CN109136551B - 一种从高钙石煤中提取钒的方法 - Google Patents

一种从高钙石煤中提取钒的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN109136551B
CN109136551B CN201811269333.9A CN201811269333A CN109136551B CN 109136551 B CN109136551 B CN 109136551B CN 201811269333 A CN201811269333 A CN 201811269333A CN 109136551 B CN109136551 B CN 109136551B
Authority
CN
China
Prior art keywords
sulfuric acid
closed
stone coal
vanadium
curing
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Active
Application number
CN201811269333.9A
Other languages
English (en)
Other versions
CN109136551A (zh
Inventor
程先忠
胡廷平
张瑞华
周国庆
彭新宇
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Wuhan Polytechnic University
Original Assignee
Wuhan Polytechnic University
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Wuhan Polytechnic University filed Critical Wuhan Polytechnic University
Priority to CN201811269333.9A priority Critical patent/CN109136551B/zh
Publication of CN109136551A publication Critical patent/CN109136551A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN109136551B publication Critical patent/CN109136551B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Images

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/02—Apparatus therefor
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B34/00—Obtaining refractory metals
    • C22B34/20—Obtaining niobium, tantalum or vanadium
    • C22B34/22—Obtaining vanadium
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Processing Of Solid Wastes (AREA)
  • Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)

Abstract

本发明公开一种从高钙石煤中提取钒的方法，包括以下步骤：将原矿在球磨机进行湿法磨矿得到的矿浆直接输送到密闭池中，并与浓硫酸直接进行混合，借助浓硫酸的稀释热及化学反应热对高钙石煤进行熟化处理；然后在密闭池中加水，鼓气搅动以浸取钒，固液分离后得到蓝色的浸钒溶液，用于制备V2O5产品。本发明采用湿法磨矿，无须烘矿直接进行磨矿，磨矿产量高、噪音小、无粉尘；熟化渣为稀泥状无需粉碎，可以直接加水浸取钒；熟化工序采用保温隔热的密闭池，有利于熟化效率；熟化池与淋洗塔相结合，有效防止了熟化时废气对环境的污染。本发明较好克服了现有浓硫酸熟化提钒技术中存在的工艺繁琐、成本高、环境污染的问题。

