CN110453065A - 钒钛磁铁矿中提钒的方法、采用该方法提取得到的含钒酸钠的浸出液及其应用 - Google Patents

钒钛磁铁矿中提钒的方法、采用该方法提取得到的含钒酸钠的浸出液及其应用 Download PDF

Info

Publication number
CN110453065A
CN110453065A CN201910868293.8A CN201910868293A CN110453065A CN 110453065 A CN110453065 A CN 110453065A CN 201910868293 A CN201910868293 A CN 201910868293A CN 110453065 A CN110453065 A CN 110453065A
Authority
CN
China
Prior art keywords
magnetite
vanadium
sodium
vanadium titano
titano
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.)
Granted
Application number
CN201910868293.8A
Other languages
English (en)
Other versions
CN110453065B (zh
Inventor
代书华
孙琬舒
靳小宇
徐钦佩
孙振
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.)
Inner Mongolia University of Technology
Original Assignee
Inner Mongolia University of Technology
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 Inner Mongolia University of Technology filed Critical Inner Mongolia University of Technology
Priority to CN201910868293.8A priority Critical patent/CN110453065B/zh
Publication of CN110453065A publication Critical patent/CN110453065A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN110453065B publication Critical patent/CN110453065B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/02—Roasting processes
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B34/00—Obtaining refractory metals
    • C22B34/20—Obtaining niobium, tantalum or vanadium
    • C22B34/22—Obtaining vanadium

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Compounds Of Iron (AREA)

Abstract

本发明涉及钒钛磁铁矿综合利用领域，具体而言，提供了一种钒钛磁铁矿中提钒的方法、采用该方法提取得到的含钒酸钠的浸出液及其应用。上述钒钛磁铁矿中提钒的方法包括：将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠混合后焙烧，焙烧后所得产物用水浸出，得到钒酸钠。该方法中钒的提取率高，提取率高于74％，最高能达到90.003％；且用水浸出后的浸出液中铁和钛的含量较低，铁和钛的浸出率均低于10％，因而所得钒酸钠的纯度较高；此外该方法工艺简单，适合工业化生产。

