CN104532017A

CN104532017A - 一种含钒石煤浸出萃取钒的方法

Info

Publication number: CN104532017A
Application number: CN201410800668.4A
Authority: CN
Inventors: 刘涛; 李道; 张一敏; 黄晶
Original assignee: Wuhan University of Science and Engineering WUSE
Current assignee: Wuhan University of Science and Engineering WUSE
Priority date: 2014-12-22
Filing date: 2014-12-22
Publication date: 2015-04-22

Abstract

本发明涉及一种含钒石煤浸出萃取钒的方法。其技术方案是：将含钒石煤原矿破碎，焙烧，磨矿，制得的含钒石煤细粉加入到氢氧化钠溶液中，固液比为0.65~1Kg/L，搅拌1~4h，得碱浸液和碱浸渣。将碱浸渣和CaF₂加入到硫酸溶液中，其中，碱浸渣与硫酸溶液的固液比为0.65~1Kg/L，CaF₂与碱浸渣的质量比为0.01~0.07︰1；搅拌，固液分离，得酸浸液和酸浸渣。将合并后的碱浸液和酸浸液的pH值调节至1.6~2.4，固液分离，用萃原液进行萃取，洗涤滤饼所得洗水配酸后返回酸浸作业。将萃原液用二（2-乙基己基）磷酸进行萃取，得负载有机相和萃余液；将负载有机相进行反萃得富钒液和贫有机相。本发明具有钒的浸出率高、生产效率高和浸出液预处理成本低的特点。

Description

一种含钒石煤浸出萃取钒的方法

技术领域

本发明属于含钒石煤技术领域。具体涉及一种含钒石煤浸出萃取钒的方法。

背景技术

目前石煤提钒酸浸液由于其pH值较低一般不能直接用来萃取，在萃取前必须调节pH值到一定的范围，而在调节pH值的过程中将消耗大量碱性药剂。这些药剂都是直接加入酸浸液中，会造成极大的浪费，有些不仅会降低酸浸液中钒的浓度，而且产生的沉淀还会造成钒的损失。因此，若能不外加药剂调节酸浸液的pH值，而使其pH值刚好适合萃取作业，是亟待解决的问题。

“空白焙烧碱浸出离子交换法提钒工艺”（CN 101586196A）专利技术，提出了一种石煤空白焙烧碱浸出离子交换法提钒工艺，调节破碎石煤的含炭量，使其发热量达到400~450大卡/公斤，在800~850°C条件下焙烧2~3h，加入4~6%的碱、90°C、浸出3h，钒的浸出率在70%以上。

谭爱华（谭爱华. 某石煤钒矿空白焙烧-碱浸提钒工艺研究[J]. 湖南有色金属，2008，24(1): 24-26， 57.）对湖南省某地含钒石煤采用空白焙烧-碱浸提钒工艺研究，在原矿粒度为小于74μm占73.2%、850°C焙烧3h，质量浓度为40g/L的氢氧化钠溶液、90°C、液固比为1.5mL/g条件下浸出3h，钒浸出率为77%左右。

杨用龙等（杨用龙、田学达、杨康、钟仁华、谢畅.含钒粘土矿两段浸出工艺[J].矿冶工程，2009，29(6):61-64.）对陕西某粘土钒矿采用碱浸预处理-酸浸提钒的工艺浸出钒，在95°C、20%NaOH处理24h后，酸浸工序中硫酸用量为30%、温度95°C、液固比1.5︰1、浸出时间12h，钒浸出率为80%左右。

李存兄等（李存兄，魏昶，邓志敢，李旻廷，李兴彬，樊刚. Recovery of vanadium from black shale. Nonferrous Metals Society of China， 2010， 20(S1):127-131）的研究表明，石煤提钒中需要预先将浸出液的pH值调高至2.0以满足后续萃取作业的要求，这使得对普通石煤提钒工艺获得的酸浸浸出液需要增加浸出液预处理作业，进而使石煤提钒工艺流程变得复杂。

综上所述，现有的石煤提钒技术存在钒的浸出率低、生产效率低、浸出剂耗量大以及浸出液预处理成本高的缺点。

发明内容

本发明旨在提供一种钒浸出率高、生产效率高和浸出液预处理成本低的含钒石煤浸出萃取钒的方法。

为实现上述目的，本发明采用的技术方案是：所述方法的步骤是：

步骤一、先将含钒石煤原矿破碎至粒径为3mm以下，在800~900oC条件下焙烧15~25min，然后磨矿至粒径小于0.074mm占70~80wt%，制得含钒石煤细粉。

步骤二、将含钒石煤细粉加入到质量浓度为2~8%的氢氧化钠溶液中，每升氢氧化钠溶液中加入的含钒石煤细粉为0.65~1Kg，然后在90~100°C条件下搅拌1~4h，固液分离，得碱浸液和碱浸渣。

步骤三、将所述碱浸渣加入到体积浓度为4~12%的硫酸溶液中，每升硫酸溶液中加入的碱浸渣为0.65~1Kg，再向硫酸溶液中加入CaF₂，每升硫酸溶液中加入的CaF₂为每升硫酸溶液中加入的碱浸渣1~7wt%，然后在90~100°C条件下搅拌1~4h，固液分离，得酸浸液和酸浸渣。

步骤四、将所述碱浸液和所述酸浸液合并，得浑浊液；再将所述浑浊液的pH值调节至1.6~2.4，固液分离，得到萃原液及滤饼；用萃原液进行萃取作业，然后将滤饼用清水洗涤，得洗水，洗水配酸后返回酸浸作业。

步骤五、将所述萃原液用二（2-乙基己基）磷酸进行萃取作业，得负载有机相和萃余液；将负载有机相进行反萃作业，得富钒液和贫有机相。

所述含钒石煤原矿的化学成分是：V₂O₅含量为0.6~1.2wt%， CaO含量为2.0~8.0wt%， MgO含量为1.5~5.0wt%， Fe₂O₃含量为3.0~6.0wt%，Al₂O₃含量为4.5~9.5wt%，SiO₂含量为50.0~70.0wt%，碳含量为5.0~20.0wt%。

所述搅拌速度为100~300r/min。

由于采用上述方法，本发明具有以下优点：

1、本发明由于在空白焙烧工艺中含钒矿物的结构被破坏，钒的氧化充分，钒的总浸出率为80~90%，故钒浸出率高。

2、本发明在保持溶液里的钒浓度不降低的条件下，调节了浸出液的pH值，降低了调节pH值的成本。对于酸浸液与碱浸液的合并，既能将酸浸液的pH值调到最适宜萃取的值，也能有效利用碱浸液中的钒，故浸出液预处理成本低。

3、本发明在调节pH值过程中浸出液中的杂质离子会沉淀下来，经固液分离留在滤渣中，避免了杂质离子对萃取过程的影响。滤渣中的少量钒通过洗涤过程，进入洗涤液中，再返回配酸回到主流程中，避免了钒的损失，故生产效率高。

4、本发明中的洗水返回配酸，可减少流程中水的加入，能有效节约水资源。

本发明中：钒的碱浸出率为32~35%，碱浸液的pH值为12.0~13.0；酸浸出率为50~53%，酸浸液的pH值为0~1.0；总浸出率为82~88%；合并后调节溶液pH值为1.6~2.4。萃取率为99~99.9%，反萃率为99~99.9%。

因此，本发明具有钒的浸出率高、生产效率高和浸出液预处理成本低的特点。

具体实施方式

下面结合具体实施方式对本发明作进一步的描述，并非对其保护范围的限制。

实施例1

一种含钒石煤浸出萃取钒的方法。本实施例采用湖北某矿的含钒石煤原矿，所述含钒石煤原矿的化学成分及其含量是：V₂O₅含量为0.6~1.0wt%， CaO含量为2.0~6.0wt%， MgO含量为1.5~3.5wt%， Fe₂O₃含量为3.0~4.5wt%，Al₂O₃含量为7.0~9.5wt%，SiO₂含量为50.0~65.0wt%，碳含量为5.0~15.0wt%。

本实施例所述方法的步骤是：

步骤一、先将含钒石煤原矿破碎至粒径为3mm以下，在800~850oC条件下焙烧20~25min，然后磨矿至粒径小于0.074mm占70~80wt%，制得含钒石煤细粉。

步骤二、将含钒石煤细粉加入到质量浓度为4~8%的氢氧化钠溶液中，每升氢氧化钠溶液中加入的含钒石煤细粉为0.8~1Kg，然后在90~95°C条件下搅拌1~3h，固液分离，得碱浸液和碱浸渣。

步骤三、将所述碱浸渣加入到体积浓度为8~12%的硫酸溶液中，每升硫酸溶液中加入的碱浸渣为0.8~1Kg，再向硫酸溶液中加入CaF₂，每升硫酸溶液中加入的CaF₂为每升硫酸溶液中加入的碱浸渣1~4wt%，然后在90~95°C条件下搅拌1~3h，固液分离，得酸浸液和酸浸渣。

步骤四、将所述碱浸液和所述酸浸液合并，得浑浊液；再将所述浑浊液的pH值调节至1.6~2.0，固液分离，得到萃原液及滤饼；用萃原液进行萃取作业，然后将滤饼用清水洗涤，得洗水，洗水配酸后返回酸浸作业。

所述搅拌速度为100~300r/min。

本实施例1中：钒的碱浸出率为33~35%，碱浸液pH值为12.5~13.0；酸浸出率为51~53%，酸浸液pH值为0~0.5；总浸出率为84~88%；合并后调节溶液pH值为1.6~2.0。萃取率为99~99.9%，反萃率为99~99.9%。

实施例2

一种含钒石煤浸出萃取钒的方法。本实施例采用江西某矿的含钒石煤原矿，所述含钒石煤原矿的化学成分及其含量是：V₂O₅含量为0.8~1.2wt%， CaO含量为4.0~8.0wt%， MgO含量为3.0~5.0wt%， Fe₂O₃含量为4.5~6.0wt%，Al₂O₃含量为4.5~7.5wt%，SiO₂含量为55.0~70.0wt%，碳含量为10.0~20.0wt%。

