采用HBL101萃取石煤高酸浸出液中的钒
第 23 卷第 4 期中国有色金属学报 2013 年 4 月 V ol.23 No.4 The Chinese Journal of Nonferrous Metals Apr. 2013 文章编号：1004-0609(2013)04-1107-07
采用 HBL101 萃取石煤高酸浸出液中的钒
李青刚，许 亮，齐兆树，莫兴德，廖宇龙
(中南大学 冶金科学与工程学院，长沙 410083)
摘 要：针对现行石煤提钒萃取工艺及研究现状，提出采用新型萃取剂HBL101从石煤高酸浸出料液中直接萃取 钒的方案，考察料液的酸度、料液电位、萃取时间、相比以及温度对萃取率的影响，绘制 HBL1010 萃取等温曲 线。结果表明：在料液酸度为1.458 mol/L，萃取温度为35~45℃，萃取时间为10min，相比O/A=1/1(油相与水相体 积比)的条件下，钒的单级萃取率达到 95%以上。三级逆流萃取实验结果显示，钒的萃取率达到 99.7%以上。采用 NaOH对负载有机相进行反萃， 反萃液经调节pH后直接加入NH4Cl沉钒， 得到的五氧化二钒纯度达到98.68%以上。
关键词：石煤；钒；萃取；HBL101
中图分类号：TF841.1 文献标志码：A
Extraction of vanadium from high acid leaching solution of
stone coal by HBL101
LI Qing-gang, XU Liang, QI Zhao-shu, MO Xing-de, LIAO Yu-long
(School of metallurgical Science and Engineering, Central South University, Changsha 410083, China)
Abstract: A new extractant HBL101 was used to directly extract vanadium from high acid leach solution of stone coal.
The effects of acidity and potential of feed, time, phase ratio and temperature on the extraction of vanadium were investigated. The extraction distribution isotherms of vanadium were plotted. The extraction distribution isotherm was also obtained. The results show that the extraction of vanadium from the solution with 1.458 mol/L [H + ] reaches 95% in single stage with A/O ratio of 1:1 (volume ratio of oil phase to aqueous phase) at 35?45 ℃ for 10 min. In three-stage counter current test, the extraction rate of vanadium is 99.7%. The loaded organic can be easily stripped using NaOH solution. After pH adjustment, the strip liquor is used to precipitate vanadium by adding NH4Cl. The final product of V2O5 with purity of98.68% can be obtained.
Key words:stone coal? vanadium? extraction? HBL101
我国石煤提钒工艺起步于 20 世纪70 年代末期， 经过 30 年的发展，目前在钒行业中已占据重要的地 位。据统计，目前石煤提钒的产量已达到我国钒总产 量的45%左右。 近年来， 由于钒的市场价格急剧下降， 环境要求日益严格，生产成本较高，大部分石煤提钒 厂处于停产状态，仍在生产的少数几家也处于亏本或 持平状态，因此技术改革、降低生产成本迫在眉睫。 目前石煤提钒的生产工艺主要有：钠化焙烧、钙化焙 烧、酸浸萃取、碱法工艺等。钠化焙烧工艺对环境造 成巨大破坏，在我国很多地方已禁止使用。钙化焙烧 由于技术的原因，目前在国内还没有产业化的先例。 碱法工艺对矿石适应性差，目前国内只有两家工厂采 用。酸浸萃取工艺具有钒的回收率高、可自动化操作 的特点，应用广泛，成为目前石煤提钒的主流工艺。
当前国内萃取钒的工业中常用的萃取剂有碱性萃 取剂、中性萃取剂、酸性萃取剂等，其中应用较为成 熟的是酸性磷类萃取剂 P204 [1] 。在 P204 萃取石煤酸 浸液的钒之前一般需要用碱中和石煤酸浸出液中的
基金项目：国家“十二五”科技支撑计划资助项目(2012BAB07B05)
收稿日期：2011-06-20；修订日期：2012-10-31
通信作者：李青刚，副教授，博士；电话：0731-88830742；E-mail: xlshlqg@https://www.wendangku.net/doc/654413661.html,
中国有色金属学报 2013 年4 月 1108
酸，再用硫代硫酸钠还原溶液中高价态的钒，由于料
液的中的酸经中和后减少，很难循环使用，因此试剂 消耗量大 [2?8] 。伯胺 N1923 萃取钒(Ⅴ)，在 pH 值为 2 时，钒(V)萃取率能达到95%以上，而pH大于6时萃 取率不到35% [9?10] 。 刘波等 [11] 采用N263从钒(Ⅴ)溶液 中回收钒(Ⅴ)，研究发现萃取料液的pH值控制在5~7 时，萃取率达90%以上。张云等 [12] 在石煤酸浸液中采 用三正辛胺萃取钒(Ⅴ)，并以TBP 为协萃剂，结果发 现在 pH 值为 2~3 时萃取速度快，萃取率大于 98%。 伯胺 N1923、N263 和三正辛胺用于萃取钒(V)时，对 溶液的 pH 要求比较苛刻，工业上一般不采用。姚宝 书 [13] 采用TBP对偏钒酸铵进行萃取研究， 发现在浓度 为0.5 mol/L NH4VO3 的HCl溶液中，O/A=1/1、室温 下， 萃取率可达98%以上， 关于其工业应用未见报道。 沈明伟等 [14] 研究了 P507 分离钒(Ⅳ)、钼(Ⅵ)，发现在 用 P507+磺化煤油组成的有机相萃取石煤酸性浸出液 中的钒(Ⅳ)的同时，溶液中的钼也被萃取，且常温下， O/A=1/2时，经5级逆流萃取，钼(Ⅵ)、钒(Ⅳ)的萃取 率均达到 98%以上。P507 对钒(Ⅳ)、钼(Ⅵ)的选择性 较差，因此难以应用于工业生产中。刘玉国等 [15] 研究 了P538环己烷溶液萃取硫氰酸钒(Ⅴ)的机理，研究发 现在温度为20 ℃的条件下，萃取机理为+
2
VO 离子与 萃取剂电离出的 H + 交换 ，萃合物的组成中 n(+ 2
VO ):n(HA ? )=1:1，但其萃取效果并未见详细报道。 KIM 等 [16] 报道了采用乙酰丙酮从废催化剂苏打浸出 液中萃取钼(Ⅵ)、钒(Ⅴ)的研究，钒(Ⅴ)的萃取率接近 100%。但没有关于该研究成果更进一步的详细报道。
综上所述，目前钒萃取的研究及工业生产上存在 工艺流程长、循环利用效果差、生产成本高、萃取剂 选择性差、溶液的酸碱度要求严格等不足。此外，未 见从高酸浸出液中直接萃取钒的报道。为了克服上述 不足，同时解决高酸条件下萃取钒的问题，本文作者 首次提出了在不对石煤高酸浸液进行中和处理的情况 下，用氧化剂将高酸溶液中低价态钒氧化为钒(Ⅴ)， 然后用肟类萃取剂 HBL101 直接从高浓度的硫酸浸出 溶液中选择性萃取钒；其中萃余液的酸度不降低，可 返回用于浸出；减少了 P204 萃取工艺中浸出液的中 和、还原和反萃液氧化等工序，降低了试剂的消耗， 节约了生产成本，提高了生产效率。肟类萃取剂常用 于从水溶液中萃取铜、钴、镍等，其用于萃取钒曾有 学者研究。ZENG等 [17] 进行了用肟类萃取剂LIX63从 酸性溶液中萃取回收钼(Ⅵ)、 钒(Ⅴ)的研究， 结果显示， 在pH值为1~2时该萃取剂可以从含Fe的溶液中选择 性萃取钼(Ⅵ)、钒(Ⅴ)，其研究也停留在酸度较低的条 件下，未见高酸条件下萃取钒研究的报道。 1 实验
1.1 实验试剂与设备
1.1.1 实验试剂
萃取剂主要有 HBL101，这是一种肟类螯合萃取 剂，国内某厂提供；稀释剂为磺化煤油。
料液为国内某公司提供的高浓度的石煤硫酸浸出 液，料液酸度为1.458 mol/L，在本实验中提到的酸度 均为H + 浓度，其单位均为mol/L，其成分见表1。
表1 料液各组分的浓度
Table1 Chemical components of feed solution (g/L) V2O5 H2SO4 Fe Mg Ca
5.75 71.442 7.447 0.822 0.007
Al As Cr P SiO2
5.358 0.0361 0.146 1.053 0.208
Vanadium concentration in aqueous phase was determined by ferrous ammonium sulfate titration, other concentrations in aqueous phase were determined by ICP.