Description

钒钛磁铁矿中提钒的方法、采用该方法提取得到的含钒酸钠 的浸出液及其应用
技术领域
本发明涉及钒钛磁铁矿综合利用领域，具体而言，涉及一种钒钛磁铁矿中提钒的方法、采用该方法提取得到的含钒酸钠的浸出液及其应用。
背景技术
我国钒钛磁铁矿储量丰富、分布广泛、成分复杂，钒钛磁铁矿是以钛、钒、铁为主的共生磁铁矿，此外还有一定量的Sc、Cu、Co、Ni、Au等，其中铁钛钒的含量不固定，而是位于一定的范围。全球98％以上的钒来自钒钛磁铁矿，因此从钒钛磁铁矿提取钒的技术一直是研究重点。
国内外对钒钛磁铁矿利用技术常见的有高炉法、预还原-电炉法、还原-磨选法、钠化提钒-还原-电炉法、金属化还原-选分-电热熔分法、转炉钒渣氯化提钒、硫酸铵或硫酸氢铵法焙烧提钒、钙化焙烧酸浸提钒等。然而，传统的高炉法工艺复杂，获得的钒渣的品位较低，很难实现钒的高效化回收，这种现状制约了我国钒钛磁铁矿资源的综合利用以及当地经济的发展，导致了大量资源的浪费和环境的严重污染；而其它的方法难以实现钒的高效提取利用。
有鉴于此，特提出本发明。
发明内容
本发明的第一目的在于提供一种钒钛磁铁矿中提钒的方法，该方法的钒的提取率高，钒的纯度高，且工艺简单，适合工业化生产。
本发明的第二目的在于提供一种采用上述方法提取得到的含钒酸钠的浸出液。
本发明的第三目的在于提供一种上述含钒酸钠的浸出液在制备偏钒酸铵或五氧化二钒中的应用。
为了实现本发明的上述目的，特采用以下技术方案：
第一方面，本发明提供了一种钒钛磁铁矿中提钒的方法，包括：将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠混合后焙烧，焙烧后所得产物用水浸出，得到含钒酸钠的浸出液。
作为进一步优选的技术方案，过氧化钠与钒钛磁铁矿的质量比为7:1-9:1，优选为8:1。
作为进一步优选的技术方案，将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠和碳酸钠的混合物混合后焙烧。
作为进一步优选的技术方案，过氧化钠和碳酸钠的总质量与钒钛磁铁矿质量的比例为3:1-6:1；
优选地，过氧化钠和碳酸钠的质量比为1:1-2:1。
作为进一步优选的技术方案，焙烧温度为800-850℃；
优选地，焙烧时间为10-12min。
作为进一步优选的技术方案，浸出时水的温度为90-95℃。
作为进一步优选的技术方案，所述方法包括：将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠混合后焙烧，过氧化钠和钒钛磁铁矿的质量比为7:1-9:1，焙烧温度为800-850℃，焙烧时间为10-12min，焙烧后所得产物在90-95℃下用水浸出，得到含钒酸钠的浸出液；
优选地，所述方法包括：将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠混合后焙烧，过氧化钠和钒钛磁铁矿的质量比为8:1，焙烧温度为800℃，焙烧时间为10min，焙烧后所得产物在95℃下用水浸出，得到含钒酸钠的浸出液。
作为进一步优选的技术方案，所述方法包括：将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠和碳酸钠的混合物混合后焙烧，过氧化钠和碳酸钠的总质量与钒钛磁铁矿质量的比例为3:1-6:1，焙烧温度为800-850℃，过氧化钠和碳酸钠的质量比为1:1-2:1，焙烧时间为10-12min，焙烧后所得产物在90-95℃下用水浸出，得到含钒酸钠的浸出液；
优选地，所述方法包括：将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠和碳酸钠的混合物混合后焙烧，过氧化钠和碳酸钠的总质量与钒钛磁铁矿质量的比例为3:1，过氧化钠和碳酸钠的质量比为1:1，焙烧温度为850℃，焙烧时间为10min，焙烧后所得产物在95℃下用水浸出，得到含钒酸钠的浸出液。
第二方面，本发明提供了一种采用上述方法提取得到的含钒酸钠的浸出液。
第三方面，本发明提供了一种上述含钒酸钠的浸出液在制备偏钒酸铵或五氧化二钒中的应用。
与现有技术相比，本发明的有益效果为：
本发明提供的钒钛磁铁矿中提钒的方法采用钒钛磁铁矿与过氧化钠焙烧的方式，过氧化钠在焙烧时分解为氧化钠和氧气，氧化钠是强碱性氧化物，可以与钒钛磁铁矿中的铁、钛和钒的化合物发生反应，氧气把低价钒氧化为高价钒，同时利用过氧化钠的氧化作用，从而使钒钛磁铁矿中的钒变成可溶于水的钒酸钠，铁钛形成不溶残渣，焙烧后产物经水浸出后，使钒酸钠进入水中，铁钛进入水浸渣，从而使钒和铁钛分离，得到含钒酸钠的浸出液。
该方法中钒的提取率高，提取率高于74％，最高能达到90.003％；且用水浸出后的浸出液中铁和钛的含量较低，铁和钛的浸出率均低于10％，因而所得含钒酸钠的浸出液中钒酸钠的纯度较高；此外该方法工艺简单，适合工业化生产。
附图说明
图1(a)为过氧化钠和钒钛磁铁矿中铁钛钒氧化物之间反应的标准吉布斯自由能与温度之间的关系曲线；
图1(b)为碳酸钠和钒钛磁铁矿中铁钛钒氧化物之间反应的标准吉布斯自由能与温度之间的关系曲线；
图2(a)为钒钛磁铁矿单独焙烧后产物的XRD图；
图2(b)为钒钛磁铁矿与碳酸钠和过氧化钠混合焙烧后产物的XRD图；
图3为铁钛钒的浸出率与碱料比的关系图；
图4为不同碱料比下焙烧后所得产物的XRD图；
图5为铁钛钒的浸出率与焙烧温度的关系图；
图6为不同焙烧温度下焙烧后所得产物的XRD图；
图7为铁和钛的浸出率与焙烧时间的关系图；
图8为钒的浸出率与焙烧时间的关系图；
图9为不同焙烧时间下焙烧后所得产物的XRD图；
图10为铁钛钒的浸出率与浸出时水的温度的关系图；
图11为本发明一种实施方式中钒钛磁铁矿中提钒的方法的工艺流程图。
具体实施方式
下面将结合实施例对本发明的实施方案进行详细描述，但是本领域技术人员将会理解，下列实施例仅用于说明本发明，而不应视为限制本发明的范围。实施例中未注明具体条件者，按照常规条件或制造商建议的条件进行。
需要说明的是：下文中的“钒的提取率”和“钒的浸出率”为等同概念，均指所得到的钒酸钠中钒的物质的量占钒钛磁铁矿中钒的物质的量的百分含量。而“铁的浸出率”和“钛的浸出率”指用水浸出后溶液中铁和钛的物质的量占钒钛磁铁矿中铁和钛的物质的量的百分含量。
