一种石煤的联合浸取钒的方法转让专利

申请号 : CN200710066424.8

文献号 : CN101225480B

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法律信息:

相似专利:

发明人 : 魏昶李存兄樊刚邓志敢

申请人 : 昆明理工大学

摘要 :

本发明是一种石煤预中和-常压预浸-氧压浸出联合浸取钒的新方法。本联合浸取钒的方法是首先利用加压浸出液中的残酸预中和石煤矿中的耗酸杂质,预中和渣经常压浸出结束后,直接泵入加压釜进行氧压强化浸出,钒的氧化转化速率和浸出率得以大幅度提高,钒浸出率达82%以上,实现了石煤中钒的高效浸出。综合利用了浸出液中的残酸,残酸利用率可达85%以上,大大降低了提钒过程中硫酸的耗量,节约了生产成本。

权利要求 :

1.一种石煤的联合浸取钒的方法,其步骤是:

(1)将含钒品位在0.2%~3.0%的石煤矿与氧压酸浸工序产生的浸出液按液固比

1.2~2∶1混合调浆后加入预中和槽中进行中和反应,控制槽内温度80℃~90℃,中和

60~240分钟,预中和结束后进行液固分离得到预中和渣和终酸酸度为4g/L~15g/L的预中和液作下一步提钒用;

(2)将预中和渣与酸度为80g/L~350g/L的硫酸溶液按液固比1.2~2∶1混合调浆后用泵连续泵入常压预浸槽,控制槽内温度80℃~90℃,预浸时间为60~480分钟;

(3)常压预浸结束后,用泵直接把浆料泵入加压釜,用蒸汽或自来水控制釜内温度

100℃~300℃、通入压缩空气、富氧压缩空气或工业氧气维持釜内压力0.8Mpa~3.0Mpa、浸出60~240分钟;

(4)氧压酸浸结束后进行液固分离得到浸出液和浸出渣,浸出液返回预中和工序,浸出渣经两级逆流洗涤。

2.根据权利要求1所述的石煤的联合浸取钒的方法,其特征是:所述硫酸溶液是用浓度为93%的工业硫酸按所需酸度配制而得。

3.根据权利要求1所述的石煤的联合浸取钒的方法,其特征是:整个联合浸取的进料、出料过程是连续进料、出料。

说明书 :

一种石煤的联合浸取钒的方法

技术领域

[0001] 本发明属于钒的湿法冶金领域,更具体地说,涉及一种从含钒石煤中浸取钒的方法。

背景技术

[0002] 石煤属碳质页岩,其特点是发热量低、灰分高、含有多种金属元素,是我国特有的一种钒矿资源,主要蕴藏在煤炭资源贫乏的我国南方诸省及西北地区,石煤中钒的总储量为我国钒钛磁铁矿中钒总储量的7倍,超过世界其它各国五氧化二钒储量的总和。
[0003] 目前,我国石煤提钒水平与丰富的石煤资源储量极不相称,从石煤中提取钒的企业多采用钠化(钙法)焙烧-酸浸、氧化焙烧-酸浸、空白焙烧-酸浸等工艺流程,通过焙烧把矿石中的三价钒转化为水溶性或酸溶性的钒酸盐。焙烧过程不可避免产生诸如C12、HCl等有害气体,环境污染严重,钒的回收率也偏低,仅为40%~60%。因此,这些传统工艺亟待改进。
[0004] 近年来,采用全湿法的方法从石煤中提钒得到大量的研究,也有一定的工业应用。但这些方法都是采用常压浸出的方法,在酸性介质条件下,浸出过程加入一定量的氧化剂,使矿物中不溶于酸的三价钒氧化转化至可溶于酸的四价或五价钒,再从溶液中提取五氧化二钒。但常压下,由于反应强度不够,存在浸出效率低、硫酸耗量大,钒浸出率偏低,资源浪费严重等问题,而且因浸出液酸度过高增加了下一步萃取提钒工序的难度和投资成本。
[0005] 本发明人在专利申请200610011042.0中提出了在压力场下从石煤中氧化转化浸出钒的技术方案,它提供一种技术工艺简单、金属回收率高、钒易分离、试剂消耗量小、有价金属集中、低污染的在压力场下从石煤中氧化转化浸出钒的方法。但是由于采用硫酸体系浸出,且为了实现工业实践价值,就必须尽可能低缩短浸出时间、降低浸出温度和浸出压力,从而就要求浸出体系中具备一定的硫酸浓度。因此应用该法进行压力场下从石煤中氧化转化浸出钒时,得到的浸出液含硫酸35g/L~150g/L,当浸出液用于萃取提钒或离子交换提钒时,首先需将浸出液酸度调节为pH=2.0~3.0。所以,该技术存在浸出液废酸含量高,通常要用大量的碱将其中和,这样造成了酸和碱的浪费。

