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预处理堆浸石煤湿法冶金提钒新工艺

2020-07-16 10:427570

钒是一种过渡金属元素, 在自然界中分布极为分散,故也称为稀散元素。钒的应用十分广泛, 在钢铁、有色金属、化工、合金、超导材料、汽车等工业领域都是不可或缺的重要元素〔1〕。传统石煤提钒工艺中一般采用钠化焙烧—水浸出—离子交换回收钒〔2〕,但此工艺存在三大弊端:一是加盐焙烧是产生氯气和盐酸,造成环境污染严重;二是浸出率低,v2o5回收率只有40%~50%,造成资源的严重浪费;三是最佳温度控制范围太窄,只在750~810℃焙烧最好,温度过低或过高都不利于浸出,所以现在已禁用此法。而后,又发展起湿法提钒新工艺,有碱法和酸法之分。由于酸法成本低,浸出率高而采用酸法较多。主要典型工艺流程有北京化工冶金院的原矿破碎细磨—加热搅拌浸出—多级浓密洗涤—萃取—反萃取—回收钒工艺流程,此法浸出率和回收率比传统方法都有大大提高,对环境的破坏也显著减小,但矿石要求细磨,固液分离困难,要六级浓密逆流洗涤,浸出率也不理想达70-80%。此外,还有生物浸出技术,其对环境友好、工艺简单,近年来发展比较迅速,已尝试用于从石煤中提取钒。

钒矿采用石煤脱碳后,原矿破至-4mm,拌酸加粘合剂制粒加助浸剂,放置一段时间,在一定温度下熟化一定时间后,能将不溶性三价钒转化成可溶性四价钒,采用堆浸使钒浸出率达到92%以上,应用前景良好。

1 矿样的基本性质

1.1矿样化学组成

矿样取自湖南衡阳县钒矿,矿样分为1、2矿样,其化学多元素分析结果见表1。

  表1  原矿化学多元素分析结果  %  

成分     v2o  sio2    cao    mgo   c     s    k2o    na2o   fe2o3     bao      al2o3    烧失

1矿样含量  1.1  87.2   0.25  0.68  0.20  0.15  1.70   2.54  2.30   0.47   7.7   6.40

2矿样含量 1.46  76.3   0.21  0.56  1.76  0.35  1.56   2.67  1.40   0.36   6.7   19.30

由表1可知,2种矿样性质相差较大,1矿样属于次生氧化矿,属于风化石煤钒矿,几乎不含碳,呈土黄色,比重较轻,易破碎;2矿样碳和硫含量较高,烧失量较高,有价金属为钒,常量金属为硅、铝、钾、钠、镁、钙 铁,属于石煤原生矿,含碳量较多,黑色,比重较大,难破碎。

2矿样的预处理条件试验

2.1 矿样破碎粒度对浸出率影响

2矿样经焙烧脱碳后,按1矿样与 2矿样4:1比例混合组成一个综合样进行处理,原矿综合品位为1.34%。矿样经破碎至-10mm、-8mm、-6mm 、-4mm后加入18%(w/w)浓硫酸,在温度130℃预处理10h后,取矿石100g,再按矿样与自来水1:2的固液比,搅拌浸出3h,过滤,洗渣,测渣品位,计算渣浸出率,其结果见表2。

表2 原矿粒度对浸出率的影响结果

最大矿石粒度/mm   原矿品位/%   渣品位/%   v2o5浸出率/%

-10.0          1.34          0.56       58.21

-8.0          1.34          0.42       68.66

-6.0          1.34          0.36       73.13

-4.0          1.34          0.22       83.58

由表2可知,矿样粒度越小,浸出率越高,在不采用磨机的情况下,-4mm粒度在工业上属比较小的粒度,同时是可以达到的粒度,所以试验采用矿石粒度为-4mm。

2.2  硫酸加入量对浸出率的影响。

 将矿样破至-4mm后,加入不同量的硫酸,在温度130℃预加热10h,再按矿样与自来水1:2的固液比,搅拌浸出3h过滤,洗渣,测渣品位,计算渣浸出率,其结果见表3

表3  酸用量与浸出率的关系 %

硫酸酸用量  原矿品位     渣品位   v2o5浸出率

  14          1.34        0.58      56.72

  16          1.34        0.43      67.91

  18          1.34        0.22      83.58

  20          1.34        0.20      85.07

  22          1.34        0.19      85.82

由表3可知,酸用量增加,v2o5浸出率增加,但浸出如铁和铝等杂质相应增加,酸耗成本增加,一般取酸耗量18%为宜。

2.3 助浸剂对浸出率的影响

为提高钒浸出率,对矿石中主要是不可溶三价钒,所以保持矿石合适氧化还原氛围很重要,其氧化成可溶性的四价而不能氧化成不可溶五价钒,对助浸剂的选择也很重要。

矿样经破碎至-4mm后,取100g样品,加入18%(w/w)浓硫酸后再加入一定量的助浸剂lk,在温度130℃预处理10h后,搅拌浸出3h,过滤,洗渣,测渣钒含量,计算渣浸出率,其结果见表4。

表4  助浸剂lk用量对浸出率的影响关系

lk用量/(kg/t·矿石)     原矿品位/%      渣品位/%   v2o5浸出率/%

0.0                1.34           0.22        83.58

1.0                1.34           0.20        85.07

1.6                1.34           0.18        86.57

2.0                1.34           0.14        89.55

2.4                1.34           0.14        89.55

由表4可知,随着助浸剂的加入,其浸出率提高,渣品位下降,其效果明显优于不加助浸剂;且当量添加量为2.0kg/ t·矿石与2.4kg/ t·矿石时,浸出率和渣品位相同,所以助浸剂lk用量为2.0kg/ t·矿石为宜。

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