CN104164571B - 一种转炉钒渣中有价金属元素的回收方法 - Google Patents

一种转炉钒渣中有价金属元素的回收方法 Download PDF

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Abstract

一种转炉钒渣中有价金属元素的回收方法,属于资源综合利用领域。该方法采用两段浸出的方式提取转炉钒渣中的有价金属元素:首先,将转炉钒渣破碎与主要成分为硫酸的原料混合,搅拌浸出,得到浸出液;其次,将转炉钒渣与浸出液混合,浸出后得一段浸出矿浆,分离得一段浸出矿渣与一段浸出液,然后,一段浸出液经萃取与反萃取,分离钒、铁等有价金属,一段浸出渣与主要成分为硫酸的原料混合进入二段浸出过程;得到的二段浸出液进入一段浸出过程,二段浸出渣为尾渣,主要成分为二氧化硅,可用于水泥等工业原料或制备碳化硅等材料;本发明提取转炉钒渣中的有价金属元素,并实现生产过程的无渣化,是一种绿色环保的提钒工艺。

Description

一种转炉钒渣中有价金属元素的回收方法
技术领域
[0001] 本发明属于资源综合利用领域,特别涉及一种转炉钒渣中有价金属元素的回收方 法。
背景技术
[0002] 我国钒钛磁铁矿资源丰富,目前已探明储量可达百亿吨以上,使用该资源冶炼过 程中产生的钒渣中普遍含钒10~15%,是生产钒及钒制品的重要的原料。钒是发展现代工 业、现代国防和现代科学技术不可缺少的重要材料,目前钒及钒制品在特种合金、军工、化 工、电子、交通等领域的应用十分广泛,在其它领域的应用也在不断扩展,且具有良好发展 前景。相关统计表明,2006年我国钒产量约3.57万吨,而2010年已达到7万吨以上,增幅达 100%,其中以钒渣为原料生产的钒及钒制品占总产量的70%左右。随着以钒电池等新能源 产业的高速发展,钒的用量也将逐年增加。
[0003] 目前我国的钒生产主要使用的方法是碱金属-碱土金属烧结法,该类方法的主要 缺点是生产过程中添加剂用量过大、废气排放量高同时能耗较高,以攀枝花提钒技术为例, 使用碱金属烧结法提钒,烧结过程不仅能耗高,还会排放大量的氯气、氯化氢以及二氧化碳 等有害气体,这种高能耗、高排放的生产方法已很难满足国家在节能减排、循环经济等方面 的要求。另一方面,我国钛白工业主要采用硫酸法生产,每生产1吨钛白粉就会产生8~10吨 的高浓度废酸,且处理难度较大,也属于典型的高排放流程。
[0004] 近年来,我国相关从业者针对低排放、高效提钒过程进行了大量的研究,其中廖科 君等提出的"加氢氧化钙的提钒工艺,申请号= 921069421"将含钒矿石、石煤、氢氧化钙以一 定的比例混合并成型成块煤状,然后再600~800°C条件下焙烧2~3小时,再通过水浸提钒。 申请号为200510031722.4的专利"一种提钒钠化焙烧复合添加剂",其复合添加剂由氯化钠 和碳酸钠按重量比(1:1)~(1:2)混配而成,组分中还包括重量比0.5~2%的过渡金属盐氧 化物。当含钒钛矿物进行焙烧提钒时,按照不同的含钒量及性质,复合添加剂的加入量为含 钒物料总重量的10~15%,在750~800°C条件下焙烧2小时,从而大大缩短了焙烧时间。申 请号为86108218的专利"回转窑一次焙烧钒渣-水浸提钒方法"中,针对硅钒比.1的钒 渣,在条件为:钒渣进窑温度230~300°C,出窑温度550°C以上,最高焙烧温度700~800°C, 保温时间1~3小时,经水浸及尾渣多次焙烧,钒转化率达到90~95%,弃渣含五氧化二钒含 量小于1.43%。
