本发明涉及一种高铁低硅红土铁矿的选矿工艺，尤其涉及一种利用碱浸、酸洗处理高铁低硅型红土铁矿的方法。
背景技术：
红土铁矿，是一种典型的热带地区风化—淋积—残余矿床，主要产于超基性岩(橄榄岩)上部的红土风化壳中，也称风化壳型红土铁矿，主要矿物有针铁矿、赤铁矿等一些含水氧化铁矿物组成，化学成分以fe2o3含量高为特征。世界各地的红土铁矿类型不完全相同，它是相对于硫化镍矿的一种含镍矿石，其矿石中主要含镍成分为氧化镍。印尼中苏拉威西省莫罗哇丽县和东南苏拉威西省北科纳威县境内东部沿海附近广泛区分布一种红土铁矿层，一般厚10-15米，层位自上而下为：表土层、褐铁矿层、褐泥层、腐泥矿层、中风化原岩。铁矿层位于上部，厚度一般3-8米，颗粒中等，颜色较深，含铁量较高，一般45-55％，例如，印尼东南苏拉威西省北科纳威红土铁矿化学多元素分析结果见表1。
表1印尼东南苏拉威西省北科纳威红土铁矿化学多元素分析结果
世界上红土铁矿资源丰富，主要分布在环太平洋亚热带—热带海洋气候多雨地区，以印尼、菲律宾为主要产地，全世界储量达500亿吨以上。储量巨大，开采方便，一直以来，由于红土铁矿受矿石选冶技术限制和生产成本偏高的制约，没有得到很好的开发和利用，一直处于堆存状态。印尼苏拉威西的红土铁矿与其它铁矿不同，其伴生的一些其它元素含量较高，特别是al2o3含量偏高，平均在11%左右，最高可达18%，冶炼时会造成矿渣粘稠，高炉利用系数低，这是印尼红土铁矿的一大特点。红土铁矿一般都伴生有铁、钴、铬、铝等多种有价金属，所以如何有效利用世界上拥有丰富资源量、开采成本低廉的红土铁矿，以及这类矿石的综合利用是国际一直未彻底解决的一大难题。
从红土铁矿中回收铁、镍、钴、铝的困难在于，在进行化学处理分离金属有用成分之前通常不能通过物理方式充分富集有用成分，即无法用选矿的技术进行富集铁、镍、钴等，这使得红土镍矿的处理成本很高。目前，红土铁矿处理工艺归纳起来，主要有选矿工艺和冶炼工艺。红土铁矿选矿工艺回收现阶段的研究主要包括还原培烧-磁选工艺、氯化离析-磁选工艺及直接磁选工艺等。还原焙烧-磁选工艺，即首先对原矿进行磨矿，再将磨好的原矿与还原剂混合后进行髙温还原倍烧，最后进行磁选，得到铁精矿。冶炼工艺主要包括火法冶炼工艺、湿法冶炼工艺、火法-湿法联合冶炼工艺。红土铁矿的火法冶炼工艺包括还原熔炼生产镍铁工艺、还原硫化熔炼生产工艺；湿法冶炼工艺主要有：高压酸浸工艺（简称为hpal）、常压酸浸工艺、堆浸工艺及微生物浸出；火法-湿法联合冶炼工艺有还原焙烧-氨浸工艺(简称为rral)，硫酸化焙烧-水浸、氯化倍烧-水浸、还原倍烧-酸浸工艺。目前，国内外红土铁矿广泛应用的选冶处理方法是火法冶炼和高压酸浸工艺。火法冶炼应用较早，技术成熟，但随着高品位红土铁矿资源日益匮乏，其经济性明显降低；高压酸浸工艺代表当今红土铁矿选冶的发展方向，hpal工艺消耗的硫酸比按化学计量溶解矿石中的非铁金属成分所需的硫酸更多；hpal工艺只限于处理主要为褐铁矿类的原料，镍、钴浸出率低，浸出渣量大，而且是硅和铁的混合渣，使得红土铁矿的主要成分铁不能经济有效的开发利用。
cn201310370471.7，公开了一种直接还原红土镍矿生产镍铁合金的方法，该方法包括下述步骤：(1)将红土镍矿原矿石与碳质还原剂和复合添加剂混合后进球磨机磨细；(2)对步骤(1)中的混合物搅拌均匀后进行压球；(3)将步骤(2)的球团送预热器预热脱除自然水份，预热后球团直接进入氮化硅结合碳化硅还原罐，进行还原；(4)步骤(3)的还原产物，经水淬磨细后采用磁选机进行渣铁分离，分离后即得镍铁合金，该方法通过添加复合添加剂缩短了反应的时间从而降低了成本，然而还是没有解决还原剂本身价格高导致成本高的问题。
