CN107805710B - 一种含多价态钒硅酸盐矿物综合回收硅和钒的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种含多价态钒硅酸盐矿物综合回收硅和钒的方法，所述方法包括如下步骤：1)将含多价态钒硅酸盐矿物磨细，细度为‑200目占85％以上；2)将步骤1)的磨细矿样加入水合肼和NaOH溶液，混合制成混合矿浆；3)将步骤2)的混合矿浆进行高压碱浸反应；4)将步骤3)高压碱浸反应完的矿浆固液分离，滤液为水玻璃产品，滤渣为高钒滤渣；5)将步骤4)的高钒滤渣配加低氯复合钠盐进行氧化焙烧；6)将步骤5)焙烧样水浸得到高钒富集液和含铝尾渣。本发明适用于石煤、含钒页岩等含有多种价态钒元素的硅酸盐矿石，将其中钒、硅有效分离，各价态钒和硅节能、高效回收，铝得到富集。

Description

一种含多价态钒硅酸盐矿物综合回收硅和钒的方法
技术领域
本发明属于硅酸盐类矿物选矿—冶金领域，涉及一种将含有多种价态钒元素的硅酸盐矿物综合回收富集硅、钒和铝的方法，属于矿物加工和冶金技术领域。
背景技术
含钒石煤和含钒页岩矿石中硅含量高，硅酸盐矿物占60％～80％。采用浮选-重选-磁选等常规选矿技术，很难使钒矿物得到有效富集。需要通过更为复杂的工艺，如焙烧法或者酸法加以提炼。中国专利一种钠化焙烧钒渣的方法(CN102851507A)将钒渣和钠化剂的混合料在不同氧化气氛下连续两次焙烧来回收钒。焙烧法钒回收率与焙烧时加入氯化钠的量有关，产生的HCl、Cl2等有害气体对环境污染严重。为了破坏含钒的伊利石、云母等硅酸盐的晶体层状骨架，温度要求高，能耗大。且存在尾渣量大，含钒液硅含量高等问题。中国专利一种从含钒石煤中浸出钒的方法(CN106435177A)，在酸浸过程中加入氟化物和二氧化锰的复合助浸剂，加热条件下进行酸浸。耗酸量大，且环境污染严重，硅进入尾渣，渣量大。可溶于酸的离子进入浸液，后续分离、除杂、纯化流程长。
发明内容
本发明目的在于，提供了一种含多价态钒硅酸盐矿物综合回收硅和钒的方法，该方法解决传统提钒工艺钒回收率低，硅得不到综合利用，能耗高，尾渣量大的问题。
为达到上述目的，本发明采用了如下的技术方案：
一种含多价态钒的硅酸盐矿物石综合富集、回收硅、钒和铝的方法，所述方法包括如下步骤：
(1)将含钒硅酸盐矿石(含多价态钒硅酸盐矿物)磨细，细度为-200目占85％以上；
(2)将步骤(1)的磨细矿样加入一定量的水合肼和高浓度NaOH溶液，混合制取混合矿浆；
(3)将步骤(2)的混合矿浆进行高压碱浸反应；
(4)将步骤(3)高压碱浸反应完的矿浆固液分离；滤液为水玻璃产品，滤渣为高钒滤渣；
(5)将步骤(4)的高钒滤渣配加低氯复合钠盐进行焙烧；
(6)将步骤(5)的焙烧样水浸得到高钒富集液和含铝尾渣。
根据本发明的方法，作为优选的，步骤(1)矿样粒度为-200目(200目以下)85％以上。
根据本发明的方法，作为优选的，步骤(2)中，加入水合肼的量为磨细矿样总量的5％～20％，加入NaOH溶液后的混合矿浆中NaOH质量分数为40％～60％。
根据本发明的方法，作为优选的，步骤(3)中，高压碱浸反应温度为150℃～220℃，搅拌转速为300r/min～600r/min，反应时间为2h～4h，反应压力为0.5～2.5MPa。
根据本发明的方法，作为优选的，步骤(5)中，低氯复合钠盐质量分数为10％～25％，焙烧温度为600℃～800℃，焙烧时间为2h～4h。
