粉煤灰酸浸综合回收钒、钾的方法
技术领域
本发明属于湿法冶金领域,具体涉及含钒型石煤燃烧发电、粉煤灰酸浸综合回收钒、钾的方法。
背景技术
石煤提钒是石煤资源综合利用的一个重要方面,我国从60年代起开始石煤提钒的相关研究与生产,石煤提钒技术水平已取得很大的提升,但提钒工艺中存在钒总回收率低、试剂消耗大、成本高、易产生污染等问题依然比较突出;并且石煤提钒理论研究较少,研究方法单一,尤其是对于焙烧过程、浸出过程的相关理论研究比较薄弱,这严重制约了提钒技术的发展。
石煤资源在陕西省安康地区十分丰富,与国内同类资源相比,其特点表现为:①发热值高,用来燃煤发电的热效率高;②燃煤飞灰钒、钾含量高,可以有价提取该元素;③提取后的废渣还可部分用做建材等行业。④整个项目的工艺技术路线符合国家《矿产资源节约与综合利用“十二五”规划》的“资源节约优先战略,加强矿产资源节约与综合利用,提高资源开发利用效率和水平”精神,和重点项目领域范畴。
目前全国利用石煤型钒矿提炼五氧化二钒的厂家,其生产工艺流程是将原矿直接冶炼,原矿五氧化二钒品位0.9—1%,冶炼回收率在60%左右,回收率低,资源浪费较大,耗用的材料多,成本较高。如果将石煤型钒矿进行高酸浸出,使五氧化二钒回收率提高到80%以上,又会出现杂质离子和伴生有益组分在浸出液中富集、进一步除杂和综合回收有益组分等一系列问题。
发明内容
本发明针对粉煤灰提钒工艺上必须高酸浸出带来的一系列问题,提供一种粉煤灰酸浸综合回收钒、钾的方法,其使工艺流畅,同时回收其他有价元素钾。
本发明的技术解决方案是:粉煤灰酸浸综合回收钒、钾的方法,包括以下步骤:
(1)浸出—粉煤灰中和作业
粉煤灰用硫酸和助浸剂氟化钙直接酸浸,硫酸用量为与粉煤灰质量百分比30%~50%,助浸剂氟化钙用量为与粉煤灰质量百分比3.5~5%、浸出时间7~12h、浸出温度90±5℃、浸出液体体积与固体重量的比2.5~3:1;浸出作业完成进行过滤固液分离,浸出上清液采用粉煤灰中和,其用量为酸浸粉煤灰用量的30~60%,粉煤灰中和温度50~60℃,中和时间3~4h;对浸出渣进行逆流浆化洗涤四次,每次洗水量与浸出作业液体体积相同,第四次洗涤水为石灰和洗水配制,每次洗水逆流返回,浸渣过滤堆存;
(2)硫酸铝钾结晶作业
粉煤灰中和上清液搅拌结晶,得到十二水硫酸铝钾结晶,结晶温度5~10℃;
(3)石灰中和作业
硫酸铝钾结晶尾液常温下进行石灰中和,pH=1.8±0.2,合并石灰中和上清液及一次洗水进入还原作业;中和渣堆存;
(4)还原作业
石灰中和上清液加入铁屑还原时间1.5~2h,铁屑加入量为还原溶液中V2O5金属量的5.5~6倍,温度38~42℃±,电位305~315mv左右,加入聚丙烯酰胺类絮凝剂用量20~30g/t-粉煤灰,沉降并静置2~3h,固液分离,还原上清液作为萃取原液,还原渣堆存;
(5)萃取—反萃取作业
中和液萃取采用7级逆流萃取,8级逆流反萃、3级逆流再生、1级逆流洗涤,有机相组成12.5%2-乙基己基磷酸+5%磷酸三丁酯+82.5%磺化煤油,反萃剂为1.5mol的硫酸溶液,再生剂为3mol的硫酸溶液;萃余液的废水处理是用石灰中和得到石灰渣和再生水,再生水返回浸出作业,反萃后贫有机相经过有机相再生返回萃取作业中;
(6)结晶—沉钒作业
反萃液常温下加氨水调pH值至2.0~2.2结晶,结晶时间4~5h,结晶析出铵明矾,固液分离后结晶尾液加氯酸钠氧化至溶液电位1050~1100mV,氧化温度60±5℃,氧化时间1~2h,加氨水至pH值2.2~2.5沉钒,沉钒温度92~95℃,沉钒时间2~4h,得到红钒;
(7)红钒煅烧作业
红钒烘干后的入煅烧炉在530~560℃下煅烧2~3h,产出精钒产品。
所述的粉煤灰为低热值3500大卡以下含钒型石煤矿或低热值2000大卡以下石煤型钒矿燃烧后的飞灰。
本发明的优点和积极效果是:本发明使用浸出上清液结晶回收钾、有效地利用部分杂质铝;从反水中结晶制备铵明矾,除进一步回收利用杂质铝外,也是最终产出合格精钒质量的保障;萃余液经处理返回浸出作业,无废水排放外,同时还提高了钾的回收率。采用本方法后:
(1)在硫酸用量不变的情况下,添加适量的助浸剂量,提高V2O5浸出率;浸出上清液采纳粉煤灰中和使石灰消耗量大大降低,。
(2)从粉煤灰中和液提取十二水硫酸铝钾、从反水中提取十二水硫酸铝铵等副产品,这种设置不仅确保了整个工艺的畅通,主钒产品的合格,还在该环节得到副产品,提高了产品的利润空间。
(3)结晶-沉钒作业能保证产出合格的精钒产品。
