CN110066920B - 一种从石煤钒矿中选择性浸出分离钒和铁的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明提供了一种从石煤钒矿中选择性浸出分离钒和铁的方法，所述方法包括：将石煤钒矿矿粉与稀硫酸混合后进行一次浸出，固液分离得到第一浸出液和第一浸出渣；将得到的第一浸出液循环使用后加入还原剂，反应后冷却结晶回收亚铁盐；将得到的第一浸出渣与浓硫酸混合后进行熟化，得到熟化料；将得到的熟化料加水进行二次浸出，固液分离得到第二浸出液和第二浸出渣。本发明采用两段浸出工艺选择性浸出铁和钒，从源头上阻止了石煤钒矿中的铁等杂质元素大量进入含钒溶液中，降低了含钒浸出液中杂质离子的浓度，提高后续含钒溶液的净化效率；所述方法操作简单，无需焙烧，环境友好，酸耗量少，成本较低，具有较高的经济效益。

Description

一种从石煤钒矿中选择性浸出分离钒和铁的方法
技术领域
本发明属于有色金属提取技术领域，涉及一种从石煤钒矿中选择性浸出分离钒和铁的方法。
背景技术
石煤钒矿是一种重要的钒资源，储量丰富，其中蕴藏的钒(以V2O5计)达1.18×108t，约占全国钒储量的87％。根据风化程度的不同，石煤可分为氧化型石煤钒矿和原生型石煤钒矿，氧化型石煤钒矿中的钒以四价钒或五价钒的形式存在，处于氧化物游离态，故易于酸浸提取；而原生型石煤钒矿中的钒以三价钒的形式存在于铝硅酸盐的晶格结构中，稳定性较强，提取难度较大。因此目前的研究多针对于原生型石煤钒矿中钒的提取。
目前，从石煤钒矿中提取钒以硫酸浸取为主，主要方法有两类：焙烧-浸出法和直接酸浸法。由于石煤钒矿中碳、硫、氮等元素含量较高，上述有机元素的成分波动会导致焙烧工序不稳定，而且焙烧法提钒还存在环境污染严重和提取率较低等问题，因此焙烧-浸出法将逐渐被淘汰。直接酸浸法可以有效的解决焙烧过程产生污染性气体问题，逐渐受到重视。然而，在酸浸过程中，大量的杂质元素如Fe、Al、Mg、K、P等的离子会随钒一起进入浸出液，这些杂质离子尤其是Fe3+会严重影响后续含钒浸出液的净化除杂和富集。
当前，离子交换、溶剂萃取和化学沉淀等是从含钒浸出液中分离铁，富集钒最常用的方法。然而，离子交换通常用于处理含五价钒的浸出液，要求浸出液的pH不低于2.0以更好的进行离子交换，然而当浸出液的pH达到1.5以上时，即能够缓慢析出含钒沉淀，造成钒的损失。溶剂萃取法适用于多杂质、高酸度含钒浸出液，CN 103695643A公开了一种石煤钒矿拌酸堆矿提取五氧化二钒的方法，所述方法将石煤钒矿破碎后加酸混合堆存，堆存矿用清水浸出，矿浆过滤的浸出液和浸出渣，浸出液经过石灰和纯碱中和后用萃取剂萃取，硫酸反萃，再由反萃液经一系列操作制备五氧化二钒，但该方法在实现钒铁分离和钒富集的同时，仍然会有一小部分铁与钒发生共萃，进而影响后续钒产品质量。化学沉淀法是指在一定条件下，选择合适的氧化剂，将浸出液中的铁选择性氧化为三价铁，再通过化学沉淀法实现钒和铁的分离，但铁的选择性氧化条件难以精确控制，往往会造成较高的钒损失。
此外，为了提高含钒浸出液中钒和铁分离不彻底、钒损失较高问题，CN106755959A公开了一种石煤两段选择性浸出分离钒和铁的方法，具体为将石煤破碎后，在非氧化性气氛中焙烧，得到焙烧料，将焙烧料分别采用硫酸溶液Ⅰ和硫酸溶液Ⅱ酸浸，得到含铁浸出液和含钒浸出液，但该方法焙烧温度(800～900℃)较高，增加了其能耗，石煤中所含硫、氮等元素在焙烧过程会生成含硫和氮的污染性气体，同时钒的浸出率仍有待提高。
综上所述，在石煤钒矿的浸取过程中，不仅需要钒能够高效浸出，还需要实现钒和铁的高分离效率，同时能够降低原料成本，满足绿色环保的要求。
发明内容
针对现有技术存在的问题，本发明的目的在于提供一种从石煤钒矿中选择性浸出分离钒和铁的方法，所述方法将石煤钒矿先用稀酸主要浸出铁等杂质元素，再用浓酸熟化处理后主要浸出钒，通过采用两段浸出工艺实现了钒和铁的选择性浸出分离，降低含钒浸出液的后续除杂难度；所述方法操作简单，成本低，经济效益好。
为达此目的，本发明采用以下技术方案：
本发明提供了一种从石煤钒矿中选择性浸出分离钒和铁的方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：
