CN101157981A - 钒矿提钒冶炼中控制杂质硅被浸出的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明钒矿提钒冶炼中控制杂质硅被浸出的方法属冶金技术领域,涉及钒矿提钒冶炼方法。即是在硅质钒矿浸出前,加入大于5mol/L的浓酸(硫酸等),在常温下熟化后,再进行浸出的工艺方法。在浓酸熟化后的浸出中,钒矿中的硅形成非溶解性的SiO2固体,滞留在矿渣中而不溶解在浸出液里与钒一起浸出。本发明的特点在于在不影响钒的浸出率和增加化工原材料消耗的情况下,有效控制杂质硅的浸出,简化了钒矿提取冶炼中后续部分硅的净化工艺、降低生产成本,使提取冶炼工艺流程畅通可靠。本发明硅的浸出量可减少95%以上。适用于石煤矿、煤矸石、钒土矿(含钒粘土矿)、钒钛磁铁矿等含SiO2≥2%硅质钒矿或焙烧矿和冶炼过程的含SiO2≥2%硅质含钒渣的提钒冶炼工艺。

Description

钒矿提钒冶炼中控制杂质硅被浸出的方法
技术领域
本发明属冶金技术领域,涉及从钒矿提钒的冶炼方法,尤其是钒矿提钒冶炼过程中控制硅被浸出的方法。
背景技术
在钒矿的提钒冶炼中,均需采用浸出的方法将钒从钒矿石(石煤矿、钒渣等)中浸取出来,然后再对浸出液进行除杂净化、浓缩,最后经沉淀、煅烧制成工业钒产品。在硅质钒矿的浸出过程中,部分硅将随钒一同浸出。特别是在酸浸液及碱浸液中,硅是主要的杂质,浸出量非常大,严重影响后续工艺操作和产品质量,故需对浸出液进行除杂净化,除去硅杂质。
如《钠化钒渣水浸液氧化净化的试验研究》,钢铁钒钛,1985(06),在净化硅的工艺中,不仅用金属铝进行净化,还在钒浸出液中采用了电絮凝的方法净化除硅。
《钠化钒渣制取优质五氧化二钒和回收钠盐新工艺》,钢铁钒钛,1986(2),在钠化钒渣水浸液中加入氧化镁(MgO)后通入CO2气体降低和去除浸出液中的硅。
《高硅高磷钠化钒渣水法提钒净化工艺的研究》,钢铁钒钛,1987(01),在钒渣的碳酸钠浸出液中加入金属铝并通入CO2除去和降低浸出液中的杂质硅。
《石煤氧化焙烧-稀碱溶液浸出提钒工艺研究》稀有金属,1994,18(5):321-327,用碱液浸出焙烧后的石煤矿,浸出液通过调节pH值沉淀过滤净化除硅。
《硅质钒矿氧化钙化焙烧提钒新工艺》化学世界,2000,(6):290-292用钙化焙烧钒矿后,采用碳酸盐浸出,再通过水解沉钒的方式进行杂质净化。
《提钒炼钢》,冶金工业出版社,2002-04,P55提出的对钒钛磁铁矿冶炼钒渣(含钒20~30%)进行Na盐焙烧后用水浸出,再进行净化。
《用酸法从石煤矿中提取五氧化二钒的试验研究与工业实践》湿法冶金,2002,21(4):175-183,在用硫酸浸出石煤矿后,采用萃取的方法(6级萃取,5级反萃)对浸出液进行了净化。
《湿法提取石煤中钒的新工艺研究》湘潭大学自然科学学报,2003,25(1):43-45,56提出采用盐酸加亚铁对除碳后的石煤矿浸出,然后采用氧化和离子交换的方法进行除杂。
在其它一些提取钒的工艺中,对钒浸出液硅的净化还采用了加入其它铝盐的方式。
以上各例钒冶炼背景技术中都采用了净化工艺,如离子交换、溶剂萃取、化学沉淀等工艺处理方法对硅等杂质进行净化,增加了提取工艺环节及化工原料和操作成本。
发明内容
发明的目在于提出一种在提钒冶炼工艺过程中,控制杂质硅不被浸出的方法。
发明的技术方案是:在钒矿的提钒冶炼中,钒矿浸出前,加入浓酸,在常温下对钒矿进行熟化,然后再浸出。
浓酸浓度≥5mol/L,浓酸加量小于或等于钒矿重量的30%,熟化时间小于1小时。
浓酸是盐酸、硝酸、高氯酸、次氯酸、硫酸或亚硫酸中任何一种。
钒矿是石煤矿、煤矸石、钒土矿(含钒粘土矿)、钒钛磁铁矿任何一种含SiO2≥2%硅质钒矿或焙烧矿和冶炼过程的含SiO2≥2%硅质含钒渣。
在不经熟化的情况下,硅的浸出行为见(1)式(以硫酸为例):
MSiO3+H2SO4(浠)→H2SiO3+MSO4    (1)式
式中M为金属离子。此时硅酸(H2SiO3或H4SiO4)为可溶于水的单分子硅酸,溶解在浸液中随浸出液一起被大量浸出。当用浓酸进行熟化时,硅的浸出行为见(2)式。
MSiO3+H2SO4(浓)→H2O+SiO2↓+MSO4    (2)式
式中M为金属离子。此时经熟化后的钒矿中,硅是以SiO2固体存在,在随后加水溶液对钒进行浸出中,硅不会溶解在浸出液里,从而使浸出液中不含(极少)有杂质硅。
本发明的优点在于:在不影响钒的浸出率和增加化工原材料消耗的情况下,有效控制杂质硅的浸出,简化了钒矿提取冶炼中后续部分硅的净化工艺、降低生产成本,使提取冶炼工艺流程畅通可靠。本发明硅的浸出量可减少95%以上。
具体实施方式
实施例1
