1.6倍及10％wtwt的Acidithiobacillusferrooxidans和Acidithiobacillusthiooxidans，反应温度为20℃，曝气3天，沉淀池溢出液即为聚合硫酸铁产品。未反应的硫铁矿渣可循环利用。使用本方法铁的回收率可以达到92％以上，锌回收率大于95％。实施例2该新工艺应用于我国广西某低品位锌矿酸浸溶液，溶液中锌含量为5.8gL，铁含量为34gL，其中Fe3+为18gL，pH为1.3。将高铁硫酸溶液中投放铁丝或铁粉，投放质量为理论值的1.6倍，70℃下反应1h，使其中的Fe3+全部转变成Fe2+，其间维持pH值在1.8～2.2之间。除锌之外的多种重金属离子进入铁屑或铁粉中。滤去铁屑或铁粉，溶液中的锌离子使用浓度20％的无皂化P204萃取，萃取相比1:1，萃取过程环境适当增加氮气分压到90％以上；反萃采用100gLH2SO4溶液，反萃相比1:1。萃锌后液中添加硫铁矿为理论值2倍及10％wtwt的Acidithiobacillusferrooxidans和Acidithiobacillusthiooxidans，反应温度为35℃，曝气5天，沉淀池溢出液即为聚合硫酸铁产品。未反应的硫铁矿渣可循环利用。使用本方法铁的回收率可以达到90％以上。锌回收率大于95％。从上述实施例可以看出，本发明提供的从高铁低锌硫酸溶液中综合回收锌铁的方法除了有利于环保外，还可以用来开发传统选冶技术不可利用的低品位硫化锌矿资源，使杂质铁得以回收利用，产生经济价值。

权利要求：1.一种从高铁低锌硫酸溶液中综合回收锌铁的方法，其特征在于：包括如下步骤：1在高铁低锌硫酸溶液中投放铁屑或铁粉，投放质量为理论值的1.2～1.6倍，50～70℃下反应0.5～1h，使其中的Fe3+全部转变成Fe2+，维持pH值在1.7～2.2之间；2滤去铁屑或铁粉，溶液中的锌离子使用浓度20％的无皂化P204萃取，萃取相比1:1，萃取时间3～5min，萃取过程环境增加氮气分压到90％以上，分离得到负载锌有机相和萃锌后液；负载锌有机相进行反萃采用100gLH2SO4溶液，反萃相比1:1，反萃时间3～5min，收集水相为富锌溶液，有机相回萃取步骤回用；3萃锌后液中添加过量硫铁矿，添加重量比10％的嗜酸亚铁硫杆菌和嗜酸硫硫杆菌，反应温度为20～35℃，曝气3～5天，沉淀池溢出液即为聚合硫酸铁产品。2.根据权利要求1所述的从高铁低锌硫酸溶液中综合回收锌铁的方法，其特征在于：所述的高铁低锌硫酸溶液中铁含量大于30gL，锌低于10gL。3.根据权利要求1所述的从高铁低锌硫酸溶液中综合回收锌铁的方法，其特征在于：步骤2所述萃取剂P204的稀释剂为METREXDT100。4.根据权利要求1所述的从高铁低锌硫酸溶液中综合回收锌铁的方法，其特征在于：步骤3所述过量硫铁矿添加量为理论值的1.6倍～2倍。

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