一种从石煤中提取钒的方法技术

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，本发明专利技术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。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术涉及石煤中钒的提取。
技术介绍
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。
技术实现思路
本专利技术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。 本专利技术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，本专利技术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。本专利技术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。附图说明 图1 :本专利技术的工艺流程图。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，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本文档来自技高网...

【技术保护点】
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。

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：赖琼琳，蒋章锑，
申请(专利权)人：赖琼琳，蒋章锑，
类型：发明
国别省市：43[中国|湖南]