CN101173328A - 高温湿法盐溶浸取提钒方法 - Google Patents
高温湿法盐溶浸取提钒方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN101173328A CN101173328A CNA2007100503104A CN200710050310A CN101173328A CN 101173328 A CN101173328 A CN 101173328A CN A2007100503104 A CNA2007100503104 A CN A2007100503104A CN 200710050310 A CN200710050310 A CN 200710050310A CN 101173328 A CN101173328 A CN 101173328A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- leaching
- reaction
- vanadium
- temperature wet
- salt solution
- 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.)
- Granted
Links
- 238000002386 leaching Methods 0.000 title claims abstract description 129
- 229910052720 vanadium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 80
- LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N vanadium atom Chemical compound [V] LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 80
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 67
- 239000012266 salt solution Substances 0.000 title claims abstract description 25
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims abstract description 92
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims abstract description 24
- 239000012535 impurity Substances 0.000 claims abstract description 23
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims abstract description 18
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 claims abstract description 8
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 claims abstract description 8
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 claims abstract description 6
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 3
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 12
- 239000002131 composite material Substances 0.000 claims description 9
- BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L potassium carbonate Substances [K+].[K+].[O-]C([O-])=O BWHMMNNQKKPAPP-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 9
- TWRXJAOTZQYOKJ-UHFFFAOYSA-L Magnesium chloride Chemical compound [Mg+2].[Cl-].[Cl-] TWRXJAOTZQYOKJ-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 6
- KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M Potassium hydroxide Chemical compound [OH-].[K+] KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 6
- VSCWAEJMTAWNJL-UHFFFAOYSA-K aluminium trichloride Chemical compound Cl[Al](Cl)Cl VSCWAEJMTAWNJL-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims description 6
- WCUXLLCKKVVCTQ-UHFFFAOYSA-M Potassium chloride Chemical compound [Cl-].[K+] WCUXLLCKKVVCTQ-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 5
