CN113481388A - 一种石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法 - Google Patents

一种石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN113481388A
CN113481388A CN202110455759.9A CN202110455759A CN113481388A CN 113481388 A CN113481388 A CN 113481388A CN 202110455759 A CN202110455759 A CN 202110455759A CN 113481388 A CN113481388 A CN 113481388A
Authority
CN
China
Prior art keywords
vanadium
leaching
oxidation
stone coal
ore
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.)
Pending
Application number
CN202110455759.9A
Other languages
English (en)
Inventor
高昭伟
曹成超
李耀山
黄家全
王铧泰
王训青
刘远
赖春华
李世纯
王景凤
孔德鸿
唐大才
仲明年
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.)
Subei Mongolian Autonomous County Xikuang Vanadium Technology Co ltd
Western Mining Group Technology Development Co ltd
Western Mining Co Ltd
Original Assignee
Subei Mongolian Autonomous County Xikuang Vanadium Technology Co ltd
Western Mining Group Technology Development Co ltd
Western Mining Co Ltd
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 Subei Mongolian Autonomous County Xikuang Vanadium Technology Co ltd, Western Mining Group Technology Development Co ltd, Western Mining Co Ltd filed Critical Subei Mongolian Autonomous County Xikuang Vanadium Technology Co ltd
Priority to CN202110455759.9A priority Critical patent/CN113481388A/zh
Publication of CN113481388A publication Critical patent/CN113481388A/zh
Pending legal-status Critical Current

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
    • C22B34/00—Obtaining refractory metals
    • C22B34/20—Obtaining niobium, tantalum or vanadium
    • C22B34/22—Obtaining vanadium
    • 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
    • C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • 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
    • C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/42—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by ion-exchange extraction
    • 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
    • C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
    • C22B3/44—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical processes
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Landscapes

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

Abstract

本发明属于有色金属冶金技术领域，具体涉及一种石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法，包括如下步骤：(1)立磨选粉过程；(2)氧化酸浸过程；(3)氧化中和过程；(4)离子交换过程；(5)除杂过程；(6)氨化沉钒过程得到偏钒酸铵。本发明方法使用含钒石煤经过余热发电以后得到的石煤钒矿脱碳渣直接氧化酸浸，工艺简单，在酸性浸出过程中加入氧化剂可使未经焙烧的低价钒转化为高价钒，实现氧化、浸出过程同步完成，使更多的钒离子进入溶液中，且该氧化剂不会引入新的杂质，大大提高了钒的浸出率、总回收率和资源利用率。