Description

一种从高钙石煤中提取钒的方法
技术领域
本发明属于湿法冶金技术领域，更具体地，涉及一种从高钙石煤中提取钒的方法。
背景技术
高钙石煤是含钒石煤矿中的一种，其CaO含量通常在5％以上，是重要的提钒资源之一。但高钙石煤由于富含大量白云岩、方解石、石灰石类矿物，在提钒行业是较难处理的一类矿石。如采用传统的焙烧-酸浸法，在浸取过程中会生成钒酸钙导致钒的浸取率低，为了提高钒的浸取率，不少发明专利公开了浮选法除去含钙的矿物。已公开的中国发明专利(公开号CN103706465A、CN102274795A、CN103484667A、CN105032598A)提出了一种浮选选矿方法来处理高钙石煤，技术方案为低温焙烧脱碳-药剂浮选除钙-高温焙烧氧化低价钒、水浸提钒的工艺，钒的浸取率在65～80％。
用浓硫酸熟化提钒技术是一种比较环境友好型的方法，已经公开了许多这个方面的发明专利。但现有的浓硫酸熟化法存在着许多不足：如干粉粉碎过程中存在着磨矿产量低、噪音大、粉尘飞扬的问题；干粉与浓硫酸混合搅拌时会损坏电机，用皮带传输时混合料时浓硫酸易损坏皮带；熟化混合物露天或敞开堆放时，浓硫酸与矿物反应时释放出的SO2、CO2、HCl 等废气存在着对环境污染的隐患；熟化渣易结块变得坚硬，用水浸取钒之前需要增加一道粉碎打散工序，这样比较繁琐。因此，需要对现有的浓硫酸熟化法进行改进。
发明内容
本发明针对现有的硫酸熟化法的不足，旨在解决现有从钒渣中进行熟化提钒技术中存在的磨矿产量低、工序繁琐、搅拌机易损坏、环境污染等的问题。
为了实现上述目的，本发明提供一种从高钙石煤中提取钒的方法，该方法采用如下所述的***，该***包括：
密闭池、硫酸罐、球磨机；
所述密闭池分别与所述硫酸罐及所述球磨机连接；
该方法包括：
步骤S1：将高钙石煤与水输入到球磨机中进行湿法磨矿，得到流动性的矿浆；
步骤S2：将流动性的矿浆输入到密闭池中，同时通过硫酸罐将浓硫酸输入到密闭池中，对高钙石煤进行自热熟化，得到稀泥状的熟化料；
步骤S3：向密闭池中加水，并鼓气搅拌，以进行钒的浸取，得到固液混合物；
步骤S4：将密闭池中的固液混合物抽出，进行固液分离，得到浸钒溶液。
作为本发明优选的实施方式，在实施步骤S1之前，先将高钙石煤块矿用振动筛筛选小于10cm的部分输入到球磨机中。
作为本发明优选的实施方式，所述***还包括淋洗塔和碱液池，所述密闭池顶部设置有排气孔，所述淋洗塔与所述排气孔通过排气管连接；所述碱液池通过高压泵与所述淋洗塔中的喷雾管连接，所述喷雾管用于喷淋 NaOH/H2O2混合碱水溶液；所述方法还包括将步骤S2中自热熟化过程中产生的废气输送到淋洗塔中进行吸收处理。
作为本发明优选的实施方式，所述高钙石煤中的CaO的含量≥ 8.14wt％。
作为本发明优选的实施方式，所述高钙石煤中V2O5的质量分数为0.8～2.1％。
作为本发明优选的实施方式，所述高钙石煤的块状粗细小于10cm，含水量为3～9wt％。
作为本发明优选的实施方式，步骤S1中，相对于高钙石煤，水的加入量为28～38wt％。该加水量比干法熟化后的加水量大，一般干法熟化加水量为8-12％。本发明的水是在粉碎时加入的，这样能完成湿法磨矿，同时能形成矿浆，在混合料管道中流动，输送到密闭池中。优点之一是加入此范围的循环水后能进行湿法磨矿，无粉尘、无噪音产生，且产量大。二是有流动性，在密闭池中与浓硫酸自动混合，熟化时是稀泥状，熟化后也是稀泥状，不结块，可以向池中直接注水浸取钒。
作为本发明优选的实施方式，步骤S2中，相对于步骤S1中的高钙石煤，浓硫酸的加入量为38～45wt％。本发明中浓硫酸的消耗量大，但有利于浓硫酸稀释发热，该用量可保持熟化温度为135～165℃，密闭池中的高钙石煤通过硫酸稀释产生的自热进行熟化，整个熟化过程没有进行外加热，没有反应完的浓硫酸还能与矿石中其他有价金属元素反应生成硫酸盐溶出。如果硫酸加入量低于38％，熟化温度就低，高钙石煤熟化不完全，钒浸取率就低。如硫酸加入量超过50％，就高了造成浪费，下一步调节PH值时加入的氢氧化钠需要的就多，增加了生产成本。所以浓硫酸的加入量在上述范围最为恰当。
作为本发明优选的实施方式，步骤S3中，相对于1kg步骤S1中的高钙石煤，水的加入量为2～3L。
作为本发明优选的实施方式，步骤S1中，湿法磨矿的时间为10～20min，得到的流动性的矿浆的粒径为80～120目。上述湿法磨矿的时间保证了得到的流动性的矿浆的粒径为80～120目。其中，球磨机磨矿的产量为25吨/小时，这种湿法磨矿消除了噪音和粉尘的污染，同时增加了磨矿量。
作为本发明优选的实施方式，步骤S2中，熟化的时间为24～32h，熟化的温度为135～165℃，熟化时的压力为0.12～0.18MPa。以上数值范围保证了高钙石煤与浓硫酸的充分反应，温度高有利于硫酸溶解金属钒的化学反应，温度低反应就慢，钒浸取率就低。温度太高，会造成密闭池压力过大，引起密闭池开裂，经发明人实验验证，上述压力范围为最合适的压力范围。
根据本发明，步骤S2中，具体的，当高钙石煤达到105～120吨时，停止向密闭池中输入矿浆，将混合料管道移至第二个密闭池；同时关闭排气控制阀、进料口、抽料口，此时密闭池内产生135～165℃的高温蒸汽，***热电偶观察温度变化，连接压力表观察密闭池内的蒸汽的压力，让高钙石煤在密闭池中进行熟化，得稀泥状熟化料，鼓气钢管能直接插到密闭池的底部，说明熟化料无结块。
作为本发明优选的实施方式，步骤S3中，鼓气搅拌的时间为1～2.5h，鼓气搅拌采用空气压缩机，压力为6～10MPa。