1.1.2 实验设备
125 mL/250 mL 梨型分液漏斗，康氏振荡器， pH/ORP?4571 酸度计/氧化还原电位计，电感耦合等 离子体发射光谱仪。
1.2 实验原理
由于萃取剂是肟类螯合萃取剂，被萃取的金属阳 离子与 HL 作用生成螯合物 ML n，进入有机相生成萃 合物，其反应方程如下：
HL
VO 2+
+ →+
+H
L
VO 2 (1) 负载有机相反萃采用 NaOH 溶液，其中 Na + 与萃
合物中的+
2
VO 交换，Na + 进入有机相发生反萃反应， 其反应方程式如下：
L
VO
NaOH 2
+ → 3
HVO
NaL+ (2)
1.3 实验方法
(1) 料液预处理：实验前将沉淀过滤后，向料液 中加入氯酸钠进行氧化，氧化时搅拌30min，搅拌结 束后静置 8~24 h。(2) 有机相的配制：按萃取剂与稀 释剂体积比为1:9，量取有机相于烧杯内，充分搅拌，
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使其混合均匀即得所需的有机相。(3) 萃取实验：先 量取一定体积有机相装入 125 mL 分液漏斗，再量取 需要量的料液，加入装有有机相的分液漏斗，根据要 求的萃取条件，将分液漏斗放入水浴恒温振荡器中匀 速振荡， 根据实验要求的时间等条件来控制振荡过程， 振荡结束后，取出分液漏斗，置于萃取架分层。分析 萃余液中各元素的浓度，计算萃取率(E )。
%
100 [Me] [Me] 1 o
o a a ′ - = V V E (3)
式中：[Me]a 为萃余液中离子浓度，g/L ；[Me]o 为料液 中离子浓度，g/L ；V a 为萃余液的体积，L ；V o 为料液 的体积，L 。
2 结果与讨论
2.1 料液酸度对各元素萃取率的影响
实验料液： 用NaClO 3 将料液氧化到电位950mV ， 静置24h 以上开始实验，料液中V 2O 5 浓度5.75g/L 。
萃取条件如下：O/A 为1/2，萃取时间为10min ， 分相时间3 min ，温度为28 ℃，水相体积为60 mL ， 实验结果如图1
所示。
图1 酸度对各元素萃取率的影响
Fig. 1 Effect of [H +
] on extraction of elements
从图 1 可看出，溶液酸度对钒的萃取率影响不显 著。随着酸度的增加，钒的萃取率呈略微下降的趋势， 在 O/A=1/2、酸度为 4 mol/L 时钒的单级萃取率仍然 达到 80%以上。从萃取原理 M n + (aq)+n HL(org)=
ML n (org)+n H +
(aq)看出，在高酸条件下钒与萃取剂的 结合能力大于H + 及其他金属杂质离子的结合能力。 随
着酸度的降低，从图1可以出，少量Fe 、Al 离子被萃 取，分析认为，酸度的降低使萃取平衡反应向右移动，
有利于萃取金属离子，Fe 3+ 、Al 3+
与萃取剂结合能力随 着酸度的降低而增强，故有少部分 Fe 3+ 、Al 3+ 在低酸
条件下被萃取。其中， Ca 2+ 在酸度为0.5~1.5mol/L 时，
也有少部分被萃取，但Ca 2+ 的总浓度为0.007 g/L ，可
能是由于存在分析误差，使其萃取率接近 8%。而在 各酸度条件下钒的萃取率均在80%以上，而其他杂质 的萃取率较低，说明该萃取剂在 0~4 mol/L 酸度条件
下对钒(Ⅴ)具有较好的选择性，可以直接从高酸溶液
中萃取钒(Ⅴ)，同时达到与 Fe 3+ 、Al 3+ 等杂质分离的
效果。
2.2 料液电位对钒、铁、钙、镁萃取率的影响
实验料液：用 NaClO 3 将料液氧化到电位分别为 445、578、605、782、884、956、1072、1135 mV ， 静置24h 后再萃取，料液酸度为1.458mol/L 。
萃取条件如下：O/A 为1/1，萃取时间为10min ，
分相时间3 min ，温度为28 ℃，水相体积为50 mL ， 考察溶液电位对萃取的影响，实验结果如图2
所示。
图2 料液电位与萃取率的关系
Fig. 2 Effect of potential of feed solution on extraction of metals
由图 2 可看出，钒的萃取率随电位的增大呈上升 趋势。且当电位在 850~900 mV 时，钒的萃取接近 100%，而高于该电位范围时，钒的萃取率基本不发生 改变。根据钒水溶液φ—pH 图 [18] 可知，在溶液酸度为
1 mol/L 、电位在900mV 以上钒是以 +
2 VO 形式存在。
结合图2 可知，在电位低于 850 mV 时，钒大部分是
以 + 2 VO 和 VO 2+
阳离子形式存在，随着电位的升高， 溶液中 + 2 VO 占的比例升高， 而萃取率也随着电位的增 大而升高，说明该萃取剂对 + 2 VO 具有较好的萃取效
果。随着电位的变化，溶液中Fe 的价态也在变化，在
中国有色金属学报 2013 年4 月
1110 低电位时，Fe 以Fe 2+
形式存在，随着电位的升高，由 Fe 2+ 变成Fe 3+ ，而Fe 的萃取率不管电位如何变化几乎 为零。溶液中的Ca 2+ 、Mg 2+ 的价态不随电位的变化而
发生改变，其萃取率几乎都为零，实验结果表明该萃
取剂对 + 2 VO 具有较高的选择性，避免了 Fe 2+ 、Fe 3+ 、
Mg 2+ 、Ca 2+ 等离子给湿法冶金分离带来的困扰。
2.3 萃取时间对钒和铁萃取率的影响
实验料液： 用NaClO 3 将料液氧化到电位880mV ，
静置24h 开始实验，料液[H + ]为1.458 mol/L ，料液中
V 2O 5 浓度为5.75 g/L 。在本文作者的后续实验的料液 均与本实验的相同。
萃取条件如下：O/A 为1/1，分相时间为3min ， 温度为28℃，水相体积为50mL ，实验结果如图3所
示。
图3 萃取时间与钒萃取率的关系 Fig. 3 Effect of time on extraction of metals
从图 3 可看出，在 10 min 内， +
2 VO 萃取率随着
时间的延长而提高， 当萃取时间超过10min 时萃取率 基本不变， 即该萃取剂萃取钒在10min 左右达到了萃 取平衡，故选择最佳萃取时间为10min 。而不管时间 如何变化铁萃取率几乎为零，由于料液经过预处理，
料液中的铁为Fe 3+ ，说明该萃取剂能有效地分离 + 2 VO 和Fe 3+ 。
2.4 萃取相比对钒萃取率的影响
萃取条件如下： 萃取时间为10min ， 温度为28℃， 分相时间为3min ，有机相体积为30mL ，实验结果如 图4所示。
从图4可以看出， 随着O/A 的减小钒萃取率降低， 对于含 10%的肟类萃取剂，O/A=1/1 时其单级萃取率
在95%以上，相比越小，水溶液中的钒(Ⅴ)含量越高。 为了保证浸出液的萃取率， 应采取相比1/1。在实际生 产中， 采用相比1/1，通过改变水相和有机相流量来保
证有机相的饱和萃取。
图4 相比对钒萃取率的影响
Fig. 4 Effect of O/A on extraction of vanadium
2.5 萃取温度对钒和铁萃取率的影响
萃取条件如下：O/A=1/1，萃取时间为 10 min ， 分相时间为3min ，水相体积为50mL ，实验结果如图 5
所示。
图5 温度对萃取的影响
Fig. 5 Extraction of temperature on extraction of vanadium
从图5可看出， 肟类萃取剂在低温下其萃取钒(Ⅴ) 的效果并没有达到最佳，这可能与温度低萃取反应的 活性低有关。35~45 ℃时，萃取率达到最高，随着温 度升高萃取率反而降低。因为温度过高，肟类萃取剂 会发生突变 [19] ，有机相的挥发增大，造成有机相的损 失增大。同时温度越高对能源的需求也越多。故萃取 钒的最佳温度应该为35~45℃。不管温度如何变化，
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Fe 的萃取率几乎为0，说明温度改变不会使该萃取剂 萃取铁。
2.6 钒萃取等温曲线
在相比O/A=1/1、 温度为28 ℃、 萃取时间为10min 时，采用相比法测定萃取饱和量，绘制萃取等温曲线 如图6
所示。
图6 钒(Ⅴ)的萃取等温曲线
Fig. 6 Isotherm extraction curves of vanadium(V)
从图 6 可以看出，在有机组成为 10%HBL101+ 90%磺化煤油的饱和萃钒量(V 2O 5)为15.28 g/L 左右。 由图 6 可知，钒(Ⅴ)的萃取等温线的斜率较大，说明 钒(Ⅴ)在该萃取体系中萃取性能较好。依照逆流萃取 原理，绘制马克凯勒—齐利图，设萃余液中钒(Ⅴ)浓 度为 0.03 g/L 时，按照相比 O/A=1/2 操作线，绘制 钒(Ⅴ)的操作曲线，从图 6 可以看出，通过三级逆流 萃取， 水相中的钒(Ⅴ)浓度可以降低至0.03 g/L 。 因此， 该萃取体系需经过三级逆流萃取提取钒(Ⅴ)。 2.7 三级逆流实验
在本实验中，进行了 6 组三级逆流萃取实验，操 作流程图如图 7，图中 A 代表水相，O 代表有机相， 方框代表梨形分液漏斗。萃取条件如下：t =30 ℃， O/A=1/2.4，接触时间10min ，分相时间3min ，V 0=30 mL 。图 7 中，A 1、A 2、A 3、A 4、A 5、A 6 分别表示三 级迸流萃取后的萃余液，O 1、O 2、O 3、O 4、O 5、O 6 分别表示三级迸流萃取的负载有机相。实验结束后， 用硫酸亚铁铵滴定法分析 A 1、A 2、A 3、A 4、A 5、A 6 中的钒浓度，用 ICP 分析 A 6 中各杂质金属离子的浓 度。实验结果分别见表 2 和表 3。由表 2 可知，采用 三级逆流萃取，萃余液中钒浓度低于 0.02 g/L ，钒的 萃取率达到
99.7%
图7 三级逆流萃取模拟实验流程
Fig. 7 Flowchart of simulated three-stages counter current extraction
表2 钒的三级逆流模拟试验结果
Table 2 V anadium of simulated three-stage counter current extraction
No. ρ/(g ×L ?1
)
Extraction rate/%
A1 0.0097 99.83 A2 0.0149 99.74 A3 0.0097 99.83 A4 0.0149 99.74 A5 0.0097 99.83 A6
0.0149
99.74
表3 A 6 中各种杂质金属离子的实验结果
Table 3 Metals of simulated counter current extraction in A 6
Element ρ/(g ×L ?1 )
Extraction rate/%
Fe 7.442 0.07 Mg 0.800 2.67 Ca 0.070 0 Al 5.348 0.19 As 0.036 0.28 Cr
0.145
0.68
以上。从表 3 可以看出，料液中的杂质金属离子萃取 率几乎为零，说明萃取剂对钒具有较高的选择性。
将按照图 7所示操作流程图实验得到的负载有机
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1112 相 O 1、O 2、O 3、O 4、O 5、O 6 混合后，用 1 mol/L 的 NaOH 按O/A=1/1，在室温下反萃30 min 得到的反萃 液调节pH 为8.8后采用铵盐直接沉钒， 得到的偏钒酸 铵烘干后煅烧得到 V 2O 5，采用 ICP 分析 V 2O 5 中各杂 质含量，结果见表4。
表4 五氧化二钒中主要杂质元素的质量分数 Table 4 Major impurity contents in V 2O 5 Element Mass fraction/% Element Mass fraction/%
Al 0.1314 Li 0.0236 As 0.1246 Mg ? Ca 0.0782 Mn ? Cd 0.0104 Na 0.4505 Cr 0.0086 Ni 0.0019 Co 0.0022 Pb 0.0754 Fe 0.0392 Zn 0.1160 K
0.2563
V
98.6817
从表 4 可以看出，负载有机相直接反萃后得到反 萃液，反萃液直接沉钒得到的产品纯度达到98.68%。 该萃取剂不萃取料液中的Fe 等元素， 所得萃余液的钒 (Ⅴ)含量均较低，且分相速度快，得到的反萃液可直 接沉钒，最终得到的产品纯度达到98.68%以上。
3 结论
1) HBL101能在酸度为0~4 mol/L 的范围内萃取
+ 2 VO ，且不萃取Fe 3+ 、Al 3+ 、Ca 2+ 、Mg 2+
等杂质金属，
具有较优良的选择性。
2) HBL101萃取石煤高酸溶液中V 2O 5 的最佳萃取 条件如下： 温度35~45℃， 萃取时间10min ， O/A=1/1， 在该条件下钒(Ⅴ)的单级萃取率达到95%以上。
3) 通过 HBL101 萃取等温曲线求得逆流萃取的 理论级数为 3级，经 3 级逆流萃取，钒的萃取率达到 99.68%以上。
4) HBL101不需要调节酸度，可直接萃取料液， 节约了生产成本，降低了环境污染。其萃取饱和量相 比 P204 大，达到 15.28 g/L ，该萃取剂应用于工业生 产能有效地避免 P204 萃取工艺中的中和调酸、还原
等步骤，且该萃取剂 + 2 VO 具有较高的选择性，
避免了 湿法冶金中 Fe 3+
的干扰。负载有机相反萃后，反萃液
经调节 pH 值后，可直接用氯化铵沉钒，同样也避免 了P204萃取工艺中反萃液氧化后沉钒。 REFERENCES
[1]
李尚勇, 谢 刚, 俞小花. 从含钒的浸出液中萃取钒的研究 现状[J]. 有色金属, 2011, 63(1): 100?104.
