一种用于石煤提钒的浸出方法

摘要

本发明涉及一种用于石煤提钒的浸出方法。其技术方案是：将石煤原矿细磨，得到石煤粉料。将盐酸溶液与所述石煤粉料按液固比为1.2～1.7L/kg混合，活化，得到活化后矿浆。将所述活化后矿浆加入浓硫酸中，混合均匀，再加入激发剂和钙基载体，得到浸出前矿浆。其中：所述活化后矿浆与所述浓硫酸的体积之比为1∶(0.09～0.15)；所述激发剂中硫酸根离子与所述石煤粉料的质量比为(0.019~0.058)∶1；所述钙基载体中钙离子与所述石煤粉料的质量比为（0.005~0.022）∶1。将所述浸出前矿浆给入高压釜中，在130～160℃和氧分压为0.5～1.5MPa的条件下浸出1～3h，固液分离，得到酸浸液和酸浸渣。本发明具有高效、环境友好和钒浸出率高的特点。

权利要求

1.一种用于石煤提钒的浸出方法，其特征在于所述浸出方法的具体步骤是：步骤一、磨矿

将石煤原矿细磨至粒度小于74μm占75～90wt％，得到石煤粉料；

步骤二、盐酸活化

将盐酸溶液与所述石煤粉料按液固比为1.2～1.7L/kg混合，常温下活化30～60min，得到活化后矿浆；

所述盐酸溶液的体积浓度为4～8％；

步骤三、调浆

将所述活化后矿浆加入浓硫酸中，混合均匀，再加入激发剂和钙基载体，得到浸出前矿浆；其中：所述活化后矿浆与所述浓硫酸的体积之比为1∶(0.09～0.15)；

所述激发剂中硫酸根离子与所述石煤粉料的质量比为(0.019～0.058)∶1；

所述钙基载体中钙离子与所述石煤粉料的质量比为(0.005～0.022)∶1；

步骤四、加压浸出

将所述浸出前矿浆给入高压釜中，在130～160℃和氧分压为0.5～1.5MPa的条件下浸出1～3h，得到酸浸浆；

步骤五、固液分离

将所述酸浸浆进行固液分离，得到酸浸液和酸浸渣；

所述石煤原矿为钒以低价态和类质同象的形式赋存于云母类矿物中的含钒石煤；V2O5品位为0.6～1.2wt％；

所述激发剂为硫酸钾、硫酸钠、硫酸镁、硫酸铜和硫酸锌中的一种。

2.根据权利要求1所述的用于石煤提钒的浸出方法，其特征在于所述钙基载体为氯化钙和无水硫酸钙中的一种以上。

说明书

一种用于石煤提钒的浸出方法

技术领域

[0001] 本发明属于石煤提钒技术领域。具体涉及一种用于石煤提钒的浸出方法。

背景技术

[0002] 石煤是我国一种重要的含钒资源，在我国储量丰富，所含钒的储量以V2O5计为1.18亿吨，占国内总储量的87%。云母型含钒石煤是一种难处理的原生石煤钒矿，钒多以V（Ⅲ）为主，赋存于云母类矿物的晶格结构中，V（Ⅳ）和V（Ⅴ）含量较低。为确保高的钒浸出率，传统的常压直接酸浸所需的酸用量大，浸出时间长，导致浸出效率低且不利于后续调pH值。因此，开发高效、环保的新型浸出方法对石煤提钒行业的发展十分必要。

[0003] 近些年，石煤氧压酸浸提钒得到许多技术人员的关注，提出了一些氧压酸浸新工艺。如压力场的引入，提高了浸出反应温度，虽在一定程度上加快了反应速率和有利于提高钒浸出率，但仍存在酸用量高和浸出时间长等问题。“一种从含钒石煤矿中浸取钒的方法”（CN101481755A）专利技术，采用两段氧压酸浸的工艺，在氧气和硫酸的作用下浸取钒，提高了钒浸出率，但两段氧压酸浸时间较长，设备投资成本高。“在压力场下从石煤中氧化转化浸出钒的方法”（CN1904092A）专利技术，在氧压酸浸过程中加入氧化剂（氧气或空气）。该氧化剂常规易得，环境友好，但钒的直接转化效率低，浸出效果不显著。“一种石煤的联合浸取钒的方法”（CN200710066424.8）专利技术，采用预中和—常压预浸—氧压浸出联合浸取钒的方法，提钒效果较好，但工艺复杂，浸出时间长，浸出效率较低。“一种含钒石煤加压浸出用催化剂”（CN200710066335.3）专利技术，采用硫酸亚铁作为催化剂，在氧气的作用下二价铁离子被氧化成三价铁离子，利用三价铁离子的强氧化性将三价钒氧化成高价钒而被溶出，获得了较好的钒浸出率。但由于石煤中云母类矿物结构稳定，三价钒受到云母的晶格束缚，仅依靠三价铁离子的氧化，三价钒难以得到有效释放。