根据本发明，具体的，步骤S4中，用耐酸泵将密闭池中的固液混合物抽出，输送至压滤机，进行固液分离并收集浸钒溶液，浸钒溶液为深蓝色溶液，为四价钒的溶液，此浸钒溶液通过调节pH值、加双氧水氧化、树脂吸附、强碱洗脱、氯化铵沉钒处理，能制得偏钒酸铵或五氧化二钒产品。
作为本发明优选的实施方式，上述方法中采用的水为工业循环水，是各生产工序排放出的工业用水集中收集，先后用石灰、液碱、硫化钠溶液等沉淀、过滤处理净化后的水，循环水避免了废水向外排放，造成环境污染。
作为本发明优选的实施方式，所述密闭池上设置有多个抽料口、多个进料口。
作为本发明优选的实施方式，所述硫酸罐通过硫酸输出管与所述密闭池连接，所述硫酸输出管连接密闭池的一端直接伸入密闭池上的进料口中。
作为本发明优选的实施方式，所述球磨机通过混合料输送管道与所述密闭池连接，所述混合料管道连接密闭池的一端直接伸入密闭池上的进料口中。
作为本发明优选的实施方式，所述混合料输送管道为PVC管、PE管、钢管或铸铁管。
作为本发明优选的实施方式，所述密闭池的底面与水平方向的夹角为 8～12°。
作为本发明优选的实施方式，所述排气管上设置有多个排气控制阀，用于废气排放的控制。
作为本发明优选的实施方式，所述淋洗塔与所述排气管之间还设置有抽风机I。
作为本发明优选的实施方式，所述淋洗塔上设置有出气口。
根据本发明，所述喷雾管喷淋的NaOH/H2O2混合碱水溶液，用以吸收废气中的SO2、CO2、HCl气体；更优选的，所述NaOH/H2O2混合碱水溶液中，NaOH和H2O2的质量分数分别为4～6％和2～4％。作为本发明优选的实施方式，所述喷雾管更优选为多层。
作为本发明优选的实施方式，所述硫酸输出管上设置有硫酸计量泵。
作为本发明优选的实施方式，所述硫酸罐上还连接有硫酸输入管。
作为本发明优选的实施方式，所述硫酸罐相对于水平面的高度高于密闭池。利用落差可使矿浆自动流入到密闭池中，这样湿法磨矿产生的矿浆不需要与浓硫酸进行搅拌混合。
作为本发明优选的实施方式，所述球磨机还连接有料斗，料斗上设置有循环水输入管。
作为本发明优选的实施方式，所述混合料管道上设置有矿浆控制阀。
作为本发明优选的实施方式，所述硫酸输出管上设置有硫酸控制阀。
作为本发明优选的实施方式，所述密闭池为一容积为260～400m3的水泥建筑物，呈长方形，内壁均进行耐酸处理；所述密闭池整体深入地下 2.5～3.5米，池底为一坡形，向前倾斜8～12o用来汇集底部的固液混合物，并有利于耐酸泵完全抽出固液混合物。
作为本发明优选的实施方式，所述进料口位于密闭池的中部，用以输入所述矿浆和浓硫酸；所述的抽料口位于密闭池前部，用以从密闭池中加水和抽取固液混合物；所述排气孔位于密闭池的后部，用以排出所述密闭池内产生的废气和多余的水蒸汽。
与现有熟化技术相比，本发明的优点在于：
本发明提供的技术方案中，高钙石煤的原料是通过的湿法进行磨矿，不进行预先烘干，直接输入到球磨机中加水进行湿法磨矿，其优点是湿法磨矿产量高、噪音小、无粉尘产生，能提供高效率、无噪音、无粉尘污染的生产环境；将湿法磨矿所得的矿浆，通过PVC管道直接输入到密闭池中与浓硫酸混合，无需将矿浆与浓硫酸进行搅拌混合，简化了生产工序，节约了成本；随后在密闭池中直接加水，鼓气搅动浸取钒，无需将熟化料取出粉碎、制浆来浸取钒，也大大简化了生产工序、节约了时间。本发明还特别注重环境保护和节约能源，提出的密闭池具有保温隔热、一池两用的功能，在熟化时无须进行外加热，靠自身熟化反应产生的热能能维持高钙石煤的熟化温度在135～165℃，熟化压力在0.12～0.18MP范围，其最大优点是能收集熟化过程中产生的SO2、CO2、HCl等废气，并通过淋洗塔吸收处理这些废气，实现废气零排放，达到环境保护的要求。本发明提供的技术方案是一种环境友好型的熟化提钒方法，解决了现有熟化提钒技术中存在的工序繁琐、成本高、废气污染的问题。
因此，本发明具有提钒效率高和污染低的特点。经测定，钒的浸出率达92.26～99.61％，可实现无污染对高钙石煤进行提钒。
本发明的其它特征和优点将在随后具体实施方式部分予以详细说明。
附图说明
通过结合附图对本发明示例性实施方式进行更详细的描述，本发明的上述以及其它目的、特征和优势将变得更加明显，其中，在本发明示例性实施方式中，相同的参考标号通常代表相同部件。
图1示出了根据本发明的一个实施例的流程示意图。
图2示出了根据本发明的一个实施例采用的湿法磨矿-密闭熟化提钒***的示意性结构图。
附图标记说明：1-密闭池；2-抽料口；3-进料口；4-排气孔；5-排气管； 501-排气控制阀；6-抽风机I；7-淋洗塔；701-喷雾管；8-出气口；9-高压泵； 10-碱液池；11-硫酸计量泵；1101-硫酸输出管；12-硫酸输入管；13-硫酸罐； 14-循环水输入管；16-料斗；17-球磨机；1701-混合料输送管道；301-矿浆控制阀；302-硫酸控制阀。
具体实施方式
下面将更详细地描述本发明的优选实施方式。虽然以下描述了本发明的优选实施方式，然而应该理解，可以以各种形式实现本发明而不应被这里阐述的实施方式所限制。相反，提供这些实施方式是为了使本发明更加透彻和完整，并且能够将本发明的范围完整地传达给本领域的技术人员。
本发明实施例中，从高钙石煤中提取钒的方法的流程示意图如图1所示；采用的提钒***为如下所述的提钒***：