LI Shang-yong, XIE Gang, YU Xiao-hua. Vanadium extraction with acidic medium[J]. Nonferrous Metals, 2011, 63(1): 100?104. [2]
鲁兆伶. 用酸法从石煤中提取五氧化二钒的试验研究与工业 实践[J]. 湿法冶金, 2002, 21(4): 175?183.
LU Zhao-ling. Investigation and industrial practice on extraction of V 2O 5 from stone coal containing vanadium by acid process[J]. Hydrometallurgy of China, 2002, 21(4): 175?183. [3]
王晓丹, 朱 云. 制酸废催化剂回收钒[J]. 有色金属, 2010, 62(4): 62?64.
WANG Xiao-dan, ZHU Yun. Vanadium recovery from spent acid-making catalyst[J]. Nonferrous Metals, 2010, 62(4): 62?64. [4]
胡建锋, 朱 云. P204 萃取硫酸体系中钒的性能研究[J]. 稀 有金属, 2007, 31(7): 367?370.
HU Jian-feng, ZHU Yun. Extraction of vanadium by P204 from sulfuric acid solution[J]. Chinese Journal of Rare Metals, 2007, 31(7): 367?370. [5]
LI Xing-bin, WEI Chang, DENG Zhi-gan, LI Min-ting, LI Cun-xiong, FAN Gang. Selective solvent extraction of vanadium over iron from a stone coal/black shale acid leach solution by D2EHPA/TBP[J].Hydrometallurgy,2010, 105:359?363.
[6] 李兴彬, 魏 昶, 樊 刚, 邓志敢, 李旻廷, 李存兄. 溶剂萃 取?铵盐沉钒法从石煤酸浸液中提取五氧化二钒的研究[J]. 矿冶, 2010,19(3): 49?53.
LI Xing-bin, WEI Chang, FAN Gang, DENG Zhi-gan, LI Min-ting, LI Cun-xiong. Research of vanadium pentoxide from an acid leaching solution of stone coal using solvent extraction and ammonium precipitation[J]. Mining & Metallurgy, 2010, 19(3):49?53.
[7] 李晓健. 酸浸?萃取工艺在石煤提钒工业中的设计与运用[J]. 湖南有色金属, 2000, 16(3): 21?23.
LI Xiao-jin. Design and application of acid leaching —Extraction processing in bone coal extracting vanadium industry[J]. Hunan Nonferrous Metals, 2000, 16(3): 21?23.
[8] 曹耀华, 高照国, 刘红召, 李 琦. 萃取法从含钒酸浸液中提 取钒的研究[J]. 河南化工, 2007, 24(6): 20?23.
CAO Yao-hua, GAO Zhao-guo, LIU Hong-zhao, LI Qi. Study on vanadium extraction from vanadium acid leaching solution[J]. Henan Chemical Industry, 2007, 24(6): 20?23.
[9] WANG Yu-xing, LUO Qin-ge, LIU Shu-me. A study on extraction mechanism of vanadium(Ⅴ) by primary amine
第 23 卷第 4 期 李青刚，等：采用 HBL101 萃取石煤高酸浸出液中的钒 1113
N1923[J]. Natural Science Journal of Xiangtan University, 1990, 19(3): 139?146.
[10] 刘彦华, 杨 超. 用溶剂萃取法从含钒浸出液中直接沉淀钒
[J]. 湿法冶金, 2010, 29(4): 263?267.
LIU Yan-hua, YANG Chao. Research on direct precipitate of vanadium in vanadiferous leaching solution[J]. Hydrometallurgy of China, 2010, 29(4): 263?266.
[11] 刘 波, 冯光熙, 黄祥玉, 张 敏. 用 N263 从钒溶液中回收
钒[J]. 化学研究与应用, 2003, 15(1): 54?57.
LIU Bo, FENG Guang-xi, HUANG Xiang-yu, ZHANG Min.
Recovery of vanadium pentoxide from contained vanadium solution with methyltri (C9-11 alkyl) ammonium chloride[J].
Chemical Research and Application, 2003, 15(1): 54?57. [12] 张 云, 范必威, 彭达平, 陈细发. 从石煤酸浸液中萃取钒的
工艺研究[J]. 成都理工学院学报, 2001, 28(1):107?109.
ZHANG Yun, FAN Bi-wei, PENG Da-ping, CHEN Xi-fa.
Technology of extracting V2O5 from the stone coal acid-leaching solution with TOA[J]. Journal of Chengdu University of Technology, 2001, 28(1): 107?109.
[13] 姚宝书. TBP萃取偏钒酸铵的条件[J]. 化学世界, 1990, 31(1):
12?14.
YAO Bao-shu. The conditions of ammonium metavanadate extraction using TBP[J].Chemical World, 1990, 31(1):12?14. [14] 沈明伟, 朱昌洛, 李华伦. P507-煤油体系在钒钼萃取分离中
的试验研究[J]. 矿产综合利用, 2007(4):14?18.
SHENG Ming-wei, ZHU Chang-luo, LI Hua-lun.
P507-Kerosene system in extraction separation of vanadium and molybdenum[J]. Multipurpose Utilization of Mineral Resources, 2007(4):14?18.
[15] 刘玉国, 安 悦, 付晓东, 杨 东. P538萃取钒(Ⅳ)的研究[J].
光谱实验室, 1998,15(5): 32?34.
LIU Yu-guo, AN Yue, FU Xiao-dong, YANG Dong. Study on vanadium( Ⅳ ) extracted by P538[J]. Chinese Journal of Spectroscopy Laboratory, 1998, 15(5): 32?34.
[16] KIM K, CHO J W. Selective recovery of metals from spent
desulphurization catalyst[J]. Korean Journal of Chemical Engineering, 1997,14(3):162?167.
[17] ZENG L, CHENG C Y. Recovery of molybdenum and
vanadium from synthetic sulphuric acid leach solutions of spent hydrodesulphurisation catalysts using solvent extraction[J].
Hydrometallurgy,2010, 101:141?147.
[18] POST K, RIBINS R G. Thermodynamic diagram for the
vanadium–water system at 298.15 K[J]. Electrochimica Acta, 1976,21: 401?405.
[19] BARNARD K R, TURNER N L. The effect of temperature on
hydroxyoxime stability in the LIX 63–versatic 10–tributyl phosphate synergistic solvent extraction system under synthetic nickel laterite conditions[J]. Hydrometallurgy, 2011, 109: 245?251.
