本发明涉及湿法冶金,尤其涉及一种石煤提钒净化渣中有价元素的回收方法。
背景技术:
1、石煤钒矿是重要的钒金属资源,石煤提钒是获取金属钒的重要途径。石煤提钒的主要工艺为:石煤破碎、700~800℃脱碳、磨矿、800~900℃焙烧、硫酸浸出、固液分离、浸出液提钒,其中浸出液提钒的主要工艺为:离子交换、净化除杂、铵盐沉钒、焙烧。
2、石煤提钒净化渣是石煤提钒工艺沉钒前溶液净化环节产生的废渣,主要成分为硅酸镁和磷酸镁,此外还含有2.5~8wt%v2o5、0.1~1.0wt%u3o8,属于典型的含放射性废渣。专利cn202310044143.1(“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”)中公开了采用880~920℃高温焙烧改性,获得mgo和sio2为主要成分且分散性良好的改性渣,并用于含铅废水处理,实现了废渣的无害化处理,解决了其大量堆存对环境的污染,节约了废水治理方面的成本;但该方法未实现渣中有价元素的回收。除此以外,生产中尝试将净化渣与焙烧料(800~900℃焙烧后的物料)混合浸出,以回收其中的有价元素钒,但发现浸出过程中析出胶质二氧化硅(硅凝胶),使浸出过滤困难,仍然难以实现有价元素的回收。
技术实现思路
1、有鉴于此,本发明的目的在于提供一种石煤提钒净化渣中有价元素的回收方法。本发明实现了石煤提钒净化渣中铀、钒、硅三种有价元素的综合回收。
2、为了实现上述发明目的,本发明提供了以下技术方案:
3、本发明提供了一种石煤提钒净化渣中有价元素的回收方法,包括以下步骤:
4、将石煤提钒净化渣与水混合,得到净化渣浆料;
5、在所述净化渣浆料中加入浓硫酸进行酸反应,得到浸出液;所述浓硫酸中h2so4的物质的量与净化渣浆料中sio2的物质的量之比为(2.8~3.5):1;所述酸反应包括依次进行第一酸反应和第二酸反应,所述第一酸反应为在第一搅拌速率下加入部分浓硫酸,所述部分浓硫酸的加入量为浓硫酸总质量的50~80%,所述第二酸反应为在第二搅拌速率下加入余量浓硫酸;所述第一搅拌速率大于第二搅拌速率,且所述部分浓硫酸的加入速率小于余量浓硫酸的加入速率;
6、将所述浸出液和絮凝剂混合依次进行絮凝和陈化,得到陈化浆料;
7、将所述陈化浆料进行固液分离,得到硅渣和滤液;
8、将所述硅渣依次进行洗涤和干燥,得到白炭黑和洗液;
9、将所述滤液和洗液合并,将所得溶液进行铀萃取,得到铀产品和含钒溶液。
10、优选地,所述石煤提钒净化渣中v2o5的质量含量为2.5~8.0%,u3o8的质量含量为0.1~1.0%,sio2的质量含量为25~35%,p2o5的质量含量为18~25%,mgo的质量含量为22~30%。
11、优选地,所述石煤提钒净化渣与水的质量比为1:(0.1~0.5)。
12、优选地,所述浓硫酸的质量分数为90~98%。
13、优选地,所述第一搅拌速率为400~600rpm;所述部分浓硫酸的加入速率为每分钟加入浓硫酸总质量的0.1~0.5%。
14、优选地,所述第一酸反应以所述部分浓硫酸加入完毕为止,所述部分浓硫酸加入完毕后所得浆料的温度为40~70℃。
15、优选地,所述第二搅拌速率为280~450rpm;所述余量浓硫酸的加入速率为每分钟加入浓硫酸总质量的0.3~1.0%。
16、优选地,所述第二酸反应还包括在所述余量浓硫酸加入完毕后继续反应1~2h,所述余量浓硫酸加入完毕后所得浆料的温度为60~85℃。
17、优选地,所述絮凝剂为阳离子聚丙烯酰胺絮凝剂,所述阳离子聚丙烯酰胺絮凝剂的分子量为100万~300万,所述浸出液中絮凝剂的加入量为30~80mg/l;所述絮凝的时间为0.5~1.5h,所述陈化的温度为50~75℃,时间为3~5h。
