一種從石煤焙燒料中浸出釩的方法與流程
2023-06-17 05:01:46
本發明屬於含釩石煤技術領域。具體涉及一種從石煤焙燒料中浸出釩的方法。
背景技術：
石煤是我國一種重要的含釩資源，在我國儲量豐富，其碳氫含量較高，具有一定的熱值，且硬度較高、難磨。石煤中除矽含量高之外，鋁含量也較高。當前石煤提釩的常規流程是焙燒-浸出-淨化富集-沉釩-煅燒。石煤焙燒料的浸出工藝多以酸性浸出為主，酸性浸出對金屬的選擇性較差，釩鋁浸出相關性高，因此釩浸出同時鋁也被大量浸出，導致溶劑萃取過程的鋁共萃率高，且所得酸浸液的pH值較低，硫酸沒有得到充分利用，後續調pH值的鹼耗量高，使得生產成本增高。
邴桔等（邴桔，龔勝，龔竹青．從石煤中提取五氧化二釩的工藝研究[J]．稀有金屬，2007，31（5）：670-675）將石煤焙燒樣在液固比為1ml/g和浸出溫度為103℃的條件下，用二次浸出液補加少量硫酸進行一次浸出，一次浸出渣用高濃度酸二次浸出，釩的總浸出率達84％。該浸出工藝將二次浸出液循環改善了酸利用效果，但由於二段浸出酸用量過高，使得浸出液pH值較低，且釩總浸出率不高。
「一種工業上可行的石煤釩礦提取五氧化二釩的工藝」（CN104232939A）專利技術，該技術先將550℃的石煤焙燒料水淬至55℃，用溼法磨漿機和分級機進行分級和初級水浸取，然後進行樹脂在漿法浸取與交換。該浸取工藝將浸出和離子交換合為一步，縮短了流程，但對所需設備要求高，樹脂在漿法對樹脂損耗較大，且不利於實現工業化。
「一種餘酸回收利用的石煤釩礦浸出工藝」（CN104988337A）專利技術，該技術採用高酸浸出-固液分離-釩酸分離-酸水返回浸出的工藝，該方法將浸出液中的釩酸分離，回收殘餘硫酸，提高了酸的利用率，但釩酸分離工序較為複雜和分離效率不高，導致工藝流程增長，生產成本提高，且浸出液中雜質離子含量高。
「一種石煤釩礦的兩級熟化提釩方法」（CN104451201A）專利技術，該技術採用高溫熟化-水浸-低溫熟化-水浸的工藝，能夠提高酸的利用率，但熟化提釩對設備耐腐蝕和耐高溫要求高，兩段固液分離和兩段水浸導致流程較長，生產成本較高，且所得浸出液中雜質含量高。
綜上所述，現有的酸浸工藝雖然存在各自的優點，但仍存在浸出液中雜質離子含量高，後續調pH值鹼耗量大和難易實現工業化等缺點。
技術實現要素：
本發明旨在克服現有酸浸技術缺陷，目的是提供一種生產成本低和易於工業化的從石煤焙燒料中浸出釩的方法，該方法的釩浸出率高和浸出液中雜質離子含量低。
為實現上述目的，本發明採用的技術方案的步驟是：
步驟一、磨礦
將石煤焙燒料細磨至粒度小於74μm佔75～90wt%，得到石煤焙燒粉料。
步驟二、調漿
按液固比為800～1200L/t將所述石煤焙燒粉料與水混合均勻，製得混合礦漿。
步驟三、濃酸浸出
先將所述混合礦漿給入浸出槽，再按每噸所述石煤焙燒粉料中濃硫酸的加入量為225～450L，向所述浸出槽加入所述濃硫酸；然後在通入150～300℃水蒸氣和轉速為250～400r/min的條件下攪拌1～2h，得到酸浸漿。
步驟四，分段浸出
按照酸浸漿流經浸出裝置的先後順序，浸出工藝分為三段浸出：
Ⅰ段浸出是：所述酸浸漿流入Ⅰ段浸出裝置，在90～100℃和250～400r/min的條件下，按每噸所述石煤焙燒粉料的氟化鈣加入量為50～70kg，向所述Ⅰ段浸出裝置的第一個單級攪拌浸出槽中加入氟化鈣，浸出1～3h。
Ⅱ段浸出是：將Ⅰ段浸出的酸浸漿流入Ⅱ段浸出裝置，在50～70℃和250～400r/min的條件下浸出1～2h，再按每噸所述石煤焙燒粉料的調後渣加入量為50～150kg，向所述Ⅱ段浸出裝置的最末一個單級攪拌浸出槽中加入所述調後渣，繼續浸出0.5～0.8h。