Description

一种石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法
技术领域
本发明属于有色金属冶金技术领域，具体涉及一种石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法。
背景技术
中国的钒资源主要是钒钛磁铁矿和石煤钒矿，钒钛磁铁矿主要集中在四川攀枝花地区和河北承德地区，攀枝花地区已探明钒钛磁铁矿储量近100亿t，约占全国储量的55％；河北承德地区已探明含铁钒钛磁铁矿32.2亿t，约占全国储量的40％，主要是高铁钒钛磁铁矿和低铁钒钛磁铁矿；中国石煤钒矿的含钒量与世界非石煤钒矿资源总储量相当，约有2亿t，随着经济的发展，国内低含钒量的石煤钒矿资源越来越被人们重视。
目前，石煤钒矿脱碳渣清洁生产提取钒已开始进行研究，正在研究的方法是寻找一种新型添加剂对石煤钒矿脱碳渣不进行磨矿和焙烧直接进行酸性浸出提取金属钒，但此种添加剂寻找难度大，特别是不磨矿处理对添加剂的物理化学性质要求较高，同时钒的浸出率不高，因此，探索一种新的石煤钒矿清洁提钒方法是钒行业一个重要的研究课题。
石煤钒矿中，难浸钒主要存在于云母类矿物的晶格中，一般情况下，这部分钒需要在高温高酸条件下才可以浸出，此外，氧化气氛下的添加剂焙烧也可使钒云母晶格被破坏，但只有小部分钒可释放出来，钒浸出率较低；钒浸出过程的条件控制实际是为了最大程度的破坏钒云母晶格，释放出来的钒在酸的作用下会进入溶液，从而实现钒的浸出过程。高温高酸浸出石煤钒矿脱碳渣的工艺技术是可行的，高温条件有助于钒云母晶格的破坏，释放出来的钒在酸性条件下进入溶液中，但该工艺最大的缺点是钒的浸出率不高，其原因是石煤钒矿在脱碳过程已经实现了高温过程，大部分可以被破坏释放出来的钒在脱碳过程已经完成，浸出过程的高温对钒进入溶液中的作用不大，只是通过提高离子的迁移速率加快了反应速率，对钒浸出率的提高作用不大；高酸条件增加了单位质量含钒矿物消耗的浸出剂浓度，实质也是加快了反应速率，故高温高酸条件下钒的浸出率不高，高温条件使得浸出过程的能耗增加，高酸条件使得浸出过程对设备的要求及控制难度增加，实际生产中的实现和成本控制均处于不利位置。氧化气氛时的添加剂焙烧石煤钒矿，现阶段多用的是钠盐和钙盐，具体是氯化钠、氯化钙、硫酸钙等，这几种添加剂在焙烧时会产生Cl2、SO2等污染环境的气体，且焙烧过程需要的大量热量会产生巨大的能耗，不易控制的焙烧环节有可能会出现欠烧或过烧情况，对钒资源的综合利用和钒浸出率产生不利影响。
发明内容
本发明的目的在于提供一种石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法，解决现有技术中钒浸出率较低的问题。
本发明的实现过程如下：
一种石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法，包括如下步骤：
(1)立磨选粉过程：将石煤钒矿脱碳渣立磨至粒度达到-0.074mm，80％以上；
(2)氧化酸浸过程：将步骤(1)处理后的石煤钒矿脱碳渣投入到浸出搅拌槽，然后向浸出搅拌槽中加入氧化助浸剂、硫酸和水，确保矿浆在pH＝1.0～1.2下浸出，最后固液分离，得到浸渣和浸出液；
(3)氧化中和过程：将步骤(2)得到的浸出液用Na2CO3或NaClO3调至pH＝1.7～1.9；
(4)离子交换过程：使用弱酸性大孔径阴离子树脂吸附步骤(3)氧化中和后的浸出液，然后使用质量分数为10％的NaOH进行解析，得到含钒富集液；
(5)除杂过程：在含钒富集液中加入MgCl2去除含钒富集液中的硅、磷、砷杂质；
(6)氨化沉钒过程：在除杂后的含钒富集液中加入NH4Cl或(NH4)2SO4进行氨化沉钒生成偏钒酸铵沉淀，经过滤得到偏钒酸铵。
进一步，步骤(2)中氧化助浸剂的加入量为石煤钒矿脱碳渣质量的0.5～5％。
进一步，所述氧化助浸剂选自HClO、HClO3、HClO4、H2O2、Na2O2、KMnO4、K2CrO4、AgNO3、Al(NO3)3、Ba(NO3)2、Fe(NO3)3、Fe(NO3)2、Mg(NO3)2、Cu(NO3)2、Co(NO3)2或NaClO3中的任意一种。
进一步，步骤(2)中硫酸为质量分数为98％的工业硫酸，硫酸的加入量为石煤钒矿脱碳渣质量的8～12％。
进一步，步骤(2)中水为工业水，水的加入量为石煤钒矿脱碳渣质量的1.5倍。
进一步，步骤(2)中，矿浆浸出的温度为45～90℃，浸出时间为3～8小时。
进一步，步骤(2)中，固液分离采用带式过滤机进行。
进一步，步骤(3)中，浸出液用Na2CO3或NaClO3调至pH＝1.7～1.9的过程中，浸出液中的四价钒被氧化为五价钒。
进一步，步骤(4)中，解析完成后，大孔径阴离子树脂使用质量分数为8％的稀硫酸进行酸转型恢复大孔径阴离子树脂的性能，实现大孔径阴离子树脂的二次利用。
进一步，步骤(5)中，MgCl2选自MgCl2·6H2O，步骤(6)中，过滤采用离心机过滤。
本发明的机理是：
本发明提出的石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法具有能耗低、易控制、流程短、钒浸出铝高等特点，其原理是经破碎后的脱碳渣浆化后加入氧化剂，同步实现氧化与浸出过程，脱碳渣是经高温流化床燃烧脱碳后将钒云母晶格中的钒释放出来的低碳含钒渣，但释放出来的钒大多数以+2、+3价的低价钒存在，这种形式的钒在直接浸出过程中不能与酸反应进入溶液，要实现钒的浸出还需要进行氧化过程，氧化过程主要是+2、+3的钒转化为+4、+5价钒的过程，还有部分+4钒转化为+5价，+4、+5价钒在酸的作用下进入浸出液中，V4+在浸出液中主要以VO2+的形式存在，V5+主要以钒基离子和聚合阴离子形式存在，从而实现脱碳渣中钒的同步氧化浸出过程，离子形式的钒经离子交换、净化除杂、铵盐沉钒工序获得偏钒酸铵产品；与高温高酸和氧化焙烧酸性浸出石煤钒矿脱碳渣相比，该法的氧化和浸出过程均在溶液中进行，无污染性气体的产生，且工艺参数易控制，所使用试剂为日常化学用品，在操作上更容易实现，最重要的是钒浸出率较其他方法提高了20％左右，是一种值得推广的石煤钒矿提钒方法。
理论依据：在石煤中，钒大量存在于伊利石中，可以认为钒的浸出就是通过破坏伊利石的晶体结构，使赋存于其中的钒溶解出来的过程。含钒石煤中钒的浸出过程可由此公式表示(忽略夹层中的水)
KAl2[AlSi3O10](OH)2(S)+10H+＝K++3Al3++3H4SiO4(ap)
硫酸可以破坏特定的云母结构而溶出V3+,V4+可被硫酸直接浸出。其化学反应式为：
(V2O)·X+2H2SO4+3/2O2＝V2O2(SO4)2+2H2O+X
V2O2(OH)4+2H2SO4＝V2O2(SO4)2+4H2O
得到酒红色的含钒浸出液，可以推定吸附状态的钒易浸出，只要钒不是三价态存在，就可被硫酸直接浸出。
本发明的积极效果：
(1)由于本发明使用含钒石煤经过余热发电以后得到的石煤钒矿脱碳渣直接氧化酸浸，工艺简单，石煤余热可以得到充分的利用降低了能耗和生产成本。在酸性浸出过程中加入氧化剂可使未经焙烧的低价钒转化为高价钒，实现氧化、浸出过程同步完成，使更多的钒离子进入溶液中，且该氧化剂不会引入新的杂质。
(2)本发明方法属于清洁生产工艺，大大提高了钒的浸出率、总回收率和资源利用率。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明做进一步说明。
为了解决现有技术中钒浸出率较低的问题，本发明提供一种石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法。本发明方法通过选用高效的氧化剂而不引入杂质，将浸出矿浆中的低价钒氧化为易于浸出的高价钒，并大幅度提高石煤钒矿石中钒浸出率。本发明所使用的石煤钒矿脱碳渣主要来源是含钒矿石破碎后，余热进行发电后得到的。
实施例1
本实施例所述石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法，包括如下步骤：
(1)立磨选粉过程：将石煤钒矿脱碳渣立磨至粒度达到-0.074mm，80％以上；