- 239000000843 powder Substances 0.000 claims description 5
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 4
- WNROFYMDJYEPJX-UHFFFAOYSA-K aluminium hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[OH-].[Al+3] WNROFYMDJYEPJX-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims description 4
- DIZPMCHEQGEION-UHFFFAOYSA-H aluminium sulfate (anhydrous) Chemical compound [Al+3].[Al+3].[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O DIZPMCHEQGEION-UHFFFAOYSA-H 0.000 claims description 4
- NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N sodium silicate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-][Si]([O-])=O NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L Sodium Sulfate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])(=O)=O PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 3
- 229960000892 attapulgite Drugs 0.000 claims description 3
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 claims description 3
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- WETINTNJFLGREW-UHFFFAOYSA-N calcium;iron;tetrahydrate Chemical compound O.O.O.O.[Ca].[Fe].[Fe] WETINTNJFLGREW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 229910001629 magnesium chloride Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 229910052625 palygorskite Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 229910052938 sodium sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 235000011152 sodium sulphate Nutrition 0.000 claims description 3
- 238000012545 processing Methods 0.000 claims description 2
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 claims description 2
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 2
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 239000012752 auxiliary agent Substances 0.000 claims 3
- 208000006558 Dental Calculus Diseases 0.000 claims 1
- DPDMMXDBJGCCQC-UHFFFAOYSA-N [Na].[Cl] Chemical compound [Na].[Cl] DPDMMXDBJGCCQC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 229910021502 aluminium hydroxide Inorganic materials 0.000 claims 1
- 238000009833 condensation Methods 0.000 claims 1
- 230000005494 condensation Effects 0.000 claims 1
- 230000036571 hydration Effects 0.000 claims 1
- 238000006703 hydration reaction Methods 0.000 claims 1
- 235000012204 lemonade/lime carbonate Nutrition 0.000 claims 1
- 238000000247 postprecipitation Methods 0.000 claims 1
- 235000015320 potassium carbonate Nutrition 0.000 claims 1
- 235000011118 potassium hydroxide Nutrition 0.000 claims 1
- 235000019353 potassium silicate Nutrition 0.000 claims 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 claims 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 claims 1
