一种含钒矿物熟化提钒方法

摘要

本发明公开了一种含钒矿物熟化提钒方法，包括以下步骤：先将含钒矿物粗破；然后往所得的矿粉中加入一定量的水、磷酸和浓硫酸混合均匀；把拌酸混合后的物料在一定高温下进行熟化；将得到的熟料在常温常压下用水浸出，经液固分离后得到浸出液和浸出渣。通过采用粗颗粒矿物并加磷酸熟化，使钒能与细磨矿物浸出一致，并同时抑制了矿物中铁的浸出，可避免后续中和氧化钒损失。因此，本发明针对粗破的含钒物料进行提钒，节约了细磨的能耗，同时能抑制铁的浸出，简化后续处理工序，比现有的熟化提钒方法具有显著的优势。

权利要求

1.一种含钒矿物熟化提钒方法，其特征在于，包括以下步骤：

先将含钒矿物破碎细磨至粒度在5mm以下，且2～5mm粒级范围的矿物量占55％，加入水和85％的磷酸，使得反应体系中水占含钒矿物质量的8％，磷酸占1％，拌匀，再加入98％的浓硫酸，使得反应体系中硫酸占含钒矿物质量的16％，然后将拌和料在105℃熟化温度下熟化24h，将所得的熟料以液固比2:1的水浸出2h，液固分离得到含钒浸出溶液和浸出渣。

说明书

一种含钒矿物熟化提钒方法

技术领域

[0001] 本发明属于湿法冶金领域中的浸矿技术领域，尤其涉及一种从含钒矿物中提取V2O5的方法。

背景技术

[0002] 钒是一种非常重要的战略资源。钒主要用于钢铁工业及陶瓷工业，在航天工业、核工业、生物制药和钒电池等方面都有新的应用。从含钒矿物中提钒基本采用钠盐焙烧-溶剂萃取-铵盐沉淀工艺流程，该工艺收率一般只有45％～50％，且焙烧过程产生HCl和Cl2等有害气体，环境污染十分严重，已被国家明令禁止。

[0003] 近年来，浓酸熟化提钒工艺由于其清洁高效的特点，越来越被研究者重视。CN1049642A号中国专利文献公开了一种“石煤灰渣硫酸拌酸加温熟化水浸提取五氧化二钒工艺流程”。CN101157981A号中国专利文献公开了一种“钒矿提钒冶炼中控制杂质硅被浸出的方法”。CN101260464A号中国专利文献公开了“一种石煤提钒矿石分解方法”，而非专利文献也公开了“石煤提钒低温硫酸化焙烧矿物分解工艺”(刘万里，《中国有色金属学报》2009年05期，P943～P948)。CN101921912A号中国专利文献与《浸矿技术》(P536)都提出了含钒矿物增强酸扩散作用的二段熟化浸出方法。CN102191388A号中国专利文献在“浓酸二段熟化石煤提钒工艺”中提出了二段熟化强化浸出的方法。以上这些熟化工艺对矿物粒度要求较高，一般需要细磨处理，而且溶液中Fe浸出较多，后续氧化中和过程中Fe将会析出带走损失钒。

[0004] 传统的湿法冶金中离不开物料的细磨，选冶联合流程更是如此，为了达到高效的提取，必须将浸出物料磨细到足够小的粒度，使浸出物料中的有价组分与浸出剂有足够的接触界面，保证浸出反应进行完全。几十年来，湿法冶金领域内降低能源消耗、简化流程操作的研究也主要集中在优化磨矿作业方面。另外，由于矿石磨细所带来的固液分离问题，始终是困扰湿法冶金操作的难题。再者，环境保护的要求日趋严格，细磨后尾渣不能满足资源化利用对粒度的要求，废渣综合利用一直难以解决。

[0005] 上述这三方面的问题，即能耗高、操作繁杂、环境危害突出，是当前提钒湿法冶金中最突出的基本问题，无论从确保效率，降低能耗等直接经济因素看，还是从环境保护的间接经济因素看，矿石的磨细作业都是当前湿法冶金领域内一系列问题的症结所在。

发明内容

[0006] 本发明要解决的技术问题是克服现有技术的不足，提供一种工艺流程简单、节能降耗、操作方便、绿色环保、钒浸出率高、酸耗量低且适于工业化应用的含钒矿物浓酸熟化浸出的方法。

[0007] 为解决上述技术问题，本发明提出的技术方案为一种含钒矿物熟化提钒新方法，包括以下步骤：

[0008] (1)首先对含钒矿物进行粗破，粗破后得到的矿粉粒度＜5mm；

[0009] (2)向步骤(1)所得的粗矿粉中加入水和浓硫酸拌匀，并加入磷酸；

[0010] (3)将步骤(2)所得的拌和料进行高温熟化至少24h；

[0011] (4)将步骤(3)所得的熟料用水浸出，经液固分离后得到含钒浸出溶液和浸出渣。

[0012] 所述步骤(1)中粗破后得到的矿粉在2～5mm粒度范围内的质量＞40％。

[0013] 所述步骤(2)中水的添加量为含钒矿物质量的6％～10％，硫酸的添加量为含钒矿物质量的10％～20％。这里的硫酸添加量是指加入硫酸溶液后反应体系中纯硫酸所占百分比。

