CN101412540A - 一种利用萃取技术生产氧化钒的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种利用萃取技术生产氧化钒的方法,属于氧化钒的提取领域。本发明所要解决的技术问题是提供一种既能得到高质量钒产品,又能彻底解决提钒废水的达标排放和循环使用的生产氧化钒的方法。本发明利用萃取技术生产氧化钒的方法,包括准备焙烧原料、钙化焙烧、溶浸、固液分离、萃取、沉钒、废水处理步骤,提钒废水用石灰乳中和处理后返回系统循环利用,实现了废水零排放。本发明还提高了钒的回收率,使之高于现行工艺,并降低生产成本。通过与其它技术结合,还能使提后的残渣等废弃物转变为二次资源,得到再次利用,实现清洁生产。

Description

一种利用萃取技术生产氧化钒的方法
技术领域
本发明涉及一种利用萃取技术生产氧化钒的方法,属于氧化钒的提取领域。
背景技术
传统的钠盐提钒工艺是以Na2CO3、Na2SO4或NaCl等常见钠盐为添加剂,与含钒原料在高温下焙烧,原料中的钒被空气中的氧气氧化为+5价,与钠盐结合生成易溶于水的钒酸钠。焙烧产物用水浸取,钒酸钠溶解进入溶液,固液分离后,含钒溶液用CaCl2等物质除去P、Si等主要杂质后,加入(NH4)2SO4、NH4Cl、(NH4)2CO3或NH4NO3等铵盐,并调节溶液的pH为1.5~2.5,加热溶液至90℃以上保持40min~90min,从溶液中析出多钒酸铵沉淀,过滤后用清水将多钒酸铵中夹带的钠盐等杂质洗净,然后烘干、煅烧脱氨制取V2O5,或用煤气、天然气等还原性气体在高温下还原沉淀物制取V2O3。目前,世界上大多数厂家采用这种工艺生产钒产品。
这种工艺具有产品质量高、工艺稳定、容易控制等优点。但由于沉钒时必须加入超过理论量很多的铵盐才能得到高质量的钒产品,沉钒后的废水成为工业上最难治理的高氨氮、高钠盐废水,其中NH4 +浓度通常达2000~8000mg/L甚至更高,Na+浓度可达20g/L以上,这是钠盐提钒工艺最主要的环保治理难题。这种废水若直接返回浸出工序循环,由于焙烧熟料中的钒酸钠源源不断地溶解于水中,而钠盐不能从溶液中排出,溶液中的钠盐越来越多,沉钒所需铵盐量也越来越大,溶液迅速变得十分粘稠,过滤和沉钒都难以进行,实际上,仅仅循环1~2次就无法再继续了,因此无法直接循环使用。
目前,解决钠盐提钒工艺的废水污染问题主要有两种方案:一种方案是除去重金属并进行脱氨、脱钠处理后排放。脱氨技术主要有:吹脱法、膜分离技术、磷酸铵镁沉淀法、化学氧化法、沸石吸附法、生物脱氮法等,而钠盐主要采用浓缩结晶法。这种技术方案存在的缺点是脱氨处理和浓缩钠盐的成本太高,生产企业难以接受,在处理过程中往往产生新的污染,回收的钠盐是含较多杂质的硫酸钠,用于焙烧会放出SO2污染环境,因此不适合作为焙烧添加剂。另一种方案是除去重金属并进行脱氨、脱钠处理,然后回收冷凝水返回循环。与第1种方案不同之处在于:第1种方案的水不循环,但必须达到国家严格的工业废水排放标准,由于国家要求的氨氮废水排放标准是≤15mg/L,因此达标难度极大,成本较高;第2种方案虽然不排放废水,但要耗费大量的能源蒸发废水,缺点同样是成本太高,而且往往没有回收蒸发为气态的氨。
因此,高氨氮、高钠盐的钠盐提钒废水处理和利用问题成为本领域目前迫切需要解决的技术难题。
从二十世纪六、七十年代起,针对钠盐提钒工艺存在的一些固有缺陷:(1)对钒渣中的CaO含量限制较严,通常要求渣中CaO含量低于1.5%,因为渣中CaO每提高1%,钒的收率约降低4.7%~9%;(2)钠盐和铵盐消耗量较大,成本高;(3)废水中大量的钠盐和铵盐污染环境。研究了用石灰或石灰石作为焙烧添加剂提钒的工艺,通常称为钙盐提钒工艺或钙化焙烧提钒工艺。这种钙盐提钒工艺的焙烧熟料可以采用硫酸浸出,也可以采用碳酸盐或碳酸氢盐浸出。
申请号为2324737的德国专利、申请号为1394024的英国专利报道了用纯碱溶液浸出钙化焙烧熟料。申请号为3853985的美国专利中报道了用碳酸铵或碳酸氢铵浸出钙化焙烧熟料的方法。《钒钛》,1997,No6:7~12的文章“钒渣钙盐焙烧—碳酸化浸出的热力学和动力学”中报道了用碳酸盐和碳酸氢盐浸出钙化焙烧熟料的热力学和动力学问题。但上述文献的方法均存在环境污染问题。
申请号为1394024的英国专利中报道了用硫酸或盐酸浸出钙化焙烧熟料,然后将酸性浸出液中的pH调节到1.6~1.9,加热水解沉钒,其沉淀物烘干煅烧制取的氧化钒产品中含V2O5≈93.5%,杂质较多。《钢铁钒钛》,1992,13(6):1~9的文章“钒渣石灰焙烧法提取V2O5工艺研究”中报道了对雾化钒渣进行钙化焙烧—硫酸浸出制取V2O5的研究,该工艺在所获的的酸性浸出液中加入硫酸调节pH至2左右,然后升温水解沉钒,所获得的产品品位为93.6%~93.92%。《钒钛》,1997,No6:7~12的文章“钒渣钙盐焙烧—硫酸浸出提取V2O5的研究”中报道了关于对钒渣进行的钙化焙烧—硫酸浸出研究。