发明内容

[0006] 本发明的目的是提供了一种石煤的联合浸取钒的方法,它具有钒浸出率高、处理量大、对自然环境友好的特点,并可综合利用浸出液中的残酸,大大降低了提钒过程中硫酸的耗量,节约了成本。
[0007] 实现本发明的步骤是:
[0008] (1)将石煤矿与氧压酸浸工序产生的浸出液按液固比1.2~2∶1混合调浆后加入预中和槽中进行中和反应,控制槽内温度80℃~90℃,中和60~240分钟,预中和结束后进行液固分离得到预中和渣和酸度较低的预中和液作下一步提钒用;(2)将预中和渣与酸度为80g/L~350g/L的硫酸溶液按液固比1.2~2∶1混合调浆后用加压泵连续泵入常压预浸槽,控制槽内温度80℃~90℃,预浸时间为60~480分钟;(3)常压预浸结束后,用计量泵直接把浆料泵入加压釜,用蒸汽或自来水控制釜内温度100℃~300℃、通入压缩空气、富氧压缩空气或工业氧气维持釜内压力0.8Mpa~3.0Mpa、浸出60~240分钟;(4)氧压酸浸结束后进行液固分离得到浸出液和浸出渣,浸出液返回预中和工序,浸出渣经两级逆流洗涤后所得渣计浸出率达82%以上,残酸利用率可达85%以上。
[0009] 在氧压酸浸过程中,有硫酸和氧气参与,因硫酸具有一定的腐蚀性,故采用耐酸加压釜为内衬瓷砖,或钛质材料、或管道的加压釜,加压釜中可分为有隔室或无隔室容器,容3 3
积可为10m ~200m。所述硫酸溶液是用浓度为93%的工业硫酸配制而得。在整个联合浸取的工艺流程中,进料、出料过程是采用连续进料、出料。石煤矿中含钒品位在0.2%~
3.0%,预中和液终酸酸度控制为4g/L~15g/L。
[0010] 本发明的有益效果为:石煤预中和-常压预浸-氧压酸浸联合浸取钒的新方法是首先利用加压浸出液中的残酸预中和石煤矿中的耗酸杂质,预中和渣经常压浸出结束后,直接泵入加压釜进行氧压强化浸出,钒的氧化转化速率和浸出率得以大幅度提高,实现石煤中钒的高效浸出。和现有的湿法提钒技术相比,该方法实现了钒的强化浸出,提高了钒的浸出速度和浸出率,钒浸出率达82%以上,综合利用了浸出液中的残酸,残酸利用率可达85%以上,大大降低了提钒过程中硫酸的耗量,大幅度降低了酸和碱的浪费,节约了生产成本。
附图说明:
[0011] 图1是本发明的工艺流程图。具体实施例
[0012] 实施例一:石煤含钒0.51%。
[0013] ①将石煤矿与浸出液按液固比1.2∶1调浆后加入预中和槽中进行中和反应,控制槽内温度85℃,中和120分钟。预中和结束后进行液固分离得到预中和渣和酸度合格的预中和液作下一步提钒用。②将预中和渣与酸度为300g/L的硫酸溶液按液固比1.2∶1混合调浆后,连续泵入常压预浸槽,控制槽内温度85℃,预浸240分钟。③常压预浸结束后,用计量泵直接把浆料泵入内衬瓷砖的加压釜,用蒸汽或自来水控制釜内温度120℃,通入工业氧气维持釜内压力1.2Mpa、浸出180分钟。④氧压酸浸结束后进行液固分离得到浸出液和浸出渣,浸出液返回预中和工序,浸出渣经两级逆流洗涤工序。
[0014] 钒浸出率为89.4%,残酸利用率为90.1%。
[0015] 实施例二:石煤含钒1.84%。
[0016] ①将石煤矿与浸出液按液固比1.5∶1调浆后加入预中和槽中进行中和反应,控制槽内温度90℃,中和210分钟。预中和结束后进行液固分离得到预中和渣和酸度合格的预中和液作下一步提钒用。②将预中和渣与酸度为350g/L的硫酸溶液按液固比1.5∶1混合调浆后用连续泵入常压预浸槽,控制槽内温度90℃,预浸360分钟。③常压预浸结束后,用计量泵直接把浆料泵入内衬瓷砖的加压釜中,用蒸汽或自来水控制釜内温度150℃,通入压缩空气维持釜内压力1.5Mpa、浸出240分钟。④氧压酸浸结束后进行液固分离得到浸出液和浸出渣,浸出液返回预中和工序,浸出渣经两级逆流洗涤工序。
[0017] 钒浸出率为96.3%,残酸利用率为94.8%。
[0018] 实施例三:石煤含钒0.21%。
[0019] ①将石煤矿与浸出液按液固比1.2∶1调浆后加入预中和槽中进行中和反应,控制槽内温度90℃,中和60分钟。预中和结束后进行液固分离得到预中和渣和酸度合格的预中和液作下一步提钒用。②将预中和渣与酸度为30g/L的硫酸溶液按液固比1.2∶1混合调浆后用连续泵入常压预浸槽,控制槽内温度90℃,预浸60分钟。③常压预浸结束后,用计量泵直接把浆料泵入内衬钛质材料的加压釜中,用蒸汽或自来水控制釜内温度200℃,通入富氧压缩空气维持釜内压力3.0Mpa、浸出120分钟。④氧压酸浸结束后进行液固分离得到浸出液和浸出渣,浸出液返回预中和工序,浸出渣经两级逆流洗涤工序。
[0020] 钒浸出率为82.5%,残酸利用率为85.6%。
[0021] 实施例四:石煤含钒1.2%。
[0022] ①将石煤矿与浸出液按液固比2∶1调浆后加入预中和槽中进行中和反应,控制槽内温度80℃,中和240分钟。预中和结束后进行液固分离得到预中和渣和酸度合格的预中和液作下一步提钒用。②将预中和渣与酸度为250g/L的硫酸溶液按液固比2∶1混合调浆后用连续泵入常压预浸槽,控制槽内温度80℃,预浸480分钟。③常压预浸结束后,用计量泵直接把浆料泵入内衬管道的加压釜中,用蒸汽或自来水控制釜内温度300℃,通入工业氧气维持釜内压力1.0Mpa、浸出180分钟。④氧压酸浸结束后进行液固分离得到浸出液和浸出渣,浸出液返回预中和工序,浸出渣经两级逆流洗涤工序。
[0023] 钒浸出率为95.5%,残酸利用率为93.8%。
[0024] 实施例五:石煤含钒1.0%。
[0025] ①将石煤矿与浸出液按液固比1.5∶1调浆后加入预中和槽中进行中和反应,控制槽内温度90℃,中和90分钟。预中和结束后进行液固分离得到预中和渣和酸度合格的预中和液作下一步提钒用。②将预中和渣与酸度为280g/L的硫酸溶液按液固比1.5∶1混合调浆后用连续泵入常压预浸槽,控制槽内温度90℃,预浸180分钟。③常压预浸结束后,用计量泵直接把浆料泵入内衬钛质材料的加压釜中,用蒸汽或自来水控制釜内温度100℃,通入富氧压缩空气维持釜内压力0.8Mpa、浸出240分钟。④氧压酸浸结束后进行液固分离得到浸出液和浸出渣,浸出液返回预中和工序,浸出渣经两级逆流洗涤工序。
[0026] 钒浸出率为91.2%,残酸利用率为90.1%。