[0014] 所述步骤(2)中磷酸加入量为含钒矿物质量的1％～2％。这里的磷酸添加量是指加入磷酸溶液后反应体系中纯磷酸所占百分比。

[0015] 所述步骤(3)中熟化时间为24h～72h。

[0016] 所述步骤(3)中熟化温度为80℃～160℃。

[0017] 所述步骤(4)中用水浸出的时间控制为0.5h～4h，水浸时的液固比≥1:1。

[0018] 上述本发明的技术方案主要基于以下原理：含钒矿物中大部分钒以三价态类质同象形式取代云母中的Al3+、Ti3+、Fe3+等进入矿物晶格中，钒被硅酸盐包裹，要使钒氧化转化，必须破坏其微观结构。在浓硫酸熟化过程中，酸与矿物发生如下反应：

[0019] MSiO3+H2SO4+H2O＝MSO4·2H2O+SiO2

[0020] (M即V3+、Al3+、Ti3+、Fe3+等离子)

[0021] 矿物被分解形成水合硫酸盐，同时使硅酸转化为难溶的SiO2，钒裸露出来被空气氧化，三价钒转化成易溶性的四价钒。

[0022] 本发明方法打破常规思路(即磨矿细度越细，浸出效果越好)所用原料只需要进行粗破，矿粉粒度＜5mm，尤其是2～5mm粒度范围内的质量＞40％即可满足钒浸出要求，只是由于矿物颗粒较大，故反应过程比细磨处理时的浸出时间稍长，但此举并不影响本发明方法的经济性，反而能够大大降低磨矿能耗，操作简便，绿色环保，有利于尾渣的处理。同时在熟化拌酸过程中加入一定量的磷酸，可对提钒有促进作用，同时降低浸出溶液中Fe的含量。

[0023] 与现有技术相比，本发明的优点在于：

[0024] (1)本发明处理粗颗粒含钒矿物，大幅降低能耗，同时利于浸出，废渣更易处理。

[0025] (2)本发明熟化过程中加入磷酸，抑制了Fe的浸出，同时提高了钒浸出率。

附图说明

[0026] 图1为本发明方法的工艺流程图。

具体实施方式

[0027] 以下结合说明书附图和具体优选的实施例对本发明作进一步描述，但并不因此而限制本发明的保护范围。

[0028] 实施例1：

[0029] 某地含钒矿物，原矿主要化学成分C 9.60％、SiO264.43％、Al2O36.10％、V2O50.98％，采用如图1所示的本发明的方法对含钒矿物进行处理，具体包括以下步骤：

[0030] 先将含钒矿物破碎细磨至粒度在5mm以下，且2～5mm粒级范围的矿物量占55％，加入水和85％的磷酸，使得反应体系中水占含钒矿物质量的8％，磷酸占1％，拌匀，再加入98％的浓硫酸，使得反应体系中硫酸占含钒矿物质量的16％，拌匀，然后将拌和料在105℃熟化温度下熟化一段时间(熟化时间的变化如下表1所示)。将所得的熟料以液固比2:1的水浸出2h，液固分离后，测定浸出溶液中钒的浓度，并计算钒的浸出率，同时在同等条件下进行实验编号5，实验5未加磷酸，其结果如表1所示。

[0031] 表1实施例1中不同熟化时间下的钒浸出

[0032]

[0033] 从表1的实验结果可以看出，粗颗粒矿熟化时间必须有足够的时间保证反应完全，熟化过程是渗透-反应-渗透的过程，因此处理粗颗粒矿物一般比细磨矿物(一般细磨到80-100目，细磨矿物熟化时间8-12小时)熟化时间长2倍以上，本实验原料需要24小时以上。从实验编号4、5可以看出，熟化时添加少量磷酸，对钒浸出有一定的促进作用。

[0034] 实施例2：

[0035] 某地含钒矿物，原矿化学成分主要包括C 14.00％、SiO259.88％、Al2O36.72％、V2O51.10％，采用如图1所示本发明的方法对该含钒矿物进行处理，具体包括以下步骤：

[0036] 先将含钒矿物破碎细磨至粒度在5mm以下，且2～5mm粒级范围的矿物量占55％，加入水和85％的磷酸，使得反应体系中水占含钒矿物质量的8％，磷酸占1％，拌匀，再加入98％的浓硫酸，使得反应体系中硫酸占含钒矿物质量的16％，然后将拌和料在105℃熟化温度下熟化一段时间(熟化时间的变化如下表2所示)。将所得的熟料以液固比2:1的水浸出
2h，液固分离后，测定浸出溶液中钒的浓度，并计算钒的浸出率，其结果如表2所示。

[0037] 同时在同等条件下进行实验编号7，实验7所用原料全部细磨至0.15mm以下，并不添加磷酸。

[0038] 表2：实施例2中粗细颗粒对比下钒浸出率

[0039]

[0040]

[0041] 从表2实验结果可以看出，粗细粒矿物熟化，只有熟化时间足够，钒浸出率都能相差不大，但细颗粒含钒矿物熟化浸出时不添加磷酸，则溶液中Fe含量大幅升高，这对后续氧化中和处理非常麻烦，除铁过程造成大量钒的损失。