cn101273146a的发明专利，提出了同时浸提褐铁矿和腐泥土矿或先浸提褐铁矿后浸提腐泥土矿的两步常压浸提方法，此方法申请所述的流程中提出在对浸出溶液进行处理以除去fe或a1时，需要加入中和剂中和浸出液中的残酸，使大部分铁以氢氧化铁的形式沉积，这会造成镍钴等有价元素的损失和料浆过滤困难。
cn101541985a的发明专利，提出了一种常压浸出褐铁矿和腐泥土矿的混合物的方法，但其铁沉淀产物为黄钾铁矾，黄钾铁矾中含有硫酸根，因此会增加浸出过程的酸耗；且黄钾铁矾是一种热力学不稳定的化合物，堆积和存放时会释放出硫酸，从而造成环境污染。
cn101006190a的发明专利，提出了一种用浓酸处理褐铁矿和腐泥土矿的混合物然后水浸出镍钴的方法，此方法产生的铁沉积物为除黄钾铁矾以外的三价铁氧化物或氢氧化物，但该申请的浸出时间需要12-48h，浸出时间较长，导致工艺周期较长，生产成本上升。
cn104831061a的发明专利，提出了一种从低品位红土镍矿中回收镍、钴和铁的方法。洗选分级得到高硅镁矿和低硅镁高铁矿；向高硅镁矿浆中加入足够的浓硫酸，在160℃～280℃高温下发生反应；固液分离得到常压浸出渣和常压浸出液；将常压浸出液和低硅镁高铁矿浆按比例加入加压反应器中，在195℃～240℃条件下加压浸出；随后对加压浸出滤液纯化，通过硫化物或氢氧化物沉淀或其它回收方法回收镍和钴；加压浸出渣用10%纯碱溶液洗涤后烘干得到铁精粉产品。该工艺投资大、流程长，污染严重。
技术实现要素：
为了克服上述选矿方法的不足，本发明所要解决的技术问题是利用化学选矿方法，提供一种成本低、回收质量和效率高、工艺简单，且操作性好的利用碱浸、酸洗处理高铁低硅型红土铁矿的方法，实现了对高铁低硅型红土铁矿中铝、硅与铁进行高效分离。
本发明的目的是这样实现的。
本发明的利用碱浸、酸洗处理高铁低硅型红土铁矿的方法，其特征在于包括如下步骤：
1）碱浸
将tfe含量范围为40%～50%，sio2含量为0%～3%、al2o3含量为8%～12%的红土铁矿，置于质量浓度为4%～55%的碱溶液中，在200℃～380℃的温度下碱浸反应0～6小时，将反应物进行过滤，得碱浸滤饼a和滤液b，所述的滤液b给入回收处理系统，将碱浸滤液中naalo2水解生产出副产品al（oh）3；
2）酸洗
将步骤1）中的碱浸滤饼a加水制成固液质量比为1：0.5～12的矿浆，再置于质量浓度为0.5%～12%的h2so4溶液中，40℃～95℃条件下酸洗3～20分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼c，所述的滤液给入回收处理系统，滤饼c为得到的tfe含量范围为62%～70%铁精矿。
所述的碱溶液为naoh水溶液或koh水溶液、naoh和koh混合水溶液中的任意一种。
本发明的优点是：
本发明的方法综合运用碱浸、酸洗的方法处理红土铁矿，实现了红土铁矿中硅、铝与铁的高效分离，分离出的铁精矿中al、si含量大幅降低，sio2含量和al2o3含量都降至1%以下，同时分离出的铁精矿中s含量大幅降低，降至小于0.1%；碱浸滤液中的【alo2】—离子在一定条件下水解生成al（oh）3沉淀，同时释放出【oh】—离子，碱浸、酸洗过程中碱耗低，仅为10~20kg/t原矿，为后续冶炼创造了更好的条件。
碱浸的过程对红土铁矿中si、al等元素进行了化学反应，形成了相应的盐。碱浸得到的硅渣进入沉淀相，【alo2】—则溶解于碱液中，亦有很少部分以二次沉淀形式混入固相。
酸洗过程有效地溶解了碱浸后的si、al等含氧酸盐和硫化物，使之与铁精矿解离。另外由于本发明采用硫酸进行酸洗，反应条件温和，对设备腐蚀小，成本低，更利于工业化生产。
采用该方法实现了对硅、铝与铁的有效分离，铁精矿品位由40%～50%提高到62%～70%，同时铁精矿中含s量小于0.1%，sio2含量小于1%，al2o3含量小于1%，减少进入高炉s、si、al等杂质的含量，提高高炉利用系数，减少高炉渣的排放量，降低了炼铁成本，同时通过回收碱浸滤液中的铝可提高铝资源综合利用率。