(4)工艺过程无废水排放。萃余液净化再生返回对提钒指标不产生影响,还可提高了钾的回收率。
(5)沉钒尾水中和,中和渣堆存,中性水可循环使用;沉钒氧化的氯气、浸出逸出气体经碱液吸收可达标。对环境污染很小。
附图说明
附图为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
以下实施例旨在进一步说明本发明,而非限制本发明。
实施例:
采用本方法陕西某地粉煤灰。该矿主要矿物为石英、粘土矿物,V2O5含量0.92%。所述的粉煤灰为低热值3500大卡以下含钒型石煤矿或低热值2000大卡以下石煤型钒矿燃烧后的飞灰。
(1)浸出—飞灰中和作业
加入粉煤灰40%的硫酸及3.50%的助浸剂氟化钙,液固比(浸出液体体积与固体重量的比值)2.5:1,在90℃,浸出反应7h。浸出作业完成进行固液分离,浸出上清液采用粉煤灰中和,其用量为浸出粉煤灰用量的55%,粉煤灰中和温度50℃,中和时间4h。固液分离通畅。中和液含V2O5含量5.5g/L左右。V2O5浸出率为82.90%,K2O浸出率51.30%。
浸出渣进行逆流浆化洗涤四次,每次洗水量与浸出作业液体体积相同,第四次洗涤为石灰水,洗水逆流返回,浸渣堆存;第四次用萃余液再生水洗涤并加石灰中和至pH大于5。浸出渣中V2O5含0.15%,渣产率为102%。
(2)硫酸铝钾结晶作业
浸出上清液加入粉煤灰中和,其用量为浸出粉煤灰用量的30—60%,粉煤灰中和上清液搅拌结晶,得到十二水硫酸铝钾结晶,结晶温度5—10℃。飞灰中和上清液进行硫酸铝钾结晶是保障整个提钒工艺畅通的前提,结晶温度5—10℃,结晶产品中氧化钾回收率占飞灰中和后液金属量的45%以上。产品十二水硫酸铝钾符合国标。
(3)石灰中和作业
硫酸铝钾结晶尾液常温下进行石灰中和,pH=1.8±0.2。合并石灰中和上清液及一次洗水进入下步作业。石灰中和作业钒回收率为97.09%、渣产率4.7%。石灰中和过程中必须严格控制溶液pH<2,否则V2O5损失快速上升。
(4)还原作业
用机加工铁屑还原时间约2h,铁屑加入量为还原溶液中V2O5金属量的6倍,温度40℃±,电位310mv左右,加入絮凝剂AL9020,絮凝剂用量20-30g/t-粉煤灰,沉降并静置2-3h。采用分泥斗固液分离,还原上清液作为萃取原液,还原渣堆存。还原作业钒回收率为99.65%。
(5)萃取—反萃取作业
萃取采用7级逆流萃取,8级逆流反萃、3级逆流再生、1级逆流洗涤。有机相组成12.5%(2-乙基己基磷酸)+5%(磷酸三丁酯)+82.5%(磺化煤油),反萃剂为1.5mol的硫酸溶液,再生剂为3mol的硫酸溶液,萃余液废水处理是用石灰中和得到石灰渣和再生水,再生水返回浸出作业,反萃后贫有机相经过有机相再生返回萃取作业中;萃取反萃取产出产品为反水,其V2O5含量40g/l左右,总铁含量为0.30g/l左右。扩大试验萃取与反萃取率为97.21%。
(6)结晶—沉钒作业
反萃液常温下加氨水调pH值至2.0结晶,结晶时间4h,结晶析出铵明矾,固液分离后,结晶尾液加氯酸钠氧化至溶液电位1050-1100mV,氧化温度60℃,氧化时间1h,加氨水至pH值2.5沉钒,沉钒温度93℃,沉钒时间2h;得到红钒,结晶洗水(0.5倍反水量)返回配置反萃剂。结晶—沉钒过程中结晶析出铵明矾,结晶过程V2O5回收率99.44%,沉钒率98.34%。结晶—沉钒作业V2O5回收率97.76%。
(7)红钒煅烧作业
烘干后的红钒入煅烧炉在530~560℃下煅烧3.0h,产出产品V2O5品位为98.13%,质量达到了GB1895—2004标准,红钒煅烧产出含氨废气,用沉钒二次洗涤水+三次洗涤水吸收。
从原料粉煤灰到精钒产品,V2O5总回收率为76.52%,氧化钾的总回收率在39.57%以上。
本发明工艺体现的特点:
1、浸出时硫酸浓度及助浸剂是保证V2O5浸出率首要条件。
2、改用粉煤灰替代一般酸浸工艺用石灰中和的方案,不仅有效降低了石灰消耗量,还避免了钒的损失。
3、将萃余液净化再生水返回浸出段,不仅水得到循环利用,而且提高了钾的总回收率。
4、从飞灰中和液提取硫酸铝钾、从反水中提取铵明矾等副产品,这种工艺设置确保了整个工艺的畅通,最终产品的合格。在该环节得到副产品,降低了生产成本,最大限度提高了副产品的利润空间。
5、废水:90%以上的水得到循环使用,10%的废水经处理达到环保要求;废水无排放。
6、废渣经初步考证和试验,部分渣可用作建材材料。