田宗平,鄧圣為,曹 健,李建文,陳 錚,周永興

(湖南省礦產(chǎn)測試利用研究所,湖南長沙 410007)

·冶 金·

石煤釩礦直接硫酸浸出試驗研究

田宗平,鄧圣為,曹 健,李建文,陳 錚,周永興

(湖南省礦產(chǎn)測試利用研究所,湖南長沙 410007)

石煤釩礦中的釩一般均以類質同象形式取代六次配位的三價鋁而存在于伊利石或云母晶格中,為將釩從伊利石或云母中浸出,必須破壞含釩礦物伊利石或云母的結構。將礦石粉碎至全部通過0.15 mm(100目)標準篩,在加熱和有添加劑的協(xié)同作用下,可直接用硫酸浸出石煤釩礦中的釩,再將浸出漿液固液分離,得到藍色硫酸釩溶液。結果表明:正常試驗條件下,通過合理調(diào)整添加劑配比,可實現(xiàn)對石煤釩礦粉浸出、固液分離,釩的回收率78%以上,該浸出溶液的取得,為后續(xù)提釩工藝提供了技術保障。

石煤釩礦;硫酸浸出;提釩;試驗研究

石煤釩礦是我國重要的釩礦資源之一,它的總儲量超過世界其它國家釩的總儲量,并主要集中在我國南方各省[1,2]。在目前技術經(jīng)濟條件下,一般認為石煤中五氧化二釩含量達到0.70%以上時,才作為石煤釩礦[3],石煤釩礦中五氧化二釩含量達到0.80%以上時,才具有工業(yè)開采價值[4]和作為工業(yè)生產(chǎn)提取五氧化二釩的原材料。石煤釩礦的主要礦物成分為粘土礦物、絹云母、石英粉砂、炭質,少量白云母粉砂和金屬礦物。據(jù)南方石煤資源考察報告[5,6],僅湖南、湖北、江西、浙江、安徽、貴州、陜西七省石煤中含釩就達11 797萬t。

我國是釩的資源大國,也是釩的消費大國,在鋼鐵工業(yè)、玻璃與陶瓷工業(yè)、硫酸與石油化工工業(yè)等行業(yè),都廣泛使用著釩合金、五氧化二釩及釩的化合物[7]。由于釩用途廣泛,且作用特殊,故國內(nèi)對從石煤釩礦中提取五氧化二釩的研究也非常廣泛和深入[8,9],在我國廣泛開展資源節(jié)約和環(huán)境友好型社會的建設時期,石煤釩礦用硫酸直接浸出的研究和應用前景廣闊。

1 試驗樣品

試驗樣品采自于湘西某石煤釩礦,該礦屬淺海相沉積礦床,礦體形態(tài)以似層狀較規(guī)則賦存于寒武系下統(tǒng)牛蹄塘組底部,釩一般以類質同象形式取代三價鋁和三價鐵存在于鋁和鐵的礦物中[10],礦石自然類型為頁巖型和硅質巖-頁巖型礦石兩種,本次試驗采集的礦石為上述兩種礦石的混合礦,試驗樣品常量元素分析結果見表1,釩物相分析結果見表2,釩價態(tài)分析結果見表3。

表1 試驗樣品常量元素分析結果

2 試驗原理與試驗流程

2.1 石煤釩礦直接硫酸浸出的試驗原理

石煤釩礦中的釩一般以類質同象形式置換六次配位的三價鋁而存在于伊利石或云母晶格中,為將釩從伊利石或云母中浸出,必須破壞含釩礦物伊利石或云母的結構。在一定的溫度、硫酸和添加劑的條件下,可直接破壞伊利石或云母結構,從而將釩釋放出來,同時低價釩被氧化成四價后被硫酸溶解,再經(jīng)固液分離得到藍色硫酸釩溶液。

表2 試驗樣品釩物相分析結果

2.2 石煤釩礦直接硫酸浸出的試驗流程

石煤釩礦直接硫酸浸出的試驗流程如圖1。

圖1 石煤釩礦直接硫酸浸出試驗流程圖

2.3 浸出回收率的計算

試驗浸出回收率的計算按下式進行:

浸出回收率(%)=[濾液體積(L)×濃度(g/L) +洗滌液體積(L)×濃度(g/L)]/[礦粉質量(g)×含量(%)]×100

3 試驗結果與分析

3.1 礦石破碎與制粉

將礦石通過烘干后,用鍔式破碎機、中碎機、盤磨機等將礦石粉碎至全部通過0.28 mm(60目)、0.18 mm(80目)、0.15 mm(100目)、0.125 mm(120目)、0.10 mm(150目)、0.074 mm(200目)標準篩,在相同的試驗條件下進行不同粒度礦粉浸出與固液分離試驗,試驗結果見表4。

表4 不同粒度礦粉浸出與固液分離試驗結果

從表4的試驗結果可知,隨著破碎與制粉粒度的減小,礦粉中五氧化二釩的浸出回收率增加,當?shù)V粉粒度小于0.15 mm(100目)后,浸出回收率的增長幅度減緩。同時,礦粉粒度小于0.10 mm以后,浸出漿液的固液分離較難,表現(xiàn)在要使用致密濾紙或濾布且過濾速度慢。綜合考慮試驗速度、成本和標準粒度控制的難度,試驗采用90%以上通過0.15 mm(100目)標準篩的礦粉。

3.2 硫酸用量和濃度對浸出回收率的影響

固定其它試驗條件,通過改變硫酸用量和濃度進行礦粉浸出與固液分離試驗,試驗結果見圖2。

圖2 硫酸用量與浸出回收率關系曲線

從圖2的試驗結果可知,隨著硫酸用量的增加,其浸出回收率也隨之增大,當浸出液中硫酸濃度為175 g/L左右時,浸出效果較好。但隨著硫酸用量或濃度的繼續(xù)增加,浸出效果沒有很明顯的提高,試驗中采用165～180 g/L的硫酸用量和濃度。同時,反應固液比的改變,可達到調(diào)節(jié)硫酸消耗的目的,故試驗中控制反應固液比為1∶1.2～1.5。

3.3 浸出溫度對浸出回收率的影響

固定其它試驗條件,通過改變浸出溫度進行礦粉的浸出與固液分離試驗,試驗結果見圖3。

圖3 浸出溫度與浸出回收率關系曲線

從圖3的試驗結果可知,反應溫度越高,試驗樣品的浸出回收率越高,但當反應溫度高于85℃后,浸出回收率的增長緩慢,試驗選擇反應浸出溫度90 ±5℃。

3.4 浸出時間對浸出回收率的影響

固定其它試驗條件,通過改變浸出時間進行礦粉的浸出與固液分離試驗,試驗結果見圖4。

圖4 浸出時間與浸出回收率關系曲線

從圖4的試驗結果可知,浸出時間越長,試驗樣品的浸出回收率越高,但當反應時間超過5 h后,浸出回收率的增長緩慢,試驗選擇反應浸出時間6 h。

3.5 添加劑種類和用量對浸出回收率的影響

固定其它試驗條件,通過改變添加劑種類和用量進行礦粉的浸出與固液分離試驗,試驗結果見圖5。

從圖5的試驗結果可知,上述3種添加劑均能滿足石煤釩礦提釩需要,但添加劑C明顯較添加劑A和添加劑B的浸出回收率高,上述3中添加劑的選擇使用,可根據(jù)生產(chǎn)成本控制、環(huán)境保護和其它控制需要確定和選擇。

圖5 添加劑種類和用量與浸出回收率關系曲線

同時,添加劑用量越多,試驗樣品的浸出回收率越高,但當添加劑用量超過2%后,浸出回收率的增長緩慢,為確保浸出反應對添加劑的需要,達到降低生產(chǎn)成本,減少雜質引入等目的,試驗選擇添加劑用量為礦粉重量的3%。

3.6 試驗條件驗證

將粉碎至90%以上通過0.15 mm(100目)標準篩石煤釩礦粉1 000 g,置于3 000 mL的反應器中,加入礦粉重量3%的添加劑、1 200 mL水和110 mL的濃硫酸,在加熱至90℃后攪拌浸出6 h,控制反應溫度在90±5℃,并經(jīng)常補水使反應固液比在1∶1.3左右,反應完成后趁熱進行固液分離,濾渣用1 000 mL水洗滌并再次進行固液分離,試驗結果見表5,浸出液成分分析結果見表6。

表5 礦粉浸出及固液分離試驗結果表

從表5的試驗結果可知,在試驗選擇的綜合條件下進行石煤礦粉的浸出和固液分離,可使石煤礦粉中的五氧化二釩的浸出回收率達到78%以上。

3.7 浸出液成分分析

弄清浸出液中的有用、有害成分,可為后續(xù)工藝研究提供科學依據(jù),對浸出液的成分進行五氧化二釩和硫酸的容量分析,對溶液中的其它共存元素進行全譜分析,試驗結果見表6。

表6 浸出液成分分析結果表

從表6浸出液成分分析結果可知,浸出液中主要有用成分為藍色硫酸釩,其它有用金屬含量低;主要有害成分為硫酸、鈣、鎂、鋁、鐵、鈦等,后續(xù)通過濾液酸度調(diào)整,釩的氧化和離子交換等可達到對釩的分離,該研究工作正在進行中。

4 結 論

1.該石煤釩礦粉碎至90%以上通過0.15 mm (100目)標準篩,加入礦粉重量3%的添加劑和165～180 g/L的硫酸,控制固液比1∶1.2～1.5,在加熱至90±5℃后攪拌浸出6 h,可實現(xiàn)礦粉中釩的浸出回收率大于78%。

2.采用硫酸與添加劑協(xié)同直接浸出石煤中的釩比焙燒法提釩工藝,廢氣排放量大大減少,廢氣中不含Cl2、SO2、HCl等有毒有害氣體。

3.石煤釩礦直接用硫酸與添加劑協(xié)同浸出提釩,工藝簡短、生產(chǎn)設備投資少,有良好的研究和應用前景。

[1] 蔡晉強,張頂列.石煤提釩現(xiàn)狀與市場淺析[J].稀有金屬與硬質合金,1990,(3):32-34.

[2] 陳慶根.石煤釩礦提釩工藝技術的研究進展[J].礦產(chǎn)綜合利用,2009,(2):30-33.

[3] 游先軍,田宗平,李力,等.從湘西黑色頁巖中提取釩的工藝研究[J].濕法冶金,2008,27(1):31-34.

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Abstract:Vanadium in stone coal vanadium mine generally are class quality with like forms to replace the six with a bit of trivalent aluminum present in the lattice of illite or mica for vanadium leaching from illite or mica.It must destroy the structure containing vanadium mineral illite or mica.Ore crushed all through the 0.15 mm(100 mesh)standard sieve,heating and additive synergy,can be directly used in the sulfuric acid to leach V of the stone coal vanadium mine and then separate the leaching slurry to get the blue sulfuric acid vanadium solution.The results showed that:under normal test conditions,by adjusting the ratio of additive,the stone coal vanadium ore lenching and solid-liquid separation could be realized,and more than 78%of the V was recoveried.The acquisition of the leaching solution provided technical support for the follow-up vanadium extraction.

Key words:stone coal vanadium mine;sulfuric acid leaching;vanadium extraction;experimental study

Study on Direct Sulfuric Acid Leaching Test of Stone Coal Vanadium Mine

TIAN Zong-ping,DENG Sheng-wei,CAO Jian,LI Jian-wen, CHEN Zheng,ZHOU Yong-xing
(Hunan Institute of Mineral Resources Test and Utilization,Changsha410007,China)

TF84

A

1003-5540(2012)03-0017-03

2012-04-16

湖南省科技廳科技計劃項目(2010GK3187)。

田宗平(1963-),男,高級工程師,主要從事濕法冶金、化工工藝、分析測試和環(huán)境保護研究工作。