附图说明
图1为本发明的工艺流
程图。
具体实施方式
下面结合附图和实施例对本发明作进一步说明。
如图1所示，
实施例1：
如图1所示。
1）碱浸
将tfe含量为40.5%，sio2含量为2.95%、al2o3含量为10.5%的红土铁矿，置于质量浓度为30%的naoh碱溶液中，在300℃的温度下碱浸反应4.5小时，将反应物进行过滤，得碱浸滤饼a和滤液b，naoh消耗量13kg/t给矿，其化学反应式为：
al2o3+2naoh
tsio2+2naoh
所述的滤液b给入回收处理系统，即将碱浸滤液中naalo2水解可生产出副产品al（oh）3；
2）酸洗
将步骤1）中的碱浸滤饼a加水制成质量固液比为1:9的矿浆，再置于质量浓度为3%的h2so4中，80℃酸洗20分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼c，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为：
na2o·（sio2）t+h+
滤饼c即为得到的tfe含量为65.2%的最终铁精矿，其中sio2含量为0.60%、al2o3含量为0.85%，s含量为0.02%。
实施例2：
1）碱浸
将tfe含量为49.8%，sio2含量为1.22%、al2o3含量为8.2%的红土铁矿，置于质量浓度为50%的naoh碱溶液中，在350℃的温度下碱浸反应2小时，将反应物进行过滤，得碱浸滤饼a和滤液b，naoh消耗量12.1kg/t给矿，其化学反应式同实施例1。所述的滤液b给入回收处理系统，即将碱浸滤液中naalo2水解可生产出副产品al（oh）3；
2）酸洗
将步骤1）中的碱浸滤饼a加水制成质量固液比为1：7的矿浆，再置于质量浓度为6%的h2so4中，50℃酸洗15分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼c，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1。
滤饼c为得到的tfe含量为67.8%的最终铁精矿，其中sio2含量为0.50%、al2o3含量为0.68%，s含量为0.02%。
实施例3：
1）碱浸
将tfe含量为43.1%，sio2含量为0.12%、al2o3含量为11.8%的红土铁矿，置于质量浓度为4%的naoh碱溶液中，在200℃的温度下碱浸反应6小时，将反应物进行过滤，得碱浸滤饼a和滤液b，naoh消耗量12.1kg/t给矿，其化学反应式同实施例1。所述的滤液b给入回收处理系统，即将碱浸滤液中naalo2水解可生产出副产品al（oh）3；
2）酸洗
将步骤1）中的碱浸滤饼a加水制成质量固液比为1：12的矿浆，再置于质量浓度为0.5%的h2so4中，40℃酸洗20分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼c，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1。
滤饼c为得到的tfe含量为62.3%的最终铁精矿，其中sio2含量为0.08%、al2o3含量为0.98%，s含量为0.01%。
实施例4：
1）碱浸
将tfe含量为49.2%，sio2含量为0.56%、al2o3含量为10.4%的红土铁矿，置于质量浓度为55%的naoh碱溶液中，在380℃的温度下碱浸反应0分钟，将反应物进行过滤，得碱浸滤饼a和滤液b，naoh消耗量10.2kg/t给矿，其化学反应式同实施例1。所述的滤液b给入回收处理系统，即将碱浸滤液中naalo2水解可生产出副产品al（oh）3；