如图2所示，密闭池1顶部设有排气管5，排气管5的一端与排气孔4 连接，所述排气管道5的另一端与抽风机I 6连接，所述抽风机I 6的出口通过管道与淋洗塔7(设置高为6m)连接，以将所述密闭池1内产生的废气输送至淋洗塔7中，所述淋洗塔7内设置有三层喷雾管701(图2中为方便标识，仅示出了一层喷雾管701)，所述喷雾管701用于喷淋NaOH/H2O2混合碱水溶液，用以吸收废气中的SO2气体，对废气进行吸收净化处理；所述淋洗塔7的顶部还设有出气口8，经过净化后的气体通过出气口8排出；其中，所述NaOH/H2O2混合碱水溶液中，NaOH和H2O2的质量分数分别为5％和3％。在所述淋洗塔7的上游设置用于存储所述NaOH/H2O2混合碱水溶液的碱液池10，碱液池10中的碱水溶液通过高压泵9输送至淋洗塔7中的喷雾管701中进行喷雾。密闭池1的上游设置球磨机17、PVC管道1701、硫酸罐13；混合料输送管道1701一端与球磨机17相连，另一端直接伸入密闭池的进料口3中；硫酸罐13出口处设置有一硫酸计量泵11，硫酸输出管1101直接伸入到密闭池1的进料口中；当密闭池1含钒石煤量达到100～ 130吨时，关闭所述矿浆控制阀301，以及排气控制阀501，使所述密闭池 1保持为密闭环境，从而进行自热熟化预处理，待所述自热熟化预处理完成后，打开排气控制阀501将密闭池1中的废气抽出，输送到淋洗塔7进行吸收处理，待无废气时，关闭排气控制阀501，打开抽料口2向密闭池1中加水，并鼓气搅动浸取钒；浸取完毕，通过抽料口2将固液混合物抽出，进行固液分离。此外，所述密闭池1的顶部用水泥预制板密闭，设置有抽料口2、进料口3、排气孔4。
实施例1
(1)取振动筛筛选的块状小于10cm、含水量8％的块状高钙石煤(V2O5的质量含量为1.28％，CaO的质量含量为8.14％)105吨，向球磨机17中加循环水29.4吨进行湿法磨矿10min，高钙石煤的磨矿产量为25吨/小时，得到粒度为80目的矿浆。
(2)打开矿浆控制阀301，将矿浆通过PVC混合料输送管道1701连续流入到密闭池1中，同时开启硫酸控制阀302向密闭池1中加入42吨浓硫酸(用硫酸计量泵11核准)，两者自行混合，得到稀泥状混合物；在输入矿浆和浓硫酸时，关闭密闭池1的抽料口2、打开排气控制阀501和抽风机I 6，将密闭池1中的废气输送到淋洗塔7进行吸收处理。
(3)当密闭池1中高钙石煤达到105吨时，在熟化过程中继续关闭抽料口2，同时关闭矿浆控制阀301和排气控制阀501，停止抽风机I 6运转，保持整个密闭池1为封闭状态，维持熟化温度165℃，熟化压力0.18MP范围，高钙石煤在密闭池1中熟化时间保持为32h。
(4)当熟化完毕，打开排气控制阀501并开启抽风机I 6，将密闭池1 内的混合料在堆放过程中产生的气体输送到淋洗塔7中进行净化处理，净化后的气体通过出气口8排出；当废气完全排出，打开抽料口2。
(5)待气体净化处理完成后，打开密闭池1的抽料口2，加入210吨循环水，用空压机鼓气搅拌2.5h进行钒的浸取，然后从抽料口2用耐酸泵抽出固液混合物，并输送到板框压滤机进行固液分离，得到蓝色的浸钒液，用于制备钒产品。
采用硫酸亚铁铵氧化-还原滴定法测定高钙石煤与滤渣中V2O5的含量，得到高钙石煤中V2O5的浸取率为99.57％，且经淋洗塔净化处理后的气体中不含SO2、CO2、HCl等废气，满足气体排放标准。
在此实施例中，保持步骤(2)、(3)、(4)、(5)不变，改变步骤(1) 中的循环水加入量为30.5、31.5、33.6、35.7、37.8、39.9吨，钒的浸取率为93.76-99.43％，浸出液中CaO含量低于1.1μg/mL，大部分CaO以硫酸钙渣共存于浸取渣中。
实施例2
(1)取振动筛筛选的块状小于10cm、含水量8％的块状高钙石煤(V2O5的质量含量为1.57％，CaO的质量含量为10.46％)110吨，向球磨机17中加循环水41.8吨进行湿法磨矿10min，高钙石煤的磨矿产量为25吨/小时，得到粒度为100目的矿浆。
(2)打开矿浆控制阀301，将矿浆通过PVC混合料输送管道1701连续流入到密闭池1中，同时开启硫酸控制阀302向密闭池1中加入49.5吨浓硫酸(用硫酸计量泵11核准)，两者自行混合，得到稀泥状混合物；在输入矿浆和浓硫酸时，关闭密闭池1的抽料口2、打开排气控制阀501和抽风机I 6，将密闭池1中的废气输送到淋洗塔7进行吸收处理。
(3)当密闭池1中高钙石煤达到110吨时，在熟化过程中继续关闭抽料口2，同时关闭矿浆控制阀301和排气控制阀501，停止抽风机I 6运转，保持整个密闭池1为封闭状态，维持熟化温度135℃，熟化压力0.18MP范围，高钙石煤在密闭池1中熟化24h。
(4)当熟化完毕，打开排气控制阀501并开启抽风机I 6，将密闭池1 内的混合料在堆放过程中产生的气体输送到淋洗塔7中进行净化处理，净化后的气体通过出气口8排出；当废气完全排出，打开抽料口2。
(5)待气体净化处理完成后，打开密闭池1的抽料口，加入275吨循环水，用空压机鼓气搅拌1.5h进行钒的浸取，然后从抽料口2用耐酸泵抽出固液混合物，并输送到板框压滤机进行固液分离，得到蓝色的浸钒液，用于制备钒产品。
采用硫酸亚铁铵氧化-还原滴定法测定高钙石煤与滤渣中V2O5的含量，得到高钙石煤中V2O5的浸取率为97.14％，且经淋洗塔净化处理后的气体中不含SO2、CO2、HCl等废气，满足气体排放标准。
在此实施例中，保持步骤(1)、(3)、(4)、(5)不变，改变步骤(2) 中浓硫酸的加入量为41.8、42.9、44、45.1、46.2、47.3、48.4吨，钒的浸取率为93.26-98.89％，浸出液中CaO含量低于1.1μg/mL，大部分CaO以硫酸钙渣存在于浸取渣中。
实施例3
(1)取振动筛筛选的块状小于10cm、含水量8％的块状高钙石煤(V2O5的质量含量为1.18％，CaO的质量含量为9.47％)115吨，向球磨机17中加循环水38.5吨进行湿法磨矿10min，高钙石煤的磨矿产量为25吨/小时，得到粒度为120目的矿浆。
(2)打开矿浆控制阀301，将矿浆通过PVC混合料输送管道1701连续流入到密闭池1中，同时开启硫酸控制阀302向密闭池1中加入48.3吨浓硫酸(用硫酸计量泵11核准)，两者自行混合，得到稀泥状混合物；在输入矿浆和浓硫酸时，关闭密闭池1的抽料口2、打开排气控制阀501和抽风机I 6，将密闭池1中的废气输送到淋洗塔7进行吸收处理。
(3)当密闭池中高钙石煤达到115吨时，在熟化过程中继续关闭抽料口2，同时关闭矿浆控制阀301和排气控制阀501，停止抽风机I 6运转，保持整个密闭池1为封闭状态，维持熟化温度150℃，熟化压力0.18MP范围，高钙石煤在密闭池1中熟化26h。
(4)当熟化完毕，打开排气控制阀501并开启抽风机I 6，将密闭池1 内的混合料在堆放过程中产生的气体输送到淋洗塔7中进行净化处理，净化后的气体通过出气口8排出；当废气完全排出，打开抽料口2。
(5)待气体净化处理完成后，打开密闭池1的抽料口2，加入250吨循环水，用空压机鼓气搅拌2.0h进行钒的浸取，然后从抽料口2用耐酸泵抽出固液混合物，并输送到板框压滤机进行固液分离，得到蓝色的浸钒液，用于制备钒产品。
采用硫酸亚铁铵氧化-还原滴定法测定高钙石煤与滤渣中V2O5的含量，得到高钙石煤中V2O5的浸取率为96.41％，且经淋洗塔净化处理后的气体中不含SO2、CO2、HCl等废气，满足气体排放标准。
在此实施例中，保持步骤(1)、(2)、(4)、(5)不变，改变步骤(3) 中的熟化温度为135、140、145、155、160、165℃，钒的浸取率为93.56-99.52％，钒的浸取率受温度的影响较大，浸出液中CaO含量低于1.1 μg/mL，大部分CaO以硫酸钙渣存在于浸取渣中。
实施例4
(1)取振动筛筛选的块状小于10cm、含水量8％的块状高钙石煤(V2O5的质量含量为0.96％，CaO的质量含量为10.74％)120吨，向球磨机17中加循环水36吨进行湿法磨矿10min，高钙石煤的磨矿产量为25吨/小时，得到粒度为80目的矿浆。
(2)打开矿浆控制阀301，将矿浆通过PVC混合料输送管道1701连续流入到密闭池1中，同时开启硫酸控制阀302向密闭池1中加入48吨浓硫酸(用硫酸计量泵11核准)，两者自行混合，得到稀泥状混合物；在输入矿浆和浓硫酸时，关闭密闭池1的抽料口2、打开排气控制阀501和抽风机I 6，将密闭池1中的废气输送到淋洗塔7进行吸收处理。
(3)当密闭池1中高钙石煤达到120吨时，在熟化过程中继续关闭抽料口2，同时关闭矿浆控制阀301和排气控制阀501，停止抽风机I 6运转，保持整个密闭池1为封闭状态，维持熟化温度145℃，熟化压力0.18MP范围，高钙石煤在密闭池1中熟化时间为28h。
(4)当熟化完毕，打开排气控制阀501并开启抽风机I 6，将密闭池1 内的混合料在堆放过程中产生的气体输送到淋洗塔7中进行净化处理，净化后的气体通过出气口8排出；当废气完全排出，打开抽料口2。
(5)待气体净化处理完成后，打开密闭池1的抽料口2，加入300吨循环水，用空压机鼓气搅拌2.4h进行钒的浸取，然后从抽料口2用耐酸泵抽出固液混合物，并输送到板框压滤机进行固液分离，得到蓝色的浸钒液，用于制备钒产品。
采用硫酸亚铁铵氧化-还原滴定法测定高钙石煤与滤渣中V2O5的含量，得到高钙石煤中V2O5的浸取率为95.48％，且经淋洗塔净化处理后的气体中不含SO2、CO2、HCl等废气，满足气体排放标准。
在此实施例中，保持步骤(1)、(2)、(4)、(5)不变，改变步骤(3) 中的熟化时间为24、25、26、27、29、30、31、32小时，钒的浸取率为 93.17-98.36％，浸出液中CaO含量低于1.1μg/mL，大部分CaO以硫酸钙渣存在于浸取渣中。
实施例5
(1)取振动筛筛选的块状小于10cm、含水量8％的块状高钙石煤(V2O5的质量含量为0.96％，CaO的质量含量为10.12％)125吨，向球磨机17中加循环水45吨进行湿法磨矿10min，高钙石煤的磨矿产量为25吨/小时，得到粒度为120目的矿浆。
(2)打开矿浆控制阀301，将矿浆通过PVC混合料输送管道1701连续流入到密闭池1中，同时开启硫酸控制阀302向密闭池1中加入50吨浓硫酸(用硫酸计量泵11核准)，两者自行混合，得到稀泥状混合物；在输入矿浆和浓硫酸时，关闭密闭池1的抽料口2、打开排气控制阀501和抽风机I 6，将密闭池1中的废气输送到淋洗塔7进行吸收处理。
(3)当密闭池1中高钙石煤达到125吨时，在熟化过程中继续关闭抽料口2，同时关闭矿浆控制阀301和排气控制阀501，停止抽风机I 6运转，保持整个密闭池1为封闭状态，维持熟化温度165℃，熟化压力0.18MP范围，高钙石煤在密闭池1中熟化30h。
(4)当熟化完毕，打开排气控制阀501并开启抽风机I 6，将密闭池1 内的混合料在堆放过程中产生的气体输送到淋洗塔7中进行净化处理，净化后的气体通过出气口8排出；当废气完全排出，打开抽料口2。
(5)待气体净化处理完成后，打开密闭池1的抽料口2，加入275吨循环水，用空压机鼓气搅拌1.8h进行钒的浸取，然后从抽料口2用耐酸泵抽出固液混合物，并输送到板框压滤机进行固液分离，得到蓝色的浸钒液，用于制备钒产品。
采用硫酸亚铁铵氧化-还原滴定法测定高钙石煤与滤渣中V2O5的含量，得到高钙石煤中V2O5的浸取率为96.48％，且经淋洗塔净化处理后的气体中不含SO2、CO2、HCl等废气，满足气体排放标准。
在此实施例中，保持步骤(1)、(2)、(3)、(4)不变，改变步骤(5) 中的固液比为1:2、1：2.1、1：2.4、1：2.6、1：2.8、1：3.0(kg/L)，钒的浸取率为93.43-96.79％，固液比对浸取率的影响不大。浸出液中CaO含量低于1.1μg/mL，大部分CaO以硫酸钙渣存在于浸取渣中。
实施例6
(1)取振动筛筛选的块状小于10cm、含水量8％的块状高钙石煤(V2O5的质量含量为0.96％，CaO的质量含量为9.78％)120吨，向球磨机17中加循环水38.4吨进行湿法磨矿10min，高钙石煤的磨矿产量为25吨/小时，得到粒度为100目的矿浆。
(2)打开矿浆控制阀301，将矿浆通过PVC混合料输送管道1701连续流入到密闭池1中，同时开启硫酸控制阀302向密闭池1中加入49.2吨浓硫酸(用硫酸计量泵11核准)，两者自行混合，得到稀泥状混合物；在输入矿浆和浓硫酸时，关闭密闭池1的抽料口2、打开排气控制阀501和抽风机I 6，将密闭池1中的废气输送到淋洗塔7进行吸收处理。
(3)当密闭池1中高钙石煤达到120吨时，在熟化过程中继续关闭抽料口2，同时关闭矿浆控制阀301和排气控制阀501，停止抽风机I 6运转，保持整个密闭池1为封闭状态，维持熟化温度145℃，熟化压力0.18MP范围，高钙石煤在密闭池1中熟化26h。
(4)当熟化完毕，打开排气控制阀501并开启抽风机I 6，将密闭池1 内的混合料在堆放过程中产生的气体输送到淋洗塔7中进行净化处理，净化后的气体通过出气口8排出；当废气完全排出，打开抽料口2。
(5)待气体净化处理完成后，打开密闭池1的抽料口2，加入200吨循环水，用空压机鼓气搅拌2.2h进行钒的浸取，然后从抽料口2用耐酸泵抽出固液混合物，并输送到板框压滤机进行固液分离，得到蓝色的浸钒液，用于制备钒产品。
采用硫酸亚铁铵氧化-还原滴定法测定高钙石煤与滤渣中V2O5的含量，得到高钙石煤中V2O5的浸取率为97.16％，且经淋洗塔净化处理后的气体中不含SO2、CO2、HCl等废气，满足气体排放标准。
在此实施例中，保持步骤(1)、(2)、(3)、(4)不变，改变步骤(5) 中的鼓气搅拌时间为1.5、1.8、2.1、2.3、2.4、2.5h，钒的浸取率为 93.43-97.74％。浸出液中CaO含量低于1.1μg/mL，大部分CaO以硫酸钙渣存在于浸取渣中。
实施例7
取振动筛筛选的块状小于10cm、含水量8％的块状高钙石煤(V2O5的质量含量为1.57％，CaO的质量含量为10.46％)110吨，循环水35吨，浓硫酸40吨。
其他操作步骤同实施例1，钒的浸取率为92.26-98.23％。
实施例8
取振动筛筛选的块状小于10cm、含水量8％的块状高钙石煤(V2O5的质量含量为1.57％，CaO的质量含量为10.46％)115吨，循环水40吨，浓硫酸45吨。
其他操作步骤同实施例1，钒的浸取率为94.13-99.15％。
实施例9
取振动筛筛选的块状小于10cm、含水量8％的块状高钙石煤(V2O5的质量含量为1.57％，CaO的质量含量为10.46％)120吨，循环水35吨，浓硫酸45吨。
其他操作步骤同实施例1，钒的浸取率为95.32-97.87％。
对比例1
操作方法与实施例1相同，不同之处在于，步骤(1)中的高钙石煤先在100℃烘干2天，进行干法磨矿，干粉粒度为80目，球磨机的产量为5-6 吨/小时、噪音105分贝、粉尘超标。此对比例1中增加了烘干工序，比较费时，粉磨效率低，而且噪音大、粉尘污染严重。
对比例2
按对比例1进行干法磨矿，将干粉与水按质量比100：12在搅拌机中进行搅拌，然后按干粉质量加入40％的浓硫酸，在搅拌机中进行搅拌，堆积在密闭池中)，钒的浸取率为89.78％。此对比例2中，在搅拌机中对混合物进行搅拌，导致搅拌机中途停顿进行清理，工作效率较差。相比实施例 1-8增加了一道搅拌工序。
对比例3
操作方法与实施例1相同，不同之处在于，步骤(2)在输入矿浆和浓硫酸时，打开密闭池的抽料口、关闭排气控制阀和抽风机，对密闭池中的废气不进行吸收处理。步骤(3)中保持整个密闭池为开放状态。此对比例3中熟化温度在90-105℃，钒浸取率在69-76％；同时密闭池上方扩散有大量的白色刺激性烟雾污染环境，影响整个生产环境。
由上述实施例及对比例可知，本发明具有投资规模小、生产成本低、工业化生产简单、操作方便、钒浸出率高等优点。还可以充分利用密闭池具有隔热保温、收集废气、一池两用的特点，多修建堆积池，一次性熟化处理上千吨高钙石煤，然后进行加水、鼓气搅动浸取，按常规方法连续性生产钒产品。本发明采用的高钙石煤原矿无需选矿、脱碳、焙烧处理，避免了能耗过大、废气污染的不利因素，是一种绿色环保的提钒方法。
以上已经描述了本发明的各实施例，上述说明是示例性的，并非穷尽性的，并且也不限于所披露的各实施例。在不偏离所说明的各实施例的范围和精神的情况下，对于本技术领域的普通技术人员来说许多修改和变更都是显而易见的。

Claims (1)

1.一种从高钙石煤中提取钒的方法，其特征在于，该方法采用如下所述的***，该***包括：
密闭池(1)、硫酸罐(13)、球磨机(17)；
所述密闭池(1)分别与所述硫酸罐(13)及所述球磨机(17)连接；
该方法包括：
步骤S1：将高钙石煤与水输入到球磨机(17)中进行湿法磨矿，得到流动性的矿浆；
步骤S2：将流动性的矿浆输入到密闭池(1)中，同时通过硫酸罐(13)将浓硫酸输入到密闭池(1)中，对高钙石煤进行自热熟化，得到稀泥状的熟化料；
步骤S3：向密闭池(1)中加水，并鼓气搅拌，以进行钒的浸取，得到固液混合物；
步骤S4：将密闭池(1)中的固液混合物抽出，进行固液分离，得到浸钒溶液；
其中，步骤S1中，相对于高钙石煤，水的加入量为28～38wt％；
其中，步骤S2中，相对于步骤S1中的高钙石煤，浓硫酸的加入量为38～45wt％；
步骤S2中，熟化的时间为24～32h，熟化的温度为135～165℃，熟化时的压力为0.12～0.18MPa；
所述***还包括淋洗塔(7)和碱液池(10)，所述密闭池(1)顶部设置有排气孔(4)，所述淋洗塔(7)与所述排气孔(4)通过排气管(5)连接；所述碱液池(10)通过高压泵(9)与所述淋洗塔(7)中的喷雾管(701)连接，所述喷雾管(701)用于喷淋NaOH/H2O2混合碱水溶液；
所述方法还包括将步骤S2中自热熟化过程中产生的废气输送到淋洗塔(7)中进行吸收处理；
所述高钙石煤中的CaO的含量≥8.14wt％；
所述高钙石煤中V2O5的质量分数为0.8～2.1％；
其中，步骤S3中，相对于1kg步骤S1中的高钙石煤，水的加入量为2～3L；
其中，步骤S1中，湿法磨矿的时间为10～20min，得到的流动性的矿浆的粒径为80～120目；
其中，步骤S3中，鼓气搅拌的时间为1～2.5h，鼓气搅拌采用空气压缩机，压力为6～10MPa。
CN201811269333.9A 2018-10-29 2018-10-29 一种从高钙石煤中提取钒的方法 Active CN109136551B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201811269333.9A CN109136551B (zh) 2018-10-29 2018-10-29 一种从高钙石煤中提取钒的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201811269333.9A CN109136551B (zh) 2018-10-29 2018-10-29 一种从高钙石煤中提取钒的方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN109136551A CN109136551A (zh) 2019-01-04
CN109136551B true CN109136551B (zh) 2020-09-08

Family

ID=64806706

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201811269333.9A Active CN109136551B (zh) 2018-10-29 2018-10-29 一种从高钙石煤中提取钒的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN109136551B (zh)

Families Citing this family (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN112921189A (zh) * 2021-02-03 2021-06-08 四川大学 一种含钒矿物加压浸出提取低价态钒的方法

Family Cites Families (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101450814A (zh) * 2007-12-07 2009-06-10 湖南创大冶金集团有限公司 一种新的从石煤钒矿中提取五氧化二钒的方法
CN102912123A (zh) * 2012-09-12 2013-02-06 北京矿冶研究总院 一种硫酸熟化分解石煤钒矿的方法
CN103060551B (zh) * 2012-12-31 2015-01-21 中国瑞林工程技术有限公司 钒的浸出方法
CN103290240A (zh) * 2013-07-02 2013-09-11 北京矿冶研究总院 一种利用含钒石煤发电灰渣的显热低能耗提取钒的方法
CN108546826A (zh) * 2018-05-10 2018-09-18 武汉轻工大学 一种密闭堆放自热熟化预处理从钒渣中提取钒的方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN109136551A (zh) 2019-01-04

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN109112291B (zh) 一种湿法磨矿-密闭熟化提钒***及方法
CN101306426B (zh) 一种从粉煤灰或炉渣中提取铁精矿砂的方法
CN102978381B (zh) 一种钨渣制球焙烧生产三氧化钨的工艺
CN110078389A (zh) 一种高反应性和高比表面积氢氧化钙粉体的制备方法
CN102011010A (zh) 用钛白水解废酸浸取含钒钢渣全萃取钒、镓和钪的方法
CN111876616A (zh) 一种石煤钒矿氧化破晶焙烧提钒综合利用***
CN101717867B (zh) 一种利用富氧焙烧提取钒的装置及提取钒的方法
CN111719054B (zh) 一种石煤钒矿的氧化破晶焙烧综合利用方法
CN103215438B (zh) 一种提高含砷金精矿焙烧脱砷脱硫率的工艺
CN104261473B (zh) 一种五氧化二钒的制备方法
CN106241842B (zh) 轻质碳酸镁的生产方法
CN106756032A (zh) 利用钨废料提取钨的工艺方法
CN110172538B (zh) 一种赤泥高效资源化利用***及工艺
CN104762478B (zh) 基于酸洗污泥生产回收金属的方法
CN104817102B (zh) 一种液相间接捕集矿化烟气中二氧化碳的***装置及工艺
CN108546826A (zh) 一种密闭堆放自热熟化预处理从钒渣中提取钒的方法
CN102660689A (zh) 电解金属锰、二氧化锰生产中浸出渣综合回收利用方法
CN109136551B (zh) 一种从高钙石煤中提取钒的方法
CN109112302B (zh) 一种从高碳石煤中提取钒的方法
CN103555963A (zh) 一种利用制酸废气处理氰化提金废液回收金银铜的方法
CN106676275A (zh) 基于废弃钢渣及酸碱性废水的提钒方法
CN101608257A (zh) 远红外热压分解钨矿物原料工艺
CN111484081A (zh) 利用电解锰浸出渣制备碳酸锰、硫酸铵及干粉建筑涂料的方法
CN103086409A (zh) 粉煤灰硫酸铵混合焙烧生产冶金级砂状氧化铝的方法
CN103789533B (zh) 一种利用干法回转窑余热处理铁矾渣的工艺

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant