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 v2o5 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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