发明内容

[0004] 本发明旨在克服现有技术缺陷，目的是提供一种高效、环境友好和钒浸出率高的用于石煤提钒的浸出方法。

[0005] 为实现上述目的，本发明采用的技术方案的具体步骤是：

[0006] 步骤一、磨矿

[0007] 将石煤原矿细磨至粒度小于74μm占75～90wt%，得到石煤粉料。

[0008] 步骤二、盐酸活化

[0009] 将盐酸溶液与所述石煤粉料按液固比为1.2～1.7L/kg混合，常温下活化30～60min，得到活化后矿浆。

[0010] 所述盐酸溶液的体积浓度为4～8%。

[0011] 步骤三、调浆

[0012] 将所述活化后矿浆加入浓硫酸中，混合均匀，再加入激发剂和钙基载体，得到浸出前矿浆。其中：

[0013] 所述活化后矿浆与所述浓硫酸的体积之比为1∶(0.09～0.15)；

[0014] 所述激发剂中硫酸根离子与所述石煤粉料的质量比为(0.019 0.058)∶1；~

[0015] 所述钙基载体中钙离子与所述石煤粉料的质量比为（0.005 0.022）∶1。~

[0016] 步骤四、加压浸出

[0017] 将所述浸出前矿浆给入高压釜中，在130～160℃和氧分压为0.5～1.5MPa的条件下浸出1～3h，得到酸浸浆。

[0018] 步骤五、固液分离

[0019] 将所述酸浸浆进行固液分离，得到酸浸液和酸浸渣。

[0020] 所述石煤原矿为钒以低价态和类质同象的形式赋存于云母类矿物中的含钒石煤；V2O5品位为0.6～1.2wt%。

[0021] 所述激发剂为硫酸钾、硫酸钠、硫酸镁、硫酸铜和硫酸锌中的一种。

[0022] 所述钙基载体为氯化钙和无水硫酸钙中的一种以上。

[0023] 由于采用上述方法，本发明与现有酸浸方法相比所产生的有益效果是：

[0024] 1、常温下预先采用盐酸溶液脱除石煤原矿中方解石和黄铁矿，增强了石煤原矿颗粒的表面结构缺陷，有利于白云母颗粒的溶解，使钒更容易被浸出，浸出时间缩短至1～3h。

[0025] 2、在高温条件下外加激发剂和钙基载体，提高了硫酸钙的溶液过饱和度，实现了硫酸钙晶体在石煤颗粒结构缺陷处的成核和生长，尤其是在裂缝或凹角处，产生了应力与应变，使石煤颗粒发生局部形变，促进石煤颗粒裂解，增加了云母与酸的反应界面，实现了V(Ⅲ)的高效释放。所制得的酸浸液经测定，钒浸出率为84.27～95.45%，显著提高了钒的浸出率。