(2)氧化酸浸过程：将步骤(1)处理后的石煤钒矿脱碳渣投入到浸出搅拌槽，然后向浸出搅拌槽中加入氧化助浸剂KMnO4、硫酸和水并搅拌均匀，确保矿浆在pH＝1.0～1.2温度为90℃下浸出5小时，最后采用带式过滤机进行固液分离，得到浸渣和浸出液，其中，氧化助浸剂的加入量为石煤钒矿脱碳渣质量的5％；硫酸为质量分数为98％的工业硫酸，硫酸的加入量为石煤钒矿脱碳渣质量的8～12％；水为工业水，水的加入量为石煤钒矿脱碳渣质量的1.5倍；
(3)氧化中和过程：将步骤(2)得到的浸出液用Na2CO3调至pH＝1.7～1.9，这个过程中浸出液中的四价钒被氧化为五价钒；
(4)离子交换过程：使用弱酸性大孔径阴离子树脂吸附步骤(3)氧化中和后的浸出液，然后使用质量分数为10％的NaOH进行解析，得到含钒富集液；
MgCl2→Mg2++2Cl-
PO3 -+Mg2+＝Mg(PO3)2↓
SiO3 2-+Mg2+＝MgSiO3↓
2AsO4 3-+3Mg2+＝Mg3(AsO4)2↓
(5)除杂过程：在含钒富集液中加入MgCl2·6H2O去除含钒富集液中的硅、磷、砷杂质；
(6)氨化沉钒过程：在除杂后的含钒富集液中加入NH4Cl或(NH4)2SO4进行氨化沉钒生成偏钒酸铵沉淀，经离心机过滤得到偏钒酸铵产品。氯化铵水可以循环利用。检测结果显示，用KMnO4氧化助浸剂作为石煤钒矿助浸剂浸出率为94％。
实施例2
本实施例所述石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法，包括如下步骤：
(1)立磨选粉过程：将石煤钒矿脱碳渣立磨至粒度达到-0.074mm，80％以上；
(2)氧化酸浸过程：将步骤(1)处理后的石煤钒矿脱碳渣投入到浸出搅拌槽，然后向浸出搅拌槽中加入氧化助浸剂H2O2、硫酸和水并搅拌均匀，确保矿浆在pH＝1.0～1.2温度为80℃下浸出3小时，最后采用带式过滤机进行固液分离，得到浸渣和浸出液，其中，氧化助浸剂的加入量为石煤钒矿脱碳渣质量的3％；硫酸为质量分数为98％的工业硫酸，硫酸的加入量为石煤钒矿脱碳渣质量的12％；水为工业水，水的加入量为石煤钒矿脱碳渣质量的1.5倍；
(3)氧化中和过程：将步骤(2)得到的浸出液用NaClO3调至pH＝1.7～1.9，这个过程中浸出液中的四价钒被氧化为五价钒；
(4)离子交换过程：使用弱酸性大孔径阴离子树脂吸附步骤(3)氧化中和后的浸出液，然后使用质量分数为10％的NaOH进行解析，得到含钒富集液；
(5)除杂过程：在含钒富集液中加入MgCl2·6H2O去除含钒富集液中的硅、磷、砷杂质；
(6)氨化沉钒过程：在除杂后的含钒富集液中加入NH4Cl或(NH4)2SO4进行氨化沉钒生成偏钒酸铵沉淀，经离心机过滤得到偏钒酸铵产品。氯化铵水可以循环利用。检测结果显示，用H2O2作氧化助浸剂酸浸石煤钒矿脱碳渣，钒的浸出率为94％，与脱碳焙烧常规酸浸相比，浸出率提高了13％左右，且焙烧工序的省略使生产流程缩短，降低了能耗，在投料不变的情况下，提高了偏钒酸铵的产量，降低了生产成本。
实施例3
本实施例所述石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法，包括如下步骤：
(1)立磨选粉过程：将石煤钒矿脱碳渣立磨至粒度达到-0.074mm，80％以上；
(2)氧化酸浸过程：将步骤(1)处理后的石煤钒矿脱碳渣投入到浸出搅拌槽，然后向浸出搅拌槽中加入氧化助浸剂Na2O2、硫酸和水并搅拌均匀，确保矿浆在pH＝1.0～1.2温度为45℃下浸出8小时，最后采用带式过滤机进行固液分离，得到浸渣和浸出液，其中，氧化助浸剂的加入量为石煤钒矿脱碳渣质量的4％；硫酸为质量分数为98％的工业硫酸，硫酸的加入量为石煤钒矿脱碳渣质量的10％；水为工业水，水的加入量为石煤钒矿脱碳渣质量的1.5倍；
(3)氧化中和过程：将步骤(2)得到的浸出液用NaClO3调至pH＝1.7～1.9，这个过程中浸出液中的四价钒被氧化为五价钒；
(4)离子交换过程：使用弱酸性大孔径阴离子树脂吸附步骤(3)氧化中和后的浸出液，然后使用质量分数为10％的NaOH进行解析，得到含钒富集液；
(5)除杂过程：在含钒富集液中加入MgCl2·6H2O去除含钒富集液中的硅、磷、砷杂质；
