CN101709388B - 钒渣氯化焙烧分离钒的工艺 - Google Patents

钒渣氯化焙烧分离钒的工艺 Download PDF

Info

Publication number
CN101709388B
CN101709388B CN2009102504435A CN200910250443A CN101709388B CN 101709388 B CN101709388 B CN 101709388B CN 2009102504435 A CN2009102504435 A CN 2009102504435A CN 200910250443 A CN200910250443 A CN 200910250443A CN 101709388 B CN101709388 B CN 101709388B
Authority
CN
China
Prior art keywords
roasting
vanadium
chloridizing
vanadium slag
slag
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Active
Application number
CN2009102504435A
Other languages
English (en)
Other versions
CN101709388A (zh
Inventor
李千文
陈亮
王宗海
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Pangang Group Steel Vanadium and Titanium Co Ltd
Pangang Group Panzhihua Steel and Vanadium Co Ltd
Pangang Group Panzhihua Iron and Steel Research Institute Co Ltd
Original Assignee
Pangang Group Steel Vanadium and Titanium Co Ltd
Pangang Group Panzhihua Steel and Vanadium Co Ltd
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Pangang Group Steel Vanadium and Titanium Co Ltd, Pangang Group Panzhihua Steel and Vanadium Co Ltd filed Critical Pangang Group Steel Vanadium and Titanium Co Ltd
Priority to CN2009102504435A priority Critical patent/CN101709388B/zh
Publication of CN101709388A publication Critical patent/CN101709388A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN101709388B publication Critical patent/CN101709388B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Classifications

    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Abstract

本发明提供一种钒渣氯化焙烧分离钒的工艺，主要采用碳质还原剂与固体氯化剂进行分离，其工艺步骤为：(a)将钒渣磨细至钒渣微粉；(b)将钒渣微粉在回转窑中焙烧，得到焙烧料；(c)将焙烧料磨细至焙烧微粉；(d)按焙烧微粉∶碳质还原剂∶固体氯化剂＝100∶20～30∶15～25进行配料并干混至均匀，再按焙烧微粉∶水＝100∶8～10配加水后湿混至均匀，压制成Ф10～Φ15毫米的料粒；(e)使料粒在常温下自然晾干，干燥后的料粒进入回转窑氯化焙烧，从而将钒分离。本发明的工艺可显著提高钒的提出率，简化钒的分离工艺，避免水法分离过程，克服了钠盐给后步处理工艺带来的一系列难题。