Ⅲ段浸出是：將Ⅱ段浸出的酸浸漿流入Ⅲ段浸出裝置，在常溫和100～200r/min的條件下，按每噸所述石煤焙燒粉料的除鋁劑加入量為122～180kg，向所述Ⅲ段浸出裝置的第一個單級攪拌浸出槽中加入所述除鋁劑，浸出1～6h，得到終酸浸漿。
步驟五，固液分離
將所述終酸浸漿進行固液分離，得到終酸浸液和浸出渣。
步驟六，調pH值
用氧化鈣或氫氧化鈣調節所述終酸浸液的pH值為1.5～1.8，固液分離，得到調後酸浸液和調後渣；所述調後渣返回步驟四的Ⅱ段浸出工藝。
所述浸出裝置是由Ⅰ段浸出裝置、Ⅱ段浸出裝置和Ⅲ段浸出裝置串聯而成；其中：Ⅰ段浸出裝置由2～4個單級攪拌浸出槽串聯組成，Ⅱ段浸出裝置由2～3個單級攪拌浸出槽串聯組成，Ⅲ段浸出裝置由1～3個單級攪拌浸出槽串聯組成。
所述石煤焙燒料的含釩量為0.4～1.2wt%，其中賦存於雲母類礦物的釩量為石煤焙燒料的含釩量的60～95wt%。
所述濃硫酸的濃度為90～98.3wt%。
所述氟化鈣的純度為90～98wt%；粒度小於74μm佔60～95wt%。
所述除鋁劑為硫酸鉀和硫酸銨中的一種以上。
由於採用上述方法，本發明與現有酸浸工藝相比所產生的有益效果是：
1、本發明採用高濃度硫酸浸出石煤焙燒料，高濃度的氫離子促進了石煤中矽鋁酸鹽結構的破壞，不僅有利於降低氟化鈣用量，降低生產成本低，且有利於提高釩浸出率。
2、本發明在不同的反應溫度條件下進行分段浸出，使不同的反應溫度在浸出過程中得到充分發揮，降低了傳統連續浸出的高溫能耗，增強了氟化鈣對石煤中矽酸鹽結構的分解效果。
3、本發明利用調後渣中的殘餘氧化鈣或氫氧化鈣調節Ⅱ段浸出的酸浸漿的pH值，消除了由於調pH渣吸附卷帶釩造成的釩損失，本發明所得終酸浸液的pH值提高至0.8～1.2，降低了後續調終酸浸液pH值的鹼用量。
4、本發明在常溫環境下攪拌，自然降溫，加入除鋁劑結晶除鋁，使提釩和降鋁在浸出環節中一步實現。浸出方法的生產成本低，所用的浸出設備結構簡單，易於實現工業化。
5、採用本發明所述的浸出工藝處理石煤焙燒料，釩浸出率達85%以上，酸利用率大於90%。
因此，本發明生產成本低和易於工業化，具有釩浸出率高和浸出液中雜質離子含量低的特點。
具體實施方式
下面結合具體實施方式對本發明作進一步的描述，並非對其保護範圍的限制。
本具體實施方式中：
所述濃硫酸的濃度為90～98.3wt%。
所述氟化鈣的純度為90～98wt%；粒度小於74μm佔60～95wt%。
實施例中不再贅述。
實施例1
一種從石煤焙燒料中浸出釩的方法。本實施例所述方法的步驟是：
步驟一、磨礦
將石煤焙燒料細磨至粒度小於74μm佔75～81wt%，得到石煤焙燒粉料。
步驟二、調漿
按液固比為800～950L/t將所述石煤焙燒粉料與水混合均勻，製得混合礦漿。
步驟三、濃酸浸出
先將所述混合礦漿給入浸出槽，再按每噸所述石煤焙燒粉料中濃硫酸的加入量為225～310L，向所述浸出槽加入所述濃硫酸；然後在通入150～200℃水蒸氣和轉速為250～300r/min的條件下攪拌1～1.4h，得到酸浸漿。
步驟四，分段浸出
按照酸浸漿流經浸出裝置的先後順序，浸出工藝分為三段浸出工藝：
Ⅰ段浸出是：所述酸浸漿流入Ⅰ段浸出裝置，在90～94℃和250～300r/min的條件下，按每噸所述石煤焙燒粉料的氟化鈣加入量為50～58kg，向所述Ⅰ段浸出裝置的第一個單級攪拌浸出槽中加入氟化鈣，浸出1～1.7h。