(编辑 龙怀中)
石煤提钒钠化焙烧与钙化焙烧工艺研究
第34卷 第2期Vol 134 No 12 稀 有 金 属 CH I N ESE JOURNAL OF RARE MET ALS 2010年3月 Mar 12010 收稿日期:2009-09-19;修订日期:2009-10-15 作者简介:别 舒(1983-),女,江苏盐城人,硕士;研究方向:提取冶金及冶金物理化学3通讯联系人(E -mail:zhangyg@tsinghua .edu .cn ) 石煤提钒钠化焙烧与钙化焙烧工艺研究 别 舒1 ,王兆军1 ,李清海2 ,张衍国 23 (1.北京热华能源科技有限公司,北京100084;2.清华大学热科学与动力工程教育部重点实验室,北京100084) 摘要:调研了石煤提钒钠化焙烧和钙化焙烧两种工艺的发展现状。高硅低钙含量的石煤宜采用钠化焙烧,高钙含量的石煤宜采用钙化焙烧,两种工艺各有所长。归纳了两种工艺下石煤提钒的最佳焙烧条件,得出最佳焙烧条件分别为:钠化焙烧温度区间800～850,焙烧时间2.0～ 2.5h,磨矿粒度106～180mm,氯化钠用量为矿石的10%～20%。钙化焙烧比钠化焙烧要高100℃,温度区间900～950℃,焙烧时间2～3h,磨 矿粒度106～180mm,石灰用量为矿石的6%～8%。两种焙烧都需要充足的氧化氛围,但钠化焙烧时氧气不宜过多。各最佳焙烧条件之间存在一定耦合关系,在生产实际中,宜针对不同石煤进行特定实验。最后,总结了石煤提钒的主要焙烧设备,其中流化床炉具有较好的发展前景。 关键词:石煤;钒;焙烧;最佳焙烧条件;流化床 doi:10.3969/j .issn .0258-7076.2010.02.023 中图分类号:TF841.3 文献标识码:A 文章编号:0258-7076(2010)02-0291-07 Rev i ew of Vanad i u m Extracti on fro m Stone Coa l by Roa sti n g Techn i que w ith Sod i u m Chlor i de and Ca lc i u m O x i de Bei Shu 1 ,W ang Zhaojun 1 ,L i Q inghai 2 ,Zhang Yanguo 23 (1.B eijing N o w va Energy Technology Co .,L td .,B eijing 100084,China;2.Key L aboratory for Ther m a l Science and Po w er Engineering of M inistry of Educa tion,Tsinghua U niversity,B eijing 100084,China ) Abstract:The devel opment of technol ogy on vanadiu m extracti on fr om st one coal by adding s odiu m chl oride and calciu m oxide was revie wed .St one coal with large a mount of silica and l ow in calciu m was suitable f or r oasting with s odiu m chl oride .St one coalwith large a mount of calciu m was suitable for r oasting with calciu m oxide .Both techniques had advantages .The op ti m u m additive dosage,r oast 2ing temperature and r oasting ti m e were concluded .W hen adding s odiu m chl oride,r oasting te mperature of 800～850℃,r oasting ti m e of 2.0～2.5h,granularity of 106～180mm,salt dosage of 10%～20%were f ound t o be the best conditi ons for r oasting .Compared with r oasting with s odiu m chl oride,r oasting te mperature of 900～950℃,r oasting ti m e of 2～3h,granularity of 106～180mm,calci 2u m oxide dosage of 6%～8%were the best conditi ons f or r oasting with calciu m oxide .Both techniques needed sufficient oxidizing at 2mos phere .W hen r oasting with s odiu m chl oride,it was by no means the more oxygen the better .There were coup ling relati onshi p s a 2mong different op ti m u m conditi ons .I n p ractical p r oducti on,s pecial experi m ents should be conducted for different kinds of st one coal .D ifferent r oasting furnaces were su mmarized that circulating fluidized bed (CF B )had more advantages than others .Key words:st one coal;vanadiu m;r oasting;op ti m u m conditi on;circulating fluidized bed 稀有金属元素钒,是一种重要的战略物资,因其具有优良的合金性能和催化作用,被广泛地应用于冶金、化工、机械、电子仪器仪表、汽车、船舶、轻工等国防尖端技术部门 [1] 。然而,钒没有可单独开采的富矿,总是以低品位与其他矿物共生。石煤是一种碳质页岩,是我国 一种独特的钒矿资源,其特点是发热量低、含有多种金属和非金属元素,一般石煤中含五氧化二钒约为0.5%～1.2%,在目前的技术经济条件下,品位达到0.8%以上的才具有工业开采价值 [2] 。 我国石煤资源分布于20多个省区,尤以湖南、湖北、江西、浙江等省含钒石煤资源丰富,目前国
湖北省钒矿行业分析报告
湖北省钒矿行业分析报告二〇一二年四月三日
一、钒矿行业现状 1、钒的特征和主要用途 钒是一种高熔点稀有金属，广泛应用于机械制造、汽车、航空航天、铁路、桥梁等领域。钒也是一种可锻金属，钒是电的不良导体，其电导率仅为铜的十分之一。室温时，致密的钒对氧、氮和氢都是稳定的。钒能耐盐酸、稀硫酸、碱溶液和海水腐蚀，但能被硝酸、氢氟酸或浓硫酸腐蚀。钒主要制成钒铁用作钢铁的合金组分，它具有能细化钢铁基体晶粒的作用，故广泛用于各类钢种。钒在非铁合金中主要用于制造钛合金。钒的金属间化合物是超导材料。 钒广泛用作有机和无机氧化反应的催化剂，用于生产硫酸、精炼石油；用来制作吸收紫外线和热射线的玻璃以及玻璃、陶瓷的着色剂。钒的氧化物和偏钒酸盐用于生产印刷油墨和黑色染料。 2、国内市场供需形势分析 我国是钒的生产大国和消费大国。据估算2007年和2008年我国钒产量的金属折合量分别约为23500吨与23600吨，2007年我国钒的消费量为7800吨。 我国涉钒企业（含钒产品贸易、钒合金加工、钒冶炼、钒矿石开采）约1000多家。从业人数从几人到几千人不等。其中大型的上市公司包括攀钢钒钛、明星电力（控股山阳杨洼钒矿）、天兴仪表（控股耀岭河钒矿）、河北钢铁、广东博信、西宁特钢、中电钒业等10余家。（参阅《钒金属主要上市公司》（），目前我国唯一的钒生产大户攀枝花新钢钒股份有限公司已经形成了年产五氧化二钒18000吨和钒铁9000吨的生产能力，成为全球产能最大的钒制品企业。 我国是钒的出口大国。有数据表明，2005-2008年的4年间，共出口五氧化二钒52787吨，年均出口13200吨。见表1所示。
钒钛产品工艺与设备 考试要点