(1)将石煤钒矿矿粉与稀硫酸混合后进行一次浸出，固液分离得到第一浸出液和第一浸出渣；
(2)将步骤(1)得到的第一浸出液循环使用后加入还原剂，反应后冷却结晶回收亚铁盐；
(3)将步骤(1)得到的第一浸出渣与浓硫酸混合后进行熟化，得到熟化料；
(4)将步骤(3)得到的熟化料加水进行二次浸出，固液分离得到第二浸出液和第二浸出渣。
本发明中，石煤钒矿中的钒主要存在于铝硅酸盐的矿物结构中，稳定性较强，而主要杂质元素铁主要以铁氧化物及板磷铁矿的形式存在，相对容易浸出，本发明采用两段浸出工艺，先用稀硫酸主要浸出铁等杂质元素，再用浓硫酸熟化处理，破坏石煤钒矿中铝硅酸盐的矿物结构，降低钒的浸出难度，从而加快钒的浸出；通过采用上述方法，从源头上阻止了石煤钒矿中的铁等杂质元素大量进入含钒溶液中，实现了钒和铁的选择性浸出分离，钒铁分离效率高，降低含钒溶液的后续除杂难度。
本发明中，所用的石煤钒矿中V2O5的品位在0.8wt％以上，例如0.8wt％、0.82wt％、0.85wt％、0.88wt％或0.9wt％等，其中，铝硅酸盐矿物中钒含量占总钒量的80～90wt％，例如80wt％、82wt％、84wt％、86wt％、88wt％或90wt％等；Fe2O3的含量为1.3～2.5wt％，例如1.3wt％、1.5wt％、1.8wt％、2.0wt％、2.3wt％或2.5wt％等，其中，铁氧化物和板磷铁矿中的铁占总铁量的70～90wt％，例如70wt％、75wt％、80wt％、85wt％或90wt％等。
本发明中，浸出渣、浸出液前的“第一”、“第二”的表述，并不是为了对浸出渣和浸出液进行限定，只是为了便于区分两次不同浸出过程得到的产物。
以下作为本发明优选的技术方案，但不作为本发明提供的技术方案的限制，通过以下技术方案，可以更好地达到和实现本发明的技术目的和有益效果。
作为本发明优选的技术方案，步骤(1)所述石煤钒矿矿粉由石煤钒矿经破碎、球磨处理得到。
优选地，步骤(1)所述石煤钒矿矿粉的粒径为20～200目，例如20目、40目、60目、80目、100目、120目、140目、160目、180目或200目等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用。
作为本发明优选的技术方案，步骤(1)所述稀硫酸的浓度为5～30wt％，例如5wt％、10wt％、15wt％、20wt％、25wt％或30wt％等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为15～20wt％。
优选地，步骤(1)所述一次浸出的液固比为1～8mL/g，例如1mL/g、2mL/g、3mL/g、4mL/g、5mL/g、6mL/g、7mL/g或8mL/g等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为2～4mL/g。
优选地，步骤(1)所述一次浸出的温度为5～95℃，例如5℃、20℃、30℃、40℃、50℃、60℃、70℃、80℃或90℃等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为80～90℃。
本发明中，一次浸出过程中需要控制铁、钾、钙、镁、铝等杂质元素尽可能多的浸出，而钒则尽可能少浸出，因此其温度不宜过高，若温度过高，则会导致一次浸出过程钒的浸出率过高，不利于第二浸出液中钒铁质量比的提高；同时一次浸出的液固比不宜过低，若液固比过低，随反应的进行，硫酸浓度显著变小，导致铁、钾、钙、镁、铝等杂质元素的浸出率降低。
优选地，步骤(1)所述一次浸出的时间为0.5～10h，例如0.5h、1h、2h、4h、6h、8h或10h等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为1～3h。
优选地，步骤(1)所述第一浸出液中铁含量占石煤钒矿中总铁量的80～90wt％，例如80wt％、82wt％、84wt％、86wt％、88wt％或90wt％等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用。
作为本发明优选的技术方案，步骤(2)所述第一浸出液循环使用过程中补充步骤(1)中的稀硫酸。