2）酸洗
将步骤1）中的碱浸滤饼a加水制成质量固液比为1：0.5的矿浆，再置于质量浓度为12%的h2so4中，95℃酸洗4分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼c，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1。
滤饼c为得到的tfe含量为63.1%的最终铁精矿，其中sio2含量为0.38%、al2o3含量为0.70%，s含量为0.01%。
实施例5：
1）碱浸
将tfe含量为48.0%，sio2含量为2.05%、al2o3含量为9.2%的红土铁矿，置于质量浓度为52%的koh碱溶液中，在280℃的温度下碱浸反应4.0小时，将反应物进行过滤，得碱浸滤饼a和滤液b，koh消耗量16kg/t给矿，其化学反应式为：
al2o3+2koh
tsio2+2koh
所述的滤液b给入回收处理系统，即将碱浸滤液中naalo2水解可生产出副产品al（oh）3；
2）酸洗
将步骤1）中的碱浸滤饼a加水制成质量固液比为1:4的矿浆，再置于质量浓度为9%的h2so4中，60℃酸洗13分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼c，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为：
k2o·（sio2）t+h+
滤饼c为得到的tfe含量为69.7%的最终铁精矿，其中sio2含量为0.48%、al2o3含量为0.25%，s含量为0.01%。
实施例6：
1）碱浸
将tfe含量为47.0%，sio2含量为2.55%、al2o3含量为10.5%的红土铁矿，置于质量浓度为20%的koh碱溶液中，在240℃的温度下碱浸反应3.0小时，将反应物进行过滤，得碱浸滤饼a和滤液b，koh消耗量13kg/t给矿，其化学反应式同实施例5。所述的滤液b给入回收处理系统，即将碱浸滤液中naalo2水解可生产出副产品al（oh）3；
2）酸洗
将步骤1）中的碱浸滤饼a加水制成质量固液比为1:2的矿浆，再置于质量浓度为2%的h2so4中，80℃酸洗12分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼c，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例5。
滤饼c为得到的tfe含量为68.7%的最终铁精矿，其中sio2含量为0.35%、al2o3含量为0.75%，s含量为0.02%。
实施例7：
1）碱浸
将tfe含量为44.9%，sio2含量为1.60%、al2o3含量为9.5%的红土铁矿，置于naoh质量浓度为20%、koh质量浓度为10%的碱溶液中，在270℃的温度下碱浸反应3.0小时，将反应物进行过滤，得碱浸滤饼a和滤液b，naoh消耗量4kg/t给矿，koh消耗量12kg/t给矿，其化学反应式同实施例1及实施例5。所述的滤液b给入回收处理系统，即将碱浸滤液中naalo2水解可生产出副产品al（oh）3；
2）酸洗
将步骤1）中的碱浸滤饼a加水制成质量固液比为1:10的矿浆，再置于质量浓度为7%的h2so4中，70℃酸洗8分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼c，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1及实施例5。
滤饼c为得到的tfe含量为67.4%的最终铁精矿，其中sio2含量为0.20%、al2o3含量为0.40%，s含量为0.01%。