Ⅱ段浸出是：將Ⅰ段浸出的酸浸漿流入Ⅱ段浸出裝置，在50～58℃和250～300r/min的條件下浸出1～1.4h，再按每噸所述石煤焙燒粉料的調後渣加入量為50～90kg，向所述Ⅱ段浸出裝置的最末一個單級攪拌浸出槽中加入所述調後渣，繼續浸出0.5～0.6h。
Ⅲ段浸出是：將Ⅱ段浸出的酸浸漿流入Ⅲ段浸出裝置，在常溫和100～140r/min的條件下，按每噸所述石煤焙燒粉料的除鋁劑加入量為122～140kg，向所述Ⅲ段浸出裝置的第一個單級攪拌浸出槽中加入所述除鋁劑，浸出1～3h，得到終酸浸漿。
步驟五，固液分離
將所述終酸浸漿進行固液分離，得到終酸浸液和浸出渣。
步驟六，調pH值
用氧化鈣或氫氧化鈣調節所述終酸浸液的pH值為1.5～1.6，固液分離，得到調後酸浸液和調後渣；所述調後渣返回步驟四的Ⅱ段浸出工藝。
所述浸出裝置是由Ⅰ段浸出裝置、Ⅱ段浸出裝置和Ⅲ段浸出裝置串聯而成；其中：Ⅰ段浸出裝置由2個單級攪拌浸出槽串聯組成，Ⅱ段浸出裝置由2個單級攪拌浸出槽串聯組成，Ⅲ段浸出裝置由1個單級攪拌浸出槽串聯組成。
所述石煤焙燒料的含釩量為0.4～0.8wt%，其中賦存於雲母類礦物的釩量為石煤焙燒料的含釩量的60～71wt%。
所述除鋁劑為硫酸鉀。
本實施例所述的浸出工藝處理石煤焙燒料：釩浸出率為85.02~90.10%；酸利用率大於90~92%。
實施例2
一種從石煤焙燒料中浸出釩的方法。本實施例所述方法的步驟是：
步驟一、磨礦
將石煤焙燒料細磨至粒度小於74μm佔80～86wt%，得到石煤焙燒粉料。
步驟二、調漿
按液固比為940～1090L/t將所述石煤焙燒粉料與水混合均勻，製得混合礦漿。
步驟三、濃酸浸出
先將所述混合礦漿給入浸出槽，再按每噸所述石煤焙燒粉料中濃硫酸的加入量為300～380L，向所述浸出槽加入所述濃硫酸；然後在通入200～250℃水蒸氣和轉速為300～350r/min的條件下攪拌1.3～1.7h，得到酸浸漿。
步驟四，分段浸出
按照酸浸漿流經浸出裝置的先後順序，浸出工藝分為三段浸出工藝：
Ⅰ段浸出是：所述酸浸漿流入Ⅰ段浸出裝置，在93～97℃和300～350r/min的條件下，按每噸所述石煤焙燒粉料的氟化鈣加入量為57～65kg，向所述Ⅰ段浸出裝置的第一個單級攪拌浸出槽中加入氟化鈣，浸出1.6～2.3h。
Ⅱ段浸出是：將Ⅰ段浸出的酸浸漿流入Ⅱ段浸出裝置，在57～65℃和300～350r/min的條件下浸出1.3～1.7h，再按每噸所述石煤焙燒粉料的調後渣加入量為80～120kg，向所述Ⅱ段浸出裝置的最末一個單級攪拌浸出槽中加入所述調後渣，繼續浸出0.6～0.7h。
Ⅲ段浸出是：將Ⅱ段浸出的酸浸漿流入Ⅲ段浸出裝置，在常溫和130～170r/min的條件下，按每噸所述石煤焙燒粉料的除鋁劑加入量為130～160kg，向所述Ⅲ段浸出裝置的第一個單級攪拌浸出槽中加入所述除鋁劑，浸出2～5h，得到終酸浸漿。
步驟五，固液分離
將所述終酸浸漿進行固液分離，得到終酸浸液和浸出渣。
步驟六，調pH值
用氧化鈣或氫氧化鈣調節所述終酸浸液的pH值為1.6～1.7，固液分離，得到調後酸浸液和調後渣；所述調後渣返回步驟四的Ⅱ段浸出工藝。
所述浸出裝置是由Ⅰ段浸出裝置、Ⅱ段浸出裝置和Ⅲ段浸出裝置串聯而成；其中：Ⅰ段浸出裝置由3個單級攪拌浸出槽串聯組成，Ⅱ段浸出裝置由2個單級攪拌浸出槽串聯組成，Ⅲ段浸出裝置由2個單級攪拌浸出槽串聯組成。
所述石煤焙燒料的含釩量為0.7～1.0wt%，其中賦存於雲母類礦物的釩量為石煤焙燒料的含釩量的70～83wt%。
所述除鋁劑為硫酸銨。