前苏联图拉钒厂建成了世界上第一家(也是惟一的一家)采用钙化焙烧—硫酸浸出—水解沉钒工艺的钒生产厂,其产品的V2O5品位为88%~94%(平均92%),主要杂质为Mn、Mg、Ca等,然后冶炼成钒铁,主要供应国内,钒铁产品中的杂质也多,因此企业在国际市场上的竞争力差,这也正是世界上其它钒厂都不采用这种工艺的主要原因。为了提高产品的市场竞争力,申请号为2001127026/02和96106854/02的俄罗斯专利公开了从含较多Mn、Ca、Mg等杂质的水解沉淀中制取高质量氧化钒的方法。该方法用NaOH将水解沉淀物溶解,然后加入硫酸铵等铵盐并加热,沉淀出多钒酸铵,煅烧后获得V2O5含量>98%的高质量氧化钒。该法减少了含氨废水的总量,但仍然需要进行脱氨、脱钠的废水处理,因此氨氮废水难处理、高成本的技术经济难题依然存在,而且由于处理过程较长,环节增多,钒的回收率也有一定程度的降低。
到目前为止,未见有既能获得高质量钒产品,又能彻底解决提钒废水的达标排放或循环使用的相关报道。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是提供一种利用萃取技术生产氧化钒的方法,该方法既能得到高质量钒产品,又能彻底解决提钒废水的达标排放和循环使用。
本发明利用萃取技术生产氧化钒的方法包括如下步骤:
a、原料的准备:将钒渣或其它含钒原料与添加剂混匀制得混合物料;
其中,所述添加剂为CaO或石灰石,添加剂的用量以使混合物料中CaO/V2O5重量比为0.5~1.4;
b、钙化焙烧:将上述混合物料于860℃~950℃下恒温氧化焙烧60min~240min,得到焙烧熟料;混合物料焙烧时,当焙烧温度较高(如950℃左右),焙烧时间可缩短(60min左右即可),焙烧温度较低(如860℃左右),焙烧时间需延长(240min左右)。
c、溶浸:焙烧熟料加水制成浆料,搅拌并缓慢地加入硫酸溶液溶浸,控制溶浸过程pH值为2.5~3.5;
d、固液分离:溶浸结束后滤去残渣得浸出液,浸出液进行除磷、除钙处理,使浸出液中[Ca2+]≤0.05g/L,P满足TV/P≥1000(即总钒/磷≥1000)要求;残渣水洗得到洗涤水,用于下次溶浸调制料浆;
e、萃取:用氨水皂化后的萃取剂与除磷、除钙处理后的浸出液混合进行萃取,萃取后使水相与有机相分离,其中,所述的萃取剂为能在pH值为2~5范围内萃取Mn2+、Mg2+和Fe3+的阳离子萃取剂;通常钒渣或其它含钒原料中都含有一定量的Mn,控制水相溶液中的NH3/Mn重量比0.6-2000(优选2~10)即可用于沉钒;
f、沉钒:e步骤所得水相溶液用硫酸调节pH值至1.5~2.5并加热至90℃~沸腾温度,保持30min~120min,过滤、收集多钒酸铵沉淀,多钒酸铵水洗后经过煅烧脱氨得到V2O5或经过还原后得到V2O3
g、废水处理:f步骤产生的废水(包括沉钒上层液和多钒酸铵沉淀的洗涤废水)除去P、Mn、Mg等杂质后得到循环水,循环水中的Mn2+、Mg2+的浓度分别低于5g/L,P浓度低于0.005g/L,循环水返回c步骤用于溶浸调制浆料,或返回d步骤洗涤残渣,得到的洗涤水再返回c步骤溶浸调制浆料;
其中,在上述各步骤中所使用的固体原辅材料,其Na和K等碱金属总量需≤0.3wt%,Cl-和NO3 -总量需≤0.1wt%;在各步骤中所使用的液体辅助材料(包括补充的水、硫酸等),其Na和K等碱金属的浓度之和需≤0.1g/L,Cl-和NO3 -的总量需≤0.1g/L,以保证体系中Na、K、Cl-、NO3 -等离子的平衡(Na、K、Cl-、NO3 -等离子既会影响产品质量,且不易除去,若原辅材料中的含量较高,带入体系的总量过多,会在废水中逐渐富集,影响循环正常进行,但若含量很低,可以通过残渣和产品夹带予以排除,因此,需要控制Na、K、Cl-、NO3 -等的含量)。
进一步的,为了使钒更容易被氧化到五价生成钒酸盐,上述a步骤中所得混合物料应粉碎至粒度为0.1mm以下。
进一步的,上述c步骤焙烧熟料溶浸时先将焙烧熟料冷却并粉碎至0.18mm以下,以便于溶浸。
进一步的,c步骤溶浸的浆料为焙烧熟料加1.5~4倍的水搅拌而成,溶浸使用的硫酸溶液浓度为10wt%~75wt%,溶浸温度为室温~58℃,溶浸时间为30~90min。更进一步的,优选用浓度为32wt%~65wt%的硫酸调节浆料的pH值。浆料的pH值优选调节为2.8~3.3。
进一步的,g步骤所得循环水返回d步骤洗涤残渣得到洗涤水,洗涤水返回c步骤溶浸调制浆料,若洗涤水不够,用循环水补足,c步骤溶浸调制浆料用水总重量为焙烧熟料重量的1.5~4倍。更进一步的,g步骤所得循环水返回d步骤洗涤残渣,洗涤次数为5~7次,每次洗涤用水量为残渣干重量的20wt%~35wt%,控制每次洗涤用水量才能保持循环过程中的水量平衡。
进一步的,e步骤所述的萃取剂可以是二-(2-乙基己基)磷酸酯、2-乙基己基磷酸单-2-乙基己酯或二-(2,4,4-三甲基戊基)次膦酸等能在pH为2~5范围内萃取Mn2+、Mg2+和Fe3+等高价阳离子的有机物。萃取剂可以用260#溶剂油或磺化煤油等常用稀释剂稀释后使用。
进一步的,e步骤的萃取剂预先用氨水进行皂化处理,使萃取剂上的可交换基团大部分转变为NH4 +,其余仍保持为H+,氨水皂化的程度优选控制萃余液的pH为2.8~3.8。皂化处理不能用氢氧化钠、氢氧化钾等碱金属类碱。
