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