[0026] 3、本发明所选用的激发剂和钙基载体，常规易得，环境友好，浸出过程不产生污染性气体。

[0027] 4、本发明所得的酸浸渣中钙含量高，有利于尾渣的综合利用。

[0028] 因此，本发明具有高效、环境友好和钒浸出率高的特点。

具体实施方式

[0029] 下面结合具体实施方式对本发明作进一步的描述，并非对其保护范围的限制。

[0030] 实施例1

[0031] 一种用于石煤提钒的浸出方法。本实施例所述浸出方法的具体步骤是：

[0032] 步骤一、磨矿

[0033] 将石煤原矿细磨至粒度小于74μm占75～81wt%，得到石煤粉料。

[0034] 步骤二、盐酸活化

[0035] 将盐酸溶液与所述石煤粉料按液固比为1.2～1.5L/kg混合，常温下活化30～51min，得到活化后矿浆。

[0036] 所述盐酸溶液的体积浓度为4～8%。

[0037] 步骤三、调浆

[0038] 将所述活化后矿浆加入浓硫酸中，混合均匀，再加入激发剂和钙基载体，得到浸出前矿浆。其中：

[0039] 所述活化后矿浆与所述浓硫酸的体积之比为1∶(0.09～0.11)；

[0040] 所述激发剂中硫酸根离子与所述石煤粉料的质量比为(0.019 0.040)∶1；~

[0041] 所述钙基载体中钙离子与所述石煤粉料的质量比为（0.005 0.012）∶1。~

[0042] 步骤四、加压浸出

[0043] 将所述浸出前矿浆给入高压釜中，在130～140℃和氧分压为0.5～1.1MPa的条件下浸出1～1.3h，得到酸浸浆。

[0044] 步骤五、固液分离

[0045] 将所述酸浸浆进行固液分离，得到酸浸液和酸浸渣。

[0046] 所述石煤原矿为钒以低价态和类质同象的形式赋存于云母类矿物中的含钒石煤；V2O5品位为0.6～0.8wt%。

[0047] 所述激发剂为硫酸钾。

[0048] 所述钙基载体为氯化钙。

[0049] 本实施例所制得的酸浸液经测定，钒浸出率为84.27～91.02%。

[0050] 实施例2

[0051] 一种用于石煤提钒的浸出方法。本实施例所述浸出方法的具体步骤是：

[0052] 步骤一、磨矿

[0053] 将石煤原矿细磨至粒度小于74μm占77～83wt%，得到石煤粉料。

[0054] 步骤二、盐酸活化

[0055] 将盐酸溶液与所述石煤粉料按液固比为1.25～1.55L/kg混合，常温下活化32～53min，得到活化后矿浆。

[0056] 所述盐酸溶液的体积浓度为4～8%。

[0057] 步骤三、调浆

[0058] 将所述活化后矿浆加入浓硫酸中，混合均匀，再加入激发剂和钙基载体，得到浸出前矿浆。其中：

[0059] 所述活化后矿浆与所述浓硫酸的体积之比为1∶(0.10～0.12)；

[0060] 所述激发剂中硫酸根离子与所述石煤粉料的质量比为(0.024 0.045)∶1；~

[0061] 所述钙基载体中钙离子与所述石煤粉料的质量比为（0.008 0.015）∶1。~

[0062] 步骤四、加压浸出

[0063] 将所述浸出前矿浆给入高压釜中，在135～145℃和氧分压为0.6～1.2MPa的条件下浸出1.2～1.7h，得到酸浸浆。

[0064] 步骤五、固液分离

[0065] 将所述酸浸浆进行固液分离，得到酸浸液和酸浸渣。

[0066] 所述石煤原矿为钒以低价态和类质同象的形式赋存于云母类矿物中的含钒石煤；V2O5品位为0.65～0.9wt%。

[0067] 所述激发剂为硫酸钠。

[0068] 所述钙基载体为氯化钙。

[0069] 本实施例所制得的酸浸液经测定，钒浸出率为86.11～92.34%。

[0070] 实施例3

[0071] 一种用于石煤提钒的浸出方法。本实施例所述浸出方法的具体步骤是：

[0072] 步骤一、磨矿

[0073] 将石煤原矿细磨至粒度小于74μm占79～85wt%，得到石煤粉料。

[0074] 步骤二、盐酸活化

[0075] 将盐酸溶液与所述石煤粉料按液固比为1.3～1.6L/kg混合，常温下活化34～55min，得到活化后矿浆。

[0076] 所述盐酸溶液的体积浓度为4～8%。

[0077] 步骤三、调浆

[0078] 将所述活化后矿浆加入浓硫酸中，混合均匀，再加入激发剂和钙基载体，得到浸出前矿浆。其中：

[0079] 所述活化后矿浆与所述浓硫酸的体积之比为1∶(0.11～0.13)；

[0080] 所述激发剂中硫酸根离子与所述石煤粉料的质量比为(0.029 0.050)∶1；~

[0081] 所述钙基载体中钙离子与所述石煤粉料的质量比为（0.011 0.017）∶1。~

[0082] 步骤四、加压浸出

[0083] 将所述浸出前矿浆给入高压釜中，在140～150℃和氧分压为0.7～1.3MPa的条件下浸出1.4～2.1h，得到酸浸浆。

[0084] 步骤五、固液分离

[0085] 将所述酸浸浆进行固液分离，得到酸浸液和酸浸渣。

[0086] 所述石煤原矿为钒以低价态和类质同象的形式赋存于云母类矿物中的含钒石煤；V2O5品位为0.7～1.0wt%。

[0087] 所述激发剂为硫酸镁。

[0088] 所述钙基载体为氯化钙和无水硫酸钙的混合物。

[0089] 本实施例所制得的酸浸液经测定，钒浸出率为88.02～93.23%。

[0090] 实施例4

[0091] 一种用于石煤提钒的浸出方法。本实施例所述浸出方法的具体步骤是：

[0092] 步骤一、磨矿

[0093] 将石煤原矿细磨至粒度小于74μm占81～87wt%，得到石煤粉料。

[0094] 步骤二、盐酸活化

[0095] 将盐酸溶液与所述石煤粉料按液固比为1.35～1.65L/kg混合，常温下活化36～57min，得到活化后矿浆。

[0096] 所述盐酸溶液的体积浓度为4～8%。

[0097] 步骤三、调浆

[0098] 将所述活化后矿浆加入浓硫酸中，混合均匀，再加入激发剂和钙基载体，得到浸出前矿浆。其中：

[0099] 所述活化后矿浆与所述浓硫酸的体积之比为1∶(0.12～0.14)；

[0100] 所述激发剂中硫酸根离子与所述石煤粉料的质量比为(0.034 0.054)∶1；~

[0101] 所述钙基载体中钙离子与所述石煤粉料的质量比为（0.014 0.019）∶1。~

[0102] 步骤四、加压浸出

[0103] 将所述浸出前矿浆给入高压釜中，在145～155℃和氧分压为0.8～1.4MPa的条件下浸出1.6～2.5h，得到酸浸浆。

[0104] 步骤五、固液分离

[0105] 将所述酸浸浆进行固液分离，得到酸浸液和酸浸渣。

[0106] 所述石煤原矿为钒以低价态和类质同象的形式赋存于云母类矿物中的含钒石煤；V2O5品位为0.75～1.1wt%。

[0107] 所述激发剂为硫酸铜。

[0108] 所述钙基载体为无水硫酸钙。

[0109] 本实施例所制得的酸浸液经测定，钒浸出率为90.02～94.75%。

[0110] 实施例5

[0111] 一种用于石煤提钒的浸出方法。本实施例所述浸出方法的具体步骤是：

[0112] 步骤一、磨矿

[0113] 将石煤原矿细磨至粒度小于74μm占83～90wt%，得到石煤粉料。

[0114] 步骤二、盐酸活化

[0115] 将盐酸溶液与所述石煤粉料按液固比为1.4～1.7L/kg混合，常温下活化38～60min，得到活化后矿浆。

[0116] 所述盐酸溶液的体积浓度为4～8%。

[0117] 步骤三、调浆

[0118] 将所述活化后矿浆加入浓硫酸中，混合均匀，再加入激发剂和钙基载体，得到浸出前矿浆。其中：

[0119] 所述活化后矿浆与所述浓硫酸的体积之比为1∶(0.13～0.15)；

[0120] 所述激发剂中硫酸根离子与所述石煤粉料的质量比为(0.039 0.058)∶1；~

[0121] 所述钙基载体中钙离子与所述石煤粉料的质量比为（0.017 0.022）∶1。~

[0122] 步骤四、加压浸出

[0123] 将所述浸出前矿浆给入高压釜中，在150～160℃和氧分压为0.9～1.5MPa的条件下浸出1.7～3.0h，得到酸浸浆。

[0124] 步骤五、固液分离

[0125] 将所述酸浸浆进行固液分离，得到酸浸液和酸浸渣。

[0126] 所述石煤原矿为钒以低价态和类质同象的形式赋存于云母类矿物中的含钒石煤；V2O5品位为0.8～1.2wt%。

[0127] 所述激发剂为硫酸锌。

[0128] 所述钙基载体为无水硫酸钙。

[0129] 本实施例所制得的酸浸液经测定，钒浸出率为92.10～95.45%。

[0130] 本具体实施方式与现有酸浸方法相比所产生的有益效果是：

[0131] 1、常温下预先采用盐酸溶液脱除石煤原矿中方解石和黄铁矿，增强了石煤原矿颗粒的表面结构缺陷，有利于白云母颗粒的溶解，使钒更容易被浸出，浸出时间缩短至1～3h。

[0132] 2、在高温条件下外加激发剂和钙基载体，提高了硫酸钙的溶液过饱和度，实现了硫酸钙晶体在石煤颗粒结构缺陷处的成核和生长，尤其是在裂缝或凹角处，产生了应力与应变，使石煤颗粒发生局部形变，促进石煤颗粒裂解，增加了云母与酸的反应界面，实现了V(Ⅲ)的高效释放。所制得的酸浸液经测定，钒浸出率为84.27～95.45%，显著提高了钒的浸出率。

[0133] 3、本具体实施方式所选用的激发剂和钙基载体，常规易得，环境友好，浸出过程不产生污染性气体。

[0134] 4、本具体实施方式所得的酸浸渣中钙含量高，有利于尾渣的综合利用。

[0135] 因此，本具体实施方式具有高效、环境友好和钒浸出率高的特点。