CN102828025B - 从石煤钒矿中提取v2o5的方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种从石煤钒矿中提取V₂O₅的方法，包括以下步骤：将石煤钒矿先进行破碎并细磨至-100目占80%以上；对其后的矿粉用浓硫酸进行预处理，预处理时先用水润湿矿粉，再加入浓硫酸，浓硫酸用量为矿粉质量的15%以下，在80℃～180℃温度下预处理1～8h；预处理料用水浸出，浸出时温度≤50℃，浸出时间≤5h，将浸出后得到的含钒溶液进行中和、氧化，再采用离子交换或萃取的方法对氧化后的含钒溶液进行富集，再进行净化除杂，得富含钒溶液，最后用铵盐沉淀得偏钒酸铵或多聚钒酸盐沉淀物，沉淀物经煅烧后得到V₂O₅产品。本发明的方法具有投资少、能耗低、污染少、操作简单且适于工业化应用等优点。

Description

从石煤钒矿中提取V2O5的方法

技术领域

[0001] 本发明涉及冶金领域中一种稀有金属的湿法冶金工艺，尤其涉及一种从钒矿中湿法提取V2O5的方法。

背景技术

[0002] 石煤钒矿是一种重要的含钒资源，目前国内外从石煤钒矿中提取V2O5的工艺主要有火法-湿法联合工艺和全湿法工艺。

[0003] 现已开发出来的火法-湿法联合工艺主要包括钠化焙烧-酸浸或水浸法、钙化焙烧-酸浸或水浸法、空白焙烧-酸浸法、硫酸化焙烧-水浸法等，其主要原理是通过高温焙烧的方法使矿石中的三价钒氧化成四价或五价钒，并破坏矿物结构使得钒从云母晶相中解离出来，通过酸浸或水浸的方法使钒转入到溶液中，最后采用萃取或离子交换的方法从含钒溶液中提取v205。其中，钠化焙烧-酸浸或水浸工艺能处理各种类型的石煤钒矿，适用范围广，但焙烧过程中产生大量的Cl2和HCl等气体，对环境造成严重危害。钙化焙烧-酸浸或水浸工艺和空白焙烧-酸浸工艺能避免环境污染问题，但前期焙烧在900°C~950°C的高温下进行，浸出过程酸耗较大，钒的浸出率一般只有50%~60%。硫酸化焙烧-水浸工艺的前期焙烧在250°C的低温下进行，但该工艺只适用于处理少数低含碳石煤钒矿，适用范围较窄。

[0004] 目前已开发出的全湿法工艺主要有常温常压硫酸堆浸法，常压混酸浸出法，盐酸-亚铁盐浸出法，氧压硫酸浸出法和高温高酸浸出法，其主要原理是在酸性条件下使H+进入云母晶格置换Al3+，改变离子半径从而将钒释放出来，同时强酸条件或氧化剂将三价钒氧化成四价或五价并转入溶液，再`通过离子交换或者溶剂萃取的方法从含钒溶液中提取V205。其中，采用常温常压硫酸堆浸工艺处理石煤钒矿，矿样加硫酸混匀后于常温常压下湿堆3~15天，再搅拌水浸，钒浸出率达90%以上；该工艺生产成本低，环境污染少，但是生产周期长，硫酸耗量大。采用常压混酸浸出法处理石煤钒矿，矿样直接采用H2SO4和HF混酸浸出，并添加NaClO作氧化剂，钒浸出率达85%以上；该工艺适用于处理不同含钒品位的石煤矿，操作简便易行，但过程酸耗量大，且由于HF的强腐蚀性，设备需进行特殊的防腐处理，生产成本高。采用盐酸-亚铁盐浸出法处理石煤钒矿，经浮选脱碳后的石煤精矿先加盐酸调节矿浆PH < 1，再加入适量亚铁酸盐搅拌浸出，浸出液加KMnO4氧化后采用离子交换法提钒，钒回收率达85%以上；该工艺采用封闭式生产，不会造成环境污染，但工艺流程长，试剂耗量大，且过程引入大量杂质离子，废水处理困难。采用氧压硫酸浸出法处理石煤钒矿，矿样直接加硫酸于150°C~180°C下搅拌浸出，控制压力为1.2MPa，采用两段加压浸出时钒浸出率可达90%以上；该工艺流程短，操作简单，钒浸出率高，环境污染少，但加压酸浸操作对设备要求较高，过程能耗大，酸耗大，生产成本高。高温高酸浸出法处理石煤钒矿，矿样磨细后与300g/L的硫酸溶液均匀混合，于90°C下搅拌浸出16h以上，该工艺流程短，但能耗高，酸耗也高,对设备腐蚀严重,浸出液中杂质含量高,不利于后续工序回收钒。发明内容

[0005] 本发明要解决的技术问题是克服现有技术的不足，提供一种投资少、能耗低、污染少、操作简单且适于工业化应用的从石煤钒矿中提取V2O5的方法。

[0006] 为解决上述技术问题，本发明提出的技术方案为一种从石煤钒矿中提取V2O5的方法，包括以下步骤:

[0007] (I)破磨:将石煤钒矿先进行破碎并细磨至-100目占80%以上(破碎、细磨方式可以采用包括颚破、对辊、球磨、粉碎等在内的各种操作)，一般经破碎、细磨后的矿粉粒径分布在-20目~-200目范围；

[0008] (2)预处理:对步骤(1)后的矿粉用浓硫酸进行预处理，预处理时先用水润湿矿粉(加水量优选为矿粉质量的10%~15%),再加入浓硫酸混合均匀,浓硫酸用量为所述矿粉质量的15%以下，在80°C~180°C温度下预处理时间Ih~8 h ；

[0009] (3)浸出:将步骤(2)后得到的预处理料用水浸出，浸出时的液固比为(I~3):1，温度控制为< 50°C，浸出时间为< 5h，浸出完成后经固液分离得到含钒溶液；

[0010] (4)富集:将步骤(3)后得到的含钒溶液进行中和、氧化，再采用离子交换或萃取的方法对除氧化的含钒溶液进行富集，再进行净化除杂(主要是除去硅、磷等杂质)，得富含钒溶液；

[0011] (5)沉淀:将步骤(4)后的富含钒溶液用铵盐沉淀得偏钒酸铵或多聚钒酸盐沉淀物，沉淀物经煅烧后得到V2O5 产品。

[0012] 上述的从石煤钒矿中提取V2O5的方法，所述石煤钒矿的成分中优选含C为1%~25%，含 V2O5 品位> 0.5%ο

[0013] 上述的从石煤钒矿中提取V2O5的方法，所述步骤(3)中，浸出时的温度优选控制为5°C~50°C。所述步骤(3)中，浸出时间优选为Ih~5h。

[0014] 上述的从石煤钒矿中提取V2O5的方法，优选的，所述酸浸完成后得到的含钒溶液中钒浸出率大于85%，且含钒溶液中V2O5的浓度优选达到I g/L~10g/L。

[0015] 上述的从石煤钒矿中提取V2O5的方法，所述富集步骤完成后得到的富含钒溶液中V2O5的浓度优选可达到10g/L~100g/L。

[0016] 上述的从石煤钒矿中提取V2O5的方法，所述沉淀步骤中，所述铵盐优选为氯化铵或氨水。

[0017] 与现有技术相比，本发明的优点在于:本发明的工艺方法采用常温、常压条件下低酸工艺处理石煤钒矿，钒浸出率高；由于不采用焙烧工艺，且浸出过程在较低温度和压力下进行，这大大减少了能源消耗，也相应减少了酸液的用量；此外，本发明的工艺流程简单，处理时间短，过程操作方便，投资少，成本低，具有较好的工业应用前景。

附图说明

[0018] 图1为本发明实施例的工艺流程图。

具体实施方式

[0019] 以下结合说明书附图和具体实施例对本发明作进一步描述。

[0020] 实施例1:[0021] 某地石煤钒矿，原矿中的化学成分主要包括:C 15.00%、SiO2 58.46%, Al2O3 8.72%、V2O5 1.00%，采用如图1所示的本发明的工艺对该石煤钒矿进行处理以提取V2O5，具体包括以下步骤:

[0022] (I)破磨:将石煤钒矿先进行破碎并细磨至-100目占85% ；

[0023] (2)预处理:矿粉用浓硫酸预处理，预处理时先用矿粉质量12%的水润湿矿粉，再加入矿粉量12%的浓H2SO4混合均匀，在120°C温度下，预处理时间4 h ；

[0024] (3)浸出:对步骤(2)后的预处理料用水进行常温常压浸出处理，酸浸时的液固比为1.5: I (质量比)，酸浸时的温度控制为35°C，浸出时间为lh，浸出完成后经固液分离得到含V2O5 5.8g/L的含钒溶液，其中V2O5浸出率达到87% ；

[0025] (4)富集:向步骤(3)后制得的含钒溶液(即浸出后的浸出液)中加入碳酸钠作中和剂，以调整含钒溶液的pH值至1.8 ;然后加入氧化剂(例如氯酸钠、双氧水或高锰酸钾)将含钒溶液中的低价钒充分氧化为高价钒，氧化剂的添加量为中和后含钒溶液中低价钒质量的16% ;得到含V2O5 4.6g/L的含钒溶液；将该含V2O5 4.6g/L的含钒溶液经D301树脂(浙江争光树脂厂生产)吸附后，再用100g/L的NaOH溶液进行碱解吸；再加入除杂剂氯化镁等以除去溶液中的硅、铝和磷等杂质，除杂剂的添加量为氧化后含钒溶液中杂质硅、磷总质量的

1.3倍左右，除杂后最终富集成含V2O5 60g/L的富含钒溶液；

[0026] (5)沉淀:最后向富含钒溶液中加入氯化铵(或氨水)沉钒，使溶液中的钒生成偏钒酸铵沉淀物，偏钒酸铵经洗涤、 干燥再进行煅烧，煅烧温度为540°C，煅烧时间为2h，煅烧后得产品V2O5。

[0027] 实施例2:

[0028] 某地石煤钒矿，原矿中的化学成分主要包括C 3.28%、SiO2 68.00%、Al2O3 9.21%、V2O5 1.18%，采用如图1所示的本发明的工艺对该石煤钒矿进行处理以提取V2O5，具体包括以下步骤:

[0029] (I)破磨:将石煤钒矿先进行破碎并细磨至-100目占90% ；

[0030] (2)预处理:矿粉用浓硫酸进行预处理，预处理时先用矿粉质量15%的水润湿矿粉，再加入矿粉质量10%的浓H2SO4混合均匀，在160°C温度下，预处理时间2 h ；

[0031] (3)浸出:对步骤(2)后的预处理料用水进行常温常压浸出处理，酸浸时的液固比为1.3: 1，酸浸时的温度控制为20°C，浸出时间为2h，浸出完成后经固液分离得到含V2O5

8.17g/L的含钒溶液，其中V2O5浸出率达到90% ；

[0032] (4)富集:富集:向步骤(3)后制得的含钒溶液(即浸出后的浸出液)中加入碳酸钠作中和剂，以调整含钒溶液的pH值至1.9 ;然后加入氧化剂(例如氯酸钠、双氧水或高锰酸钾)将含钒溶液中的低价钒充分氧化为高价钒，氧化剂的添加量为中和后含钒溶液中低价钒质量的16% ;得到含V2O5 7.9g/L的含钒溶液；将该含V2O5 7.9g/L的含钒溶液经D301树脂(浙江争光树脂厂生产)吸附后，再用120g/L的NaOH溶液进行碱解吸，再加入除杂剂氯化镁等以除去含钒溶液中的硅、铝和磷等杂质，除杂剂的添加量为氧化后含钒溶液中杂质硅、磷总质量的1.3倍，除杂后最终富集成含V2O5 78g/L的富含钒溶液；

[0033] (5)沉淀:最后向富含钒溶液中加入氯化铵(或氨水)沉钒，使溶液中的钒生成偏钒酸铵沉淀物，偏钒酸铵经洗涤、干燥再进行煅烧，煅烧温度为530°C，煅烧时间为2h，煅烧后得产品V2O5。[0034] 实施例3:

[0035] 某地石煤钒矿，原矿中的化学成分主要包括:C 9.3.00%、SiO2 62.40%、Al2O3

7.50%、V2O5 0.90%，采用如图1所示的本发明的工艺对该石煤钒矿进行扩大试验提取V2O5,具体包括以下步骤:

[0036] (1)破磨:将石煤钒矿先进行破碎并细磨至-100目占92% ；

[0037] (2)预处理:矿粉用浓硫酸预处理，预处理时先用矿粉质量10%的水润湿矿粉，再加入矿粉量10%的浓H2SO4混合均匀，在140°C温度下，预处理时间3h ；

[0038] (3)浸出:对步骤(2)后的预处理料用水进行常温常压浸出处理，酸浸时的液固比为2: 1，酸浸时的温度控制为5°C，浸出时间为3h，浸出完成后经固液分离得到含V2O53.88g/L的含钒溶液，其中V2O5浸出率达到86% ；

[0039] (4)富集:向步骤(3)后制得的含钒溶液(即浸出后的浸出液)中加入碳酸钠作中和剂，以调整含钒溶液的pH值至1.8 ;然后加入氧化剂(例如氯酸钠、双氧水或高锰酸钾)将含钒溶液中的低价钒充分氧化为高价钒，氧化剂的添加量为中和后含钒溶液中低价钒质量的16% ;得到含V2O5 3.88g/L的含钒溶液；将该含V2O5 3.88g/L的含钒溶液经D301树脂(浙江争光树脂厂生产)吸附后，再用110g/L的NaOH溶液进行碱解吸，再加入除杂剂氯化镁等以除去含钒溶液中的硅、铝和磷等杂质，除杂剂的添加量为氧化后含钒溶液中杂质硅、磷总质量的1.3倍，除杂后最终富集成含V2O5 51g/L的富含钒溶液；

[0040] (5)沉淀:最后向富含钒溶液中加入氯化铵(或氨水)沉钒，使溶液中的钒生成偏钒酸铵沉淀物，偏钒酸铵经洗涤、干燥再进行煅烧，煅烧温度为540°C，煅烧时间为2h，煅烧后得产品V2O5。

Claims (5)

1.一种从石煤钒矿中提取V2O5的方法，包括以下步骤: (1)破磨:将石煤钒矿先进行破碎并细磨至-100目占80%以上； (2)预处理:对步骤(1)后的矿粉用浓硫酸进行预处理，预处理时先用水润湿矿粉，加水量为矿粉质量的10%~15%，再加入浓硫酸混合均匀，浓硫酸用量为所述矿粉质量的15%以下，在80°C~180°C温度下预处理时间Ih~8 h ； (3)浸出:将步骤(2)后得到的预处理料用水浸出，浸出时的液固比为(I~3):1，温度控制为5°C~35°C，浸出时间为Ih~3h，浸出完成后经固液分离得到含钒溶液； (4)富集:将步骤(3)后得到的含钒溶液进行中和、氧化，再采用离子交换或萃取的方法对氧化后的含钒溶液进行富集，再进行净化除杂，得富含钒溶液； (5)沉淀:将步骤(4)后得到的富含钒溶液用铵盐沉淀得偏钒酸铵或多聚钒酸盐沉淀物，沉淀物经煅烧后得到V2O5产品。

2.根据权利要求1所述的从石煤钒矿中提取V2O5的方法，其特征在于:所述石煤钒矿的成分中含C为1%~25%，含V2O5品位> 0.5%。

3.根据权利要求1或2所述的从石煤钒矿中提取V2O5的方法，其特征在于:所述浸出步骤完成后得到的含钒溶液中钒浸出率大于85%，且含钒溶液中V2O5的浓度为lg/L~IOg/L0

4.根据权利要求3所述的从石煤钒矿中提取V2O5的方法，其特征在于:所述富集步骤完成后得到的富含钒溶液中V2O5的浓度为10g/L~100g/L。

5.根据权利要求1所述的从石煤钒矿中提取V2O5的方法，其特征在于:所述沉淀步骤中，所述铵盐为氯化铵或氨水。