Description

钒渣氯化焙烧分离钒的工艺
技术领域
本发明涉及金属分离技术领域，具体涉及一种将钒渣进行氯化焙烧以分离钒的工艺。
背景技术
钒渣中含有大量的铁、贵金属钒以及其他元素，为了充分利用钒渣中的钒，实现钒与其他金属的分离。通常，从钒渣中分离钒的传统工艺为：加入钠化剂，再进行高温氧化焙烧，以破坏钒渣的物相结构，从而将其中的低价钒氧化为最高价态的钒，然后生成水溶性的钒酸钠，通过水浸的方法来实现钒渣中钒与杂质的分离。这种工艺过程非常复杂，技术操作要求高，钒的提取率不高并且波动大，焙烧过程中需要强氧化的气氛与足够多的钠盐，水浸过程中需要消耗大量的水，这些都对钒的提取分离带来了极大的不便。
除此之外，传统的钠化氧化提钒工艺还存在以下两个问题：一是在氧化钠化焙烧过程中钒渣中的铬由三价部分转化成了六价的铬酸钠，水浸后残存于残渣中，是一个潜在的重大环境安全隐患；二是由于钠化焙烧而使得水浸残渣中残存有大量的氧化钠，这就限制了水浸残渣直接返回高炉炼铁。
公开号为1718554的专利申请公开了一种采用碳质还原剂、含SiO2的调节剂与含钒转炉钢渣混合来分离钒等金属元素的方法，但是该方法需要在1500～1600℃的高温下进行还原反应，并且生成的固体还原物需要进一步进行分离，所以工艺过程比较复杂，且浪费能源。
发明内容
本发明的目的是针对现有技术中存在的以上问题，提供了一种钒渣氯化焙烧分离钒的工艺，该工艺结合利用碳质还原剂和固体氯化剂来从钒渣中分离出钒的工艺。本发明的钒渣氯化焙烧分离钒的工艺能够将钒分离的焙烧与浸出两个过程简化为焙烧一个过程，且不需要消耗水，并且能够实现铁资源的循环利用和钒的有效回收。
为了实现上述发明目的，根据本发明的钒渣氯化焙烧分离钒的工艺包括以下步骤：
(a)将钒渣磨细至钒渣微粉；
(b)将钒渣微粉在回转窑中焙烧，得到焙烧料；
(c)将焙烧料磨细至焙烧微粉；
(d)按焙烧微粉∶碳质还原剂∶固体氯化剂＝100∶20～30∶15～25进行配料并干混至均匀，再按焙烧微粉∶水＝100∶8～10配加水后湿混至均匀，压制成Φ10～Φ15毫米的料粒；
(e)使料粒在常温下自然晾干，干燥后的料粒进入回转窑氯化焙烧，从而将钒分离。
与现有技术的方法相比，本发明具有以下优点：
(1)在传统方法的基础上，在焙烧过程中配加碳质还原剂与固体氯化剂成型，再高温焙烧使其中的钒直接转化为三氯氧钒，三氯氧钒在较低的温度下气化析出，从而实现了钒与杂质的分离，提高了钒的回收率。
(2)将传统的钒分离的焙烧与浸出两个过程简化为焙烧一个过程，并且不需要水的消耗，得到了液态的三氯氧钒与不含水的固体残渣。
因此，与传统方法相比，本发明的工艺的综合成本更低、综合能耗更低。另外，重要的是，本发明的工艺既消除了潜在的环境安全隐患，即，氯化残渣中的铬不能形成水溶性的铬盐；同时也可以将氯化残渣直接返回高炉炼铁，实现了铁资源的循环利用。
具体实施方式
本发明将通过具体实施方式和实施例进行详细描述和说明，使本发明的上述目的和优点更加明了。
根据本发明的钒渣氯化焙烧分离钒的工艺具体包括以下步骤：
(a)将钒渣磨细至粒径全部小于90微米，得到钒渣微粉；
(b)将钒渣微粉在回转窑中于强氧化气氛中并在850℃～950℃的温度下焙烧120～150分钟，得到焙烧料；
(c)将焙烧料磨细至粒径全部小于75微米，得到焙烧微粉；
(d)以重量计按焙烧微粉∶碳质还原剂∶固体氯化剂＝100∶20～30∶15～25进行配料后，干混至均匀，再按焙烧微粉∶水＝100∶8～10配加水后湿混至均匀，施加8～10MPa的压力压制成Φ10～Φ15毫米的料粒；
(e)使料粒在常温下自然晾干，干燥后的料粒进入回转窑在500℃～700℃的焙烧温度下氯化焙烧2～4小时。
在步骤(d)中，碳质还原剂可以为碳黑、石墨、石油焦，固体氯化剂可以为氯化镁。
本发明采用碳质还原剂是为了使钒在碳质还原剂的存在下与固体氯化剂反应生成三氯氧钒，三氯氧钒在高温条件下气化析出，从而使得钒分离出来。具体地说，碳质还原剂主要是为了与氯化反应过程中放出的水蒸气反应，消除水蒸气带来的三氯氧钒的水解反应，促进三氯氧钒的生成。本发明在配料中使用焙烧微粉与碳质还原剂的重量比为100∶20～30可消除氯化过程中产生的水蒸气与三氯氧化钒的水解反应，如果碳质还原剂过少，则不能充分消除水解反应，且生成三氯氧化钒的反应不充分；如果加入多了，则会造成浪费。
本发明使用固体氯化剂是为了使其与钒发生反应，化学反应方程式为：V2O5+3MgCl2·6H2O+18C＝3MgO+2VOCl3↑+18H2↑+18CO↑，从而生成三氯氧钒，三氯氧钒在高温下气化析出，从而将钒分离出来。
本发明在工艺过程中所使用的强氧化气氛是空气，要求焙烧过程中废气中的自由氧含量大于12％，目的是破坏钒渣的物相结构，使含钒物相充分暴露，便于氯化反应时氧化钒能与氯化剂充分接触。
本发明在步骤(e)中采用500℃～700℃的低温焙烧可以实现低温下的氯化焙烧，降低焙烧温度。
下面是本发明采用转炉钒渣的示例性实施例。
实施例1
将含钒15％(以V2O5计)的转炉钒渣1000kg在球磨机中磨细至全部通过90微米筛孔，然后在900℃下于回转窑中氧化焙烧120分钟，焙烧过程中保持废气的自由氧含量在12％以上。冷却后于球磨机中磨细至全部通过75微米筛孔，得到1000kg焙烧粉。在其中配加200kg碳黑、150kg氯化镁，在碾轮式混料机中干混30分钟后，再加入80kg水后湿混30分钟，得到湿混料1430kg。将湿混料在液压对辊成型机中在10MPa的压力下一次压制成Φ15mm的湿料粒。将湿料粒在厂房内自然晾干48小时后，确保料球于1000mm的高度自由落下而不碎裂，再将料球加入密闭的回转窑中于500℃温度下氯化焙烧120分钟，氯化残渣冷却到常温后计量与取样分析，得到氯化残渣1200kg，氯化残渣含钒0.65％。经过计算，钒的提取分离率为90.71％。氯化残渣可直接返回高炉再利用。
实施例2
将含钒16％(以V2O5计)的转炉钒渣1000kg在球磨机中磨细至全部通过90微米筛孔，然后在850℃下于回转窑中氧化焙烧150分钟，焙烧过程中保持废气的自由氧含量在12％以上。冷却后于球磨机中磨细至全部通过75微米筛孔，得到1000kg焙烧粉。在其中配加250kg石墨、200kg氯化镁，在碾轮式混料机中干混25分钟后，再加入100kg水后湿混25分钟，得到湿混料1550kg。将湿混料在液压对辊成型机中在8MPa的压力下一次压制成Φ10mm的湿料粒。将湿料粒在厂房内自然晾干48小时后，确保料球于1000mm的高度自由落下而不碎裂，再将料球加入密闭的回转窑中于700℃温度下氯化焙烧180分钟，氯化残渣冷却到常温后计量与取样分析，得到氯化残渣1350kg，氯化残渣含钒0.75％。经过计算，钒的提取分离率为88.70％。氯化残渣可直接返回高炉再利用。
实施例3
将含钒17％(以V2O5计)的转炉钒渣1000kg在球磨机中磨细至全部通过90微米筛孔，然后在950℃下于回转窑中氧化焙烧135分钟，焙烧过程中保持废气的自由氧含量在12％以上。冷却后于球磨机中磨细至全部通过75微米筛孔，得到1000kg焙烧粉。在其中配加300kg石油焦、250kg氯化镁，在碾轮式混料机中干混30分钟后，再加入90kg水后湿混25分钟，得到湿混料1640kg。将湿混料在液压对辊成型机中在9MPa的压力下一次压制成Φ13mm的湿料粒。将湿料粒在厂房内自然晾干48小时后，确保料球于1000mm的高度自由落下而不碎裂，再将料球加入密闭的回转窑中于600℃温度下氯化焙烧240分钟，氯化残渣冷却到常温后计量与取样分析，得到氯化残渣1300kg，氯化残渣含钒0.80％。经过计算，钒的提取分离率为89.08％。氯化残渣可直接返回高炉再利用。
对比示例
将含钒15％(以V2O5计)的转炉钒渣1000kg在球磨机中磨细至全部通过100微米筛孔，然后配加250kg碳酸钠混合均匀后在800℃下于回转窑中氧化焙烧150分钟，焙烧过程中保持废气的自由氧含量在12％以上。冷却后得到熟料1185kg。将熟料于抽滤槽中添加2000kg水浸泡抽滤后反复洗涤三次，得到干基残渣1125kg，经过分析，其含钒量为1.1％，残渣氧化钠含量为6.50％。经过计算，钒的转浸率为85.27％。
以上实施例仅是将转炉钒渣作为一种钒渣的示例来进行举例说明，本发明的方法还可以应用于其他类型的钒渣。从上面的示例可以看出，氯化焙烧工艺与当前的氧化钠化焙烧工艺相比，钒的分离率可以提高3％以上。另外，在对比示例中，水浸残渣中还含有6.50％的氧化钠不能返回高炉炼铁。
此外，可以看出，在对比示例中，转炉钒渣通过添加碳酸钠后进行氧化焙烧，其中的钒生成水溶性的钒酸钠，在该过程中钒不能直接与转炉钒渣中的杂质分离，需要通过水浸才能实现与杂质的分离。在根据本发明的实施例中，通过在转炉钒渣中配加碳质还原剂与固体氯化剂，使其中的钒在碳质还原剂碳存在的情况下氯化生成三氯氧钒，三氯氧钒在高温条件下气化析出，在焙烧的过程中完成了三氯氧钒的生成、气化以及钒与杂质的分离。与现有的方法相比，根据本发明的工艺可显著提高钒的提出率，简化钒的分离工艺，避免水法分离过程，克服了钠盐给后步处理工艺带来的一系列难题。
另外，根据本发明的工艺还具有以下优点：采用固体氯化剂进行氯化，提高了氯化效率；采用了加碳的方法来防止生成的三氯氧化钒水解；采用转炉钒渣、固体氯化剂、碳质还原剂混合成型后进行焙烧的方法，既强化了焙烧过程，也起到了固氯的作用。除此之外，本发明还打破了传统的转炉钒渣矿相结构破坏、氧化、钠化提取钒的技术思路，简化了工艺流程，有利于转炉钒渣钒提取实现闭路循环。
本发明的工艺采用的固体氯化剂、碳质还原剂简单易得、价格低廉。通过采用本发明的工艺，可以稳定、高效地从转炉钒渣中分离钒。

Claims (8)

1.一种钒渣氯化焙烧分离钒的工艺，其特征在于采用碳质还原剂与固体氯化剂进行分离，其工艺步骤如下：
(a)将钒渣磨细至钒渣微粉；
(b)将钒渣微粉在回转窑中焙烧，得到焙烧料；
(c)将焙烧料磨细至焙烧微粉；
(d)按焙烧微粉∶碳质还原剂∶固体氯化剂＝100∶20～30∶15～25进行配料并干混至均匀，再按焙烧微粉∶水＝100∶8～10配加水后湿混至均匀，压制成Φ10～Φ15毫米的料粒；
(e)使料粒在常温下自然晾干，干燥后的料粒进入回转窑氯化焙烧，从而将钒分离。
2.如权利要求1所述的钒渣氯化焙烧分离钒的工艺，其特征在于，所述碳质还原剂为碳黑、石墨或石油焦。
3.如权利要求1所述的钒渣氯化焙烧分离钒的工艺，其特征在于，所述固体氯化剂为氯化镁。
4.如权利要求1所述的钒渣氯化焙烧分离钒的工艺，其特征在于，在步骤(a)中，所述钒渣微粉的粒径小于90微米。
5.如权利要求1所述的钒渣氯化焙烧分离钒的工艺，其特征在于，在步骤(b)中，将钒渣微粉在回转窑中于强氧化气氛中并在850℃～950℃的温度下焙烧120～150分钟。
6.如权利要求1所述的钒渣氯化焙烧分离钒的工艺，其特征在于，在步骤(c)中，焙烧微粉的粒径小于75微米。
7.如权利要求1所述的钒渣氯化焙烧分离钒的工艺，其特征在于，在步骤(d)中，压制成Φ10～Φ15毫米的料粒所施加的压力为8～10MPa。
8.如权利要求1所述的钒渣氯化焙烧分离钒的工艺，其特征在于，在步骤(e)中，干燥后的料粒进入回转窑在500℃～700℃的焙烧温度下氯化焙烧2～4小时。
CN2009102504435A 2009-12-09 2009-12-09 钒渣氯化焙烧分离钒的工艺 Active CN101709388B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN2009102504435A CN101709388B (zh) 2009-12-09 2009-12-09 钒渣氯化焙烧分离钒的工艺

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN2009102504435A CN101709388B (zh) 2009-12-09 2009-12-09 钒渣氯化焙烧分离钒的工艺

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN101709388A CN101709388A (zh) 2010-05-19
CN101709388B true CN101709388B (zh) 2011-03-16

Family

ID=42402194

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN2009102504435A Active CN101709388B (zh) 2009-12-09 2009-12-09 钒渣氯化焙烧分离钒的工艺

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN101709388B (zh)