- 235000017550 sodium carbonate Nutrition 0.000 claims 1
- 235000011121 sodium hydroxide Nutrition 0.000 claims 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 13
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 abstract description 13
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 abstract description 12
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract description 10
- 239000007787 solid Substances 0.000 abstract description 10
- 239000004566 building material Substances 0.000 abstract description 6
- 239000002893 slag Substances 0.000 abstract description 4
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 abstract description 3
- 239000002341 toxic gas Substances 0.000 abstract description 2
- 239000004615 ingredient Substances 0.000 abstract 1
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 14
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 14
- -1 compound salt Chemical class 0.000 description 12
- 229910001570 bauxite Inorganic materials 0.000 description 9
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 8
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 8
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 7
- 239000000047 product Substances 0.000 description 6
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 6
- VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L Calcium carbonate Chemical compound [Ca+2].[O-]C([O-])=O VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 4
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 4
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910000027 potassium carbonate Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000004115 Sodium Silicate Substances 0.000 description 3
- 239000002585 base Substances 0.000 description 3
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 3
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 3
- 230000035484 reaction time Effects 0.000 description 3
- 159000000000 sodium salts Chemical class 0.000 description 3
- 229910052911 sodium silicate Inorganic materials 0.000 description 3
- CSNNHWWHGAXBCP-UHFFFAOYSA-L Magnesium sulfate Chemical compound [Mg+2].[O-][S+2]([O-])([O-])[O-] CSNNHWWHGAXBCP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 2
- 230000002308 calcification Effects 0.000 description 2
- 229910000019 calcium carbonate Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 2
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 2
- 239000001103 potassium chloride Substances 0.000 description 2
- 235000011164 potassium chloride Nutrition 0.000 description 2
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 2
- 239000013049 sediment Substances 0.000 description 2
- 239000006228 supernatant Substances 0.000 description 2
- 230000002195 synergetic effect Effects 0.000 description 2
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 238000003915 air pollution Methods 0.000 description 1
- 229940115440 aluminum sodium silicate Drugs 0.000 description 1
- 125000000129 anionic group Chemical group 0.000 description 1
- 238000013459 approach Methods 0.000 description 1
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 1
- 238000011161 development Methods 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 239000000839 emulsion Substances 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 1
- 159000000003 magnesium salts Chemical class 0.000 description 1
- 229910052943 magnesium sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000019341 magnesium sulphate Nutrition 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Al]O[Al]=O TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 1
- XAEFZNCEHLXOMS-UHFFFAOYSA-M potassium benzoate Chemical compound [K+].[O-]C(=O)C1=CC=CC=C1 XAEFZNCEHLXOMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- OTYBMLCTZGSZBG-UHFFFAOYSA-L potassium sulfate Chemical compound [K+].[K+].[O-]S([O-])(=O)=O OTYBMLCTZGSZBG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910052939 potassium sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000011151 potassium sulphates Nutrition 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 239000012066 reaction slurry Substances 0.000 description 1
- 230000009257 reactivity Effects 0.000 description 1
- 238000011160 research Methods 0.000 description 1
- 238000004904 shortening Methods 0.000 description 1
- 230000029305 taxis Effects 0.000 description 1
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 1
- 229910001784 vanadium mineral Inorganic materials 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- 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
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明公开了一种高温湿法盐溶浸取提钒方法,其主要工艺步骤包括:粉体钒土矿和质量浓度为30-80%的复合盐溶液按质量份数比1∶3-8配料,在密闭容器于120-240℃下浸取反应1-2.5小时;浸取反应后的料液加入除杂剂于120-150℃下除杂反应0.8-2.0小时,降温至90-120℃分离除渣,液相进入下一道工序;液相进一步降温至50℃以下,进行结晶沉淀反应,浸取剂充分结晶析出后固液分离,清液送去精制V2O5产品,固相送浸取工序循环配制复合盐溶液。本发明揭示的高温湿法盐溶浸取提钒方法,钒的浸出转化率高,可达到90%以上,浸出时间短,作为浸取剂的复盐可循环使用,固体残渣可作为建筑材料,生产过程不会产生有毒气体污染环境,完全解决了现有技术提钒所存在的问题。
Description
技术领域:
本发明涉及一种钒土矿提钒生产技术,更具体地说,是涉及一种钒土矿湿法浸取提钒工艺方法。
背景技术:
钒土矿冶金提钒的传统方法为焙烧提钒法。焙烧提钒法主要有钠化焙烧法与钙化焙烧法两种。其中钠化焙烧法的钒转化率约50-70%,钒的转化率较低,且在钠化焙烧过程中产生大量的含HCl、Cl2等强腐蚀性气体的尾气,治理难度很大,对工厂周边环境造成严重污染,危害人们的生命及财产安全。钙化焙烧法较钠化焙烧法,其优点是可避免焙烧过程中产生含氯气体污染环境,但钒的转化率更低,仅约为30-60%,且能耗高。为了克服焙烧提钒法存在的不足,人们通过多方面的探索,开发出了常温湿法提钒工艺方法。普通湿法提钒工艺方法,主要有酸法和碱法两种。普通湿法提钒法温度通常在100℃以下,钒的浸出转化率较之焙烧法没有明显提高,并存在浸出时间长,生产效率低,渣的堆放对环境易造成酸碱污染等缺点。因此,提高钒的浸出转化率、缩短浸出时间,避免沉渣堆放对环境造成酸碱污染,是钒土矿湿法浸取提钒生产工艺中急需解决的一个重要课题。
本发明的任务:
针对现有技术的钒土矿湿法浸取提钒生产工艺方法存在的问题,本发明的目的旨在提供一种钒土矿高温湿法盐溶浸取提方法,以解决现有技术钒土矿普通湿法浸取提钒法存在的钒浸出转化率低、浸出时间长和沉渣堆放对环境易造成酸碱污染等问题。
本发明所要解决的上述技术问题,可由下述技术方案构成的钒土矿高温湿法盐溶浸取提钒方法得以解决。
能够解决上述技术问题的高温湿法盐溶浸取提钒方法主要包括以下工艺步骤:
(1)粉体钒土矿和质量浓度为30-80%的复合盐溶液加入密闭容器,于120-240℃下浸取反应1-2.5小时,反应结束后料液进入下一道工序,粉体钒土矿和质量浓度为30-80%的复合盐溶液按质量份数比为1∶3-8配料;
(2)浸取反应后的料液加入0.5-0.8质量份除杂剂于120-150℃下除杂反应0.8-2.0小时,反应结束后温度降至80-120℃分离除渣,液相进入下一道工序;
(3)液相降温至50℃以下进行结晶沉淀反应,结晶充分析出沉淀后进行固液分离,清液送去精制V2O5产品,固相送浸取工序循环配制复合浸取溶液。
在上述技术方案中,复合盐溶液由选自硫酸钠、硫酸钾、碳酸钠、碳酸钾、氢氧化钠、氢氧化钾、氯化钠、氯化钾、硫酸镁和氯化镁中的至少两种加水配制成。即作为配制复合盐溶液的浸取剂,不全限于是钠盐、钾盐和镁盐,还可以是强碱。作为浸取溶液的复合盐溶液,其中单独一项浸取剂的质量分浓度都不大于70%。
在上述技术方案中,所述除杂剂选自氢氧化铝、硫酸铝、水合铁酸钙和碳酸钙,可以是其中一种,也可以是其中多种,一般为两种。
在上述技术方案中,在浸取反应时,最好同时加入浸取助剂参与浸取反应,钒土矿在复合盐溶液和浸取助剂的协同作用下,能更有利于钒转化率的提高。浸取助剂选自氯化铝、氧化钙、凹凸棒石矿粉和硅酸钠,可以是它们中一种,也可以是多种,一般为两种。浸取助剂的加入量通常为0.1-0.3质量份。
在上述技术方案中,当复合盐溶液的质量浓度低于50%时,浸取反应最好是在有压力的条件下进行,这样可以提高复合盐溶液的沸点温度,进而可以提高浸取反应温度。反应压力与复合盐溶液的质量浓度又关,浓度越低需要加压的压力越大。加压压力一般为0.1-0.3MPa。
在上述技术方案中,浸取反应最好是在有搅拌的条件下进行。
在上述技术方案中,浸取反应释放气,最好是经冷凝后排除,这样可以避免空气污染。
在本发明的研究完成过程中,发明人发现,对于高离子浓度浸取反应体系,提高体系温度可以使液固两相反应界面得到活化,反应过程和传递过程被增强,特别是对某些难于反应和难溶的体系非常有效,且浸取剂为复合盐时,浸取反应活性可得以进一步加强。本发明正是基于这些发现而完成的。
本发明揭示的高温湿法盐溶浸取提钒方法,在复合盐溶液浸取钒土矿提钒的反应过程中,作为浸取剂的盐与钒土矿中主要组分的化学反应过程如下,以钠盐为例。
通用化学反应方程为:
NaA+V2O5→Na3VO4+B
NaA+SiO2→Na2SiO3+C
NaA+Al2O3→NaAlO2+D
在上述通用化学反应方程式中,A表示阴离子基团。浸取提钒过程加入NaCl,其作用一是可以破坏钒矿物晶体结构,使钒从晶体束缚态中解离出来,从而加速钒的浸取速度,增大钒的浸取转化率;二是氯化钠能促进钒的氧化,钒土矿中的V2O5、Fe2O3、SiO2等氧化物使氯化钠在高温下生成活性氯,活性氯又可以作为氧化剂与低价钒氧化物在有氧化剂存在条件下生成VOCl3,在高温下VOCl3不稳定,进而分解生成V2O5。其过程可以表示为:
NaCl+氧化物→Cl2*+钠盐
V2O4+Cl2*→VOCl3
VOCl3+氧化剂→V2O5+Cl2*
浸取提钒过程中同时加入浸取助剂,钒土矿在复盐浸取剂和浸取助剂协同作用下,使浸取反应过程得到进一步强化,同时还可抑制杂质的影响。
钒土矿采用本发明揭示的高温湿法盐溶浸取提钒,由于浸取提钒反应过程得到了强化,钒的浸取转化率大大提高,转化率可达到90%左右,提高了钒资源利用率,并且由于缩短了浸取反应时间,生产效率也得到了提高,同时由于在生产过程中作为浸取剂的复盐可循环使用,除渣工序分离出的残渣可作为建筑材料原料,生产过程不会产生有毒气体污染环境,因此,本发明揭示的高温湿法盐溶浸取提钒方法符合绿色环保生产发展趋势。
钒土矿采用本发明揭示的高温湿法盐溶浸取提钒方法进行生产,具有很好的直接经济效益,处理1吨含钒1%的钒土矿,浸取转化率以85%计,可生产85kgV2O5,V2O5每吨售价为30-50万元,以低限价计算,产值可达2.6万元,生产成本估算约为0.68万元,处理每吨钒土矿可实现利税1.92万元。经济效益十分可观。
本发明的公开为湿法提钒开辟了一条新途径。
附图说明
附图1是本发明的一个具体实施方式的工艺流程示意图。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明作进一步的说明。但需要特别指出的是,本发明的具体实施方式不限于实施例所描述的形式,具体实施方式有多种组合,不能一一穷举,所以不能将本发明的保护范围仅仅理解为由实施例所限定的范围。如果作这样的理解是十分不恰当的。
在下面各实施例中,所涉及到的份数与百分比,无特别说明,均为质量份数和质量百分比。
实施例1
(1)含V2O5 1.5%钒土矿1质量份,磨细后过200目筛,置入1号浸取反应槽,反应槽设计有搅拌器,为密闭结构,加入4份复合盐浸取液和0.2份浸取助剂,复合盐浸取液的浸取剂分浓度分别为:氢氧化钠约45%、碳酸钾约20%、氯化钠约10%,浸取助剂氯化铝和氧化钙各0.1份,启动搅拌器在180℃左右的温度下反应约2.0小时左右。浸取反应过程中释放的气体经冷凝后排除。