钛精矿： 选矿方法：重选法，电选法，浮选法，磁选法和联合分选法。理论分子式：FeTiO2. 重选原理：根据矿物的密度不同而进行分离的方法。 浮选：泡沫浮选，按照矿物表面物理化学性质差异来分离各种细粒的方法。 电选：依靠不同物料间电性差异，借助于高压电场作用实现分选、分离的一种分选方法。磁选：利用磁性颗粒和非磁性颗粒在分选空间的运动行为差异进行分选的过程。 选矿工艺流程：破碎、筛分、磨矿、分级、分选、脱水及产品储存。 选钛厂主要设备：球磨机、强磁机、干燥机、盘式过滤机、加药药剂搅拌槽、浮选机（吸入槽） 钛渣： 钛渣的生产方法主要是电炉熔炼法。使用还原剂将钛精矿中的铁氧化物还原成金属铁分离出去的选择性除铁，从而富集钛的火法冶金过程。以无烟煤或石油焦为还原剂，与钛精矿经过配料、制团后，加入矿热式电弧炉内，于1600~1800℃高温下还原熔炼，所得凝聚态产物为生铁和钛渣，根据生铁和钛渣的比重和磁选差别，使钛氧化物与铁分离，从而得到含TiO2 72%~95%的钛渣。 原料：钛精矿，焦炭（无烟煤）。产品：酸溶性钛渣或氯化钛渣、生铁。工艺：电炉熔炼法。设备：矿热式电弧炉 高温主反应式：FeTiO3+C===Fe+TiO2+CO △G=190900-161T (298~1700K) 高温副反应式：3/4FeTiO3+C===1/4Ti3O5+3/4Fe+CO △G=209000-168T (298~1700k) 2FeTiO3+3C===2Fe+Ti2O3+3CO △G=213000-171T (298~1700k) FeTiO3+2C===Fe+TiO+2CO △G=252600-177T (298~1700k) 赤铁矿被还原：Fe2O3+3C===2Fe+3CO △G=164000-176T (298~1700k) 在电弧炉2000K以下的温度下，杂质不可能被还原，故进入钛渣渣相，只有氧化铁被还原成了单质金属铁。 工艺流程：配料、制团、电炉熔炼、渣铁分离、冷却炉前钛渣、破碎，磁选、获得产品高钛渣。 人造金红石： 又称合成金红石，指利用化学加工方法，将钛铁矿中的大部分铁成分分离出去所产生的一种在成分和结构性能与天然金红石相同的富钛原料，其TiO2含量视加工工艺的不同波动在91%~96%，是天然金红石的优质代用品，大量用于生产氯化法二氧化钛，也可用于生产四氯化钛、金属钛等。 生产原理：由钛铁矿生产人造金红石的工艺基础是除去钛铁矿中的铁及其他杂质，最大限度地以金红石形式富集钛，生产工艺的主体均包括钛铁矿的氧化、还原、浸出及废酸的处理，最终产品是多孔金红石型的颗粒氧化钛相。一般工艺过程是，在800℃焙烧钛铁矿，在原生颗粒内碎裂成赤铁矿、金红石和假板钛矿，使其分别成为铁和钛的氧化物，然后将其分离。主要方法：石原法、Benelite法、Murso法、Becher法、选择氯化法、钛渣法。 工艺流程：还原熔炼、选择氯化、预氧化、酸溶、锈蚀、磁选分离、酸浸、氧化、最后得到人造金红石。 选择性氯化法生产金红石反应式：Fe2O3.TiO2+3/2C+3Cl2===TiO2+2FeCl3+3/2Co2 FeO.TiO2(s)+C(s)+3/2Cl2(g)===FeCl3(g)+TiO2+CO(g) 盐酸循环浸出法：钛铁矿在稀盐酸中选择性地浸出Fe,Ca,Mg,Mn等杂质而被除去，从而使
中国农大食品工程原理 第9章(6) 浸出和萃取
第9章 浸出和萃取 浸出和萃取是指加溶剂于混合物，利用溶剂对不同物质具有不同溶解度，从而使混合物得到完全或部分分离的过程。如果被处理的混合物为固体，则称为浸出或浸取；如 果被处理的混合物为液体，则称为液—液萃取或萃取。 分离的依据：组分的溶解度不同。 1 浸出 1．1 浸出理论 1．1．1 浸出体系组成的表示方法 浸出体系为三组分体系：①溶质A ；②溶剂S ；③惰性固体B 。 组成关系用等腰直角三角形相图表示，如下图所示： 在三角形相图中： ①三个顶点分别表示三种纯组分（100%）； ②三角形的任一边表示一个两组分混合物； ③三角形内的任一点表示一个三组分混合物； ④平行于任意一边的直线表示其所对顶角组分的一个恒定组成，如图中的JK 直线上的任一点均表示B 组分的组成为40%。 按以上规定，得图中M 点的组成为： x A = 0.30；x B = 0.40；x S = 0.30 1.1.2 浸出系统的平衡关系 浸出平衡：固体空隙中溶液的浓度等于固体周围溶液的浓度。 理论级：能够达到浸出平衡的浸出级（器）。 1．1．3 溢流与底流平衡关系的表达 溢流：浸出完成后，从浸出器顶部排出的均相溶液（清液）； 组成：A+S 。 底流：从浸出器底部排出的残渣； 组成：B+A+S 。 在三角形相图上，溢流的组成点位于AS 边上（图中E 点）；底流的组成位于BE 联线上（图中R 点）。
下列符号的意义： （或y）-溢流中溶质A的组成； y A （或x）-底流中溶质A的组成。 x A 1．1．4 杠杆规则 表达组成与该点质量的关系。 对BME线段： E ME R=（M为支点） RM M=（R为支点） E RM RE M=（ E为支点） R RE ME 对FMS线段： F=（M为支点） FM MS S 1.1.5 单级浸出过程的表示 一定量的原料F（含A，B）与一定量的纯溶剂S混合，物系点M位于SF连线上；其位臵由S/F决定；浸出平衡后，得溢流E和底流R。 基本物料关系： F+S=M=R+E 平衡关系： R= RM E ME 上两式联立可解得R，E。 1．2 浸出速率
石煤钒矿工艺矿物学讲解
原矿工艺矿物学研究 2.2.1 化学成分及化学物相分析 原矿的X荧光光谱半定量分析结果列于表2-1，多元素化学成分分析结果见表2-2，钒的价态和化学物相分析结果分别见表2-3、2-4，碳的化学物相分析结果见表2-5。 敏度范围，未能检出。
由表2-1~2-5可以看出： （1）矿石中可供选冶回收的主要组分V2O5含量仅为0.65%，铜、铅、锌等其他有价金属元素含量都很低，综合回收的意义不大。（2）钒的价态以四价为主，其次是三价，而五价钒为痕量。钒主要分布在碳质物中，分布率占72.31％；其次是分布在云母中，占21.54%。与价态相关联，碳质物中钒的分布比例与四价钒相当。 （3）矿石中主要成分为SiO2，其次是C、CaO、Al2O3和K2O等，并有较高的烧失量（Ig）。 （4）碳主要以游离碳形式存在，分布率占79.15％，这类碳即为镜下所见的大量碳质物。其次是以碳酸盐形式存在，分布率为20％。 综合化学成分特点，可以认为区内矿石属单一的含钒碳质页岩或板岩。 2.2.2 矿物组成及含量 样品为破碎颗粒样，质地较为坚硬，未见明显风化现象。颗粒呈黑色，但污手现象不严重，这可能与矿床产生的地质变质作用有关。镜下可见部分颗粒中矿物平行定向分布特点较为明显，在部分颗粒中
为无定向混杂分布。经镜下鉴定、X射线衍射分析和扫描电镜分析综合研究表明，矿样中主要矿物为石英、方解石、伊利云母和碳质物，其次有高岭石、蒙脱石、磷灰石、重晶石、钡解石、长石、榍石等。金属硫化物主要为黄铁矿，其次为闪锌矿。金属氧化物含量很少，见有褐铁矿和金红石（或锐钛矿）。 矿石的X射线衍射矿物相分析见图2-2，图谱中反映了矿石中含量较高，结晶较好的矿物相；由于碳质物为非晶质物或结晶程度差，在图谱中未能出现峰值。 图2-2 原矿的X射线衍射矿物相分析图谱 经综合鉴定，结合化学成分分析，将矿石中主要矿物的重量含量列于表2-6。 表2-6 矿石中主要矿物的含量（%）
钒钛磁铁矿共(伴)生SM元素的提取(钒渣-五氧化二钒-三氧化二钒-金属钒-钒铁-钒铝合金-碳氮化钒-钒电池).
钒钛磁铁矿共（伴）生SM元素的提取 原创邹建新李亮教授等 1 钒钛磁铁矿中共（伴）生SM元素的状况 典型钒钛磁铁矿中共生有铁、钒、钛三种主要有益元素，同时还伴生有钴、镍、铬、锰、铜、硫、镓、钪、稀土及铂族元素，主要富集在钛磁铁矿、钛铁矿和硫化物矿物之中。矿石经过机械破碎、球磨可以达到以上三种有益矿物和脉石矿物的单体解离，再通过磁选、重选、浮选、电选等选矿工艺就可以将有用矿物分离出来，生产出钒铁精矿、钛精矿和硫钴精矿等三个矿产品。 钒铁精矿：以含铁钒为主，还含有铬、钛、镓、锰、铜、钴、镍等有益元素，是综合回收以上元素的原料，炼钢时采用转炉法提取钒渣，其它有益元素冶炼中部分进入铁水，成为半钢，为改善提高生铁和钢材的性能起了积极作用。 钛精矿：以含钛为主，兼含有铁锰、钪等有益元素。钛精矿是生产钛白粉、高钛渣的原料，同时可以综合回收铁，制取铁红、铁粉。钪是一种高度分散元素，在选冶过程中主要向钛精矿中富集。分析表明，原矿中含钪25.4～28.3克/吨，钛铁矿中为101克/吨，钛磁铁矿中25克/吨，而高炉冶炼高钛渣的烟尘中富集到132克/吨。 硫钴精矿：以含铁、钴、镍、硫、铜等元素为主，其它元素都有分布，硫化物矿物也是硒、碲、铂族元素的载体矿物，是综合回收钴、镍、铜、硫、铁、硒、碲、铂族元素等的重要原料。 钒钛磁铁矿是世界少有的多金属共生矿，有20多种有价元素达到提取标准。伴生在钒钛磁铁矿中除了钒和钛，还有钴、镍、镓、钪、铂族和金等。采用高炉流程冶炼钒钛磁铁矿实现铁、钒和钛的回收，其它有益元素如：镓、钪和锌等未实现回收，造成了资源的浪费。稀有元素多伴生在钒钛磁铁矿物中，微且分散，一般从提取有色、黑色主体金属的副
钒矿
钒矿化学选矿技术评述 我国钒矿资源主要矿物类型及储量 钒是我国优势矿产，目前生产的钒一半以上以伴生状态赋存于钒钛磁铁矿中。钒除了在岩浆结晶作用期以类质同象方式进入钛磁铁矿晶格外，还可在沉积作用过程中以极分散的形式被各种富含有机质的沉积物吸附，形成含钒石煤和含钒黏土矿物等多种矿床。综合考察报告表明:含钒石煤广泛分布在我国南方数省,储量大,层位稳定、含钒品位高。石煤中钒(V2O5)总储最1.1797亿t。为我国钒钦磁铁矿中钒总储量的七倍,超过世界其它国家钒的总储量,是近十多年来积极开发利用的一种新型钒矿资源[1]。钒钛磁铁矿中的钒，可通过磁选等方式选出富含钒的钛磁铁矿，然后在炼铁的过程中加以回收；回收工艺比较成熟，所以近几年针对钒钛磁铁矿提钒工艺的理论与工艺研究较少。含钒石煤和含钒黏土矿物的钒，则需要通过更为复杂的选矿工艺，如焙烧法、离子交换法或者酸法加以提炼[2]。国内作为独立矿床的钒矿主要赋存于细粒黏土矿中，低品位黏土型钒矿由于原矿钒含量较低。原矿直接进行冶金提钒时存在酸碱等辅助原料消耗大、环境污染严重、提钒成本高等问题。黏土型钒矿采用浮选-重选-磁选等常规选矿技术，很难使钒矿物得到有效富集。采用新的选矿工艺技术，提高含钒精矿品位，为冶炼提供高品位提钒原料，使国内低品位含钒黏土矿资源得到充分利用，对低品位含钒黏土矿进行研究开发，具有广阔的应用前景和重要的现实意义。所以国内外针对黏土钒矿也做了一定的研究工作。 石煤提钒传统工艺 石煤是我国储量巨大的低品位钒矿资源,石煤提钒最早采用的工艺为添加氯化钠焙烧-水浸工艺,该工艺污染严重且钒回收率低.近年来,研究人员开发出一些新的石煤提钒工艺。石煤提钒工艺可分为两类,一类是先焙烧后浸出,一类是不焙烧直接浸出,目前以前者为主[3].核工业北京化工冶金研究院试验研究的“从走马石煤中提钒”工艺流程,采用石煤氧化焙烧一硫酸浸出一固液分离一清液萃取一钱盐沉钒工艺,1987年先后完成小型和台架试验,1988年底完成中间工厂规模试验,在国内首次获得成功,主要技术经济指标达国内提钒工艺先进水平[4]。在传统技术中,为了使石煤中的低价钒转变为可溶的高价钒,通常采用焙烧的方法,而石煤焙
石煤提钒的工艺和设备(钒渣-五氧化二钒-三氧化二钒-金属钒-钒铁-钒铝合金-碳氮化钒-钒电池)
石煤提钒的工艺和设备（钒渣-五氧化二钒-三氧化二钒-金属钒-钒铁-钒铝合金-碳氮化钒-钒电池） 原创邹建新崔旭梅教授等 石煤提钒 石煤是一种由菌藻类低等生物在还原环境下形成的黑色劣质可燃有机页岩，多属于变质程度高的腐泥无烟煤或藻煤，具有高灰分、高硫、低发热量和结构致密、比重大，着火点高等特点。石煤中除含Si、C和H元素外，还含有V、Al、Ni、Cu、Cr等多种伴生元素。石煤矿的含钒品位各地相差悬殊，一般品位在0.13%～1.00%，以V2O5计含量低于0.50%的占60%。我国各地石煤中钒品位差异较大，在目前技术条件下，只有品位达到 0.8％以上才有开采价值。 1 石煤提钒工艺现状 我国的石煤提钒工业起步于70年代末期，此后经历了两次大的发展时期（即八十年代的初步发展期，以及2004年到现在的大发展期），至今已有四十多年的历史，含钒石煤提钒的生产技术和科学研究已有了较大发展。 总的来说，石煤提钒工艺技术可以归纳为两种代表性的类型：焙烧提钒工艺（火法提钒工艺）和湿法提钒工艺。 （1）火法焙烧湿法浸出提钒工艺 矿石经过高温氧化焙烧，低价钒氧化转化为五价钒，再进行湿法浸出得到含钒液体实现矿石提钒的工艺过程。 （2）湿法酸浸提钒工艺 含钒原矿直接进行酸浸，包括在较高浓度酸性条件下，甚至是加热加压、氧化剂存在的环境下，实现矿物中钒溶解得到含钒液体的工艺过程。 （3）焙烧工艺分类 传统食盐钠化焙烧-水浸-沉钒工艺、无盐焙烧-酸浸-溶剂萃取工艺、复合添加剂焙烧-
水浸或酸浸-离子交换工艺、钙化焙烧-酸浸出工艺。 （4）石煤提钒的技术改革 一方面是焙烧添加剂的多样化、焙烧设备的优化、浸出工艺的变化以及从含钒稀溶液中分离富集钒的方法的改进等几个方面；焙烧添加剂的多样化：食盐添加剂、低氯复合添加剂、无氯多元添加剂、无添加剂。焙烧添加剂的多样化，使得钒浸出率得到了提高，但总的来说钒的浸出率还是偏低。 另一方面为湿法提取钒工艺的改进。 （5）石煤提钒工艺制定 由于不同地区含钒石煤矿的物质组成、钒的赋存状态、钒的价态等差异很大，故选择含钒石煤提钒工艺技术流程应根据不同地区石煤的物质组成、钒的赋存状态、价态等特性进行全面考察并以含钒石煤矿中钒的氧化、转化、浸出作为制定合适提钒流程的依据。 （6）石煤提钒技术关键 石煤中钒的氧化、转化和浸出，即石煤中钒怎样才能进入溶液实现固液分离是石煤提钒技术关键。 2 石煤提钒工艺路线 火法根据焙烧过程添加剂的不同或焙烧机理的区别，分为：钠盐焙烧提钒工艺、空白焙烧提钒工艺、钙化焙烧提钒工艺等。湿法分为酸浸法和碱浸法。 （1）钠化焙烧工艺 a.1912年Bleeker发明用钠盐焙烧一水浸工艺提矿中的钒。 b.工艺流程为：石煤一磨矿一食盐焙烧一水浸一酸沉钒一碱溶一铵盐沉淀—偏钒酸铵热解一精V2O5。 c.以氯化钠为添加剂，均匀混合在破碎至一定细度的含钒石煤矿中，通过高温氧化焙烧，将多价态的钒转化为水溶性五价钒的钠盐，用工艺水直接浸取焙烧产物（即水浸），得到含钒浓度较低的浸取液，然后加入氯化铵沉钒制得偏钒酸铵沉淀，煅烧后得到V2O5，再将粗钒经碱溶、除杂、氯化铵二次沉钒得偏钒酸铵，热分解后得到纯度大于98%的V2O5产品。
国家技术发明奖推荐书-湖南有色金属研究院
国家技术发明奖推荐书 (2016年度 一、项目基本情况
三、项目简介 氧化矿是金属资源存在的重要形式，如铝土矿、锂辉石、石煤钒矿、镍钼矿、氧化铅锌矿等，分别是铝、锂、钒、镍钼、铅锌等金属的重要来源。这些金属及其化合物是国防军工、核能、航天等领域重要战略原材料。清洁高效的利用好金属氧化矿资源是矿业可持速发展的需要，更是支撑国家经济稳定发展及战略安全的需要。 浮选是分离金属氧化矿最主要的方法，但复杂金属氧化矿浮选分离非常困难，主要表现在：1）氧化矿表面极性和亲水性高，需要长烃链捕收剂在矿物表面吸附，造成选择性低，浮选分离效果差；2）矿物表面含氧或同一元素，界面性质差别很小；3）氧化矿易风化而粒度变细，浮选过程中颗粒间异相凝聚和夹带严重，颗粒与气泡碰撞效率低，浮选回收率低；4）氧化矿的亲水性导致溶解严重，在矿浆中存在很多可溶性离子，导致矿物表面的相互转化，分离选择性差。 基于以上原因，尽管我国钼镍、钒、锂、铝、铅锌等金属氧化矿资源储量较为丰富，但利用率远低于硫化矿的水平，甚至难以经济利用。比如湖南和贵州等地的黑色岩系镍钼矿、川西北等地的锂辉石矿、陕西湖北湖南等地的石煤钒矿、山西河南等地的低品位铝土矿、云南等地的氧化铅锌矿等，传统技术针对此类矿石的利用率很低，且环境污染严重。因此，急需建立低品位复杂氧化矿高效分离的新理论与新技术，为有效地扩大我国可利用矿产资源量提供新技术支撑，并解决废水等环境污染问题。 针对复杂金属氧化矿浮选分选难题，本项目主要发明点如下: 1)针对不同金属氧化矿物表面，发明了具有特殊反应选择性的浮选捕收剂的设计方法和捕收剂界面组装技术，强化了浮选界面行为的选择性，解决了镍钼矿、铝土矿、锂辉石矿、石煤钒矿等矿捕收剂浮选选择性问题；2）揭示了矿物、离子和药剂之间的溶液化学反应规律，找到了抑制和加速关键表面反应的边界条件，并据此发明了脉石矿物选择性抑制的溶液化学调控及基于矿浆离子浓度调控的三碱联用方法，成功解决了石煤钒矿、锂铍矿等选矿中钙镁及黏土脉石的抑制问题。3)同时发现了微细颗粒之间，颗粒与气泡之间聚集、分散、吸附和脱附的热力学和动力学机制，并发明了调控颗粒与颗粒、颗粒与气泡之间相互作用的控制分散技术、梯度浮选技术、疏水絮凝技术和微泡浮选技术，成功的解决了前述几种金属矿浮选上浮速率问题和回收率低的问题； 上述几项发明成功应用于实践：1）在河南平顶山建立起极低品位铝土矿浮选厂，实现铝硅比小于3的铝土矿资源的经济利用；2）在湖南建立起世界第一家镍钼矿的浮选厂，为200万吨金属量的镍钼矿资源找到了利用途径；3）在陕西建立了第一个石煤钒矿选矿试验厂，大幅度降低了石煤中钒的提取成本。为同类资源的高效利用提供了示范。 本项目获国家发明授权专利18项，获湖南省技术发明一等奖，中国有色金属工业科技进步一等奖2项。
硫化镍矿的处理方法
硫化镍矿的处理方法 镍矿物主要以硫化镍矿和红土镍矿这两种形式存在，其中硫化镍矿约占20%、红土镍矿大约占75%、硅酸镍矿占5%。本文我们为您讲一讲硫化镍矿的处理方法都有哪些。 硫化镍矿的处理一般是指将硫化镍矿中的镍熔炼成低镍锍或浸出到溶液中的提镍过程。硫化镍矿的处理有火法与湿法之分。火法处理主要有硫化镍矿电炉熔炼、硫化镍矿鼓风炉熔炼或硫化镍矿闪速熔炼。湿法处理主要有硫化镍矿加压浸出。 硫化镍矿的火法处理是将焙烧矿与熔剂加热熔化，使炉料中的硫化铁进一步氧化成氧化铁，与其他杂质元素和炉料中的石英等熔剂结合为炉渣，炉料中的二硫化三镍、硫化亚铜和未氧化的硫化亚铁结合成低镍锍与炉渣分离，钴和贵金属及其他少量杂质进入低镍锍。炉料中的硫氧化成二氧化硫进入烟气，经除尘净化后送往制酸或高空排放。硫化镍矿鼓风炉熔炼采用传统的鼓风炉设备，其特点是设备简单和易于操作。硫化镍矿电炉熔炼和闪速熔炼则分别采用现代电炉和闪速炉设备。电炉熔炼适用于电价低廉地区或熔炼难熔矿石。闪速熔炼是近几十年发展起来的先进熔炼技术，其特点是将焙烧和熔炼合为一个过程，这不仅使过程得到强化，而且可在自热状况下进行，因而生产能力较高，而且能耗较低。此外，这种熔炼的烟气含二氧化硫浓度
高，有利于制酸和环境保护。但炉渣含镍较高不能废弃，需要进行贫化处理，以降低渣的含镍量。 硫化镍矿的湿法处理是直接浸出硫化镍矿石或硫化镍精矿。这种处理方法可简化冶炼过程，提高镍的回收率，改善劳动条件。由于硫化镍在常压下溶解速度很慢，通常采用加压浸出。浸出可用硫酸溶液，也可用碱(氨)液。先将硫化镍矿石或硫化镍精矿磨细，制成矿浆，用泵输往矿浆加热器加热，然后进压煮器进行浸出。浸出后矿浆经液固分离和溶液净化除杂质后，可用加压氢气还原法生产镍粉。
含钒石煤提钒工艺研究
含钒石煤提钒工艺研究 2008级材料冶金2班郭宇行学号200811103018 一导言 我国有丰富的钒资源，除钒钛磁铁矿外，还有一低品位单一钒矿资源，即作为钒的单独矿床开采的含钒碳质页岩，俗称石煤。石煤既是一种含碳氢少，发热量低，灰分高的劣质煤，也是一种低品位多金属矿石，其中最具有商业意义的金属元素是钒。钒在石煤中价态分析结果表明【1】，绝大部分地区石煤中的钒都是以酸碱不溶的V( Ⅲ)和V( 1 V)为主，这就是在石煤提钒过程中需要采用氧化焙烧使低价钒变为V( V) 的原因。我国石煤中钒的总储量为钒钛磁铁矿中钒总量的6—7倍，超过世界上各国钒储量的总和【2】。因此，以石煤为原料生产钒制品在我国具有良好的发展前景。 二钒的性质、用途及赋存状态 钒的原子序数23、原子50.94，是一种过渡元素。熔点1890±1 0℃，沸点为3380℃,密度为4.6 g／c m。金属钒呈银白色，质软，可塑性好，在室温下不氧化，在高温下空气中可燃烧，抗腐蚀能力较强【3】。目前，钒主要应用于生产合金钢和化工催化剂等，在其它领域的应用也在不断扩展。我国各地石煤中钒品位差异较大，在目前技术条件下，只有品位达到0．8％以上才有开采价值【4】。含钒石煤的物质组成较复杂，钒的赋存状态和赋存价态因地各异，但大部分是以类质同象形式赋存于云母类及高岭石等黏土矿物中，部分取代硅氧四面体复网层和铝氧八面体单网层中的 A l(Ⅲ)；其次是以有机物形式和离子吸附形式赋存的；极少以钒石榴石、砷硫钒铜矿等钒矿物形式存在【5】。 三提钒工艺 3．1 传统工艺 钠盐焙烧一水浸工艺提取钒矿中的钒，这种沿用近百年的传统工艺的基本原理是以氯化钠为添加剂，通过焙烧将多价态的钒转化为水溶性五价钒的钠盐，再对钠化焙烧产物直接水浸，可得含有钒及少量杂质的浸取液，然后加入铵盐沉得粗钒，再将粗钒经碱溶、除杂并用铵盐二次沉钒得偏钒酸铵，热分解可得纯度大于98％的五氧化二钒，工艺流程如图1所示。 某些提钒工艺采用复合添加剂焙烧，以减少N a C 1 的添加量【6,7】，本文将这类工艺也归为传统工艺。钠化焙烧工艺的优点在于【8】：传统石煤提钒工艺的优点在于：工艺流程较简单，工艺条件不苛刻，设备不复杂，投资较少，基建时间较短等。但是，其明显缺点是：1金属回收率低，不到4 5 %；2环境污
钒渣焙烧—浸出过程的实验研究
钒渣焙烧—浸出过程的实验研究 钒渣作为重要提钒的原料,其提钒工艺水平不仅代表一个企业的技术实力,更体现出一个国家钒冶金技术在世界上的整体水平。在钒渣提钒过程中最重要的是焙烧和浸出技术。 因此,有效控制焙烧过程中钒渣相转化行为以及浸出过程中钒渣浸出行为对于提钒工艺技术的改进具有重要的现实意义。本文以某钢厂钒渣为原料,借助XRD、激光粒度仪、荧光光谱等分析手段,系统研究了添加剂种类、焙烧温度、焙烧时间、原料粒度、以及浸出剂、浸出温度、浸出时间和液固比等工艺参数对钒渣浸出行为的影响。 在本实验条件下,得到如下结论:（1）采用复合钠化焙烧.复合氨浸工艺技术,钒渣一次焙烧浸出率可以达到93.1%,且钒渣中杂质元素浸出率可以控制在较低的范围内;（2）在单一焙烧工艺条件下,随着碳酸钠配入量的增加和焙烧时间的延长,钒浸出率呈逐渐升高的趋势;随着焙烧温度的升高和钒渣粒度的减小,钒浸出率呈先升高后降低的趋势。当碳酸钠配入量为20%,原料粒度为125μm,焙烧温度为860℃和焙烧时间为45min时,钒浸出率最大,其值为91.0%;（3）在复合焙烧工艺条件下,随着硫酸钠替代碳酸钠量的增加、焙烧温度的升高和原料粒度的减小,钒浸出率呈先升高后降低的趋势;随着焙烧时间的延长,钒浸出率呈逐渐升高的趋势。 当Na2CO3:Na2SO4为C,原料粒度为125μm,焙烧温度为880℃和焙烧时间为30min时,钒的浸出率达到最大,其值为92.1%;（4）在氨浸条件下,与单一钠化焙烧工艺相比,复合钠化焙烧由于焙烧温度升高,使焙烧时间由45min降至30min,从而缩短提钒周期,并且钒
石煤钒矿硫酸活化常压浸出提钒工艺
石煤钒矿硫酸活化常压浸出提钒工艺 研究石煤钒矿的硫酸活化提钒方法。分别考察矿石粒度、硫酸浓度、活化剂用量、催化剂用量、反应温度、反应时间和浸出液固比等因素对钒浸出率的影响。结果表明：石煤提钒的优化条件为矿石粒度小于74 μm 的占80%、硫酸浓度150 g/L、活化剂CaF2 用量(相对于矿石)60 kg/t、催化剂R 用量20 g/L、反应温度90 ℃、反应时间6 h、液固比(体积/质量，mL/g)2: 1，在此优化条件下，钒浸出率可达94%以上；在优化条件下，采用两段逆流浸出，可有效减少活化剂CaF2 以及浸出剂硫酸的消耗量；经过两段逆流浸出?萃取?反萃?氧化水解工艺，全流程86.9%；V2O5 产品纯度高于99.5%。 浸出率自然界中钒矿主要有钒钛磁铁矿和石煤钒矿，我国拥有丰富的石煤钒矿资源，主要集中在四川、湖南、湖边、甘肃和贵州等地，全国石煤储量为618.8 亿t，蕴藏于石煤中的V2O5 储量为 1 1 797 万t，其中V2O5品位≥0.5%的资源储量为7 707.5 万t，是我国钒钛磁铁矿中V2O5 储量的2.7 倍。以上数据显示，我国的石煤钒矿具有很高的工业价值。目前，应用较广的石煤钒矿提钒工艺主要是采用钠化焙烧?水浸?铵盐沉钒工艺流程，该工艺首先 在氯化钠存在的条件下于800~850 ℃焙烧2~2.5 h，使石煤钒矿中的V(Ⅲ)及V(Ⅵ)转化为可溶性的钒酸钠，焙砂经过水浸得到钒酸钠溶液，然后采用铵盐沉 钒的方式得到钒酸氨渣，煅烧钒酸铵渣可得到粗V2O5产品。钠化焙烧工艺中钒的总回收率一般只有45%左右，且生产成本高、工艺流程复杂、操作条件差、劳动强度大，焙烧过程会产生大量Cl2 和HCl 气体，对生产设备腐蚀严重，同时对环境危害也很大。为克服钠化焙烧工艺的诸多缺点，研究人员开发了钙化
石煤提钒工艺研究现状
石煤提钒工艺研究现状 石煤是我国储量巨大的钒矿资源，但大多数为低品位云母类及高岭土类粘土矿物，开发利用较为困难。石煤提钒工艺多种多样，浸出是石煤选矿中最为主要的分选方法，文章简单叙述了几种应用较为广泛的石煤提钒工艺，并分析了各自的优缺点及其优化改良。此外，介绍了相关新工艺，并对工艺进一步发展提出了看法。 标签：石煤；提钒；浸出；工艺 石煤是一种无机成分含量远超于有机成分的劣质“煤炭”，其主要性质[1，2]表现为：灰分高、燃烧值低、伴生元素种类多，因此石煤常作为有价元素的低品位多金属矿被提取利用。其中V2O5含量大于0.8%的石煤，可作为钒矿资源利用[3，4]。由于类质同像等原因，石煤中的钒通常以V（Ⅲ）与V（Ⅳ）等较低价态存在于层状硅酸盐矿物中，或以四次配位的钒氧四面体取代硅氧四面体或铝氧四面体，或以六次配位钒氧八面体取代铝氧八面体，属于难溶解物质。 目前，石煤提钒的应用常规工艺是先焙烧后浸出，即先破坏石煤的矿物结构，并将钒氧化成V（V）的可溶性钒酸盐，然后通过浸出，使其由固相转为液相，并从溶液中提取精钒[5]。目前种类繁多的石煤提钒工艺大致可分为火法-湿法联合提钒工艺与全湿法提钒工艺两大类。根据文献资料分析，文章主要综述了石煤浸出的工艺条件以及各自的优缺点，另外还介绍了相关的新工艺，并对此提出了看法。 1 火法-湿法联合提钒工艺 1.1 传统工艺 传统工艺为钠化焙烧水浸工艺，是高温条件下，由于金属氧化物的存在，氯化钠加速分解，产生活性氯和Na2O，活性氯与低价钒作用产生中间产物VOCl3，VOCl3高温条件下发生分解，反应生成可溶于水的钒酸钠盐[6]。传统工艺的基本流程为氯化钠焙烧→水浸出→酸沉粗钒→碱溶铵盐沉钒→热解脱氨制得精钒。该工艺的优点是工艺适用条件范围广，投资回收期短；其缺点是废气污染严重、回收率低、废液离子复杂。 传统工艺的焙烧一水浸的钒回收率仅45%-55%，究其原因是焙烧时V（V）与石煤中的钙、铁等反应生成如Fe（VO3）2、Fe（VO3）3、Ca（VO3）2等化合物及焙砂中有未完全氧化的V（IV）的化合物，它们均不溶于水，但溶于酸。因此邓庆云[7]等人提出了NaC焙烧一水浸一水浸渣酸浸——901树脂吸附提钒，钒总回收率达73%，比传统工艺提高25%以上。 石煤钠化焙烧提钒工艺缺点突出，但优势也很明显。如普适性强，成本低，钒浸出率高，并且浸出液中杂质含量少，钒易回收，废水也易处理和循环使用。
钒渣生产五氧化二钒工艺流程
五氧化二钒的生产工艺 用钒渣生产五氧化二钒的基本原理：由钒渣的物相结构可知，钒在钒渣中是以三价V 离子状态存在于尖晶石物相中，同时，钒渣中还含有硅酸盐玻璃体、金属铁等物相，从钒渣中提钒主要是将低价钒氧化成五价钒，使之生成溶解于水的钒酸钠，再用水浸出到溶液中使钒与固相分离，然后再从溶液中沉淀出钒酸盐，使钒与液相分离，最终将钒酸盐转化成五氧化二钒。钒渣的氧化焙烧是将钒渣破碎到一定粒度，与钠盐混合后在氧化气氛加热炉内加热，使钒完成氧化并转化为可溶性钒酸钠的钠化过程。水溶钒转化程度的高低，直接影响到钒的回收率。 传统的以苏打为主作为添加剂的钒渣生产五氧化二钒的工艺流程主要有原料预处理（包括钒渣破碎、粉碎、配料、混料）、氧化焙烧、熟料浸出、沉钒及熔化五个工序。流程图如下： 钒渣苏打 片状五氧化二钒 1、原料预处理：包括钒渣破碎、球磨、除铁、配料、混料等。原料预处理是将钒 渣破碎到一定的粒度后再与一定比例的钠盐添加剂混合均匀的过程，钒渣破碎是将大块钒渣经破碎机和球磨机粉碎到一定粒度的粉末状态。它提高了钒渣的比表面积，保证钒渣在氧化焙烧过程中能充分氧化。为避免金属铁在氧化焙烧过程中放出打料热量致使炉料粘结，钒渣要磁选除铁。为了提取钒渣中的钒，使之变为溶解于水的钒酸钠，因此要配入一定量的钠盐添加剂，以苏打为主。 2、焙烧：焙烧转化率是熟料中转化为可溶钒的钒量占全钒的比例。影响焙烧转化
率的因素很多，除了与钒渣的结构和化学成分有关外，还与钒渣的粒度、添加剂的种类、添加剂的用量、焙烧温度、焙烧时间等多种因素有关。目前焙烧的设备采用回转窑，回转窑的炉温多控制在800°左右。 3、浸出：钒渣经焙烧后称为熟料，熟料的浸出通常是水浸，水浸是将熟料中的可溶性钒酸钠溶解到水溶液的过程。浸出方式有连续式和间歇式两种。影响浸出率的因素包括熟料粒度、熟料可溶钒含量、液固比、浸出温度、浸出时间、搅拌、浸出方式等。目前我公司采用的间歇方式进行浸出。 4、沉钒：沉钒方法有水解沉钒法和铵盐沉淀法。为制取高品位的五氧化二钒，需采用铵盐沉淀法。目前采用酸性多钒酸铵沉淀法，将净化后的碱性溶液在搅拌下缴入硫酸中和，当钒酸钠溶液PH值在5左右，加入铵盐，再用硫酸调节PH值在2.5左右，在加热、搅拌可结晶出橘黄色多钒酸铵，操作简单、沉钒结晶速度快，铵盐消耗量低，产品纯度高。 5、片状五氧化二钒的制取：五氧化二钒的工业产品，大部分是用于冶金行业，因此要以片状为主，酸性铵盐沉钒饿产物多钒酸铵中含有大量的硫酸钠，在过滤过程中要进行洗涤，用1%浓度的氨水溶液，洗涤后得到“黄饼”。从“黄饼”到片状五氧化二钒要经过脱水、脱铵和熔化三个步骤，最后在包装成桶。
【精品】煤炭资源勘探开发总体规划
2006-2015年湖北省煤炭资源勘查开发规划 一总则 煤炭是我国的主体能源，是经济社会发展的可靠和必须资源，煤炭工业是国民经济与社会发展的基础产业。 为落实科学发展观，贯彻中央关于人口、资源、环境的基本国策及省委省政府对煤炭资源开发利用的有关精神，合理开发利用和保护煤炭资源，依据《中华人民共和国矿产资源法》、《煤炭法》及其配套法规、国土资源部《矿产资源规划管理暂行办法》和有关技术标准与规范、《湖北省国民经济和社会发展第十一个五年规划》纲要、《湖北省地质矿产勘查管理条例》、《湖北省矿产资源开采管理条例》、《湖北省地质环境保护管理条例》、《湖北省矿产资源总体规划（2001～2010）》以及省内相关行业和部门发展规划的要求，特制定《2006～2015年湖北省煤炭资源勘查开发规划》(以下简称《规划》)。 本《规划》是省政府根据国民经济和社会发展需要，对我省煤炭资源勘查、开发利用与保护以及矿山生态环境保护等方面所作的总体安排和布局，是指导我省煤炭资源工作的宏观性、战略性、政策性文件,是煤炭资源管理、保护与勘查和合理开发利用的重要依据。 《规划》期限--基准年2005年，近期到2008年，中期到2010年，远期到2015年。《规划》适用范围为本省所辖行政区域有煤炭（含石煤）资源地区.
二煤矿资源概况与煤矿产业形势 （一）湖北省煤炭资源特点 1、产地分布多,资源储量总量少.全省40个县境内有煤炭资源分布，有30个县有煤炭开采活动，总体看以鄂西南恩施、宜昌和鄂东南黄石为主，其次为荆门、咸宁、襄樊、荆门,十堰地区也有分布；但资源储量总量十分少,探明储量约12亿吨，潜在资源量也仅10亿吨左右，属煤炭资源贫乏省份。
【CN109837386A】一种红土镍矿的浸出方法【专利】
(19)中华人民共和国国家知识产权局 (12)发明专利申请 (10)申请公布号 (43)申请公布日 (21)申请号 201910187876.4 (22)申请日 2019.03.13 (71)申请人 荆门市格林美新材料有限公司 地址 448000 湖北省荆门市荆门高新区· 掇刀区迎春大道3号 (72)发明人 许开华 李琴香 朱少文 丁留亮 (74)专利代理机构 北京路浩知识产权代理有限 公司 11002 代理人 王文君 陈征 (51)Int.Cl. C22B 3/08(2006.01) C22B 23/00(2006.01) (54)发明名称 一种红土镍矿的浸出方法 (57)摘要 本发明提供了一种红土镍矿的浸出方法。该 浸出方法包括如下步骤：1)将粒径小于0.074mm 的红土镍矿原矿浆浓缩至底流浓度大于25％的 红土镍矿矿浆；2)向步骤1)得到的红土镍矿矿浆 中加入浓硫酸，在不低于75℃下常压预浸至少 2h；其中，酸与干矿的质量比至少为1:1；3)向步 骤2)预浸后的反应体系中配入步骤1)得到的红 土镍矿矿浆，进行氧压浸出，得浸出液。本发明结 合使用常压预浸和氧压浸出，在保证镍的浸出率 高于90％的前提下，有效地降低了酸耗，同时降 低了对设备的要求，减少了设备投资和设备维护 成本。权利要求书1页 说明书5页CN 109837386 A 2019.06.04 C N 109837386 A
权 利 要 求 书1/1页CN 109837386 A 1.一种红土镍矿的浸出方法，其特征在于，包括如下步骤： 1)将粒径小于0.074mm的红土镍矿原矿浆浓缩至底流浓度大于25％的红土镍矿矿浆； 2)向步骤1)得到的红土镍矿矿浆中加入浓硫酸，在不低于75℃下常压预浸至少2h；其中，酸与干矿的质量比至少为1:1； 3)向步骤2)预浸后的反应体系中配入步骤1)得到的红土镍矿矿浆，进行氧压浸出，得浸出液。 2.根据权利要求1所述的浸出方法，其特征在于，步骤1)中，所述粒径小于0.074mm的红土镍矿原矿浆是由红土镍矿经原料预处理后得到的； 和/或，所述红土镍矿包括褐铁矿型红土镍矿、过渡层红土镍矿、腐泥土型红土镍矿中的一种或多种。 3.根据权利要求1或2所述的浸出方法，其特征在于，步骤2)中，所述酸与干矿的质量比为1:1～1.8:1； 和/或，所述常压预浸的温度为85～90℃，常压预浸时间为2～4h。 4.根据权利要求1至3中任一项所述的浸出的方法，其特征在于，步骤3)中，在所述氧压浸出之前，还包括加入钠盐和/或钾盐以促进铁和铝的水解。 5.根据权利要求1至4中任一项所述的浸出的方法，其特征在于，步骤3)中，所述反应体系中酸与所述红土镍矿矿浆的质量比为(0.2～0.5):1。 6.根据权利要求1至5中任一项所述的浸出的方法，其特征在于，步骤3)中，还包括向步骤2)预浸后的反应体系加入钠盐和/或钾盐以促进铁、铝的水解；其中所述钠盐或者钾盐的加入量为10～100kg/t干矿。 7.根据权利要求1至6中任一项所述的浸出的方法，其特征在于，步骤3)中，所述氧压浸出的总压为0.3MPa～1.5Mpa，优选为0.6MPa～0.8Mpa。 8.根据权利要求1至7中任一项所述的浸出的方法，其特征在于，步骤3)中，所述氧压浸出的温度为120～180℃，时间为0.5～4h；优选地是，所述氧压浸出的温度为150℃，时间为2h。 9.根据权利要求1至8中任一项所述的制备方法，其特征在于，包括如下步骤： 1)将粒径小于0.074mm的红土镍矿粗矿浆经浓密机浓缩至底流浓度大于25％的红土镍矿矿浆； 2)将步骤1)得到的红土镍矿矿浆泵入常压反应槽中，加入浓硫酸，不低于75℃下常压预浸至少2h；其中，酸与干矿的质量比至少为1:1； 3)将步骤2)预浸后的反应体系移入氧压釜中，配入步骤1)得到的红土镍矿矿浆，在120～180℃、总压为0.3MPa～1.5Mpa浸出，得浸出液。 2