(6)氨化沉钒过程：在除杂后的含钒富集液中加入NH4Cl或(NH4)2SO4进行氨化沉钒生成偏钒酸铵沉淀，经离心机过滤得到偏钒酸铵产品。氯化铵水可以循环利用。检测结果显示，用Na2O2作氧化助浸剂酸浸石煤钒矿脱碳渣，钒的浸出率为96％。
实施例4
本实施例所述石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法，包括如下步骤：
(1)立磨选粉过程：将石煤钒矿脱碳渣立磨至粒度达到-0.074mm，80％以上；
(2)氧化酸浸过程：将步骤(1)处理后的石煤钒矿脱碳渣投入到浸出搅拌槽，然后向浸出搅拌槽中加入氧化助浸剂NaClO3、硫酸和水并搅拌均匀，确保矿浆在pH＝1.0～1.2温度为70℃下浸出4小时，最后采用带式过滤机进行固液分离，得到浸渣和浸出液，其中，氧化助浸剂的加入量为石煤钒矿脱碳渣质量的0.5％；硫酸为质量分数为98％的工业硫酸，硫酸的加入量为石煤钒矿脱碳渣质量的8％；水为工业水，水的加入量为石煤钒矿脱碳渣质量的1.5倍；
(3)氧化中和过程：将步骤(2)得到的浸出液用Na2CO3调至pH＝1.7～1.9，这个过程中浸出液中的四价钒被氧化为五价钒；
(4)离子交换过程：使用弱酸性大孔径阴离子树脂吸附步骤(3)氧化中和后的浸出液，然后使用质量分数为10％的NaOH进行解析，得到含钒富集液；
(5)除杂过程：在含钒富集液中加入MgCl2·6H2O去除含钒富集液中的硅、磷、砷杂质；
(6)氨化沉钒过程：在除杂后的含钒富集液中加入NH4Cl或(NH4)2SO4进行氨化沉钒生成偏钒酸铵沉淀，经离心机过滤得到偏钒酸铵产品。氯化铵水可以循环利用。检测结果显示，用NaClO3作氧化助浸剂酸浸石煤钒矿脱碳渣，钒的浸出率为97％。
实施例5
与实施例1不同之处在于选用HClO作氧化助浸剂，其余反应条件相同。
实施例6
与实施例1不同之处在于选用HClO3作氧化助浸剂，其余反应条件相同。
实施例7
与实施例1不同之处在于选用HClO4作氧化助浸剂，其余反应条件相同。
实施例8
与实施例1不同之处在于选用K2CrO4作氧化助浸剂，其余反应条件相同。
实施例9
与实施例1不同之处在于选用AgNO3作氧化助浸剂，其余反应条件相同。
实施例10
与实施例1不同之处在于选用Al(NO3)3作氧化助浸剂，其余反应条件相同。
实施例11
与实施例1不同之处在于选用Ba(NO3)2作氧化助浸剂，其余反应条件相同。
实施例12
与实施例1不同之处在于选用Fe(NO3)3作氧化助浸剂，其余反应条件相同。
实施例13
与实施例1不同之处在于选用Fe(NO3)2作氧化助浸剂，其余反应条件相同。
实施例14
与实施例1不同之处在于选用Mg(NO3)2作氧化助浸剂，其余反应条件相同。
实施例15
与实施例1不同之处在于选用Cu(NO3)2作氧化助浸剂，其余反应条件相同。
实施例16
与实施例1不同之处在于选用Co(NO3)2作氧化助浸剂，其余反应条件相同。
将脱碳破碎后的含钒石煤投入到浸出槽，按设置的固液比加入工业水和工业浓硫酸，加入5％的NaClO3搅拌，在45～90℃的温度下浸出3～8小时，过滤分离，检测结果显示，用NaClO3作氧化助浸剂酸浸石煤钒矿脱碳渣，钒的浸出率为97％。
本发明方法将发电脱碳后的石煤钒矿渣经破碎、同步氧化酸浸获得含钒浸出液，该溶液经离子交换、净化除杂、铵盐沉钒获得偏钒酸铵产品。用本发明的方法浸出石煤钒矿脱碳渣，钒浸出率可达94％以上，和目前焙烧、常规酸浸脱碳渣工艺相比，钒浸出率提高了20％左右。这种方法省去了石煤钒矿焙烧及脱硫过程，杜绝了SO2对环境的污染，节省了焙烧脱硫过程的能耗，实现了氧化与浸出同步进行，缩短了工艺流程，提高了钒的回收率。此外，本发明方法步骤(4)中，解析完成后，大孔径阴离子树脂使用质量分数为8％的稀硫酸进行酸转型恢复大孔径阴离子树脂的性能，实现大孔径阴离子树脂的二次利用。
以上内容是结合具体的优选实施方式对本发明所作出的进一步详细说明，不能认定本发明的具体实施仅限于这些说明。对于本发明所属领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明构思的前提下，还可以作出若干简单推演或替换，都应该视为属于本发明的保护范围。