Families Citing this family (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101845552B (zh) * 2010-04-23 2012-03-21 河北钢铁股份有限公司承德分公司 一种钒渣梯度氯化回收有价元素的方法
CN101899582A (zh) * 2010-07-30 2010-12-01 四川省川威集团有限公司 由钒渣提取五氧化二钒的方法
CN103130279B (zh) * 2011-11-29 2015-08-05 刘艳梅 一种氯化生产高纯五氧化二钒的方法
CN103103357B (zh) * 2012-11-23 2014-04-09 陈泉兴 一种金属矿渣料的烘干、煅烧和冷却方法
CN109837395B (zh) * 2017-11-24 2020-09-18 中国科学院过程工程研究所 一种高值化综合利用高铬型钒渣的系统及方法
CN109835949B (zh) * 2017-11-24 2020-02-28 中国科学院过程工程研究所 一种钒渣清洁氯化生产高纯五氧化二钒的系统及方法
CN109593964A (zh) * 2018-11-29 2019-04-09 华南理工大学 低温还原氯化回收危险固废中变价金属的装置及方法
CN110468278B (zh) * 2019-09-09 2020-07-14 中南大学 一种处理废脱硝催化剂的方法
CN110937630A (zh) * 2019-12-20 2020-03-31 大连博融新材料有限公司 一种三氯氧钒的制备方法
CN113953079B (zh) * 2021-10-13 2022-08-09 中国科学院过程工程研究所 一种多金属页岩焙烧-富集钒的方法

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4100252A (en) * 1976-04-26 1978-07-11 Engelhard Minerals & Chemicals Corporation Metal extraction process
US4279871A (en) * 1979-10-31 1981-07-21 Scm Corporation Process for treating chlorinated titaniferous material to remove vanadium
CN1042383A (zh) * 1988-11-02 1990-05-23 北京科技大学 一种从含镓渣中提取镓的方法

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4100252A (en) * 1976-04-26 1978-07-11 Engelhard Minerals & Chemicals Corporation Metal extraction process
US4279871A (en) * 1979-10-31 1981-07-21 Scm Corporation Process for treating chlorinated titaniferous material to remove vanadium
CN1042383A (zh) * 1988-11-02 1990-05-23 北京科技大学 一种从含镓渣中提取镓的方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN101709388A (zh) 2010-05-19

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN101709388B (zh) 钒渣氯化焙烧分离钒的工艺
CN103130279B (zh) 一种氯化生产高纯五氧化二钒的方法
CN102994678B (zh) 一种粉煤气化制气及气基竖炉直接还原冶金的方法及系统
CN100436601C (zh) 从钒钛磁铁矿中分离提取铁、钒和钛的方法
CN102676796B (zh) 一种钒钛磁铁矿的处理方法
CN100469907C (zh) 含锌电炉粉尘的处理方法
CN101775505B (zh) 氯化焙烧法从锂云母中提取锂的方法和设备
CN101418383B (zh) 一种含钛炉渣制备TiCl4的方法
CN102363837B (zh) 一种粉状氧化锰矿流态化低温还原方法
CN102851425A (zh) 一种高铁赤泥铁、铝、钠高效分离综合利用的方法
CN112111660B (zh) 一种从锂矿石中富集锂同时制备硅铁合金回收氧化铝的方法
Chen et al. Investigation on microwave carbothermal reduction behavior of low-grade pyrolusite
CN106044771A (zh) 一种基于含钛高炉渣碳化提钛处理的碳化钛制备方法
CN113088607A (zh) 一种赤泥熔融冶炼回收铁钒钠的方法
CN110423900A (zh) 一种从镍铁渣中提取镁的方法
CN109385533A (zh) 钛渣除尘灰的回收利用方法
CN110592399B (zh) 一种节能型提取金属钛的系统和方法
CN113201651A (zh) 一种含铁尘泥的协同处理方法
CN108677025A (zh) 含钛高炉渣提钛的方法
CN101538628A (zh) 红土镍矿在隧道窑中直接还原含镍粒铁的方法
CN110358909B (zh) 一种绿色高效利用高碳型含钒石煤中碳及预富集钒的方法
CN111607707A (zh) 含锌粉尘回收方法及含锌粉尘的回收系统
CN103266230A (zh) 一种含钒石煤竖炉富氧焙烧系统和方法
CN113088683B (zh) 一种利用低品位钛精矿制备低温氯化钛渣的方法
CN102936649B (zh) 氧化镍矿焙烧浸出回收镍钴锰铁的方法

Legal Events

Date Code Title Description
C06 Publication
PB01 Publication
C10 Entry into substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
C14 Grant of patent or utility model
GR01 Patent grant