进一步的,e步骤萃取后用2~3M的硫酸反萃含有Mn2+、Mg2+、Fe3+等的有机相,使Mn2+、Mg2+等杂质被反萃到硫酸溶液中,有机相得到再生后用氨水皂化,然后返回萃取系统循环使用;反萃后的溶液可循环用于锰的反萃,当反萃能力降低后排出系统,与废水中和渣一起用于回收锰资源,而浸出液中少量的Fe3+在有机相中积累到一定程度后,用6N的盐酸反萃,有机相经过洗Cl-后返回系统循环。
其中,g步骤的废水处理方法为常规方法,如:可以用石灰乳将沉钒废水中和至pH=9~11,过滤(过滤得到的渣称为废水中和渣,可用作回收锰的原料),以除去Mn、P、Mg等主要杂质。
进一步的,在废水循环过程中,循环水中可能含有较多NH4 +,使除磷、钙后的浸出液中的NH3/Mn重量比已经达到上述要求,这时则不需要萃取,可直接进入沉钒操作。
本发明的工艺流程图如图1所示。
本发明具有如下有益效果:
1、采用钙化焙烧—硫酸浸出技术获得基本不含碱金属的钒溶液,同时要求原料和各种辅助材料(包括补充的水)基本不含碱金属、卤素和硝酸根等易溶性离子,以确保易溶性离子在循环过程中能够维持平衡,从而使废水经过处理后能够循环使用,解决了传统钠盐提钒工艺废水治理难的环保问题。
2、通过萃取剂用NH4 +置换Mn2+、Mg2+等杂质净化含钒溶液,确保能够获得高质量的钒产品,克服传统石灰法工艺不能直接获得高质量钒产品的缺点。
3、以NH3与Mn的重量比值控制萃取净化的程度,当浸出液中的上述比值低于本发明规定的数值时,通过萃取操作调整上述比值到规定的数值,然后沉钒;当浸出液中的上述比值已经达到本发明规定的要求时,则不需要萃取直接进行沉钒,部分NH4 +随多钒酸铵沉淀排出系统,从而确保体系中的NH4 +浓度不会持续升高,能够循环使用。
4、使用含有(NH4)2SO4等硫酸盐的循环水用于浸出,在本发明的浸出条件范围内,NH4 +不会造成不利影响,SO4 2-有利于提高钙化焙烧熟料的浸出率,因而最终可实现水的循环利用,也避免了废水污染环境。
5、本发明可使从钒渣至氧化钒的总回收率大幅度提高,达82%~85%,而传统的钠盐提钒工艺的回收率仅为80%左右,因此本发明比传统的钠盐提钒工艺的回收率平均提高2%~5%。
6、用廉价的石灰类物质取代价格相对高昂的碳酸钠,硫酸的消耗量与钠盐提钒工艺的硫酸消耗量接近,NH4 +几乎全部用于沉钒,其他辅助材料消耗量少,价格较低,使得各种辅助原材料成本显著降低。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明的具体实施方式做进一步的描述。
实施例1
使用下面步骤(1)准备的熟料,采用本发明方法进行了51轮次的废水循环试验,从步骤(2)至步骤(6)为一轮循环。
(1)准备焙烧熟料:
将表1所示成分的普通钒渣,磨细至0.098mm以下,取28kg磨细的钒渣粉,与CaO含量≥98%的石灰1.96kg(磨细至0.1mm以下)混合均匀后,在860℃、氧化性气氛下焙烧240min,取出冷却后磨细至0.18mm以下备用。
表1 钒渣主要成分(%)
 
V2O5 CaO MnO P K+Na
16.67 3.54 9.14 0.04 0.21
(2)熟料溶浸:
取500g磨细的熟料,加2000mL上次残渣洗涤水(第一轮用清水)调制成浆料,在搅拌条件下持续、缓慢地加入浓度为10wt%~32wt%的硫酸,控制浸出过程的pH为2.8~3.3,并使浆料温度保持在室温~58℃,反应60min后停止,然后过滤得到浸出液,残渣用循环水洗涤6~7次(第一轮用清水),每次用水量为120mL,洗涤水合并用于下轮次溶浸调制浆料,残渣烘干、称重后分析TV(即总钒)含量,以计算钒的浸出率。浸出液经过除磷和除钙处理,使[Ca2+]≤0.05g/L,P满足TV/P≥1000要求之后进入萃取工序。
(3)萃取:
将体积浓度为10%~20%的P204煤油溶液用氨水进行皂化处理,皂化后的有机相与浸出液混合进行单级常温萃取,振荡时间5min,静置分相并除去水相中残留的有机物后用于下步沉钒。改变皂化率和萃取相比,控制水相的NH3/Mn重量比为0.6~50。
注:P204是国内商品俗称,学名是二-(2-乙基己基)磷酸酯。
(4)沉钒制取V2O5
将经过萃取处理后的溶液除油后补加少量硫酸调节pH值为1.5~2.5,加热至90℃以上保温60~90min,过滤并用[Na+K]≤0.1g/L的清水洗涤,每次用水量为30mL,共洗涤3次,洗涤得到的废水与沉钒上层液合并,称为沉钒废水。多钒酸铵沉淀烘干后在500℃~800℃煅烧、熔化,最后得到V2O5,分析V2O5的成分。
(5)废水处理:
配制含水量较少的石灰乳,加入沉钒废水将溶液的pH调节到9.0~9.5,然后过滤,滤液用稀硫酸将pH值调节到5~7,得到循环水,用作下轮浸出的残渣洗涤用水。过滤所得的渣称为废水中和渣,用作回收锰的原料。
(6)有机相再生:
萃取Mn2+等阳离子杂质的负载有机相用2.5M硫酸反萃后循环使用。循环10次后除用2.5M硫酸反萃外,再用6N盐酸反萃除去Fe3+,并用稀硫酸溶液洗涤有机相,以除去夹带的Cl-,然后萃取剂返回系统循环。盐酸反萃除铁的水溶液与硫酸反萃锰的水溶液分开处理。反萃液中的Mn2+富集到一定程度后与废水中和渣反应,以回收锰。
重复上述(2)~(6)步骤操作,每次用熟料500g,液固比均为4:1,第1轮浸出后不沉钒,浸出液用于第2轮调制浆料,以提高浸出液的钒浓度;之后各轮次浸出在步骤(2)用上轮次的残渣洗涤水,不足部分用循环水补充;残渣洗水用循环水,不足的用清水补充。总共进行51轮循环操作,没有含氨氮的废水从系统中排放。
除第一轮循环未沉钒外,其余各轮循环的回收率的最大值、最小值和平均值见表2;其余各轮循环的V2O5产品的化学成分的最大值、最小值和平均值见表3,表3中还列出了GB3283-87标准的冶金98牌号和冶金99牌号的成分;其余各轮循环处理后的循环水的成分的最大值、最小值和平均值见表4。
表2 循环过程的钒回收率(%)
Figure A200810305603D00101
上表中的原料预处理和熔化工序回收率取自长期工业生产数据。
注:大块的粗钒渣破碎、磨细、除铁为原料预处理操作,这一过程有少量钒损失。
从表2可见,采用本发明的方法,从钒渣至V2O5的总回收率平均达到了84.20%。
表3 循环过程制取的产品主要成分(%)
 
项目 V2O5 Mn Mg Ca TFe P S Si Na2O+K2O
min 98.81 <0.01 <0.01 0.01 0.01 0.02 0.01 <0.01 0.10
max 99.47 0.15 0.04 0.09 0.12 0.05 0.03 0.02 0.28
平均 99.12 0.09 0.03 0.05 0.05 0.03 0.02 0.02 0.23
GB3283-87冶金98    >98 ≯0.3 ≯0.05 ≯0.03 ≯0.25 ≯1.5
GB3283-87冶金99    >99 ≯0.2 ≯0.03 ≯0.01 ≯0.15 ≯1.0
表3的成分表明本工艺所制取的钒产品质量很好,达到了国家标准GB3283-87标准。
表4 循环水的主要成分(g/L)
Figure A200810305603D00111
另外,从表4可见,经过51轮次的废水循环,各种杂质离子没有富集趋势,实现了提钒废水的低成本循环利用,其中的钾钠主要来自原料钒渣,经过51次循环,循环水中的“K+Na”之和稳定在0.2~0.4g/L范围而不再增加。
实施例2
使用下面步骤(1)准备的熟料,采用本发明方法进行了51轮次的废水循环试验,从步骤(2)至步骤(6)为一轮循环。
(1)准备焙烧熟料:
将表5所示的钒渣磨细至0.098mm以下。
表5 钒渣主要成分(%)
 
V2O5 CaO Mn P K+Na
13.75 4.93 6.56 0.049 0.19
取28kg磨细的钒渣粉,另取1.82kg石灰(CaO含量98%、磨细至0.1mm以下),与磨细的钒渣混合均匀后,在950℃、氧化性气氛下焙烧60min,取出冷却后磨细至0.18mm以下备用。
(2)熟料溶浸:
取500g磨细的熟料,加1250mL上次残渣洗涤水(第一轮用清水)调制成浆料,在搅拌条件下持续、缓慢地加入32%~65%的硫酸,控制浸出过程的pH在2.8~3.3,并使浆料温度保持在室温~58℃,然后过滤,残渣用循环水洗涤6~7次(第一轮用清水),每次用水量为120mL,洗涤水合并用于下轮次浸出时调制浆料,残渣烘干、称重后分析TV含量,以计算钒的浸出率。浸出液经过除磷和除钙之后,使[Ca2+]≤0.05g/L,P满足TV/P≥1000要求之后进入萃取工序。
(3)萃取:
将体积浓度为10%~30%的P507煤油溶液用氨水进行皂化处理,皂化后的有机相与浸出液混合进行单级常温萃取,振荡时间5min,静置分相并除去水相中残留的有机物后用于下步沉钒。改变皂化率和萃取相比,控制水相的NH3/Mn重量比为10~200。
注:P507是国内商品俗称,学名是2-乙基己基磷酸单-2-乙基己酯。
(4)沉钒制取V2O5
将除油后的水相溶液补加少量硫酸调节pH到1.5~2.5,加热至90℃以上保温60~90min,过滤并用[Na+K]≤0.1g/L的清水洗涤沉淀,每次用水量为30mL,共洗涤3次,洗涤废水与沉钒上层液合并,称为沉钒废水。多钒酸铵沉淀烘干后在500℃~800℃煅烧、熔化,最后得到V2O5,分析V2O5的成分。
(5)废水处理:
配制含水量较少的石灰乳,加入沉钒废水将溶液的pH调节到9.5~10.00,然后过滤,滤液用稀硫酸将pH调节到5~7,得到循环水,用作下轮浸出的残渣洗涤水。过滤所得的渣称为废水中和渣,用作回收锰的原料。
(6)有机相再生:
萃取Mn2+等阳离子杂质的负载有机相用2.5M硫酸反萃后循环使用。循环10次后除用2.5M硫酸反萃外,再用6N盐酸反萃除去Fe3+,并用稀硫酸溶液洗涤有机相,以除去夹带的Cl-,然后萃取剂返回系统循环。盐酸反萃除铁的水溶液与硫酸反萃锰的水溶液分开处理。反萃液中的Mn2+富集到一定程度后与废水中和渣反应,以回收锰。
重复上述(2)~(6)步骤操作,每次用熟料500g,浸出的液固比均为2.5:1,第1轮浸出后不沉钒,将浸出液用于第2轮浸出调制浆料,以提高浸出液的钒浓度;之后各轮次浸出在步骤(2)用上轮次的残渣洗涤水,不足部分用循环水补充;残渣洗水用循环水,不足的用清水补充。总共进行51轮循环操作,没有含氨氮的废水从系统中排放。