Claims (10)

1.一种石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法，其特征在于，包括如下步骤：
(1)立磨选粉过程：将石煤钒矿脱碳渣立磨至粒度达到-0.074mm，80％以上；
(2)氧化酸浸过程：将步骤(1)处理后的石煤钒矿脱碳渣投入到浸出搅拌槽，然后向浸出搅拌槽中加入氧化助浸剂、硫酸和水，确保矿浆在pH＝1.0～1.2下浸出，最后固液分离，得到浸渣和浸出液；
(3)氧化中和过程：将步骤(2)得到的浸出液用Na2CO3或NaClO3调至pH＝1.7～1.9；
(4)离子交换过程：使用弱酸性大孔径阴离子树脂吸附步骤(3)氧化中和后的浸出液，然后使用质量分数为10％的NaOH进行解析，得到含钒富集液；
(5)除杂过程：在含钒富集液中加入MgCl2去除含钒富集液中的硅、磷、砷杂质；
(6)氨化沉钒过程：在除杂后的含钒富集液中加入NH4Cl或(NH4)2SO4进行氨化沉钒生成偏钒酸铵沉淀，经过滤得到偏钒酸铵。
2.根据权利要求1所述石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法，其特征在于：步骤(2)中氧化助浸剂的加入量为石煤钒矿脱碳渣质量的0.5～5％。
3.根据权利要求1或2所述石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法，其特征在于：所述氧化助浸剂选自HClO、HClO3、HClO4、H2O2、Na2O2、KMnO4、K2CrO4、AgNO3、Al(NO3)3、Ba(NO3)2、Fe(NO3)3、Fe(NO3)2、Mg(NO3)2、Cu(NO3)2、Co(NO3)2或NaClO3中的任意一种。
4.根据权利要求1所述石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法，其特征在于：步骤(2)中硫酸为质量分数为98％的工业硫酸，硫酸的加入量为石煤钒矿脱碳渣质量的8～12％。
5.根据权利要求1所述石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法，其特征在于：步骤(2)中水为工业水，水的加入量为石煤钒矿脱碳渣质量的1.5倍。
6.根据权利要求1所述石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法，其特征在于：步骤(2)中，矿浆浸出的温度为45～90℃，浸出时间为3～8小时。
7.根据权利要求1所述石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法，其特征在于：步骤(2)中，固液分离采用带式过滤机进行。
8.根据权利要求1所述石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法，其特征在于：步骤(3)中，浸出液用Na2CO3或NaClO3调至pH＝1.7～1.9的过程中，浸出液中的四价钒被氧化为五价钒。
9.根据权利要求1所述石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法，其特征在于：步骤(4)中，解析完成后，大孔径阴离子树脂使用质量分数为8％的稀硫酸进行酸转型恢复大孔径阴离子树脂的性能，实现大孔径阴离子树脂的二次利用。
10.根据权利要求1所述石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法，其特征在于：步骤(5)中，MgCl2选自MgCl2·6H2O，步骤(6)中，过滤采用离心机过滤。
CN202110455759.9A 2021-04-26 2021-04-26 一种石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法 Pending CN113481388A (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202110455759.9A CN113481388A (zh) 2021-04-26 2021-04-26 一种石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202110455759.9A CN113481388A (zh) 2021-04-26 2021-04-26 一种石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法