根据本发明的方法，作为优选的，步骤(6)中，水浸过程液固比为10∶1(ml：g)，水浸温度为60℃～80℃，水浸时间为2h～4h。
测定步骤(4)中水玻璃模数≥2，且含杂质少。钒富集比可达2.27，回收率可达99％。
本发明属于硅酸盐类矿物选矿—冶金领域，涉及一种将含有多种价态钒元素的硅酸盐矿石，在加入水合肼的还原条件下高压碱浸，使硅和钒分离，焙烧水浸回收钒的方法。主要工艺特征是将硅酸盐钒矿石磨细至-200目占85％以上，加入水合肼高压碱浸，硅以硅酸钠形式转移至溶液，生成水玻璃，高价钒被还原为低价钒，与原矿中低价钒一并转移至渣中，钒富集渣经氧化焙烧水浸得到钒产品，能显著提高钒回收率。高压碱浸过程钒回收率99％，钒总回收率90％以上；水玻璃模数大于2且杂质少，硅回收率85％以上，铝经过富集，最终尾渣可作为提铝原料。本发明适用于石煤、含钒页岩等含有多种价态钒元素的硅酸盐矿石，将其中钒、硅有效分离，各价态钒和硅节能、高效回收，铝得到富集，是一种硅酸盐钒矿石钒、硅和铝经济、高效综合利用的方法。
本发明用于处理硅含量高且多价态钒并存的硅酸盐钒矿，例如石煤和含钒页岩等。通过高压碱浸破坏含钒的伊利石、云母等硅酸盐的晶体层状骨架，使被包裹或类质同象赋存在硅酸盐矿物中的钒释放出来，还原剂水合肼将高价钒如V4+、V5+还原为V3+，进入碱浸渣中，还原环境防止V3+由于高温高压条件被氧化，显著提高硅、钒分离率，碱浸渣中钒回收率达99％。
附图说明
图1为本发明的一种含多价态钒硅酸盐矿物综合回收硅和钒的方法技术路线图。
具体实施方式
下面以附图和具体实施方式对本发明作进一步详细的说明。
如图1所示，一种含多价态钒的硅酸盐矿物石综合富集、回收硅、钒和铝的方法，所述方法包括如下步骤：
(1)将含钒硅酸盐矿石(含多价态钒硅酸盐矿物)磨细，细度为-200目占85％以上；
(2)将步骤(1)的磨细矿样加入一定量的水合肼和高浓度NaOH溶液，混合制取混合矿浆；
(3)将步骤(2)的混合矿浆进行高压碱浸反应；
(4)将步骤(3)高压碱浸反应完的矿浆固液分离；滤液为水玻璃产品，滤渣为高钒滤渣；
(5)将步骤(4)的高钒滤渣配加低氯复合钠盐进行焙烧；
(6)将步骤(5)的焙烧样水浸得到高钒富集液和含铝尾渣。
实施例1
取自湖北某地区含钒页岩，化学多元素分析如下：
不同价态钒所占比例
主要成分为石英、高岭石，含有部分氧化铝，钒的赋存形式主要是以V3+，部分为V5 +，微量的V4+。
称取一定量的矿样磨细至-200目占85％，加入水合肼的量为磨细矿样总量的20％，加入NaOH为60％的碱液混合均匀(物质的量nSiO2∶nNaOH＝1.7，相当于加入NaOH溶液后的混合矿浆中NaOH质量分数为60％)。加入高压釜在150℃，300r/min条件下反应4h，反应压力为0.5Mpa，过滤烘干。将烘干的滤渣加入质量分数25％的低氯复合钠盐600℃焙烧4h，焙烧产品按液固比为10:1加温到60℃搅拌水浸4h。
高压碱浸过程中，滤液水玻璃模数为1.97。硅浸出率为91％，滤渣钒含量相对于原矿富集比2.27，回收率为99％。焙烧水浸过程中钒回收率为90％。总钒回收率为89.1％。
实施例2
取自湖南某地区石煤，化学多元素分析如下；
不同价态钒所占比例
主要成分为碳质含钒伊利石和石英，钒的赋存形式主要是以V3+,少量为V4+，无V5+。
称取一定量的矿样磨细至-200目占90％，加入水合肼的量为磨细矿样总量的5％，加入NaOH为40％的碱液混合均匀(物质的量nSiO2∶nNaOH＝1.8，相当于加入NaOH溶液后的混合矿浆中NaOH质量分数为40％)。加入高压釜在220℃，600r/min条件下反应2h，反应压力为2.5Mpa，过滤烘干。将烘干的滤渣加入质量分数10％的低氯复合钠盐在800℃条件下焙烧2h，焙烧产品按液固比为10:1加温到80℃搅拌水浸2h。
高压碱浸过程中，滤液水玻璃模数为2.25。硅浸出率为89％，滤渣钒含量相对于原矿富集比1.83，回收率为99％。焙烧水浸过程中钒回收率为89％。总钒回收率为88.1％。
实施例3
取自陕西某地区含钒页岩，化学多元素分析如下；
不同价态钒所占比例
主要成分为石英、高岭石，含有少量碳质，钒的赋存形式主要是以V3+,部分为V4+，只存在微量V5+。
称取一定的矿样磨细至-200目占90％，加入水合肼的量为磨细矿样总量的10％，加入NaOH为50％的碱液混合均匀(物质的量nSiO2∶nNaOH＝1.6，相当于加入NaOH溶液后的混合矿浆中NaOH质量分数为50％)。加入高压釜在200℃，500r/min条件下反应4h，反应压力为2Mpa，过滤烘干。将烘干的滤渣加入质量分数15％的低氯复合钠盐700℃焙烧4h，焙烧产品按液固比为10：1加温到80℃搅拌水浸4h。
高压碱浸过程中，滤液水玻璃模数为2.14。硅浸出率为92％，滤渣钒含量相对于原矿富集比2.38，回收率为99％。焙烧水浸过程中钒回收率为91％。总钒回收率为90.1％。
最后所应说明的是，以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非限制。尽管参照实施例对本发明进行了详细说明，本领域的普通技术人员应该理解，对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，都不脱离本发明技术方案的精神和范围，其均应涵盖在本发明的权利要求范围当中。

Claims (4)

1.一种含多价态钒硅酸盐矿物综合回收硅和钒的方法，所述方法包括如下步骤：
1)将含多价态钒硅酸盐矿物磨细，细度为-200目占85％以上；
2)将步骤1)的磨细矿样加入水合肼和NaOH溶液，混合制成混合矿浆；
3)将步骤2)的混合矿浆进行高压碱浸反应；
4)将步骤3)高压碱浸反应完的矿浆固液分离，滤液为水玻璃产品，滤渣为高钒滤渣；
5)将步骤4)的高钒滤渣配加低氯复合钠盐进行氧化焙烧；
6)将步骤5)焙烧样水浸得到高钒富集液和含铝尾渣；
其中，加入水合肼的量为磨细矿样总量的5％～20％，加入NaOH溶液后的混合矿浆中NaOH质量分数为40％～60％；
所述高压碱浸反应温度为150℃～220℃，反应压力为0.5～2.5MP a；
所述氧化焙烧温度为600℃～800℃；
所述水浸过程液固比为10∶1，水浸温度为60℃～80℃。
2.根据权利要求1所述含多价态钒硅酸盐矿物综合回收硅和钒的方法，其特征在于：所述步骤3)中，高压碱浸反应，搅拌转速为300r/min～600r/min，反应时间为2h～4h。
3.根据权利要求1所述含多价态钒硅酸盐矿物综合回收硅和钒的方法，其特征在于：所述步骤5)中，低氯复合钠盐质量分数为10％～25％，氧化焙烧时间为2h～4h。
4.根据权利要求1所述含多价态钒硅酸盐矿物综合回收硅和钒的方法，其特征在于：所述步骤6)中，水浸时间为2h～4h。
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