除第一轮循环未沉钒外,其余各轮循环的回收率的最大值、最小值和平均值见表6;其余各轮循环的V2O5产品的化学成分的最大值、最小值和平均值见表7;其余各轮循环处理后的循环水的成分的最大值、最小值和平均值见表8。
表6 循环过程的钒回收率(%)
Figure A200810305603D00121
上表中的原料预处理和熔化工序回收率取自长期工业生产数据。
从表6可见,采用本发明的方法,从钒渣至V2O5的总回收率达到了84.48%。
表7 循环过程制取的V2O5产品主要成分(%)
 
项目 V2O5 Mn Mg Ca TFe P S Si Na2O+K2O
min 98.79 <0.01 <0.01 <0.01 0.01 0.02 0.01 <0.01 0.18
max 99.53 0.11 0.03 0.08 0.10??? 0.04 0.03 0.02 0.31
平均 99.25 0.08 0.02 0.05 0.06 0.03 0.02 0.02 0.25
表7的成分表明本工艺所制取的钒产品质量很好,达到了国家标准GB3283-87标准。
表8 循环水的主要成分(g/L)
Figure A200810305603D00131
从表8可见,经过51轮次的废水循环,各种杂质离子没有富集趋势,实现了提钒废水的低成本循环利用,其中的钾钠主要来自原料钒渣,经过51次循环,循环水中的“K+Na”稳定在0.1~0.4g/L范围而不再增加。
实施例3
使用下面步骤(1)准备的熟料,采用本发明方法进行了51轮次的废水循环试验,从步骤(2)至步骤(6)为一轮循环。
(1)准备焙烧熟料:
将表9所示成分的钒渣110kg磨细至0.098mm以下,另取7.7kg磨细至0.1mm以下的石灰(CaO含量98%),与磨细的钒渣混合均匀后,在920℃、氧化性气氛下焙烧150min,焙烧熟料冷却后磨细至0.18mm以下备用。
表9 钒渣主要成分(%)
 
V2O5 CaO Mn P K+Na
12.68 2.15 5.98 0.147 0.18
(2)熟料溶浸:
取500g磨细的熟料,加1000mL上次残渣洗涤水(第一轮用清水)调制成浆料,在搅拌条件下持续、缓慢地加入32%~75%的硫酸,控制浸出过程的pH在2.8~3.3,并使浆料温度保持在室温~58℃,反应60min后停止,然后过滤,残渣用循环水洗涤5~6次(第一轮用清水),每次用水量为120mL,洗涤水合并用于下轮次浸出时调制浆料,残渣烘干、称重后分析TV含量,以计算钒的浸出率。浸出液经过除磷和除钙之后,使[Ca2+]≤0.05g/L,P满足TV/P≥1000要求之后进入萃取工序。
(3)萃取:
将体积浓度为10%~30%的Cyanex272煤油溶液用氨水进行皂化处理,皂化后的有机相与浸出液混合进行单级常温萃取,振荡时间5min,静置分相并除去水相中残留的有机物后用于下步沉钒。改变皂化率和萃取相比,控制水相的NH3/Mn重量比为20~2000。
注:Cyanex272是商品俗称,学名是二(2,4,4-三甲基戊基)次膦酸。
(4)沉钒制取V2O5
将经过萃取处理后的溶液除油后补加少量硫酸调节pH到1.5~2.5,加热至90℃以上保温60~90min,过滤并用[Na+K]≤0.1g/L的清水洗涤,每次用水量为30mL,共洗涤3次,洗涤废水与沉钒上层液合并,称为沉钒废水。多钒酸铵沉淀烘干后在500℃~800℃煅烧、熔化,最后得到V2O5,分析V2O5的成分。
(5)废水处理:
配制含水量较少的石灰乳,加入沉钒废水将溶液的pH调节到9.5~11.0,然后过滤,滤液用稀硫酸将pH调节到5~7,得到循环水,用作下轮浸出的残渣洗涤水。过滤所得的渣称为废水中和渣,用作回收锰的原料。
(6)有机相再生:
萃取Mn2+等阳离子杂质的负载有机相用2.5M硫酸反萃后循环使用。循环10次后除用2.5M硫酸反萃外,再用6N盐酸反萃除去Fe3+,并用稀硫酸溶液洗涤有机相,以除去夹带的Cl-,然后萃取剂返回系统循环。盐酸反萃除铁的水溶液与硫酸反萃锰的水溶液分开处理。反萃液中的Mn2+富集到一定程度后与废水中和渣反应,以回收锰。
重复上述(2)~(6)步骤操作,每次用熟料500g,浸出的液固比均为2:1,第1轮浸出后不沉钒,将浸出液用于第2轮浸出调制浆料,以提高浸出液的钒浓度;之后各轮次浸出在步骤(2)用上轮次的残渣洗涤水,不足部分用循环水补充;残渣洗水用循环水,不足的用清水补充。总共进行51轮循环操作,没有含氨氮的废水从系统中排放。
除第一轮循环未沉钒外,其余各轮循环的回收率的最大值、最小值和平均值见表10;其余各轮循环的V2O5产品的化学成分的最大值、最小值和平均值见表11;其余各轮循环处理后的循环水的成分的最大值、最小值和平均值见表12。
表10 循环过程的钒回收率(%)
Figure A200810305603D00151
上表中的原料预处理和熔化工序回收率取自长期工业生产数据。
从表10可见,采用本发明的方法,从钒渣至V2O5的总回收率达到了83.89%。
表11 循环过程制取的V2O5产品主要成分(%)
 