本實施例所述的浸出工藝處理石煤焙燒料：釩浸出率為89.33~94.54%；酸利用率大於91~93%。
實施例3
一種從石煤焙燒料中浸出釩的方法。本實施例所述方法的步驟是：
步驟一、磨礦
將石煤焙燒料細磨至粒度小於74μm佔85～90wt%，得到石煤焙燒粉料。
步驟二、調漿
按液固比為1080～1200L/t將所述石煤焙燒粉料與水混合均勻，製得混合礦漿。
步驟三、濃酸浸出
先將所述混合礦漿給入浸出槽，再按每噸所述石煤焙燒粉料中濃硫酸的加入量為370～450L，向所述浸出槽加入所述濃硫酸；然後在通入250～300℃水蒸氣和轉速為350～400r/min的條件下攪拌1.6～2h，得到酸浸漿。
步驟四，分段浸出
按照酸浸漿流經浸出裝置的先後順序，浸出工藝分為三段浸出工藝：
Ⅰ段浸出工藝是：所述酸浸漿流入Ⅰ段浸出裝置，在96～100℃和350～400r/min的條件下，按每噸所述石煤焙燒粉料的氟化鈣加入量為64～70kg，向所述Ⅰ段浸出裝置的第一個單級攪拌浸出槽中加入氟化鈣，浸出2.3～3h。
Ⅱ段浸出工藝是：將Ⅰ段浸出的酸浸漿流入Ⅱ段浸出裝置，在64～70℃和350～400r/min的條件下浸出1.6～2h，再按每噸所述石煤焙燒粉料的調後渣加入量為110～150kg，向所述Ⅱ段浸出裝置的最末一個單級攪拌浸出槽中加入所述調後渣，繼續浸出0.7～0.8h。
Ⅲ段浸出工藝是：將Ⅱ段浸出的酸浸漿流入Ⅲ段浸出裝置，在常溫和160～200r/min的條件下，按每噸所述石煤焙燒粉料的除鋁劑加入量為150～180kg，向所述Ⅲ段浸出裝置的第一個單級攪拌浸出槽中加入所述除鋁劑，浸出4～6h，得到終酸浸漿。
步驟五，固液分離
將所述終酸浸漿進行固液分離，得到終酸浸液和浸出渣。
步驟六，調pH值
用氧化鈣或氫氧化鈣調節所述終酸浸液的pH值為1.7～1.8，固液分離，得到調後酸浸液和調後渣；所述調後渣返回步驟四的Ⅱ段浸出工藝。
所述浸出裝置是由Ⅰ段浸出裝置、Ⅱ段浸出裝置和Ⅲ段浸出裝置串聯而成；其中：Ⅰ段浸出裝置由4個單級攪拌浸出槽串聯組成，Ⅱ段浸出裝置由3個單級攪拌浸出槽串聯組成，Ⅲ段浸出裝置由3個單級攪拌浸出槽串聯組成。
所述石煤焙燒料的含釩量為0.9～1.2wt%，其中賦存於雲母類礦物的釩量為石煤焙燒料的含釩量的82～95wt%。
所述除鋁劑為硫酸鉀和硫酸銨的混合物。
本實施例所述的浸出工藝處理石煤焙燒料：釩浸出率為93.62~98.02%；酸利用率大於92~95%。
本具體實施方式與現有酸浸工藝相比所產生的有益效果是：
1、本具體實施方式採用高濃度硫酸浸出石煤焙燒料，高濃度的氫離子促進了石煤中矽鋁酸鹽結構的破壞，不僅有利於降低氟化鈣用量，降低生產成本低，且有利於提高釩浸出率。
2、本具體實施方式在不同的反應溫度條件下進行分段浸出，使不同的反應溫度在浸出過程中得到充分發揮，降低了傳統連續浸出的高溫能耗，提高了氟化鈣對石煤中矽酸鹽結構的分解效果。
3、本具體實施方式利用調後渣中的殘餘氧化鈣或氫氧化鈣調節Ⅱ段浸出的酸浸漿的pH值，消除了由於調pH渣吸附卷帶釩造成的釩損失，本具體實施方式所得終酸浸液的pH值提高至0.8～1.2，降低了後續調終酸浸液pH值的鹼用量。
4、本具體實施方式在常溫環境下攪拌，自然降溫，加入除鋁劑結晶除鋁，使提釩和降鋁在浸出環節中一步實現。浸出方法的生產成本低，所用的浸出設備結構簡單，易於實現工業化。
5、採用本具體實施方式所述的浸出工藝處理石煤焙燒料：釩浸出率達85%以上；酸利用率大於90%。
因此，本具體實施方式生產成本低和易於工業化，具有釩浸出率高和浸出液中雜質離子含量低的特點。