根据本发明的一个方面，在至少一个实施例中提供了一种钒钛磁铁矿中提钒的方法，包括：将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠混合后焙烧，焙烧后所得产物用水浸出，得到含钒酸钠的浸出液。
上述方法采用钒钛磁铁矿与过氧化钠焙烧的方式，过氧化钠在焙烧时分解为氧化钠和氧气，氧化钠是强碱性氧化物，可以与钒钛磁铁矿中的铁、钛和钒的化合物发生反应，氧气把低价钒氧化为高价钒，同时利用过氧化钠的氧化作用，从而使钒钛磁铁矿中的钒变成可溶于水的钒酸钠，铁钛形成不溶残渣，焙烧后产物经水浸出后，使钒酸钠进入水中，铁钛进入水浸渣，从而使钒和铁钛分离，得到钒酸钠。
该方法中钒的提取率高，提取率高于74％，最高能达到90.003％；且用水浸出后的浸出液中铁和钛的含量较低，铁和钛的浸出率均低于10％，因而所得含钒酸钠的浸出液中钒酸钠的纯度较高；此外该方法工艺简单，适合工业化生产。
需要说明的是，上述“干燥的钒钛磁铁矿”是指不含附着水和结晶水的钒钛磁铁矿，可选地，将钒钛磁铁矿在200℃烘干2h，以去除其附着水和结晶水。钒钛磁铁矿是指主要化学成分为Fe、TiO2和V2O5的矿石，根据产地的不同，钒钛磁铁矿中各化学成分的含量有所差别，钒钛磁铁矿工业品位一般为Fe的含量≥20％，TiO2的含量为≥12％，V2O5的含量为≥0.1％-0.5％，此外还包括少量的铬、钴、镍、铂族和钪等多种成分。
过氧化钠和钒钛磁铁矿中铁钛钒氧化物之间的反应如反应式(1)～(5)，从热力学方面来讨论反应(1)～(5)，反应(1)～(5)的标准吉布斯自由能与温度之间的关系曲线见图1(a)。由图1(a)可知，反应(4)在298～2000K的温度范围内标准吉布斯自由能与温度的关系曲线位置最低，也即在同样条件下反应最易进行。反应(1)～(3)随着温度的升高，吉布斯自由能值都小于零，反应(3)在298～1300K温度之间标准吉布斯自由能随温度的变化曲线位置位于(1)、(2)、(5)之下，反应(4)之上。而反应(5)，当温度T>700K时，标准吉布斯自由能的值为负，反应才能进行。故反应(4)最易进行，其次是反应(3)，最难的是反应(5)。
2Fe2O3+2Na2O2＝4NaFeO2+O2 (1)
2Fe3O4+Na2O2＝2NaFeO2+2Fe2O3 (2)
3Na2O2+2FeTiO3＝2NaFeO2+2Na2TiO3+O2 (3)
2FeVO4+2Na2O2＝2NaFeO2+2NaVO3+O2 (4)
2Na2O2＝2Na2O+O2 (5)
在一种优选的实施方式中，过氧化钠与钒钛磁铁矿的质量比为7:1-9:1，优选为8:1。上述质量比典型但非限制性的为7:1、7.5:1、8:1、8.5:1或9:1等。经实验发现，当过氧化钠与钒钛磁铁矿的质量比在上述范围内时，钒的浸出率较高，为77.58％-83.3％，铁和钛的浸出率较低，因而钒的提取率和纯度较高。当过氧化钠与钒钛磁铁矿的质量比过低时，钒的浸出率较低，钛的浸出率较高；当过氧化钠与钒钛磁铁矿的质量比过高时，用水浸出后，钒的浸出率降低，而铁的浸出率增加。
在一种优选的实施方式中，将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠和碳酸钠的混合物混合后焙烧。碳酸钠与钒钛磁铁矿焙烧后同样能够将其中的钒转变为钒酸钠，并且，碳酸钠的价格较过氧化钠的低，当过氧化钠和碳酸钠共同与钒钛磁铁矿焙烧时，能够降低钒的提取成本。
碳酸钠与钒钛磁铁矿中铁钛钒氧化物之间的反应式为式(6)～(10)，反应式(6)～(10)的标准吉布斯自由能与温度之间的关系曲线见图1(b)。由图1(b)可知，反应(9)在200～2000K范围内标准吉布斯自由能与温度的关系曲线位置最低，也即在同样条件下，反应最容易进行。反应(6)、(7)、(8)、(10)在200～2000K范围内标准吉布斯自由能随温度的升高，吉布斯自由能减小，反应(6)温度高于1400K时标准吉布斯自由能的值才小于零，而反应(8)在温度高于1000K时标准吉布斯自由能的值为负，但反应(7)和(10)在此范围内的值都大于零，反应最难进行。由此可得，反应(9)最易进行，反应(8)次之，反应(6)、(7)、(10)在实验温度650℃(923K)～800℃(1073K)标准吉布斯自由能的值都为正，最难进行。因此，采用钒钛磁铁矿与碳酸钠焙烧也能够提取钒。
Fe2O3+Na2CO3＝2NaFeO2+CO2(g) (6)
2Fe3O4+3Na2CO3＝6NaFeO2+CO(g)+2CO2(g) (7)
3Na2CO3+2FeTiO3＝2NaFeO2+2Na2TiO3+CO(g)+2CO2(g) (8)
FeVO4+Na2CO3＝NaFeO2+NaVO3+CO2(g) (9)
Na2CO3＝Na2O+CO2(g) (10)
钒钛磁铁矿物相组成的XRD图见图2(a)，钒钛磁铁矿与碳酸钠和过氧化钠混合焙烧后产物的XRD图见图2(b)。从图2(a)中可以看出，钒钛磁铁矿物相组成主要为FeVO4、磁铁矿(Fe2O3、Fe3O4)和钛铁矿(FeTiO3)，从图2(b)中可以看出，钒钛磁铁矿与过氧化钠或碳酸钠和过氧化钠混合焙烧后所得产物为NaFeO2、Na2TiO3、NaVO3。
在一种优选的实施方式中，过氧化钠和碳酸钠的总质量与钒钛磁铁矿质量的比例为3:1-6:1。上述比例典型但非限制性的为3:1、4:1、5:1或6:1等。经实验发现，当过氧化钠和碳酸钠的总质量与钒钛磁铁矿质量的比例在上述范围内时，钒的浸出率为60.01-64.40％，铁和钛的浸出率较低，因而钒的纯度均较高。
本文图中涉及到的碱均为过氧化钠，“过氧化钠和碳酸钠混合后与钒钛磁铁矿按一定的比例焙烧后钒浸出率的结果见表2中实施案例14-28”。为了表述方便，本文中将“过氧化钠和碳酸钠的总质量与钒钛磁铁矿质量的比例”或“过氧化钠与钒钛磁铁矿的质量比”简称为碱料比，其中“碱”为过氧化钠和碳酸钠。
碱料比对铁钛钒浸出率的影响见图3，由图3可知，随着碱料比的增加，钒的浸出率是先增加后减少，在其它试验条件相同时，碱料比为8:1时钒的浸出率较高为83.3％，而铁的浸出率随上述比例的增加先降低后增加，钛的浸出率随碱料比的增加而减少，但在试验范围内铁和钛的浸出率都较低，铁最高为8.9％，钛的浸出率最高为4.7％。
由图4可知，出现这种情况的原因是：随着碱料比的增加，钒钛磁铁矿中的钒酸铁转变量增加，当碱料比为8:1时，钒钛磁铁矿中的钒全部转变为钒酸钠，此后随着碱料比的增加，钒酸钠的转变量不变，而焙烧产物的总量增加，因此钒酸钠的生成量相对减少。当浸出时，浸出液中的钒的浸出率出现先升高后降低的趋势，碱料比为8:1时，钒浸出率出现极大值83.3％。由图1(a)、图1(b)和图3可知钒钛磁铁矿中的含钛化合物在试验温度范围优先于铁氧化物的转变，碱料比为2:1时，钒钛磁铁矿中的钛全部转变成Na2TiO3，此后随碱加入量的增加，进入浸出液中的NaOH越多，抑制了Na2TiO3的水解，因此随碱加入量的增加，进入浸出液中的钛减少。当碱料比≤6:1时，钒钛磁铁矿中的铁转变成NaFeO2，随碱加入量增加NaFeO2水解量减少，因此进入溶液中的铁减少，当碱料比＞6:1时，随碱加入量的增加，钒钛磁铁矿中的铁转变成Na5FeO4和Na4FeO3，消耗的自由碱增多，因此随碱加入量的增加，溶液中的铁含量增加。
另外，由图3可知，当碱料比≤2:1时，焙烧产物的物相组成为NaVO3、NaFeO2和Na2TiO3；当碱料比≥4:1时，焙烧产物的主要物相组成为NaVO3、NaFeO2、Na2TiO3、Na3FeO3和Na5FeO4。
在一种优选的实施方式中，过氧化钠和碳酸钠的质量比为1:1-2:1。上述质量比典型但非限制性的为1:1、1.5:1或2:1等。过氧化钠的含量不易过少或过多，过少则钒的提取率会降低，过多则钒的纯度会降低。在上述范围内时，钒的提取率和纯度均较高，且还能同时兼顾成本问题，降低生产成本。
在一种优选的实施方式中，焙烧温度为800-850℃；
优选地，焙烧时间为10-12min。
发明人研究了焙烧温度和焙烧时间对铁钛钒浸出率的影响：
(1)焙烧温度的影响：
碱料比为2:1，焙烧时间为10min时焙烧温度对铁钛钒浸出率的影响见图5。由图5可知在试验温度范围内钒浸出率随焙烧温度的增加而增加，焙烧温度800℃时，浸出率最高，达到93.58％。铁的浸出率随焙烧温度的增加呈先上升后下降的趋势。钛的浸出率随焙烧温度的增加而呈下降的趋势。
由图6可知出现这种现象的原因是：焙烧温度低于700℃时，随焙烧温度的增加，焙烧后产物中磁铁矿含量越来越少，而Na5FeO4含量增多，用水浸出时进入溶液中的自由碱少，浓度低，因此随焙烧温度增加，进入水溶液中的Fe增多，Fe的浸出率增大。当温度为700℃时，磁铁矿全部与Na2O2发生反应，焙烧后产物中Na5FeO4含量达到极大，当温度高于700℃时，随焙烧温度的增加，焙烧产物中Na5FeO4向NaFeO2转变，产物中自由碱含量增加，水浸时进入溶液中的碱增多，碱浓度增大，Fe的浸出率降低。因此焙烧温度为700℃时铁的浸出率出现极大值为9.01％。钛的浸出率随焙烧温度的增加而降低，由图6可知随焙烧温度的增加，焙烧后产物中Na2TiO3的含量先增加后减少，因此浸出后进入溶液中的Ti随焙烧温度的增加而降低。随焙烧温度的增加，钒钛磁铁中的FeVO4转变成NaVO3的量逐渐增多，当温度升高到800℃时，在实验温度范围内焙烧后产物中的NaVO3达到极大值，从而浸出率达到93.58％。当焙烧温度为800℃，此时钒的浸出率达到93.58％，铁钛的浸出率都很低，低于4％。当焙烧温度为800-850℃时，钒的浸出率为81％-93.58％，铁钛的浸出率都很低，低于4％。
(2)焙烧时间的影响：
焙烧温度750℃时，焙烧时间对铁钛浸出率的影响见图7，焙烧时间对钒浸出率的影响见图8。由图7可知，其他条件相同时，铁的浸出率随焙烧时间的增加呈现先升高后降低的趋势，焙烧时间为10min时，浸出率达到极大值。碱加入量大时，铁的浸出率小。出现这种现象的主要原因是当碱加入量、焙烧温度及其它条件相同时，随焙烧时间的增加，反应越充分。由图8可知，随焙烧时间的增加，钒的浸出率增大，当焙烧时间大于10min，钒的浸出率随焙烧时间变化减小。当焙烧时间为10-12min时，钒的浸出率为75.77-75.85％。当焙烧时间为10min，此时碱料比为2:1和4:1的钒浸出率分别为75.85％和78.25％，铁钛的浸出率都较低，铁低于10％，钛低于5％。
焙烧时间对焙烧产物物相组成的影响见图9。由图9可知，随焙烧时间的增加，钒钛磁铁矿中的铁转变成焙烧产物中的NaFeO2增多，而Na5FeO4逐渐减少，在焙烧时间为10min时转变为NaFeO2达到极大。随焙烧时间增加，Na2TiO3的量基本上保持不变。随焙烧时间的增加，钒酸钠的量增多。
在一种优选的实施方式中，浸出时水的温度为90-95℃。当温度为90-95℃时，钒的浸出率较大，为74.92％-84.69％，而钛和铁的浸出率较低。
水的温度对钒钛磁铁矿的影响见图10。由图10可知，当水的温度低于90℃时，随水的温度的增加，钒的浸出率变化不大。当温度高于90℃时，随水的温度的增加，钒的浸出率增大。钛的浸出率随水浴温度的增加出现先降低后增加的趋势，铁的浸出率随水的温度的增加变化不大。
需要说明的是，水浸出时，可采用水浴加热的方式实现水的升温和保温，使其具有合理的温度。
可选地，用水浸出的时间为1-2h，例如1h、1.5h或2h。
本发明一种实施方式中的钒钛磁铁矿中提钒的方法的工艺流程图如图11所示。
在一种优选的实施方式中，所述方法包括：将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠混合后焙烧，过氧化钠和钒钛磁铁矿的质量比为7:1-9:1，焙烧温度为800-850℃，焙烧时间为10-12min，焙烧后所得产物在90-95℃下用水浸出，得到含钒酸钠的浸出液；
优选地，所述方法包括：将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠混合后焙烧，过氧化钠和钒钛磁铁矿的质量比为8:1，焙烧温度为800℃，焙烧时间为10min，焙烧后所得产物在95℃下用水浸出，得到含钒酸钠的浸出液。
在一种优选的实施方式中，所述方法包括：将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠和碳酸钠的混合物混合后焙烧，过氧化钠和碳酸钠的总质量与钒钛磁铁矿质量的比例为3:1-6:1，焙烧温度为800-850℃，过氧化钠和碳酸钠的质量比为1:1-2:1，焙烧时间为10-12min，焙烧后所得产物在90-95℃下用水浸出，得到含钒酸钠的浸出液；
优选地，所述方法包括：将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠和碳酸钠的混合物混合后焙烧，过氧化钠和碳酸钠的总质量与钒钛磁铁矿质量的比例为3:1，过氧化钠和碳酸钠的质量比为1:1，焙烧温度为850℃，焙烧时间为10min，焙烧后所得产物在95℃下用水浸出，得到含钒酸钠的浸出液。
以上优选实施方式中的方法采用了较佳的质量比、较佳的焙烧温度、较佳的焙烧时间和较佳的水浸温度，钒的浸出率相对更高。
以上实验或研究中所采用到仪器包括：日本理学D/MAX-2500/PC型X射线衍射仪。
根据本发明的另一方面，提供了一种采用上述方法提取得到的含钒酸钠的浸出液。采用上述方法提取得到的含钒酸钠的浸出液中的钒酸钠纯度高，且价格低廉。
根据本发明的另一方面，提供了一种上述含钒酸钠的浸出液在制备偏钒酸铵或五氧化二钒中的应用。将上述含钒酸铵的浸出液应用于制备偏钒酸铵或五氧化二钒中，能够简化制备工艺，提高偏钒酸铵或五氧化二钒的制备效率以及所得产品的纯度，提高产品的工业化应用价值，经济效益高。
需要说明的是，上述含钒酸钠的浸出液在偏钒酸铵或五氧化二钒中的具体制备方法采用本领域中任意一种或多种可实现的方法即可，本发明对此不做特别限制，例如在制备偏钒酸铵时，将含钒酸钠的浸出液和氯化铵反应即可。
下面结合实施例和对比例对本发明做进一步详细的说明。
实施例1
一种钒钛磁铁矿中提钒的方法，包括：将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠混合后焙烧，过氧化钠与钒钛磁铁矿的质量比为2:1，焙烧温度为750℃，焙烧时间为10min，焙烧后所得产物用温度为80℃的水浸出，得到钒酸钠。
实施例2
一种钒钛磁铁矿中提钒的方法，包括：将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠混合后焙烧，过氧化钠与钒钛磁铁矿的质量比为4:1，焙烧温度为750℃，焙烧时间为10min，焙烧后所得产物用温度为80℃的水浸出，得到钒酸钠。
实施例3-5
一种钒钛磁铁矿中提钒的方法，与实施例2不同的是，实施例3-5中，过氧化钠与钒钛磁铁矿的质量比分别为7:1、8:1和9:1。
实施例3-5中过氧化钠与钒钛磁铁矿的质量比在本发明优选范围内。
实施例6-8
一种钒钛磁铁矿中提钒的方法，与实施例1不同的是，实施例6-8中，焙烧温度分别为800℃、820℃和850℃。
实施例6-8中焙烧温度在本发明优选范围内。
实施例9-10
一种钒钛磁铁矿中提钒的方法，与实施例1不同的是，实施例9-10中，焙烧时间分别为12min和14min。
实施例11-13
一种钒钛磁铁矿中提钒的方法，与实施例1不同的是，实施例11-13中，浸出时水的温度分别为85℃、90℃和95℃。
实施例14
一种钒钛磁铁矿中提钒的方法，包括：将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠和碳酸钠的混合物混合后焙烧，过氧化钠和碳酸钠的总质量与钒钛磁铁矿质量的比例为11:1，过氧化钠和碳酸钠的质量比为1:3，焙烧温度为750℃，焙烧时间为10min，焙烧后所得产物用温度为80℃的水浸出，得到钒酸钠。
实施例15
一种钒钛磁铁矿中提钒的方法，包括：将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠和碳酸钠的混合物混合后焙烧，过氧化钠和碳酸钠的总质量与钒钛磁铁矿质量的比例为3:1，过氧化钠和碳酸钠的质量比为1:1，焙烧温度为850℃，焙烧时间为10min，焙烧后所得产物用温度为95℃的水浸出，得到钒酸钠。
实施例16-19
一种钒钛磁铁矿中提钒的方法，与实施例15不同的是，实施例16-19中，过氧化钠和碳酸钠的总质量与钒钛磁铁矿质量的比例分别为4:1、10:1、6:1和8:1。
实施例20-21
一种钒钛磁铁矿中提钒的方法，与实施例19不同的是，实施例20-21中，过氧化钠和碳酸钠的质量比分别为1:2和2:1。
实施例22-23
一种钒钛磁铁矿中提钒的方法，与实施例21不同的是，实施例22-23中，焙烧温度分别为800℃和820℃。
实施例24-25
一种钒钛磁铁矿中提钒的方法，与实施例22不同的是，实施例24-25中，焙烧时间分别为12min和14min。
实施例26-28
一种钒钛磁铁矿中提钒的方法，与实施例22不同的是，实施例26-28中，浸出时水的温度分别为80℃、85℃和90℃。
实施例29
一种钒钛磁铁矿中提钒的方法，与实施例22不同的是，焙烧温度是800℃、焙烧时间是10min、过氧化钠与钒钛磁铁矿质量之比为8:1、水浴温度为95℃。
对比例1
一种钒钛磁铁矿中提钒的方法，包括：将干燥的钒钛磁铁矿与碳酸钠混合后焙烧，碳酸钠与钒钛磁铁矿的质量比为10:1，焙烧温度为750℃，焙烧时间为10min，焙烧后所得产物用温度为80℃的水浸出，得到钒酸钠。
与实施例1不同的是，本对比例中将过氧化钠替换为了碳酸钠。
需要说明的是，以上各实施例和各对比例中所涉及的钒钛磁铁矿中主要化学成分含量见表1。
表1钒钛磁铁矿主要化学成分含量，％
元素 Fe TiO2 V2O5
含量 48.4 12.34 0.39
浸出率测试
采用钒、铁、钛的浸出率计算方法分别对各实施例和各对比例中钒、铁和钛的浸出率进行测试，测试结果见表2。
表2
由上表可知，过氧化钠中配加碳酸钠后，钒的浸出率明显低于纯过氧化钠的，且配加碳酸钠比例越大，钒的浸出率越低。以上各实施例中过氧化钠与钒钛磁铁矿混合焙烧时，钒的浸出率均较高，铁和钛的浸出率均较低，由此说明，本发明提供的方法能够有效提取钒钛磁铁矿中的钒，钒的提取率高，且纯度高。采用现有的工艺进行提取，虽然有些方案的提取率较高，但其处于工业或半工业试验阶段，无法进行规模化应用。
实施例29中钒的浸出率为90.003％，高于表中实施例1-28，说明在较优条件下的钒的浸出率确实是所有条件下最高的。
尽管已用具体实施例来说明和描述了本发明，然而应意识到，在不背离本发明的精神和范围的情况下可以作出许多其它的更改和修改。因此，这意味着在所附权利要求中包括属于本发明范围内的所有这些变化和修改。

Claims (10)

1.一种钒钛磁铁矿中提钒的方法，其特征在于，包括：将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠混合后焙烧，焙烧后所得产物用水浸出，得到含钒酸钠的浸出液。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，过氧化钠与钒钛磁铁矿的质量比为7:1-9:1，优选为8:1。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠和碳酸钠的混合物混合后焙烧。
4.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，过氧化钠和碳酸钠的总质量与钒钛磁铁矿质量的比例3:1-6:1；
优选地，过氧化钠和碳酸钠的质量比为1:1-2:1。
5.根据权利要求1-4任一项所述的方法，其特征在于，焙烧温度为800-850℃；
优选地，焙烧时间为10-12min。
6.根据权利要求1-4任一项所述的方法，其特征在于，浸出时水的温度为90-95℃。
7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述方法包括：将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠混合后焙烧，过氧化钠和钒钛磁铁矿的质量比为7:1-9:1，焙烧温度为800-850℃，焙烧时间为10-12min，焙烧后所得产物在90-95℃下用水浸出，得到含钒酸钠的浸出液；
优选地，所述方法包括将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠混合后焙烧，过氧化钠和钒钛磁铁矿的质量比为8:1，焙烧温度为800℃，焙烧时间为10min，焙烧后所得产物在95℃下用水浸出，得到含钒酸钠的浸出液。
8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述方法包括：将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠和碳酸钠的混合物混合后焙烧，过氧化钠和碳酸钠的总质量与钒钛磁铁矿质量的比例为3:1-6:1，焙烧温度为800-850℃，过氧化钠和碳酸钠的质量比为1:1-2:1，焙烧时间为10-12min，焙烧后所得产物在90-95℃下用水浸出，得到含钒酸钠的浸出液；
优选地，所述方法包括：将干燥的钒钛磁铁矿与过氧化钠和碳酸钠的混合物混合后焙烧，过氧化钠和碳酸钠的总质量与钒钛磁铁矿质量的比例为3:1，过氧化钠和碳酸钠的质量比为1:1，焙烧温度为850℃，焙烧时间为10min，焙烧后所得产物在95℃下用水浸出，得到含钒酸钠的浸出液。
9.采用权利要求1-8任一项所述的方法提取得到的含钒酸钠的浸出液。
10.权利要求9所述的含钒酸钠的浸出液在制备偏钒酸铵或五氧化二钒中的应用。
CN201910868293.8A 2019-09-12 2019-09-12 钒钛磁铁矿中提钒的方法、采用该方法提取得到的含钒酸钠的浸出液及其应用 Active CN110453065B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201910868293.8A CN110453065B (zh) 2019-09-12 2019-09-12 钒钛磁铁矿中提钒的方法、采用该方法提取得到的含钒酸钠的浸出液及其应用

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201910868293.8A CN110453065B (zh) 2019-09-12 2019-09-12 钒钛磁铁矿中提钒的方法、采用该方法提取得到的含钒酸钠的浸出液及其应用

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN110453065A true CN110453065A (zh) 2019-11-15
CN110453065B CN110453065B (zh) 2020-12-15

Family

ID=68492012

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201910868293.8A Active CN110453065B (zh) 2019-09-12 2019-09-12 钒钛磁铁矿中提钒的方法、采用该方法提取得到的含钒酸钠的浸出液及其应用

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN110453065B (zh)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN113088712A (zh) * 2021-04-01 2021-07-09 东北大学 一种规模化处理钒渣从钒渣中水浸提钒的方法

Citations (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4298582A (en) * 1980-04-15 1981-11-03 Cabot Corporation Vanadium recovery from scrap alloys
DE3521092A1 (de) * 1984-06-13 1985-12-19 VA.NI.M. S.r.l., Novara Verfahren zur trennung von metallverbindungen durch reduktion
EP1922425A2 (fr) * 2005-08-16 2008-05-21 Valdi Procédé de préparation de sels de calcium
CN102061397A (zh) * 2010-06-02 2011-05-18 四川龙蟒矿冶有限责任公司 一种从钒钛磁铁矿中回收利用钒、铬、钛、铁的方法
CN102296192A (zh) * 2011-09-20 2011-12-28 武汉工程大学 一种从含钒石煤中提取五氧化二钒的复合焙烧添加剂及其应用
CN102477491A (zh) * 2010-11-30 2012-05-30 攀钢集团钢铁钒钛股份有限公司 一种从钒渣中提取钒的方法
CN102851487A (zh) * 2011-06-27 2013-01-02 攀钢集团有限公司 一种混合物和回收钒铁布袋除尘料的方法及提钒的方法
CN103276195A (zh) * 2013-05-08 2013-09-04 北京神雾环境能源科技集团股份有限公司 一种石煤钒矿竖炉焙烧方法及系统
CN107300552A (zh) * 2017-06-24 2017-10-27 中国地质调查局西安地质调查中心 一种用于测量磁铁矿和钒钛磁铁矿中钒含量的方法
CN110129552A (zh) * 2019-06-21 2019-08-16 东北大学 一种利用含钒浸出液制备硫化钒材料的方法

Patent Citations (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4298582A (en) * 1980-04-15 1981-11-03 Cabot Corporation Vanadium recovery from scrap alloys
DE3521092A1 (de) * 1984-06-13 1985-12-19 VA.NI.M. S.r.l., Novara Verfahren zur trennung von metallverbindungen durch reduktion
EP1922425A2 (fr) * 2005-08-16 2008-05-21 Valdi Procédé de préparation de sels de calcium
CN102061397A (zh) * 2010-06-02 2011-05-18 四川龙蟒矿冶有限责任公司 一种从钒钛磁铁矿中回收利用钒、铬、钛、铁的方法
CN102477491A (zh) * 2010-11-30 2012-05-30 攀钢集团钢铁钒钛股份有限公司 一种从钒渣中提取钒的方法
CN102851487A (zh) * 2011-06-27 2013-01-02 攀钢集团有限公司 一种混合物和回收钒铁布袋除尘料的方法及提钒的方法
CN102296192A (zh) * 2011-09-20 2011-12-28 武汉工程大学 一种从含钒石煤中提取五氧化二钒的复合焙烧添加剂及其应用
CN103276195A (zh) * 2013-05-08 2013-09-04 北京神雾环境能源科技集团股份有限公司 一种石煤钒矿竖炉焙烧方法及系统
CN107300552A (zh) * 2017-06-24 2017-10-27 中国地质调查局西安地质调查中心 一种用于测量磁铁矿和钒钛磁铁矿中钒含量的方法
CN110129552A (zh) * 2019-06-21 2019-08-16 东北大学 一种利用含钒浸出液制备硫化钒材料的方法

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
YILONG JI 等: "Mechanisms Involved in the Roasting of Pellets Composed of Stainless Steel Slag and Sodium Hydroxide to Extract Chromium", 《ISIJ INTERNATIONAL》 *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN113088712A (zh) * 2021-04-01 2021-07-09 东北大学 一种规模化处理钒渣从钒渣中水浸提钒的方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN110453065B (zh) 2020-12-15

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Parirenyatwa et al. Comparative study of alkali roasting and leaching of chromite ores and titaniferous minerals
Mahmoud et al. Reductive leaching of ilmenite ore in hydrochloric acid for preparation of synthetic rutile
CN103723765B (zh) 一种硫酸法钛白粉制备方法
CN104805302B (zh) 一种从含钒钛渣中提取钒和钛的方法
CN102127655B (zh) 一种氢氧化钠溶液常压分解钒渣的方法
CN105886786B (zh) 一种强化转炉钒渣钙化提钒的方法
CN110935562B (zh) 一种用于氧化钛铁混合矿铁钛分离的选矿方法
CN103952560B (zh) 一种钒渣提钒的方法
Liu et al. Combined production of synthetic rutile in the sulfate TiO2 process
CN102127656A (zh) 一种液相氧化分解钒渣的方法
Chen et al. Highly efficient oxidation of Panzhihua titanium slag for manufacturing welding grade rutile titanium dioxide
CN110055371A (zh) 铁水生产含钠钒渣直接浸出提钒的方法
CN103805774B (zh) 一种低碳数有机物协同还原软锰矿的方法
CN112111661A (zh) 钒渣钙锰复合焙烧提钒的方法
CN105985735B (zh) 高铈稀土抛光粉的制备方法
CN110453065A (zh) 钒钛磁铁矿中提钒的方法、采用该方法提取得到的含钒酸钠的浸出液及其应用
CN111944991B (zh) 一种钛铁矿处理方法
US3966455A (en) Process for ilmenite ore reduction
Chen et al. The productive preparation of synthetic rutile from titanium slag via an improved microwave heating and acid-alkali joint leaching approach
CN113088683B (zh) 一种利用低品位钛精矿制备低温氯化钛渣的方法
CN103276211A (zh) 一种从钒钛磁铁精矿中提取铁和钒的方法
CN105905902A (zh) 一种碳化钛原料的生产方法
Yaraghi et al. Aeration leaching of iron from nitrided Malaysian ilmenite reduced by polystyrene-coal reductant
CN107287452A (zh) 一种钒渣的钛化氧化焙烧‑酸浸提钒方法
CN114635041B (zh) 一种利用亚铁盐沉淀法从钨酸盐溶液中除铬和钒的方法

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant