一种从石煤中提取钒的方法

文档序号:3418632阅读:238来源:国知局
专利名称:一种从石煤中提取钒的方法
技术领域
本发明涉及石煤中钒的提取。
背景技术
稀有元素钒(V)是一种重要的战略物资,主要用于钢铁工业。含钒钢具有强度高、 韧性大、耐磨性好等优点,因而广泛应用于机械、汽车、铁路、桥梁和航天等行业。目前,世界 各国生产钒的原料主要是钒钛磁铁矿在冶炼过程中的副产矾渣,我国亦然。石煤是我国除 钒钛磁铁矿外又一种重要的钒矿资源,在我国储量巨大,总钒量1. 18X108t,占我国V205总 储量的87%。由于我国的石煤资源极为丰富,特别是石煤中钒的储量超过世界各国、05儲 量的总和,因此,从石煤中提钒是一个非常重要的发展方向。 我国从20世纪60年代起开始研究从石煤中提取钒,70年代开始石煤提钒的工业 生产,期间出现了很多提钒工艺。然而,降低成本与污染、提高钒的总回收率,仍然是石煤提 钒过程中存在的最重要问题。 含钒石煤在形成过程中,外界的还原性环境导致石煤只有V(III)和V(IV),没有 V(V)存在,并且V(III)占了绝大部分,而影响钒回收率的主要因素是可溶性钒化合物的含 量,即钒的赋存状态。在石煤提钒的工艺中,总是伴随着钒价态的变化。采用焙烧的目的是 在高温下将低价钒转化为V(V)。目前,根据焙烧的条件,焙烧主要分为钠化焙烧、钙化焙烧和无盐焙烧。钠化焙烧 提钒是最为成熟的工艺。其基本原理是以食盐或苏打为添加剂,通过焙烧将多价态的钒转 化为水溶性五价钒的钠盐。该技术操作简单、早期投入小,焙烧转化率可达50%以上。但 由于钠盐与燃料消耗大,加之食盐钠化焙烧时产生大量Cl2、 HC1及S02等有毒气体,污染环 境,所以用于环境治理的成本也很高。邹小勇等(《过程工程学报》2001, 1(2) :pl80)提出 将石灰、石灰石或其它含钙化合物作熔剂,添加到含钒石煤中焙烧,使钒氧化成易溶于酸的 钒的钙盐,即钙化焙烧。钙化焙烧消除了钠化焙烧工艺的含氯废气污染问题,转化率较氧化 焙烧有所提高。但钙化焙烧提钒工艺对焙烧物有一定的选择性,对一般矿石存在转化率偏 低、成本偏高等问题,不适于大批量生产。 无盐焙烧是不加任何添加剂,靠空气中的氧在高温下将低价钒直接转化为溶于低 酸或低碱的五价钒。此法存在环境污染小、成本相对低等优点,应当说是目前最具潜在应用 价值的方法。但无盐焙烧的方法却存在浸出率低(浸出率通常低于50%)的缺点,这使得 实践中很少应用这种方法。因此,如果不解决浸出率较低的问题,石煤无盐焙烧提钒工艺在 工业上的实际价值仍然得不到有效利用。

发明内容
本发明的目的在于提出一种浸出率高的石煤无盐焙烧提钒方法,该方法低消耗高 浸出,浸出率平均高于75% ,且工艺流程简单、操作方便、废水排放少,工业生产利润高。
本发明的详细技术方案为石煤经粉碎、过筛、制球、干燥等预处理后,低于300°C进炉无盐空白焙烧,O. 5 2小时内升到600 120(TC恒温2 8小时后冷却粉碎后,用质量浓度2 12% NaOH溶液按固液比1 : 1. 1 3, 50 IO(TC左右条件下循环浸出;浸出液补加固体NaOH进行二次循环浸出;用酸性萃余液补加少量浓硫酸调浸出液pH至10 12净化除杂后,再按常规工艺提钒。与现有的石煤无盐焙烧提钒工艺相比,本发明实现了低消耗高浸出,浸出率平均高于75%,同时节约10 20%的NaOH用量,废水排放量减少3 5倍,硫酸使用量减少5%以上。要解决无盐焙烧提钒的总回收率低的问题,关键在于焙烧与浸出。本发明采用无盐焙烧环境友好的提钒流程,控制焙烧温度,低碱循环浸出,浸出液中补加NaOH进行二次循环浸出,使浸出液中的钒得到进一步富集,同时节约10 20% NaOH用量。浸出液用酸性萃余液补加少量浓硫酸进行中和净化,使废水排放量减少2 5倍,硫酸使用量减少5%以上。整个工艺流程简单,操作方便,废水排放少,且环境友好,成本较低,工业生产利润高。


图1 :本发明的工艺流程图。
具体实施方式
实施例1 500g取自贵州A地的石煤,VA含量为0.77^,碳含量为16.66%。经破碎60目过筛后,制成直径llmm左右的小球后,9(TC下1. 5小时烘干,再将其于18(TC左右送入马弗炉,O. 6小时左右升温到750 850。C,恒温2. 5小时,脱碳后V205含量为1. 05%。破碎后,取100g焙烧矿样,于7(TC下,固液比l : 1.8,6.2%以上(质量浓度)NaOH碱液,搅拌浸出4小时,浸出液pH为13左右。浸出渣经干燥,减重为15%以下,渣中^05含量仅为0. 26%,经计算浸出率高达77%。浸出液补加NaOH返回去做二次循环浸出,同样条件下,浸出率仍高达76%。浸出液净化,需调节pH值,该过程共耗浓硫酸小于3.5g。循环利用酸性萃余液调节pH值,可降低酸耗5. 5%以上。
实施例2 500g取自贵州B地的石煤,VA含量为0.72^,碳含量为17.49%。经破碎70目过筛后,制成直径14mm左右的小球后,8(TC下2小时烘干,再将其于22(rC左右送入马弗炉,l小时左右升温到110(TC以上,恒温2小时,脱碳后^05含量为0.875%。适当破碎后,取100g焙烧矿样,于10(TC下,固液比1 : 2.8,3%以上(质量浓度)NaOH碱液,搅拌浸出5小时,浸出液pH为13.5以上。浸出渣经干燥,减重为15%以下,渣中、05含量仅为0.22%,经计算浸出率高达77%。浸出液补加NaOH返回去做二次循环浸出,同样条件下,浸出率仍高达75%。浸出液净化,需调节pH值,该过程共耗浓硫酸小于3.8g。循环利用酸性萃余液调节pH值,可降低酸耗5. 2%以上。
实施例3 500g取自湖南某地的石煤,、05含量为0. 74%,碳含量为14. 51%。经破碎60目过筛后,制成直径10mm左右的小球后,10(TC下2小时烘干,再将其于26(TC左右送入马弗炉,1小时左右升温到1090°C ,恒温5小时,脱碳后V205含量为0. 86% 。适当破碎后,取100g焙烧矿样,于85。C下,固液比1 : 3,4%以上(质量浓度)NaOH碱液,搅拌浸出6小时,浸出
4液pH为14左右。浸出渣经干燥,减重为15%以下,渣中、05含量仅为0.21%,经计算浸出率高达77%。浸出液补加Na0H返回去做二次循环浸出,同样条件下,浸出率仍高达75X。浸出液调节pH值净化,该过程共耗浓硫酸小于4. 5g。循环利用酸性萃余液调节pH值,可降
权利要求
一种从石煤中提取钒的方法,其特征在于将石煤适当粉碎,40~80目过筛后,制成直径9~15mm左右的小球烘干后,低于300℃进炉焙烧,0.5~2小时内升到600~1200℃恒温3~5小时后冷却;所述浸出采用质量浓度为2~12%的NaOH溶液,按1∶1.1~3固液比,在70~90℃条件下循环浸出;用酸性萃余液补加少量浓硫酸调节浸出液pH至8以上净化,再按常规工艺提钒。
2. 如权利要求1所述方法,其特征在于不向石煤粉料中添加任何药剂,直接喷水制成 状态疏松的小球再烘干, 一段式焙烧,于600 120(TC恒温2 6小时。
3. 如权利要求l所述的方法,其特征在于采用浸出液补加固体NaOH,使浓度再次达到 2 12%后二次循环浸出,浸出温度60 IO(TC。
4. 如权利要求1所述的方法,其特征在于二次循环浸出液用酸性萃余液补加适量硫 酸调pH值后净化。
全文摘要
一种从石煤中提取钒的方法,石煤经粉碎、过筛、制球、干燥等预处理后,低于300℃进炉空白焙烧,0.5~2小时内升到600~1200℃恒温2~6小时后冷却,用2~12%NaOH溶液按1∶1.1~3固液比在50~100℃左右条件下循环浸出;浸出液补加NaOH进行二次循环浸出;用酸性萃余液补加少量浓硫酸调浸出液pH至8以上净化,再按常规工艺提钒。与现有的石煤无盐焙烧提钒工艺相比,本发明实现了低消耗高浸出,浸出率平均高于75%,同时节约10~20%的NaOH用量,废水排放量减少3~5倍,硫酸使用量减少4%以上。
文档编号C22B34/22GK101748296SQ20081014389
公开日2010年6月23日 申请日期2008年12月10日 优先权日2008年12月10日
发明者蒋章锑, 赖琼琳 申请人:赖琼琳;蒋章锑
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