将一硅质钒矿(石煤矿、破碎至-80目、含C 17.0%、含SiO2 60.0%、含V2O5 0.8%)加入14%钒矿石重量的石灰(CaO含量70.0%)混匀,于1000℃焙烧2h后,加入焙烧矿重量15.0%的水润湿矿石,然后再加入占焙烧矿重量24.0%的硫酸(H2SO4含量98%,18mol/L),在常温(25℃)下与焙烧矿混合均匀,常温(25℃)下放置55分钟熟化,再加入pH为2.0的酸水搅拌浸出2h,过滤得到浸出液的SiO2、V2O5含量见表1。
从表1的实施例的结果与相同条件下未经熟化的、加入相同酸量的酸浸液工艺结果比较看出:石煤矿在相同的用酸量情况下,在浸出前,用浓酸熟化与非熟化,钒的浸出率无明显差异(相同),但在浸出液中硅的含量差别很大。熟化浸出液仅为0.44g/L,而非熟化的酸浸液却高达9.09g/L。熟化浸出液比非熟化酸浸液硅浓度减少了21倍。若以相对钒的浸出量比较(硅钒比),在同样钒浸出率的情况下,熟化浸出液的硅钒比非熟化酸浸液的硅钒比低了23倍。即熟化工艺浸出液硅的浸出比非熟化浸出液减少了95%以上,有效控制了Si的浸出。
表1实施例1熟化浸出液与非熟化酸浸液结果对比表
  SiO2含量(g/L) V2O5含量(g/L) 浸出液pH 钒浸出率(%) 硅钒比(SiO2/V2O5)
熟化浸出液     0.44     3.19     1.6   70.6     0.14
非熟化酸浸液     9.09     2.85     1.6   70.8     3.19
实施例2
将一煤矸石钒矿破碎至-60目(含C13.0%、含SiO2 70.0%、含V2O5 0.9%)加入占矿量18.0%的石灰(含氧化钙70.0%),再与5.0%的水混合均匀,于950℃焙烧2h后,加入10.0%的水混合均匀,再加入占焙烧矿量22.0%的浓硫酸(H2SO4含量98%(W),18mol/L)与焙烧矿常温下(30℃)混合均匀,常温下(30℃)放置50min后,以pH为2.0的酸水进行常温2h的搅拌浸出,过滤后得到的浸出液见表2,并与完全相同条件下非熟化相同酸量的直接酸浸液进行对比。
表2实施例2熟化浸出液与非熟化酸浸液结果对比表
    SiO2含量(g/L)     V2O5含量(g/L)   浸出液pH   钒浸出率(%)    硅钒比(SiO2/V2O5)
熟化浸出液     0.44     3.17   1.7   68.0     0.14
非熟花酸浸液     8.84     2.84   1.7   69.0     3.16
从表2可知,本实施例在其它条件完全相同的条件下,煤矸石的熟化与非熟化的钒的浸出率无明显差异,但硅的浸出差异明显。非熟化浸出液硅含量(以SiO2计)为8.80g/L,而熟化浸出液仅为0.44g/L,相差20倍。以浸出液中单位钒量计(硅钒比),硅浸出相差3.16/0.14=23倍。可见在不影响硅的浸出率的条件下,同样有效控制了硅的浸出。
实施例3
将一钒土矿(含钒粘土矿)(含C0.34%、含SiO2 86.0%、含V2O5 0.8%、含Al2O3 2.8%)破碎至-60目后。加入石灰(含氧化钙70.0%)混合均匀,于800℃焙烧12h,然后加入占烧矿重量20.0%的水混匀,常温下(20℃)加入占矿重量24.0%的浓硫酸(H2SO4含量95.0%(W),17mol/L)混匀熟化(常温20℃放置)40min后,以水搅拌浸出,液固比2∶1、浸出时间1h、浸出温度为常温(20℃),过滤后得到浸出液见表3。并与相同条件下非熟化直接酸浸的酸浸液进行比较。
从表3可知,本实施例3中,在其它完全相同的工艺条件下,熟化浸出钒的浸出率不低于非熟化浸出,而浸出液中硅的含量比非熟化浸出低了3.13/0.14=22倍。即熟化工艺的浸出液比非熟化工艺浸出液硅的浸出量减少了95%以上,同样有效而完全地控制了钒土矿中硅的浸出。
表3 实施例3熟化浸出液与非熟化酸浸液结果对比表
    SiO2含量(g/L)     V2O5含量(g/L)   浸出液pH   钒浸出率(%)    硅钒比(SiO2/V2O5)
熟化浸出液     0.44     3.10   1.8   68.8    0.14
非熟花酸浸液     8.75     2.80   1.8   67.3    3.13

Claims (4)

1.一种钒矿提钒冶炼中控制杂质硅被浸出的方法,其特征在于:在钒矿浸出前,加入浓酸,在常温下对钒矿进行熟化,然后再浸出。
2.根据权利要求1所述的控制杂质硅被浸出的方法,其特征在于:浓酸浓度≥5mol/L,浓酸加量小于或等于钒矿重量的30%,熟化时间小于1小时。
3.根据权利要求1所述的控制杂质硅被浸出的方法,其特征在于:浓酸是盐酸、硝酸、高氯酸、次氯酸、硫酸或亚硫酸中的任何一种。
4.根据权利要求1所述的控制杂质硅被浸出的方法,其特征在于:钒矿是石煤矿、煤矸石、钒土矿、钒钛磁铁矿任何一种含SiO2≥2%硅质钒矿或焙烧矿和冶炼过程的含SiO2≥2%硅质含钒渣。
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