项目 V2O5 Mn Mg Ca TFe P S Si Na2O+K2O
min 99.09 <0.01 <0.01 <0.01 <0.01 0.02 0.01 <0.01 0.19
max 99.66 0.07 0.01 0.03 0.03 0.03 0.03 0.01 0.33
平均 99.30 0.03 0.01 0.02 0.02 0.03 0.02 0.01 0.25
表11的成分表明本工艺所制取的钒产品质量很好,达到了国家标准GB3283-87标准。
表12 循环水的主要成分(g/L)
Figure A200810305603D00152
从表12可见,经过51轮次的废水循环,各种杂质离子没有富集趋势,实现了提钒废水的低成本循环利用,其中的钾钠主要来自原料钒渣,经过51次循环,循环水中的“K+Na”之和稳定在0.2~0.4g/L范围而不再增加。

Claims (10)

  1. 【权利要求1】一种利用萃取技术生产氧化钒的方法,包括如下步骤:
    a、原料的准备:将钒渣或其它含钒原料与添加剂混匀制得混合物料;
    其中,所述添加剂为CaO或石灰石,添加剂的用量以使混合物料中CaO/V2O5重量比为0.5~1.4;
    b、钙化焙烧:将上述混合物料于860℃~950℃下恒温氧化焙烧60min~240min,得到焙烧熟料;
    c、溶浸:焙烧熟料加水制成浆料,搅拌并缓慢地加入硫酸溶液溶浸,控制溶浸过程pH值为2.5~3.5;
    d、固液分离:溶浸结束后滤去残渣得浸出液,浸出液进行除磷、除钙处理,使浸出液中[Ca2+]≤0.05g/L,P满足TV/P≥1000要求;残渣水洗得到洗涤水,用于下次溶浸调制料浆;
    e、萃取:用氨水皂化后的萃取剂与除磷、除钙处理后的浸出液混合进行萃取,萃取后使水相与有机相分离,控制水相溶液中的NH3/Mn重量比为0.6~2000;其中,所述的萃取剂为能在pH值为2~5范围内萃取Mn2+、Mg2+和Fe3+的阳离子萃取剂;
    f、沉钒:e步骤所得水相溶液用硫酸调节pH值至1.5~2.5并加热至90℃~沸腾温度,保持30min~120min,过滤、收集多钒酸铵沉淀,多钒酸铵水洗后经过煅烧脱氨得到V2O5或经过还原后得到V2O3
    g、废水处理:f步骤产生的废水除去P、Mn、Mg等杂质后得到循环水,循环水中的Mn2+、Mg2+的浓度分别低于5g/L,P浓度低于0.005g/L,循环水返回c步骤用于溶浸调制浆料,或返回d步骤洗涤残渣,得到的洗涤水再返回c步骤溶浸调制浆料;
    其中,上述各步骤中所使用的固体原辅材料,其Na和K等碱金属总量≤0.3wt%,Cl-和NO3 -总量≤0.1wt%;各步骤中所使用的液体原辅材料,其Na和K等碱金属的浓度之和≤0.1g/L,Cl-和NO3 -的总量≤0.1g/L。
  2. 【权利要求2】根据权利要求1所述的利用萃取技术生产氧化钒的方法,其特征在于:a步骤所得混合物料的粒度为0.1mm以下。
  3. 【权利要求3】根据权利要求1所述的利用萃取技术生产氧化钒的方法,其特征在于:c步骤溶浸前先将焙烧熟料冷却并粉碎至0.18mm以下。
  4. 【权利要求4】骤溶浸使用的硫酸溶液浓度为10wt%~75wt%,溶浸温度为室温~58℃,溶浸时间为30~90min。
  5. 【权利要求5】根据权利要求1所述的利用萃取技术生产氧化钒的方法,其特征在于:g步骤所得循环水返回d步骤洗涤残渣得到洗涤水,洗涤水返回c步骤溶浸调制浆料,若洗涤水不够,用循环水补足,c步骤溶浸调制浆料用水总重量为焙烧熟料重量的1.5~4倍。
  6. 【权利要求6】根据权利要求5所述的利用萃取技术生产氧化钒的方法,其特征在于:g步骤所得循环水返回d步骤洗涤残渣,洗涤次数为5~7次,每次洗涤用水量为残渣干重量的20wt%~35wt%。
  7. 【权利要求7】根据权利要求1所述的利用萃取技术生产氧化钒的方法,其特征在于:e步骤所述的萃取剂为二-(2-乙基己基)磷酸酯、2乙基己基磷酸单2乙基己酯或二(2,4,4-三甲基戊基)次膦酸。
  8. 【权利要求8】根据权利要求1所述的利用萃取技术生产氧化钒的方法,其特征在于:e步骤的萃取剂预先用氨水皂化处理的程度为使萃余液的pH值为2.8~3.8。
  9. 【权利要求9】根据权利要求1所述的利用萃取技术生产氧化钒的方法,其特征在于:e步骤萃取后的有机相用2~3M的硫酸反萃再生,然后用氨水皂化后循环使用。
  10. 【权利要求10】根据权利要求1所述的利用萃取技术生产氧化钒的方法,其特征在于:e步骤萃取的程度为控制水相中的NH3/Mn重量比2~10。
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Cited By (12)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2010057411A1 (en) * 2008-11-18 2010-05-27 Panzhihua New Steel & Vanadium Co., Ltd. Production method of vanadium oxide using ion-exchange to realize wastewater circulation