本实施例所述方法的步骤是：

步骤一、先将含钒石煤原矿破碎至粒径为3mm以下，在850~900oC条件下焙烧15~20min，然后磨矿至粒径小于0.074mm占70~80wt%，制得含钒石煤细粉。

步骤二、将含钒石煤细粉加入到质量浓度为2~6%的氢氧化钠溶液中，每升氢氧化钠溶液中加入的含钒石煤细粉为0.65~0.85Kg，然后在95~100°C条件下搅拌2~4h，固液分离，得碱浸液和碱浸渣。

步骤三、将所述碱浸渣加入到体积浓度为4~8%的硫酸溶液中，每升硫酸溶液中加入的碱浸渣为0.65~0.85Kg，再向硫酸溶液中加入CaF₂，每升硫酸溶液中加入的CaF₂为每升硫酸溶液中加入的碱浸渣3~7wt%，然后在95~100°C条件下搅拌2~4h，固液分离，得酸浸液和酸浸渣。

步骤四、将所述碱浸液和所述酸浸液合并，得浑浊液；再将所述浑浊液的pH值调节至2.0~2.4，固液分离，得到萃原液及滤饼；用萃原液进行萃取作业，然后将滤饼用清水洗涤，得洗水，洗水配酸后返回酸浸作业。

所述搅拌速度为100~300r/min。

本实施例2中：钒的碱浸出率为32~34%，碱浸液的pH值为12.0~12.5；酸浸出率为50~52%，酸浸液的pH值为0.5~1.0；总浸出率为82~86%；合并后调节溶液pH值为2.0~2.4。萃取率为99~99.9%，反萃率为99~99.9%。

本具体实施方式具有以下优点：

1、本具体实施方式由于在空白焙烧工艺中含钒矿物的结构被破坏，钒的氧化充分，钒的总浸出率为80~90%，故钒浸出率高。

2、本具体实施方式在保持溶液里的钒浓度不降低的条件下，调节了浸出液的pH值，降低了调节pH值的成本。对于酸浸液与碱浸液的合并，既能将酸浸液的pH值调到最适宜萃取的值，也能有效利用碱浸液中的钒，故浸出液预处理成本低。

3、本具体实施方式在调节pH值过程中浸出液中的杂质离子会沉淀下来，经固液分离留在滤渣中，避免了杂质离子对萃取过程的影响。滤渣中的少量钒通过洗涤过程，进入洗涤液中，再返回配酸回到主流程中，避免了钒的损失，故生产效率高。

4、本具体实施方式中的洗水返回配酸，可减少流程中水的加入，能有效节约水资源。

本具体实施方式中：钒的碱浸出率为32~35%，碱浸液的pH值为12.0~13.0；酸浸出率为50~53%，酸浸液的pH值为0~1.0；总浸出率为82~88%；合并后调节溶液pH值为1.6~2.4。萃取率为99~99.9%，反萃率为99~99.9%。

因此，本具体实施方式具有钒的浸出率高、生产效率高和浸出液预处理成本低的特点。

Claims

1.一种含钒石煤浸出萃取钒的方法，其特征在于所述方法的步骤是：

步骤一、先将含钒石煤原矿破碎至粒径为3mm以下，在800~900oC条件下焙烧15~25min，然后磨矿至粒径小于0.074mm占70~80wt%，制得含钒石煤细粉；

步骤二、将含钒石煤细粉加入到质量浓度为2~8%的氢氧化钠溶液中，每升氢氧化钠溶液中加入的含钒石煤细粉为0.65~1Kg，然后在90~100°C条件下搅拌1~4h，固液分离，得碱浸液和碱浸渣；

步骤三、将所述碱浸渣加入到体积浓度为4~12%的硫酸溶液中，每升硫酸溶液中加入的碱浸渣为0.65~1Kg，再向硫酸溶液中加入CaF₂，每升硫酸溶液中加入的CaF₂为每升硫酸溶液中加入的碱浸渣1~7wt%，然后在90~100°C条件下搅拌1~4h，固液分离，得酸浸液和酸浸渣；

步骤四、将所述碱浸液和所述酸浸液合并，得浑浊液；再将所述浑浊液的pH值调节至1.6~2.4，固液分离，得到萃原液及滤饼；用萃原液进行萃取作业，然后将滤饼用清水洗涤，得洗水，洗水配酸后返回酸浸作业；

2.根据权利要求1所述的含钒石煤浸出萃取钒的方法，其特征在于所述含钒石煤原矿的化学成分是：V₂O₅含量为0.6~1.2wt%， CaO含量为2.0~8.0wt%， MgO含量为1.5~5.0wt%， Fe₂O₃含量为3.0~6.0wt%，Al₂O₃含量为4.5~9.5wt%，SiO₂含量为50.0~70.0wt%，碳含量为5.0~20.0wt%。

3.根据权利要求1所述的含钒石煤浸出萃取钒的方法，其特征在于所述搅拌速度为100~300r/min。