[0005] 上述专利虽然在某种程度上对提钒过程进行了改进,但是仍没有摆脱先焙烧再提 钒的方式,生产过程中的高能耗、高废弃物排放的问题也无法得到根本解决。
发明内容
[0006] 针对现有技术的不足,本发明利用钒钛磁铁矿资源炼铁过程中转炉吹炼工序段产 生的钒渣和硫酸或钛白工业的废酸为原料,提供一种转炉钒渣中有价金属元素的回收方 法,即采用无焙烧直接两段浸出的方式提取转炉钒渣中的有价金属元素,具体包括如下步 骤:
[0007] 步骤1:将转炉钒渣破碎至0.1~150μπι,然后将主要成分为硫酸的原料与转炉钒渣 混合均匀,液固比为(5:1)~(15:1),搅拌浸出,得到浸出矿浆,经分离分别得到浸出液和浸 出渣,其中:主要成分为硫酸的原料中硫酸浓度100~600g/L;浸出温度为110~200°C,浸出 时间为30~180min,搅拌转速200~800rpm;
[0008] 步骤2:将步骤1的浸出液与破碎至0.1~150μπι转炉钒渣混合均匀,液固比(3:1)~ (10: 1);
[0009] 步骤3:通入氧气进行一段搅拌浸出流程,得到一段浸出矿浆,经分离分别得到一 段浸出液和一段浸出渣,其中:浸出温度80~160°C,浸出时间30~240min,搅拌转速200~ 800rpm,氧气分压为0.5~1.8Mpa;
[0010] 步骤4:对一段浸出液进行萃取,选择P204或N1923作为萃取剂,磺化煤油作为稀释 剂,其中,萃取级数选择1~9级萃取中的一级,每一级的萃取条件为:浸出液初始pH为0.5~ 3.0,有机相中萃取剂所占的体积分数为:20~80 %,有机相与水相的体积比为(2~10) : 1, 震荡时间为3~lOmin,钒进入有机相;
[0011] 采用2~7mol/L的硫酸对有机相进行反萃取,分离其中的钒,回收得到钒产品;
[0012] 步骤5:将一段浸出渣与主要成分为硫酸的原料混合均匀,液固比为(5:1)~(15: 1),进入二段搅拌浸出流程,得到的二段浸出矿浆,经分离分别得到二段浸出液及二段浸出 渣,二段浸出渣的主要成分为二氧化硅,其中:主要成分为硫酸的原料中硫酸浓度100~ 600g/L;浸出温度为110~200°C,浸出时间为30~180min,搅拌转速200~800rpm;
[0013] 步骤6:将破碎至0.1~150μπι转炉钒渣与二段浸出液混合均匀,液固比(3:1)~(10 :1),进行步骤3。
[0014] 上述的主要成分为硫酸的原料是硫酸溶液或钛白废酸;其中,钛白废酸组成包含: 硫酸浓度150~250g/L,铁离子含量15~50g/L,镁离子含量1~7g/L,铝离子含量0.5~ 3.0g/L,猛离子含量1~6g/L,钪离子含量1~40ppm。
[0015] 上述的转炉钒渣的组成按质量百分比为:V:4~18%,Fe:15~45%,Si02:7~ 20%41 203:2~10%,1102:5~20%,杂质:5~18%,杂质含有]\%工3、]\111或〇元素的一种或 几种。
[0016] 上述的步骤5中的二段浸出渣的主要成分为二氧化硅,可通过石灰中和等方式处 理后用于水泥工业,或采用还原的方式制备碳化硅等材料。
[0017] 上述的步骤5中,一段浸出渣与主要成分为硫酸的原料混合均匀进入二段浸出流 程,转炉钒渣中含钒相在浸出过程的反应如下:
[0018] FeV2〇4+H2S〇4^ (V02) 2S〇4+Fe2 (S04) 3+H2O
[0019] 上述的步骤6中,转炉钒渣与二段浸出液混合后进入一段浸出过程,在一段浸出过 程中,转炉钒渣中的部分钒进入液相,含铁相部分以针铁矿等形式进入一段浸出液中,含铁 相的转化过程为:
[0020] Fe3++30H-=Fe00H+H20
[0021] 上述的步骤4中P204为二(2-乙基己基磷酸),N1923为仲碳伯胺。
[0022] 与现有技术相比,本发明转炉钒渣中有价金属元素的回收方法的优点在于:
[0023] (1)取消了传统提钒技术的烧结过程,可大幅度的降低生产过程的能耗及物料消 耗,并降低生产过程中废气的排放量;
[0024] (2)浸出渣的主要成分是二氧化硅,可经石灰中和处理后用作水泥工业的原料,从 而基本实现该过程固体废弃物的"零排放";
[0025] (3)采用分步浸出的方式可在一段浸出过程中将二段浸出液中的钒浓度提高,并 降低其中的铁离子浓度,从而降低后续钒提纯的难度。
附图说明
[0026] 图1为本发明实施例1的工艺流程示意图。
[0027]具体的实施方式
[0028] 以下实施例中采用的转炉钒渣原料成分组成,见表1:
[0029] 表 1
Figure CN104164571BD00051
[0031] 本发明实施例中采用的钛白废酸成分组成,见表2。
[0032] 表 2
Figure CN104164571BD00052
[0034] 本发明转炉钒渣中有价金属元素的回收方法不限于本实施例中的转炉钒渣和钛 白废酸的组成成分。
[0035] 以下实施例中,钒回收率的计算方法为:通过称量进入一段浸出过程的转炉钒渣 及二段浸出渣的重量,再分别乘以里面的含钒量(含钒量是通过ICP测量的),得到进入一段 浸出过程的转炉钒渣及二段浸出渣中的总钒量,他们之间的差值就是被浸出的钒量。被浸 出的钒量/进入一段浸出过程的转炉钒渣=钒的回收率。
[0036] 实施例1
[0037] 转炉钒渣中有价金属元素的回收方法,具体包括以下步骤:
[0038] 步骤1:将转炉钒渣破碎至〇 . 1~150μπι,然后将硫酸与转炉钒渣混合均勾,液固比 为15:1,搅拌浸出,得到浸出矿浆,经分离分别得到浸出液和浸出渣,其中:硫酸为浓度 1 〇〇g/L;浸出温度为110 °C,浸出时间为180min,搅拌转速200rpm;
[0039] 步骤2:将步骤1的浸出液与破碎至0.1~150μπι转炉钒渣混合均匀,液固比10:1;
[0040] 步骤3:通入氧气进行一段搅拌浸出流程,浸出过程通氧保证铁向三价铁离子的转 化,得到一段浸出矿浆,经分离分别得到一段浸出液和一段浸出渣,其中:浸出温度80°C,浸 出时间240min,搅拌转速200rpm,氧气分压为1.8Mpa;
[0041] 步骤4:对一段浸出液进行1级萃取,选择P204作为萃取剂,磺化煤油作为稀释剂, 其中,萃取条件为:浸出液初始pH为3.0,有机相中萃取剂的体积比为:80%,有机相与水相 的体积比为10:1,震荡时间为1 Omin;
[0042] 采用2mol/L的硫酸反萃取,钒进入反萃液中,采用铵盐沉钒的方式得到钒酸铵沉 淀,其中铵盐为氨气,再通过焙烧的方式得到氧化钒产品;
[0043] 步骤5:将一段浸出渣与硫酸混合均匀,液固比为15:1,进入二段搅拌浸出流程,得 到的二段浸出矿浆,经分离分别得到二段浸出液及二段浸出渣,二段浸出渣的主要成分为 二氧化硅,采用还原的方式制备碳化硅材料,其中:硫酸为浓度l〇〇g/L ;浸出温度为110°C, 浸出时间为180min,搅拌转速200rpm;
[0044] 步骤6:将破碎至0.1~150μπι转炉钒渣与二段浸出液混合均匀,液固比10:1,进行 步骤3。
[0045] 本实施例转炉钒渣中有价金属元素的回收方法的工艺流程示意图见图1,经过该 方法处理后,转炉钒渣中的钒回收率为98.35%。
[0046] 实施例2
[0047] 转炉钒渣中有价金属元素的回收方法,具体包括以下步骤:
[0048] 步骤1:将转炉钒渣破碎至0.1~150μπι,然后将钛白废酸与转炉钒渣混合均匀,液 固比为5:1,搅拌浸出,得到浸出矿浆,经分离分别得到浸出液和浸出渣,其中:浸出温度为 200 °C,浸出时间为30min,搅拌转速800rpm;
[0049] 步骤2:将步骤1的浸出液与破碎至0.1~150μπι转炉钒渣混合均匀,液固比3:1;
[0050] 步骤3:通入氧气进行一段搅拌浸出流程,浸出过程通氧保证铁向三价铁离子的转 化,得到一段浸出矿衆,经分离分别得到一段浸出液和一段浸出渣,其中:浸出温度160Γ, 浸出时间30min,搅拌转速800rpm,氧气分压为0.5Mpa;
[0051] 步骤4:对一段浸出液进行9级萃取,选择P204作为萃取剂,磺化煤油作为稀释剂, 其中每一级的萃取条件为:浸出液初始pH为0.5,有机相中萃取剂的体积比为:20%,萃取相 比(0/A),即有机相与水相的体积比为10:1,震荡时间为lOmin;
[0052] 采用7mol/L的硫酸反萃取,钒进入反萃液中,采用铵盐沉钒的方式得到钒酸铵沉 淀,其中铵盐为氨水,再通过焙烧的方式得到氧化钒产品;
[0053] 步骤5:将一段浸出渣与钛白废酸混合均匀,液固比为5:1,进入二段搅拌浸出流 程,得到的二段浸出矿浆,经分离分别得到二段浸出液及二段浸出渣,二段浸出渣的主要成 分为二氧化硅,通过石灰中和等方式处理后用于水泥工业,其中:浸出温度为200°C,浸出时 间为30min,搅拌转速800rpm;
[0054] 步骤6:将破碎至0.1~150μπι转炉钒渣与二段浸出液混合均匀,液固比3:1,进行步 骤3。
[0055] 本实施例转炉钒渣中的钒回收率为98.07%。
[0056] 实施例3
[0057] 转炉钒渣中有价金属元素的回收方法,具体包括以下步骤:
[0058] 步骤1:将转炉钒渣破碎至0.1~150μπι,然后将钛白废酸与转炉钒渣混合均匀,液 固比为8:1,搅拌浸出,得到浸出矿浆,经分离分别得到浸出液和浸出渣,其中:浸出温度为 160 °C,浸出时间为90min,搅拌转速500rpm;
[0059] 步骤2:将步骤1的浸出液与破碎至0.1~150μπι转炉钒渣混合均匀,液固比4:1;
[0060] 步骤3:通入氧气进行一段搅拌浸出流程,浸出过程通氧保证铁向三价铁离子的转 化,得到一段浸出矿衆,经分离分别得到一段浸出液和一段浸出渣,其中:浸出温度130Γ, 浸出时间120min,搅拌转速500rpm,氧气分压为l.OMpa;
[0061] 步骤4:对一段浸出液进行7级萃取,选择N1923作为萃取剂,磺化煤油作为稀释剂, 其中每一级的萃取条件为:浸出液初始pH为2.5,有机相中萃取剂的体积比为:70%,萃取相 比(Ο/A),即有机相与水相的体积比为5:1,震荡时间为7min;
[0062] 采用3mol/L的硫酸反萃取,钒进入反萃液中,采用铵盐沉钒的方式得到钒酸铵沉 淀,其中铵盐为氨水,再通过焙烧的方式得到氧化钒产品;
[0063] 步骤5:将一段浸出渣与钛白废酸混合均匀,液固比为8:1,进入二段搅拌浸出流 程,得到的二段浸出矿浆,经分离分别得到二段浸出液及二段浸出渣,二段浸出渣的主要成 分为二氧化硅,通过石灰中和等方式处理后用于水泥工业,其中:浸出温度为160°C,浸出时 间为90min,搅拌转速500rpm;
[0064] 步骤6:将破碎至0.1~150μπι转炉钒渣与二段浸出液混合均匀,液固比4:1,进行步 骤3。
[0065] 本实施例转炉钒渣中的钒回收率为98.62%。
[0066] 实施例4
[0067] 转炉钒渣中有价金属元素的回收方法,具体包括以下步骤:
[0068] 步骤1:将转炉钒渣破碎至0.1~150μπι,然后将钛白废酸与转炉钒渣混合均匀,液 固比为7:1,搅拌浸出,得到浸出矿浆,经分离分别得到浸出液和浸出渣,其中:浸出温度为 150 °C,浸出时间为120min,搅拌转速800rpm;
[0069] 步骤2:将步骤1的浸出液与破碎至0.1~150μπι转炉钒渣混合均匀,液固比5:1;
[0070] 步骤3:通入氧气进行一段搅拌浸出流程,浸出过程通氧保证铁向三价铁离子的转 化,得到一段浸出矿衆,经分离分别得到一段浸出液和一段浸出渣,其中:浸出温度140Γ, 浸出时间90min,搅拌转速400rpm,氧气分压为1.2Mpa;
[0071] 步骤4:对一段浸出液进行4级萃取,选择P204作为萃取剂,磺化煤油作为稀释剂, 其中每一级的萃取条件为:浸出液初始pH为2.2,有机相中萃取剂的体积比为:40%,萃取相 比(0/A),即有机相与水相的体积比为7:1,震荡时间为8min;
[0072] 采用4mol/L的硫酸反萃取,钒进入反萃液中,采用铵盐沉钒的方式得到钒酸铵沉 淀,其中铵盐为氨水,再通过焙烧的方式得到氧化钒产品;
[0073] 步骤5:将一段浸出渣与钛白废酸混合均匀,液固比为7:1,进入二段搅拌浸出流 程,得到的二段浸出矿浆,经分离分别得到二段浸出液及二段浸出渣,二段浸出渣的主要成 分为二氧化硅,通过石灰中和等方式处理后用于水泥工业,其中:浸出温度为150°C,浸出时 间为120min,搅拌转速800rpm;
[0074] 步骤6:将破碎至0.1~150μπι转炉钒渣与二段浸出液混合均匀,液固比5:1,进行步 骤3。
[0075] 本实施例转炉钒渣中的钒回收率为97.98%。
[0076] 实施例5
[0077] 转炉钒渣中有价金属元素的回收方法,具体包括以下步骤:
[0078] 步骤1:将转炉钒渣破碎至0.1~150μπι,然后将钛白废酸与转炉钒渣混合均匀,液 固比为10:1,搅拌浸出,得到浸出矿浆,经分离分别得到浸出液和浸出渣,其中:浸出温度为 170 °C,浸出时间为150min,搅拌转速500rpm;
[0079] 步骤2:将步骤1的浸出液与破碎至0.1~150μπι转炉钒渣混合均匀,液固比3:1;
[0080] 步骤3:通入氧气进行一段搅拌浸出流程,浸出过程通氧保证铁向三价铁离子的转 化,得到一段浸出矿衆,经分离分别得到一段浸出液和一段浸出渣,其中:浸出温度120°C, 浸出时间200min,搅拌转速700rpm,氧气分压为0.8Mpa;
[0081] 步骤4:对一段浸出液进行5级萃取,选择P204作为萃取剂,磺化煤油作为稀释剂, 其中,每一级的萃取条件为:浸出液初始pH为1.5,有机相中萃取剂的体积比为:50%,萃取 相比(0/A),即有机相与水相的体积比为4:1,震荡时间为6min;
[0082] 采用6mol/L的硫酸反萃取,钒进入反萃液中,采用铵盐沉钒的方式得到钒酸铵沉 淀,其中铵盐为氨气,再通过焙烧的方式得到氧化钒产品;
[0083] 步骤5:将一段浸出渣与钛白废酸混合均匀,液固比为10:1,进入二段搅拌浸出流 程,得到的二段浸出矿浆,经分离分别得到二段浸出液及二段浸出渣,二段浸出渣的主要成 分为二氧化硅,通过石灰中和等方式处理后用于水泥工业,其中:浸出温度为170°C,浸出时 间为150min,搅拌转速500rpm;
[0084] 步骤6:将破碎至0.1~150μπι转炉钒渣与二段浸出液混合均匀,液固比3:1,进行步 骤3。
[0085] 本实施例转炉钒渣中的钒回收率为98.16%。

Claims (1)

1. 一种转炉钒渣中有价金属元素的回收方法,其特征在于,包括如下步骤: 步骤1:将转炉钒渣破碎至0.1~15〇μπι,然后将主要成分为硫酸的原料与转炉钒渣混合 均匀,液固比为(5:1)~(15:1),搅拌浸出,得到浸出矿浆,经分离分别得到浸出液和浸出 渣,其中:主要成分为硫酸的原料是钛白废酸;浸出温度为110~200°C,浸出时间为30~ 180min,搅拌转速200~800rpm;所述的钛白废酸组成包含:硫酸浓度150~250g/L,铁离子 含量15~50g/L,镁离子含量1~7g/L,铝离子含量0.5~3.0g/L,锰离子含量1~6g/L,钪离 子含量1~40ppm ;所述的转炉钒渣的组成按质量百分比为:V:4~18%,Fe:15~45%,Si02: 7~20%,A1203:2~10%,Ti02:5~20%,杂质:5~18%,杂质含有Mg、Ca、Mn或Cr元素的一种 或几种; 步骤2:将步骤1的浸出液与破碎至0.1~150μπι转炉钒渣混合均匀,液固比(3:1)~(10: 1); 步骤3:通入氧气进行一段搅拌浸出流程,得到一段浸出矿浆,经分离分别得到一段浸 出液和一段浸出渣,其中:浸出温度80~160°C,浸出时间30~240min,搅拌转速200~ 800rpm,氧气分压为0.5~1.8MPa; 步骤4:对一段浸出液进行萃取,选择P204或N1923作为萃取剂,磺化煤油作为稀释剂, 其中,萃取级数选择1~9级萃取中的一级,每一级的萃取条件为:浸出液初始pH为0.5~ 3.0,有机相中萃取剂所占的体积分数为:20~80 %,有机相与水相的体积比为(2~10) : 1, 震荡时间为3~lOmin,钒进入有机相; 采用2~7mol/L的硫酸对有机相进行反萃取,分离其中的钒,回收得到钒产品; 步骤5:将一段浸出渣与主要成分为硫酸的原料混合均匀,液固比为(5:1)~(15:1),进 入二段搅拌浸出流程,得到的二段浸出矿浆,经分离分别得到二段浸出液及二段浸出渣,二 段浸出渣的主要成分为二氧化硅,其中:主要成分为硫酸的原料中硫酸浓度100~600g/L; 浸出温度为110~200°C,浸出时间为30~180min,搅拌转速200~800rpm;二段浸出渣的主 要成分二氧化硅,通过石灰中和方式处理后用于水泥工业,或采用还原的方式制备碳化硅 材料; 步骤6:将破碎至0.1~150μπι转炉钒渣与二段浸出液混合均匀,液固比(3:1)~(10:1), 进行步骤3。
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