WO2010057410A1 (en) * 2008-11-18 2010-05-27 Panzhihua New Steel & Vanadium Co., Ltd. Clean production method of vanadium oxide
WO2010057412A1 (en) * 2008-11-18 2010-05-27 Pangang Group Research Institute Co. Ltd. A production method of vanadium oxide using extraction
CN101723455B (zh) * 2009-12-29 2011-09-21 攀钢集团攀枝花钢钒有限公司 制备偏钒酸钠的方法
CN102502570A (zh) * 2011-11-29 2012-06-20 芜湖人本合金有限责任公司 一种医药用偏钒酸钠的生产方法
CN105110373A (zh) * 2015-09-23 2015-12-02 攀钢集团西昌钢钒有限公司 氧化钒清洁生产方法及酸浸残渣的回收方法
CN105886786A (zh) * 2016-05-06 2016-08-24 重庆大学 一种强化转炉钒渣钙化提钒的方法
CN108423712A (zh) * 2018-04-12 2018-08-21 四川星明能源环保科技有限公司 三氧化二钒及其制备方法
TWI635049B (zh) * 2016-06-03 2018-09-11 昭和電工股份有限公司 釩化合物之製造方法、釩溶液之製造方法及氧化還原液流電池電解液之製造方法
CN109081374A (zh) * 2018-10-19 2018-12-25 河钢股份有限公司承德分公司 一种制备大粒度球状多钒酸铵的方法
CN112080651A (zh) * 2020-09-23 2020-12-15 攀钢集团研究院有限公司 高钙低钠铵复合焙烧提钒的方法
CN114959251A (zh) * 2022-05-27 2022-08-30 四川大学 钒渣焙烧浸出方法

Families Citing this family (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN103937998B (zh) * 2014-04-21 2016-02-10 中国科学院过程工程研究所 一种从含钒铬硅溶液制备低硅五氧化二钒的方法
JP6779503B2 (ja) * 2015-07-15 2020-11-04 国立大学法人群馬大学 バナジウムの回収方法、及びレドックス・フロー電池用電解液の製造方法、並びにバナジウムの回収装置、及びレドックス・フロー電池用電解液の製造装置
WO2019127305A1 (zh) * 2017-12-29 2019-07-04 焱鑫环保科技有限公司 利用含砷工业碱渣水浸碱液吸收so2烟气、脱砷净化生产亚硫酸钠产品的工艺方法
CN115247234A (zh) * 2020-10-17 2022-10-28 刘辉 一种钒渣直接硫酸氧化酸解制备偏钒酸铵的方法
RU2761849C1 (ru) * 2021-06-23 2021-12-13 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт химии твердого тела Уральского отделения Российской академии наук Способ получения нанопорошка триоксида ванадия
CN114620859B (zh) * 2022-02-25 2023-10-27 中南大学 一种皂化p507废水中溶解态p507的去除方法

Family Cites Families (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE2030153B2 (de) * 1970-06-19 1977-09-15 Ceagfilter Und Entstaubungstechnik Gmbh, 4600 Dortmund Verfahren zur reinigung eines luftoder gasstromes von verbrennbaren dampfoder gasfoermigen verunreinigungen und adsorptionsfilteranlage zur durchfuehrung des verfahrens
US4039614A (en) * 1972-07-17 1977-08-02 Slotvinsky Sidak Nikolai Petro Method of preparing vanadium pentoxide from metallurgical slags containing vanadium
FR2220588A1 (en) * 1973-03-08 1974-10-04 Tsnii Chernoj Metallurg Vanadium cpds extracted from ores or slag - avoiding environmental and product pollution
US4548792A (en) * 1984-03-15 1985-10-22 Intevep, S.A. Method for precipitating vanadium from vanadium bearing liquors and recovering vanadium pentoxide
RU2176676C1 (ru) * 2000-07-04 2001-12-10 ООО Научно-производственная экологическая фирма "ЭКО-технология" Способ переработки ванадийсодержащих промпродуктов производства
CN101161831A (zh) * 2007-11-09 2008-04-16 攀钢集团攀枝花钢铁研究院 一种钙化焙烧钒渣的方法
UA31203U (uk) * 2007-12-24 2008-03-25 Татьяна Леонидовна Ряполова Спосіб оцінки рівня реабілітаційного потенціалу
CN101412540B (zh) * 2008-11-18 2010-06-02 攀钢集团研究院有限公司 一种利用萃取技术生产氧化钒的方法

Cited By (14)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2010057411A1 (en) * 2008-11-18 2010-05-27 Panzhihua New Steel & Vanadium Co., Ltd. Production method of vanadium oxide using ion-exchange to realize wastewater circulation
WO2010057410A1 (en) * 2008-11-18 2010-05-27 Panzhihua New Steel & Vanadium Co., Ltd. Clean production method of vanadium oxide
WO2010057412A1 (en) * 2008-11-18 2010-05-27 Pangang Group Research Institute Co. Ltd. A production method of vanadium oxide using extraction
CN101723455B (zh) * 2009-12-29 2011-09-21 攀钢集团攀枝花钢钒有限公司 制备偏钒酸钠的方法
CN102502570A (zh) * 2011-11-29 2012-06-20 芜湖人本合金有限责任公司 一种医药用偏钒酸钠的生产方法
CN105110373A (zh) * 2015-09-23 2015-12-02 攀钢集团西昌钢钒有限公司 氧化钒清洁生产方法及酸浸残渣的回收方法
CN105886786A (zh) * 2016-05-06 2016-08-24 重庆大学 一种强化转炉钒渣钙化提钒的方法
TWI635049B (zh) * 2016-06-03 2018-09-11 昭和電工股份有限公司 釩化合物之製造方法、釩溶液之製造方法及氧化還原液流電池電解液之製造方法
US10422021B2 (en) 2016-06-03 2019-09-24 Showa Denko K.K. Method for producing vanadium compound, method for producing vanadium solution, and method for producing redox flow battery electrolyte
CN108423712A (zh) * 2018-04-12 2018-08-21 四川星明能源环保科技有限公司 三氧化二钒及其制备方法
CN109081374A (zh) * 2018-10-19 2018-12-25 河钢股份有限公司承德分公司 一种制备大粒度球状多钒酸铵的方法
CN112080651A (zh) * 2020-09-23 2020-12-15 攀钢集团研究院有限公司 高钙低钠铵复合焙烧提钒的方法
CN112080651B (zh) * 2020-09-23 2022-07-19 攀钢集团研究院有限公司 高钙低钠铵复合焙烧提钒的方法
CN114959251A (zh) * 2022-05-27 2022-08-30 四川大学 钒渣焙烧浸出方法

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