优选地，步骤(2)所述还原剂包括铁粉、硫代硫酸钠或硫代硫酸钾中任意一种或至少两种的组合，所述组合典型但非限制性实例有：铁粉和硫代硫酸钠的组合，硫代硫酸钠和硫代硫酸钾的组合，铁粉、硫代硫酸钠和硫代硫酸钾的组合等，优选为铁粉。
优选地，步骤(2)所述冷却结晶的温度为0～15℃，例如0℃、2℃、5℃、8℃、10℃、12℃或15℃等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为5～10℃。
本发明中，石煤钒矿采用稀硫酸浸出时，主要以三价铁离子的形式进入溶液，该浸出液循环使用，并及时补充硫酸，待铁离子量足够时加入还原剂，将Fe3+还原为Fe2+，由于亚铁盐容易析出结晶，得到FeSO4·7H2O副产品。
优选地，步骤(2)回收亚铁盐后得到的结晶母液进行钒的回收。
作为本发明优选的技术方案，步骤(3)所述浓硫酸的浓度为90～98wt％，例如90wt％、92wt％、94wt％、95wt％、96wt％、97wt％或98wt％等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为95～98wt％。
优选地，步骤(3)所述浓硫酸的加入量为第一浸出渣质量的15～70％，例如15％、20％、30％、40％、50％、60％或70％等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为30～60％。
作为本发明优选的技术方案，步骤(3)所述熟化的温度为120～300℃，例如120℃、150℃、180℃、200℃、220℃、250℃、270℃或300℃等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为150～280℃，进一步优选为180～250℃。
优选地，步骤(3)所述熟化的时间为0.1～72h，例如0.1h、0.5h、1h、2h、3h、4h、6h、10h、20h、40h、60h或72h等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为0.5～4h，进一步优选为1～3h。
作为本发明优选的技术方案，步骤(4)中熟化料加水进行调浆，得到混合浆料。
优选地，步骤(4)所述二次浸出的液固比为1～8mL/g，例如1mL/g、2mL/g、3mL/g、4mL/g、5mL/g、6mL/g、7mL/g或8mL/g等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为1.1～3mL/g，进一步优选为1.5～2.5mL/g。
本发明中，熟化料中加水也可以将剩余的浓硫酸稀释成稀硫酸，同样在酸性条件下进行后续的浸出。
作为本发明优选的技术方案，步骤(4)所述二次浸出的温度为50～150℃，例如50℃、60℃、80℃、100℃、120℃、140℃或150℃等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为60～120℃，进一步优选为80～90℃。
优选地，步骤(4)所述二次浸出的时间为0.5～8h，例如0.5h、1h、2h、3h、4h、5h、6h、7h或8h等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为1～4h，进一步优选为2～3h。
作为本发明优选的技术方案，步骤(4)所述第二浸出液进行除杂以及钒富集，得到富钒溶液。
优选地，步骤(4)所述第二浸出液中钒含量占石煤钒矿中总钒量的85wt％以上，例如85wt％、86wt％、87wt％、88wt％、89wt％或90wt％等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用。
本发明中，浸出液中的钒铁质量比表示铁和钒的选择性分离的效果，根据本发明实际浸出过程，一次浸出液中钒与铁的质量比越低越好，表明一次浸出时，铁的选择性浸出效果较好；二次浸出液中钒与铁的质量比越高越好，表明二次浸出时，钒的选择性浸出效果好。
作为本发明优选的技术方案，所述方法包括以下步骤：
(1)将石煤钒矿破碎、球磨处理，得到粒径为20～200目的石煤钒矿矿粉，所述矿粉与浓度为5～30wt％的稀硫酸混合后进行一次浸出，所述一次浸出的液固比为1～8mL/g，温度为5～95℃，时间为0.5～10h，固液分离得到第一浸出液和第一浸出渣；
(2)将步骤(1)得到的第一浸出液补加稀硫酸后循环使用，然后加入还原剂，反应后冷却结晶回收亚铁盐，冷却结晶的温度为0～15℃，回收亚铁盐后得到的结晶母液进行钒的回收；
(3)将步骤(1)得到的第一浸出渣与浓硫酸混合，所述浓硫酸的浓度为90～98wt％，浓硫酸的加入量为第一浸出渣质量的15～70％，然后进行熟化，熟化的温度为120～300℃，时间为0.1～72h，得到熟化料；
(4)将步骤(3)得到的熟化料加水进行调浆，得到混合浆料后进行二次浸出，二次浸出的液固比为1～8mL/g，温度为50～150℃，时间为0.5～8h，固液分离得到第二浸出液和第二浸出渣，所述第二浸出液进行除杂以及钒的富集。
与现有技术相比，本发明具有以下有益效果：
(1)本发明采用两段浸出工艺选择性浸出铁和钒，从源头上阻止了石煤钒矿中的铁等杂质元素大量进入含钒溶液中，一次浸出时铁的浸出率可达80～90％，二次浸出时钒的浸出率可达85％以上，钒的总浸出率达到91％以上；
(2)本发明所述方法降低了含钒浸出液中杂质离子的浓度，可显著提高后续含钒溶液的净化效率；
(3)本发明所述方法操作简单，铁和钒的浸出分离效率高，无需焙烧，环境友好，硫酸消耗量小，降低能耗与成本，具有较高的经济效益。
附图说明
图1是本发明实施例1提供的从石煤钒矿中选择性浸出分离钒和铁的方法的工艺流程图。
具体实施方式
为更好地说明本发明，便于理解本发明的技术方案，下面对本发明进一步详细说明。但下述的实施例仅是本发明的简易例子，并不代表或限制本发明的权利保护范围，本发明保护范围以权利要求书为准。
本发明具体实施方式部分提供了一种从石煤钒矿中选择性浸出分离钒和铁的方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：
(1)将石煤钒矿矿粉与稀硫酸混合后进行一次浸出，固液分离得到第一浸出液和第一浸出渣；
(2)将步骤(1)得到的第一浸出液循环使用后加入还原剂，反应后冷却结晶回收亚铁盐；
(3)将步骤(1)得到的第一浸出渣与浓硫酸混合后进行熟化，得到熟化料；
(4)将步骤(3)得到的熟化料加水进行二次浸出，固液分离得到第二浸出液和第二浸出渣。
以下为本发明典型但非限制性实施例：
实施例1：
本实施例提供了一种从石煤钒矿中选择性浸出分离钒和铁的方法，所述方法的工艺流程图如图1所示，包括以下步骤：
(1)将石煤钒矿破碎、球磨处理，得到粒径为80目的石煤钒矿矿粉，所述矿粉与浓度为20wt％的稀硫酸混合后进行一次浸出，所述一次浸出的液固比为1.5mL/g，温度为90℃，时间为1h，过滤得到第一浸出液和第一浸出渣；
(2)将步骤(1)得到的第一浸出液及时补加稀硫酸循环使用，然后加入铁粉，将Fe3+还原为Fe2+后冷却结晶回收FeSO4·7H2O晶体，冷却结晶的温度为5℃，剩余的结晶母液进行钒的回收；
(3)将步骤(1)得到的第一浸出渣与浓硫酸混合，所述浓硫酸的浓度为98wt％，浓硫酸的加入量为第一浸出渣质量的52.2％，然后进行熟化，熟化的温度为270℃，时间为1h，得到熟化料；
(4)将步骤(3)得到的熟化料加水进行调浆，得到混合浆料后进行二次浸出，二次浸出的液固比为1.5mL/g，温度为80℃，时间为5h，过滤得到第二浸出液和第二浸出渣，所述第二浸出液进行除杂以及钒的富集。
采用电感耦合等离子(ICP)光谱法测试第一浸出液和第二浸出液中的钒、铁的含量，并计算钒、铁的浸出率。
本实施例中，第一浸出液中铁的浓度为9.41g/L，钒的浓度为0.41g/L，计算得，钒与铁的质量比为0.04，一次浸出铁的浸出率为80.18％，钒的浸出率为5.49％；第二浸出液中钒的浓度为4.85g/L，铁的浓度为0.87g/L，计算得，钒与铁的质量比为5.57，二次浸出钒的浸出率为85.70％，铁的浸出率为9.99％。
实施例2：
本实施例提供了一种从石煤钒矿中选择性浸出分离钒和铁的方法，所述方法包括以下步骤：
(1)将石煤钒矿破碎、球磨处理，得到粒径为120目的石煤钒矿矿粉，所述矿粉与浓度为10wt％的稀硫酸混合后进行一次浸出，所述一次浸出的液固比为6mL/g，温度为60℃，时间为3h，过滤得到第一浸出液和第一浸出渣；
(2)将步骤(1)得到的第一浸出液及时补加稀硫酸循环使用，然后加入硫代硫酸钾，将Fe3+还原为Fe2+后冷却结晶回收FeSO4·7H2O晶体，冷却结晶的温度为10℃，剩余的结晶母液进行钒的回收；
(3)将步骤(1)得到的第一浸出渣与浓硫酸混合，所述浓硫酸的浓度为90wt％，浓硫酸的加入量为第一浸出渣质量的70％，然后进行熟化，熟化的温度为180℃，时间为4h，得到熟化料；
(4)将步骤(3)得到的熟化料加水进行调浆，得到混合浆料后进行二次浸出，二次浸出的液固比为3mL/g，温度为120℃，时间为2h，过滤得到第二浸出液和第二浸出渣，所述第二浸出液进行除杂以及钒的富集。
采用ICP光谱法测试第一浸出液和第二浸出液中的钒、铁的含量，并计算钒、铁的浸出率。
本实施例中，第一浸出液中铁的浓度为10.21g/L，钒的浓度为0.53g/L，计算得，钒与铁的质量比为0.05，一次浸出铁的浸出率为86.30％，钒的浸出率为7.96％；第二浸出液中钒的浓度为4.98g/L，铁的浓度为0.62g/L，计算得，钒与铁的质量比为8.03，二次浸出钒的浸出率为86.32％，铁的浸出率为8.22％。
实施例3：
本实施例提供了一种从石煤钒矿中选择性浸出分离钒和铁的方法，所述方法包括以下步骤：
(1)将石煤钒矿破碎、球磨处理，得到粒径为40目的石煤钒矿矿粉，所述矿粉与浓度为30wt％的稀硫酸混合后进行一次浸出，所述一次浸出的液固比为1mL/g，温度为20℃，时间为10h，过滤得到第一浸出液和第一浸出渣；
(2)将步骤(1)得到的第一浸出液及时补加稀硫酸循环使用，然后加入硫代硫酸钠，将Fe3+还原为Fe2+后冷却结晶回收FeSO4·7H2O晶体，冷却结晶的温度为15℃，剩余的结晶母液进行钒的回收；
(3)将步骤(1)得到的第一浸出渣与浓硫酸混合，所述浓硫酸的浓度为95wt％，浓硫酸的加入量为第一浸出渣质量的30％，然后进行熟化，熟化的温度为120℃，时间为24h，得到熟化料；
(4)将步骤(3)得到的熟化料加水进行调浆，得到混合浆料后进行二次浸出，二次浸出的液固比为6mL/g，温度为150℃，时间为1h，过滤得到第二浸出液和第二浸出渣，所述第二浸出液进行除杂以及钒的富集。
采用ICP光谱法测试第一浸出液和第二浸出液中的钒、铁的含量，并计算钒、铁的浸出率。
本实施例中，第一浸出液中铁的浓度为8.04g/L，钒的浓度为0.47g/L，计算得，钒与铁的质量比为0.06，一次浸出铁的浸出率为81.73％，钒的浸出率为6.78％；第二浸出液中钒的浓度为4.73g/L，铁的浓度为0.85g/L，计算得，钒与铁的质量比为5.56，二次浸出钒的浸出率为85.15％，铁的浸出率为9.26％。
实施例4：
本实施例提供了一种从石煤钒矿中选择性浸出分离钒和铁的方法，所述方法包括以下步骤：
(1)将石煤钒矿破碎、球磨处理，得到粒径为200目的石煤钒矿矿粉，所述矿粉与浓度为15wt％的稀硫酸混合后进行一次浸出，所述一次浸出的液固比为4mL/g，温度为80℃，时间为2h，过滤得到第一浸出液和第一浸出渣；
(2)将步骤(1)得到的第一浸出液及时补加稀硫酸循环使用，然后加入铁粉，将Fe3+还原为Fe2+后冷却结晶回收FeSO4·7H2O晶体，冷却结晶的温度为0℃，剩余的结晶母液进行钒的回收；
(3)将步骤(1)得到的第一浸出渣与浓硫酸混合，所述浓硫酸的浓度为96.5wt％，浓硫酸的加入量为第一浸出渣质量的15％，然后进行熟化，熟化的温度为300℃，时间为0.5h，得到熟化料；
(4)将步骤(3)得到的熟化料加水进行调浆，得到混合浆料后进行二次浸出，二次浸出的液固比为2.5mL/g，温度为50℃，时间为8h，过滤得到第二浸出液和第二浸出渣，所述第二浸出液进行除杂以及钒的富集。
采用ICP光谱法测试第一浸出液和第二浸出液中的钒、铁的含量，并计算钒、铁的浸出率。
本实施例中，第一浸出液中铁的浓度为11.45g/L，钒的浓度为0.71g/L，计算得，钒与铁的质量比为0.06，一次浸出铁的浸出率为89.09％，钒的浸出率为10.00％；第二浸出液中钒的浓度为5.41g/L，铁的浓度为0.79g/L，计算得，钒与铁的质量比为6.85，二次浸出钒的浸出率为85.56％，铁的浸出率为6.20％。
实施例5：
本实施例提供了一种从石煤钒矿中选择性浸出分离钒和铁的方法，所述方法参照实施例1中的方法，区别仅在于：步骤(1)中一次浸出的温度为100℃，即一次浸出的温度偏高。
本实施例中，一次浸出温度高于95℃时，浸出液中的H+逐渐进入铝硅酸盐矿物的晶格中，导致铝硅酸盐的钒元素缓慢转移到液相，使得第一浸出液中钒的浓度提高，此时的钒与铁的质量比为0.10，钒和铁的分离率降低，增加了后续操作的难度。
实施例6：
本实施例提供了一种从石煤钒矿中选择性浸出分离钒和铁的方法，所述方法参照实施例1中的方法，区别仅在于：步骤(1)中一次浸出的液固比为0.8mL/g，即一次浸出的液固比偏低。
本实施例中，一次浸出的液固比低于1mL/g时，随着浸出反应的进行，硫酸浓度显著变小，导致铁、钾、钙、镁、铝等杂质元素的浸出率降低，使其更多的在二次浸出时浸出，此时第二浸出液中钒与铁的质量比为4.96，反而会增加二次浸出液的分离难度。
对比例1：
本对比例提供了一种从石煤钒矿中浸出钒和铁的方法，所述方法参照实施例1中的方法，区别仅在于：不包括步骤(1)中的一次浸出过程，即直接添加浓硫酸熟化。
采用ICP光谱法测试含钒浸出液和浸出渣中的钒和铁的含量，计算石煤钒矿的钒和铁的浸出率。
本对比例中，石煤钒矿没有经过稀硫酸预浸出，石煤钒矿中的铁在硫酸熟化过程中转化为可溶性的硫酸亚铁和硫酸铁，在浸出过程随钒共同进入浸出液，造成后续分离除杂难度加大，此时浸出液中钒的浓度为3.01g/L，铁的浓度为4.93g/L，钒与铁的质量比为0.61，计算得钒的浸出率为70.92％，铁的浸出率为87.69％，均低于实施例中钒和铁的总浸出率，且两者混杂，后续分离困难。
综合上述实施例和对比例可以看出，本发明采用两段浸出工艺选择性浸出铁和钒，从源头上阻止了石煤钒矿中的铁等杂质元素大量进入含钒溶液中，降低了含钒浸出液中杂质离子的浓度，可显著提高后续含钒溶液的净化效率，一次浸出时铁的浸出率可达80～90％，二次浸出时钒的浸出率可达85％以上，钒的总浸出率达到91％以上；所述方法操作简单，铁和钒的浸出分离效率高，无需焙烧，环境友好，硫酸耗量小，成本较低，具有较高的经济效益。
申请人声明，本发明通过上述实施例来说明本发明的工艺方法，但本发明并不局限于上述工艺方法，即不意味着本发明必须依赖上述工艺方法才能实施。所属技术领域的技术人员应该明了，对本发明的任何改进，对本发明所选用原料、操作的等效替换及辅助原料、操作的添加，具体方式的选择等，均落在本发明的保护范围和公开范围之内。

Claims (37)

1.一种从石煤钒矿中选择性浸出分离钒和铁的方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：
(1)将石煤钒矿矿粉与稀硫酸混合后进行一次浸出，所述稀硫酸的浓度为5～30wt％，一次浸出的温度为5～95℃，固液分离得到第一浸出液和第一浸出渣；所述第一浸出液中铁含量占石煤钒矿中总铁量的80～90wt％；
(2)将步骤(1)得到的第一浸出液循环使用后加入还原剂，反应后冷却结晶回收亚铁盐；
(3)将步骤(1)得到的第一浸出渣与浓硫酸混合后进行熟化，得到熟化料；
(4)将步骤(3)得到的熟化料加水进行二次浸出，固液分离得到第二浸出液和第二浸出渣，所述第二浸出液中钒含量占石煤钒矿中总钒量的85wt％以上；
其中，石煤钒矿中的钒主要存在于铝硅酸盐的矿物结构中，杂质元素铁主要以铁氧化物及板磷铁矿的形式存在。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述石煤钒矿矿粉由石煤钒矿经破碎、球磨处理得到。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述石煤钒矿矿粉的粒径为20～200目。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述稀硫酸的浓度为15～20wt％。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述一次浸出的液固比为1～8mL/g。
6.根据权利要求5所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述一次浸出的液固比为2～4mL/g。
7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述一次浸出的温度为80～90℃。
8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述一次浸出的时间为0.5～10h。
9.根据权利要求8所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述一次浸出的时间为1～3h。
10.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述第一浸出液循环使用过程中补充步骤(1)中的稀硫酸。
11.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述还原剂包括铁粉、硫代硫酸钠或硫代硫酸钾中任意一种或至少两种的组合。
12.根据权利要求11所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述还原剂包括铁粉。
13.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述冷却结晶的温度为0～15℃。
14.根据权利要求13所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述冷却结晶的温度为5～10℃。
15.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)回收亚铁盐后得到的结晶母液进行钒的回收。
16.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)所述浓硫酸的浓度为90～98wt％。
17.根据权利要求16所述的方法，其特征在于，步骤(3)所述浓硫酸的浓度为95～98wt％。
18.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)所述浓硫酸的加入量为第一浸出渣质量的15～70％。
19.根据权利要求18所述的方法，其特征在于，步骤(3)所述浓硫酸的加入量为第一浸出渣质量的30～60％。
20.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)所述熟化的温度为120～300℃。
21.根据权利要求20所述的方法，其特征在于，步骤(3)所述熟化的温度为150～280℃。
22.根据权利要求20所述的方法，其特征在于，步骤(3)所述熟化的温度为180～250℃。
23.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)所述熟化的时间为0.1～72h。
24.根据权利要求23所述的方法，其特征在于，步骤(3)所述熟化的时间为0.5～4h。
25.根据权利要求23所述的方法，其特征在于，步骤(3)所述熟化的时间为1～3h。
26.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(4)中熟化料加水进行调浆，得到混合浆料。
27.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(4)所述二次浸出的液固比为1～8mL/g。
28.根据权利要求27所述的方法，其特征在于，步骤(4)所述二次浸出的液固比为1.1～3mL/g。
29.根据权利要求27所述的方法，其特征在于，步骤(4)所述二次浸出的液固比为1.5～2.5mL/g。
30.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(4)所述二次浸出的温度为50～150℃。
31.根据权利要求30所述的方法，其特征在于，步骤(4)所述二次浸出的温度为60～120℃。
32.根据权利要求30所述的方法，其特征在于，步骤(4)所述二次浸出的温度为80～90℃。
33.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(4)所述二次浸出的时间为0.5～8h。
34.根据权利要求33所述的方法，其特征在于，步骤(4)所述二次浸出的时间为1～4h。
35.根据权利要求33所述的方法，其特征在于，步骤(4)所述二次浸出的时间为2～3h。
36.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(4)所述第二浸出液进行除杂以及钒富集，得到富钒溶液。
37.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：
(1)将石煤钒矿破碎、球磨处理，得到粒径为20～200目的石煤钒矿矿粉，所述矿粉与浓度为5～30wt％的稀硫酸混合后进行一次浸出，所述一次浸出的液固比为1～8mL/g，温度为5～95℃，时间为0.5～10h，固液分离得到第一浸出液和第一浸出渣；
(2)将步骤(1)得到的第一浸出液补加稀硫酸后循环使用，然后加入还原剂，反应后冷却结晶回收亚铁盐，冷却结晶的温度为0～15℃，回收亚铁盐后得到的结晶母液进行钒的回收；
(3)将步骤(1)得到的第一浸出渣与浓硫酸混合，所述浓硫酸的浓度为90～98wt％，浓硫酸的加入量为第一浸出渣质量的15～70％，然后进行熟化，熟化的温度为120～300℃，时间为0.1～72h，得到熟化料；
(4)将步骤(3)得到的熟化料加水进行调浆，得到混合浆料后进行二次浸出，二次浸出的液固比为1～8mL/g，温度为50～150℃，时间为0.5～8h，固液分离得到第二浸出液和第二浸出渣，所述第二浸出液进行除杂以及钒的富集。
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Families Citing this family (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110564960B (zh) * 2019-08-29 2020-12-22 中国科学院过程工程研究所 一种石煤钒矿两段预处理酸浸提钒的方法
CN110828926B (zh) * 2019-09-26 2022-05-17 矿冶科技集团有限公司 废旧锂离子电池正负极材料协同回收金属及石墨的方法
CN110835682B (zh) * 2019-09-26 2022-07-01 北京矿冶科技集团有限公司 废旧锂离子电池正、负极活性材料协同处理的方法
WO2021119728A1 (en) * 2019-12-19 2021-06-24 Avanti Materials Ltd Recovery of vanadium from slag materials
CN112626338B (zh) * 2020-12-16 2022-02-25 中国科学院过程工程研究所 一种从含四价钒和二价铁酸液中回收钒和铁的方法
CN112853122B (zh) * 2021-01-04 2022-08-02 北京地科绿色资源科技有限公司 一种从离子吸附型钼铼矿中回收钼铼的清洁生产工艺

Family Cites Families (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1233562C (zh) * 2003-01-25 2005-12-28 中南大学 一种硫酸亚铁的制备方法
CN101117660A (zh) * 2007-09-10 2008-02-06 攀枝花锐龙冶化材料开发有限公司 一种用转底炉还原-磨选综合利用钒钛铁精矿的方法
CN100537797C (zh) * 2008-04-11 2009-09-09 中南大学 一种石煤提钒矿石分解方法
CN102337398B (zh) * 2011-09-21 2013-06-19 沈阳化工大学 稀土尾矿稀土-铁资源分离提取技术
CN103555972A (zh) * 2013-10-23 2014-02-05 北京矿冶研究总院 一种石煤钒矿硫酸熟化浸出钒的方法
CN103922423B (zh) * 2014-03-31 2015-08-26 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 一种利用钛白废酸提高钒渣品位的方法
CN106755959B (zh) * 2016-12-05 2018-10-26 武汉科技大学 一种石煤两段选择性浸出分离钒和铁的方法

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