Publications (1)

Publication Number Publication Date
CN113481388A true CN113481388A (zh) 2021-10-08

Family

ID=77933451

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202110455759.9A Pending CN113481388A (zh) 2021-04-26 2021-04-26 一种石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN113481388A (zh)

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN114438346A (zh) * 2022-01-29 2022-05-06 华北理工大学 钒渣直接常压酸浸提钒的方法
CN115011818A (zh) * 2022-06-15 2022-09-06 上海寰泰绿钒科技有限公司 一种从石煤中提取钒的方法
CN116116881A (zh) * 2023-01-29 2023-05-16 西部矿业股份有限公司 一种利用改性石煤提钒冶炼废渣协同处理含铅废水的方法

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101760651A (zh) * 2010-03-04 2010-06-30 中南大学 一种石煤酸浸提钒工艺
CN102146513A (zh) * 2011-03-26 2011-08-10 吉首大学 一种含钒矿石氧化酸浸湿法提钒方法
CN102828025A (zh) * 2012-09-20 2012-12-19 长沙矿冶研究院有限责任公司 从石煤钒矿中提取v2o5的方法
CN107326177A (zh) * 2017-08-24 2017-11-07 西部矿业股份有限公司 一种离子型稀土矿强化浸出方法
US20190093194A1 (en) * 2016-03-01 2019-03-28 Sms Group Process Technologies Gmbh Process for the separation of vanadium

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101760651A (zh) * 2010-03-04 2010-06-30 中南大学 一种石煤酸浸提钒工艺
CN102146513A (zh) * 2011-03-26 2011-08-10 吉首大学 一种含钒矿石氧化酸浸湿法提钒方法
CN102828025A (zh) * 2012-09-20 2012-12-19 长沙矿冶研究院有限责任公司 从石煤钒矿中提取v2o5的方法
US20190093194A1 (en) * 2016-03-01 2019-03-28 Sms Group Process Technologies Gmbh Process for the separation of vanadium
CN107326177A (zh) * 2017-08-24 2017-11-07 西部矿业股份有限公司 一种离子型稀土矿强化浸出方法

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
湖南省革命委员会科技局石煤办公室: "《石煤的综合利用》", 31 December 1976, 湖南人民出版社 *
陈明辉等: "《追寻地质梦 湖南省有色地质勘查局二四五队建队50周年文集》", 30 September 2015, 中国地质大学出版社 *

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN114438346A (zh) * 2022-01-29 2022-05-06 华北理工大学 钒渣直接常压酸浸提钒的方法
CN115011818A (zh) * 2022-06-15 2022-09-06 上海寰泰绿钒科技有限公司 一种从石煤中提取钒的方法
CN116116881A (zh) * 2023-01-29 2023-05-16 西部矿业股份有限公司 一种利用改性石煤提钒冶炼废渣协同处理含铅废水的方法
CN116116881B (zh) * 2023-01-29 2024-02-23 西部矿业股份有限公司 一种利用改性石煤提钒冶炼废渣协同处理含铅废水的方法

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN102828025B (zh) 从石煤钒矿中提取v2o5的方法
CN113481388A (zh) 一种石煤钒矿脱碳渣同步氧化酸浸提钒的方法
Wang et al. A clean metallurgical process for separation and recovery of vanadium and chromium from V-Cr-bearing reducing slag
CN106129511A (zh) 一种从废旧锂离子电池材料中综合回收有价金属的方法
CN101624650B (zh) 一种含钒石煤微波辐照—酸浸提钒工艺
Liu et al. A new process of extracting vanadium from stone coal
Li et al. Recovery of vanadium from black shale
CN109022793B (zh) 一种从含钴镍锰中至少一种的正极材料废粉中选择性浸出锂的方法
CN101407355B (zh) 一种综合利用黄钠铁矾渣的方法
CN101275187A (zh) 一种石煤湿法提钒工艺
CN104178632A (zh) 一种钛白废酸综合利用的方法
RU2477327C1 (ru) Способ комплексной переработки углерод-кремнеземистых черносланцевых руд
CN101450814A (zh) 一种新的从石煤钒矿中提取五氧化二钒的方法
CN106048251A (zh) 一种清洁高效处理砷冰铜的工艺方法
WO2012171481A1 (zh) 全面综合回收和基本无三废、零排放的湿法冶金方法
CN101585553B (zh) 由含钒矿石和含钒中间物料生产五氧化二钒的方法
CN101988153B (zh) 一种锰矿湿法还原法中高效快速除铁新工艺
CN101717858A (zh) 从多金属黑色页岩共生矿中提取钼镍钒铁的方法
CN113511664A (zh) 一种从电池废料中选择性提锂制备电池级碳酸锂的方法
CN113832346A (zh) 一种高效简化处理含锗锌浸渣的方法
CN114684801A (zh) 一种利用硫铁矿烧渣制备高纯磷酸铁的方法
CN101481754A (zh) 含钼镍黑色页岩中钼镍的分离方法
CN110735032B (zh) 一种钒钛铁共生矿处理工艺
CN106957965B (zh) 一种氧化铁产品的制备方法
CN111748690B (zh) 一种基于水热晶格转型的湿法冶金浸出液净化除铁的方法

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
RJ01 Rejection of invention patent application after publication
RJ01 Rejection of invention patent application after publication

Application publication date: 20211008