18、优选地,所述铀萃取的方法包括:采用萃取剂对所述溶液进行萃取,得到负载有机相和含钒溶液;
19、将所述负载有机相进行洗涤,得到洗涤后负载有机相;
20、采用反萃取剂对所述洗涤后负载有机相进行反萃,得到铀产品;
21、所述萃取剂为二(2-乙基己基)磷酸、磷酸三丁酯和磺化煤油的混合试剂,所述混合试剂中二(2-乙基己基)磷酸的浓度为0.15~0.5mol/l,磷酸三丁酯的浓度为0.18~0.72mol/l;
22、洗涤所述负载有机相采用的洗涤试剂为硫酸溶液,所述硫酸溶液的浓度为0.1~0.5mol/l;
23、所述反萃取剂为(nh4)2co3水溶液,所述(nh4)2co3水溶液的浓度为1~1.5mol/l。
24、本发明提供了一种石煤提钒净化渣中有价元素的回收方法,本发明将酸反应分为第一酸反应和第二酸反应两个阶段,控制两阶段不同的加酸量、加酸速率和搅拌速率,其中第一酸反应阶段是慢加酸、强搅拌,以控制酸度、温度尽可能避免形成硅凝胶;第二酸反应阶段已经跨过硅凝胶形成阶段,适当提高加酸速度,保证反应温度、缩短整个反应时间,适当降低搅拌速度以形成较大颗粒的硅溶胶,再通过后续的絮凝和陈化方便地实现除硅,利于后续溶液中钒和铀的回收。并且,本发明通过将陈化浆料固液分离后的滤液与硅渣洗液合并,避免了浸出液中mgso4、mg(h2po4)2等盐分浓度过高而结晶析出,在管道和设备形成结垢,影响生产的连续性。本发明通过加酸量和加酸速度控制、以及酸解浸出溶液絮凝除硅和陈化等综合调控,避免了酸解浸出过程形成si-o-si网络结构的硅凝胶,实现了溶液中硅溶胶的形态控制,使浸出浆料固液分离(如真空过滤)速度提高5倍以上,净化渣铀钒浸出率均达到99%以上,滤液中sio2含量降低至50mg/l以下,有效解决了浸出后浆料固液分离性能差、有价元素提取率不高等技术难题。本发明实现了净化渣中铀、钒和硅三种元素的综合回收,具有综合利用率高、经济效益好的优点。
1.一种石煤提钒净化渣中有价元素的回收方法,其特征在于,包括以下步骤:
2.根据权利要求1所述的回收方法,其特征在于,所述石煤提钒净化渣中v2o5的质量含量为2.5~8.0%,u3o8的质量含量为0.1~1.0%,sio2的质量含量为25~35%,p2o5的质量含量为18~25%,mgo的质量含量为22~30%。
3.根据权利要求1所述的回收方法,其特征在于,所述石煤提钒净化渣与水的质量比为1:(0.1~0.5)。
4.根据权利要求1所述的回收方法,其特征在于,所述浓硫酸的质量分数为90~98%。
5.根据权利要求1所述的回收方法,其特征在于,所述第一搅拌速率为400~600rpm;所述部分浓硫酸的加入速率为每分钟加入浓硫酸总质量的0.1~0.5%。
6.根据权利要求1、4或5所述的回收方法,其特征在于,所述第一酸反应以所述部分浓硫酸加入完毕为止,所述部分浓硫酸加入完毕后所得浆料的温度为40~70℃。
7.根据权利要求1所述的回收方法,其特征在于,所述第二搅拌速率为280~450rpm;所述余量浓硫酸的加入速率为每分钟加入浓硫酸总质量的0.3~1.0%。
8.根据权利要求1、4或7所述的回收方法,其特征在于,所述第二酸反应还包括在所述余量浓硫酸加入完毕后继续反应1~2h,所述余量浓硫酸加入完毕后所得浆料的温度为60~85℃。
9.根据权利要求1所述的回收方法,其特征在于,所述絮凝剂为阳离子聚丙烯酰胺絮凝剂,所述阳离子聚丙烯酰胺絮凝剂的分子量为100万~300万,所述浸出液中絮凝剂的加入量为30~80mg/l;所述絮凝的时间为0.5~1.5h,所述陈化的温度为50~75℃,时间为3~5h。
10.根据权利要求1所述的回收方法,其特征在于,所述铀萃取的方法包括:采用萃取剂对所述溶液进行萃取,得到负载有机相和含钒溶液;