本發明涉及一種高鐵低硅紅土鐵礦的選礦工藝，尤其涉及一種利用堿浸、酸洗處理高鐵低硅型紅土鐵礦的方法。

背景技術：

紅土鐵礦，是一種典型的熱帶地區風化—淋積—殘余礦床，主要產于超基性巖(橄欖巖)上部的紅土風化殼中，也稱風化殼型紅土鐵礦，主要礦物有針鐵礦、赤鐵礦等一些含水氧化鐵礦物組成，化學成分以fe2o3含量高為特征。世界各地的紅土鐵礦類型不完全相同，它是相對于硫化鎳礦的一種含鎳礦石，其礦石中主要含鎳成分為氧化鎳。印尼中蘇拉威西省莫羅哇麗縣和東南蘇拉威西省北科納威縣境內東部沿海附近廣泛區分布一種紅土鐵礦層，一般厚10-15米，層位自上而下為：表土層、褐鐵礦層、褐泥層、腐泥礦層、中風化原巖。鐵礦層位于上部，厚度一般3-8米，顆粒中等，顏色較深，含鐵量較高，一般45-55％，例如，印尼東南蘇拉威西省北科納威紅土鐵礦化學多元素分析結果見表1。

表1印尼東南蘇拉威西省北科納威紅土鐵礦化學多元素分析結果

世界上紅土鐵礦資源豐富，主要分布在環太平洋亞熱帶—熱帶海洋氣候多雨地區，以印尼、菲律賓為主要產地，全世界儲量達500億噸以上。儲量巨大，開采方便，一直以來，由于紅土鐵礦受礦石選冶技術限制和生產成本偏高的制約，沒有得到很好的開發和利用，一直處于堆存狀態。印尼蘇拉威西的紅土鐵礦與其它鐵礦不同，其伴生的一些其它元素含量較高，特別是al2o3含量偏高，平均在11%左右，最高可達18%，冶煉時會造成礦渣粘稠，高爐利用系數低，這是印尼紅土鐵礦的一大特點。紅土鐵礦一般都伴生有鐵、鈷、鉻、鋁等多種有價金屬，所以如何有效利用世界上擁有豐富資源量、開采成本低廉的紅土鐵礦，以及這類礦石的綜合利用是國際一直未徹底解決的一大難題。

從紅土鐵礦中回收鐵、鎳、鈷、鋁的困難在于，在進行化學處理分離金屬有用成分之前通常不能通過物理方式充分富集有用成分，即無法用選礦的技術進行富集鐵、鎳、鈷等，這使得紅土鎳礦的處理成本很高。目前，紅土鐵礦處理工藝歸納起來，主要有選礦工藝和冶煉工藝。紅土鐵礦選礦工藝回收現階段的研究主要包括還原培燒-磁選工藝、氯化離析-磁選工藝及直接磁選工藝等。還原焙燒-磁選工藝，即首先對原礦進行磨礦，再將磨好的原礦與還原劑混合后進行髙溫還原倍燒，最后進行磁選，得到鐵精礦。冶煉工藝主要包括火法冶煉工藝、濕法冶煉工藝、火法-濕法聯合冶煉工藝。紅土鐵礦的火法冶煉工藝包括還原熔煉生產鎳鐵工藝、還原硫化熔煉生產工藝；濕法冶煉工藝主要有：高壓酸浸工藝（簡稱為hpal）、常壓酸浸工藝、堆浸工藝及微生物浸出；火法-濕法聯合冶煉工藝有還原焙燒-氨浸工藝(簡稱為rral)，硫酸化焙燒-水浸、氯化倍燒-水浸、還原倍燒-酸浸工藝。目前，國內外紅土鐵礦廣泛應用的選冶處理方法是火法冶煉和高壓酸浸工藝。火法冶煉應用較早，技術成熟，但隨著高品位紅土鐵礦資源日益匱乏，其經濟性明顯降低；高壓酸浸工藝代表當今紅土鐵礦選冶的發展方向，hpal工藝消耗的硫酸比按化學計量溶解礦石中的非鐵金屬成分所需的硫酸更多；hpal工藝只限于處理主要為褐鐵礦類的原料，鎳、鈷浸出率低，浸出渣量大，而且是硅和鐵的混合渣，使得紅土鐵礦的主要成分鐵不能經濟有效的開發利用。

cn201310370471.7，公開了一種直接還原紅土鎳礦生產鎳鐵合金的方法，該方法包括下述步驟：(1)將紅土鎳礦原礦石與碳質還原劑和復合添加劑混合后進球磨機磨細；(2)對步驟(1)中的混合物攪拌均勻后進行壓球；(3)將步驟(2)的球團送預熱器預熱脫除自然水份，預熱后球團直接進入氮化硅結合碳化硅還原罐，進行還原；(4)步驟(3)的還原產物，經水淬磨細后采用磁選機進行渣鐵分離，分離后即得鎳鐵合金，該方法通過添加復合添加劑縮短了反應的時間從而降低了成本，然而還是沒有解決還原劑本身價格高導致成本高的問題。

cn101273146a的發明專利，提出了同時浸提褐鐵礦和腐泥土礦或先浸提褐鐵礦后浸提腐泥土礦的兩步常壓浸提方法，此方法申請所述的流程中提出在對浸出溶液進行處理以除去fe或a1時，需要加入中和劑中和浸出液中的殘酸，使大部分鐵以氫氧化鐵的形式沉積，這會造成鎳鈷等有價元素的損失和料漿過濾困難。

cn101541985a的發明專利，提出了一種常壓浸出褐鐵礦和腐泥土礦的混合物的方法，但其鐵沉淀產物為黃鉀鐵礬，黃鉀鐵礬中含有硫酸根，因此會增加浸出過程的酸耗；且黃鉀鐵礬是一種熱力學不穩定的化合物，堆積和存放時會釋放出硫酸，從而造成環境污染。

cn101006190a的發明專利，提出了一種用濃酸處理褐鐵礦和腐泥土礦的混合物然后水浸出鎳鈷的方法，此方法產生的鐵沉積物為除黃鉀鐵礬以外的三價鐵氧化物或氫氧化物，但該申請的浸出時間需要12-48h，浸出時間較長，導致工藝周期較長，生產成本上升。

cn104831061a的發明專利，提出了一種從低品位紅土鎳礦中回收鎳、鈷和鐵的方法。洗選分級得到高硅鎂礦和低硅鎂高鐵礦；向高硅鎂礦漿中加入足夠的濃硫酸，在160℃～280℃高溫下發生反應；固液分離得到常壓浸出渣和常壓浸出液；將常壓浸出液和低硅鎂高鐵礦漿按比例加入加壓反應器中，在195℃～240℃條件下加壓浸出；隨后對加壓浸出濾液純化，通過硫化物或氫氧化物沉淀或其它回收方法回收鎳和鈷；加壓浸出渣用10%純堿溶液洗滌后烘干得到鐵精粉產品。該工藝投資大、流程長，污染嚴重。

技術實現要素：

為了克服上述選礦方法的不足，本發明所要解決的技術問題是利用化學選礦方法，提供一種成本低、回收質量和效率高、工藝簡單，且操作性好的利用堿浸、酸洗處理高鐵低硅型紅土鐵礦的方法，實現了對高鐵低硅型紅土鐵礦中鋁、硅與鐵進行高效分離。

本發明的目的是這樣實現的。

本發明的利用堿浸、酸洗處理高鐵低硅型紅土鐵礦的方法，其特征在于包括如下步驟：

1）堿浸

將tfe含量范圍為40%～50%，sio2含量為0%～3%、al2o3含量為8%～12%的紅土鐵礦，置于質量濃度為4%～55%的堿溶液中，在200℃～380℃的溫度下堿浸反應0～6小時，將反應物進行過濾，得堿浸濾餅a和濾液b，所述的濾液b給入回收處理系統，將堿浸濾液中naalo2水解生產出副產品al（oh）3；

2）酸洗

將步驟1）中的堿浸濾餅a加水制成固液質量比為1：0.5～12的礦漿，再置于質量濃度為0.5%～12%的h2so4溶液中，40℃～95℃條件下酸洗3～20分鐘，將酸洗反應物進行過濾，得濾液和酸浸濾餅c，所述的濾液給入回收處理系統，濾餅c為得到的tfe含量范圍為62%～70%鐵精礦。

所述的堿溶液為naoh水溶液或koh水溶液、naoh和koh混合水溶液中的任意一種。

本發明的優點是：

本發明的方法綜合運用堿浸、酸洗的方法處理紅土鐵礦，實現了紅土鐵礦中硅、鋁與鐵的高效分離，分離出的鐵精礦中al、si含量大幅降低，sio2含量和al2o3含量都降至1%以下，同時分離出的鐵精礦中s含量大幅降低，降至小于0.1%；堿浸濾液中的【alo2】^—離子在一定條件下水解生成al（oh）3沉淀，同時釋放出【oh】^—離子，堿浸、酸洗過程中堿耗低，僅為10~20kg/t原礦，為后續冶煉創造了更好的條件。

堿浸的過程對紅土鐵礦中si、al等元素進行了化學反應，形成了相應的鹽。堿浸得到的硅渣進入沉淀相，【alo2】^—則溶解于堿液中，亦有很少部分以二次沉淀形式混入固相。

酸洗過程有效地溶解了堿浸后的si、al等含氧酸鹽和硫化物，使之與鐵精礦解離。另外由于本發明采用硫酸進行酸洗，反應條件溫和，對設備腐蝕小，成本低，更利于工業化生產。

采用該方法實現了對硅、鋁與鐵的有效分離，鐵精礦品位由40%～50%提高到62%～70%，同時鐵精礦中含s量小于0.1%，sio2含量小于1%，al2o3含量小于1%，減少進入高爐s、si、al等雜質的含量，提高高爐利用系數，減少高爐渣的排放量，降低了煉鐵成本，同時通過回收堿浸濾液中的鋁可提高鋁資源綜合利用率。

附圖說明

圖1為本發明的工藝流

程圖。

具體實施方式

下面結合附圖和實施例對本發明作進一步說明。

如圖1所示，

實施例1：

如圖1所示。

1）堿浸

將tfe含量為40.5%，sio2含量為2.95%、al2o3含量為10.5%的紅土鐵礦，置于質量濃度為30%的naoh堿溶液中，在300℃的溫度下堿浸反應4.5小時，將反應物進行過濾，得堿浸濾餅a和濾液b，naoh消耗量13kg/t給礦，其化學反應式為：

al2o3+2naoh2naalo2+h2o

tsio2+2naohna2o·（sio2）t↓+h2o

所述的濾液b給入回收處理系統，即將堿浸濾液中naalo2水解可生產出副產品al（oh）3；

2）酸洗

將步驟1）中的堿浸濾餅a加水制成質量固液比為1:9的礦漿，再置于質量濃度為3%的h2so4中，80℃酸洗20分鐘，將酸洗反應物進行過濾，得濾液和酸浸濾餅c，所述的濾液給入回收處理系統，其化學反應式為：

na2o·（sio2）t+h⁺(h2o)·（sio2)t↓+na⁺

濾餅c即為得到的tfe含量為65.2%的最終鐵精礦，其中sio2含量為0.60%、al2o3含量為0.85%，s含量為0.02%。

實施例2：

1）堿浸

將tfe含量為49.8%，sio2含量為1.22%、al2o3含量為8.2%的紅土鐵礦，置于質量濃度為50%的naoh堿溶液中，在350℃的溫度下堿浸反應2小時，將反應物進行過濾，得堿浸濾餅a和濾液b，naoh消耗量12.1kg/t給礦，其化學反應式同實施例1。所述的濾液b給入回收處理系統，即將堿浸濾液中naalo2水解可生產出副產品al（oh）3；

2）酸洗

將步驟1）中的堿浸濾餅a加水制成質量固液比為1：7的礦漿，再置于質量濃度為6%的h2so4中，50℃酸洗15分鐘，將酸洗反應物進行過濾，得濾液和酸浸濾餅c，所述的濾液給入回收處理系統，其化學反應式同實施例1。

濾餅c為得到的tfe含量為67.8%的最終鐵精礦，其中sio2含量為0.50%、al2o3含量為0.68%，s含量為0.02%。

實施例3：

1）堿浸

將tfe含量為43.1%，sio2含量為0.12%、al2o3含量為11.8%的紅土鐵礦，置于質量濃度為4%的naoh堿溶液中，在200℃的溫度下堿浸反應6小時，將反應物進行過濾，得堿浸濾餅a和濾液b，naoh消耗量12.1kg/t給礦，其化學反應式同實施例1。所述的濾液b給入回收處理系統，即將堿浸濾液中naalo2水解可生產出副產品al（oh）3；

2）酸洗

將步驟1）中的堿浸濾餅a加水制成質量固液比為1：12的礦漿，再置于質量濃度為0.5%的h2so4中，40℃酸洗20分鐘，將酸洗反應物進行過濾，得濾液和酸浸濾餅c，所述的濾液給入回收處理系統，其化學反應式同實施例1。

濾餅c為得到的tfe含量為62.3%的最終鐵精礦，其中sio2含量為0.08%、al2o3含量為0.98%，s含量為0.01%。

實施例4：

1）堿浸

將tfe含量為49.2%，sio2含量為0.56%、al2o3含量為10.4%的紅土鐵礦，置于質量濃度為55%的naoh堿溶液中，在380℃的溫度下堿浸反應0分鐘，將反應物進行過濾，得堿浸濾餅a和濾液b，naoh消耗量10.2kg/t給礦，其化學反應式同實施例1。所述的濾液b給入回收處理系統，即將堿浸濾液中naalo2水解可生產出副產品al（oh）3；

2）酸洗

將步驟1）中的堿浸濾餅a加水制成質量固液比為1：0.5的礦漿，再置于質量濃度為12%的h2so4中，95℃酸洗4分鐘，將酸洗反應物進行過濾，得濾液和酸浸濾餅c，所述的濾液給入回收處理系統，其化學反應式同實施例1。

濾餅c為得到的tfe含量為63.1%的最終鐵精礦，其中sio2含量為0.38%、al2o3含量為0.70%，s含量為0.01%。

實施例5：

1）堿浸

將tfe含量為48.0%，sio2含量為2.05%、al2o3含量為9.2%的紅土鐵礦，置于質量濃度為52%的koh堿溶液中，在280℃的溫度下堿浸反應4.0小時，將反應物進行過濾，得堿浸濾餅a和濾液b，koh消耗量16kg/t給礦，其化學反應式為：

al2o3+2koh2kalo2+h2o

tsio2+2kohk2o·（sio2）t↓+h2o

所述的濾液b給入回收處理系統，即將堿浸濾液中naalo2水解可生產出副產品al（oh）3；

2）酸洗

將步驟1）中的堿浸濾餅a加水制成質量固液比為1:4的礦漿，再置于質量濃度為9%的h2so4中，60℃酸洗13分鐘，將酸洗反應物進行過濾，得濾液和酸浸濾餅c，所述的濾液給入回收處理系統，其化學反應式為：

k2o·（sio2）t+h⁺(h2o)·（sio2)t↓+k⁺

濾餅c為得到的tfe含量為69.7%的最終鐵精礦，其中sio2含量為0.48%、al2o3含量為0.25%，s含量為0.01%。

實施例6：

1）堿浸

將tfe含量為47.0%，sio2含量為2.55%、al2o3含量為10.5%的紅土鐵礦，置于質量濃度為20%的koh堿溶液中，在240℃的溫度下堿浸反應3.0小時，將反應物進行過濾，得堿浸濾餅a和濾液b，koh消耗量13kg/t給礦，其化學反應式同實施例5。所述的濾液b給入回收處理系統，即將堿浸濾液中naalo2水解可生產出副產品al（oh）3；

2）酸洗

將步驟1）中的堿浸濾餅a加水制成質量固液比為1:2的礦漿，再置于質量濃度為2%的h2so4中，80℃酸洗12分鐘，將酸洗反應物進行過濾，得濾液和酸浸濾餅c，所述的濾液給入回收處理系統，其化學反應式同實施例5。

濾餅c為得到的tfe含量為68.7%的最終鐵精礦，其中sio2含量為0.35%、al2o3含量為0.75%，s含量為0.02%。

實施例7：

1）堿浸

將tfe含量為44.9%，sio2含量為1.60%、al2o3含量為9.5%的紅土鐵礦，置于naoh質量濃度為20%、koh質量濃度為10%的堿溶液中，在270℃的溫度下堿浸反應3.0小時，將反應物進行過濾，得堿浸濾餅a和濾液b，naoh消耗量4kg/t給礦，koh消耗量12kg/t給礦，其化學反應式同實施例1及實施例5。所述的濾液b給入回收處理系統，即將堿浸濾液中naalo2水解可生產出副產品al（oh）3；

2）酸洗

將步驟1）中的堿浸濾餅a加水制成質量固液比為1:10的礦漿，再置于質量濃度為7%的h2so4中，70℃酸洗8分鐘，將酸洗反應物進行過濾，得濾液和酸浸濾餅c，所述的濾液給入回收處理系統，其化學反應式同實施例1及實施例5。

濾餅c為得到的tfe含量為67.4%的最終鐵精礦，其中sio2含量為0.20%、al2o3含量為0.40%，s含量為0.01%。