(2)浸取反应结束后,浸取反应料液送入2号除杂反应槽,加入除杂剂氢氧化铝0.6份进行除杂反应,反应温度约150℃左右,反应时间约1小时左右,除杂反应结束后冷却至120℃,使杂质充分析出沉淀,经离心机分离洗涤,含钒清液进入下一道工序,固体残渣作为建材。
(3)含钒清液进入3号反应槽降温至约40℃左右进行结晶沉淀反应,作为浸取剂的盐充分结晶析出后,用离心机过滤分离,固体送浸取工序配制复合盐浸取液循环使用,清液送去精制V2O5产品。
本实施例的钒转化率可达90%以上。
实施例2
(1)含V2O5 1.0%钒土矿1质量份,磨细后过100目筛,置入1号浸取反应槽,反应槽设计有搅拌器,为密闭结构,加入6份复合盐浸取液和0.2份浸取助剂,复合盐浸取液的浸取剂分浓度分别为:碳酸钾约50%、氯化镁约3%,浸取助剂凹凸棒石矿粉和硅酸钠各0.1份,启动搅拌器在240℃左右的温度下反应约1.0小时左右。浸取反应过程中释放的气体经冷凝后排除。
(2)浸取反应结束后,浸取反应料液送入2号除杂反应槽,加入除杂剂硫酸铝、水合铁酸钙各0.4份进行除杂反应,反应温度约150℃左右,反应时间约1.5小时左右,除杂反应结束后冷却至100℃,使杂质充分析出沉淀,经离心机分离洗涤,含钒清液进入下一道工序,固体残渣作为建材。
(3)含钒清液进入3号反应槽降温至约10℃左右进行结晶反应,作为浸取剂的盐充分结晶析出后,用离心机过滤分离,固体送浸取工序配制浸取复合盐溶液循环使用,清液送去精制V2O5产品。
本实施例的钒转化率可达90%以上。
实施例3
(1)含V2O5 1.0%钒土矿1质量份,磨细后过120目筛,置入1号浸取反应槽,反应槽设计有搅拌器,为密闭结构,加入5份复合盐浸取液和0.2份浸取助剂,复合盐浸取液的浸取剂分浓度分别为:硫酸钠约35%,氯化钾约3%,浸取助剂氯化铝和硅酸钠各0.1份,启动搅拌器在温度为200℃左右和压力为0.2MPa左右的条件下反应约2.0小时左右。浸取反应过程中释放的气体经冷凝后排除。
(2)浸取反应结束后,浸取反应料液送入2号除杂反应槽,加入由硫酸铝和碳酸钙配制成的分浓度各为15%的混合乳浊液除杂剂0.8份,在温度约140℃左右除杂反应约1.2小时左右,除杂反应结束后冷却至90℃,使杂质充分析出沉淀,经离心机分离洗涤,含钒清液进入下一道工序,固体残渣可作为建材。
(3)含钒清液进入3号反应槽降温至约5℃左右进行结晶反应,作为浸取剂的盐充分结晶析出,用离心机过滤分离,固体送浸取工序配制复合盐浸取液循环使用,清液送去精制V2O5产品。
本实施例的钒转化率可达90%以上。
实施例4
(1)含V2O5 1.5%钒土矿1质量份,磨细后过150目筛,置入1号浸取反应槽,反应槽设计有搅拌器,为密闭结构,加入8份复合盐浸取液进行浸取反应,复合盐浸取液的浸取剂分浓度分别为:氢氧化钠约45%、碳酸钾约25%、氯化钠约10%,启动搅拌器在180℃左右的温度下反应约2.5小时左右。浸取反应过程中释放的气体经冷凝后排除。
(2)浸取反应结束后,浸取反应料浆送入2号除杂反应槽,加入除杂剂氢氧化铝0.6份,进行除杂反应,反应温度约150℃左右,反应时间约0.8小时左右,除杂反应结束后冷却至90℃,使杂质充分析出沉淀,经离心机分离洗涤,含钒清液进入下一道工序,固体残渣可作为建材。
(3)含钒清液进入3号反应槽降温至约20℃左右进行结晶反应,作为浸取剂的盐充分结晶析出后,用离心机过滤分离,固体送浸取工序配制复合盐浸取液循环使用,清液送去精制V2O5产品。
本实施例的钒转化率可达85%以上。
Claims (10)
1.一种高温湿法盐溶浸取提钒方法,其特征在于主要包括以下工艺步骤:
(1)粉体钒土矿和质量浓度为30-80%的复合盐溶液加入密闭容器,于120-240℃下浸取反应1-2.5小时,反应结束后料液进入下一道工序,粉体钒土矿和质量浓度为30-80%的复合盐溶液按质量份数比1∶3-8配料;
(2)浸取反应后的料液加入0.5-0.8质量份除杂剂于120-150℃下除杂反应0.8-2.0小时,反应结束后温度降至80-120℃分离除渣,液相进入下一道工序;
(3)液相降温至50℃以下进行结晶沉淀反应,结晶充分析出沉淀后进行固液分离,清液送去精制V2O5产品,固相送浸取工序循环配制复合盐溶液。
2.根据权利要求1所述的高温湿法盐溶浸取提钒方法,其特征在于复合盐溶液由选自硫酸钠、硫酸钾、碳酸钠、碳酸钾、氢氧化钠、氢氧化钾、氯化钠、氯化钾、硫酸镁和氯化镁中的至少两种加水配制成。
3.根据权利要求2所述的高温湿法盐溶浸取提钒方法,其特征在于复合盐溶液中单独一项浸取剂组分的分浓度不大于70%。
4.根据权利要求1所述的高温湿法盐溶浸取提钒方法,其特征在于除杂剂为选自氢氧化铝、硫酸铝、水合铁酸钙和碳酸钙中的至少一种。
5.根据权利要求1至4中任一项权利要所述的高温湿法盐溶浸取提钒方法,其特征在于浸取反应加入有浸取助剂,浸取助剂的加入量为0.1-0.3质量份。
6.根据权利要求5所述的高温湿法盐溶浸取提钒方法,其特征在于浸取助剂为选自氯化铝、氧化钙、凹凸棒石矿粉和硅酸钠中的至少一种。
7.根据权利要求1至4中任一项权利要所述的高温湿法盐溶浸取提钒方法,其特征在于浸取反应复合盐溶液的质量浓度低于50%时,浸取反应在0.1-0.3MPa压力下进行。
8.根据权利要求6所述的高温湿法盐溶浸取提钒方法,其特征在于浸取反应复合盐溶液的质量浓度低于50%时,浸取反应在0.1-0.3MPa压力下进行。
9.根据权利要求7所述的高温湿法盐溶浸取提钒方法,其特征在于浸取反应在有搅拌的条件下进行反应。
10.根据权利要求7所述的高温湿法盐溶浸取提钒方法,其特征在于浸取反应释放气经冷凝后排除。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CNB2007100503104A CN100494427C (zh) | 2007-10-23 | 2007-10-23 | 高温湿法盐溶浸取提钒方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CNB2007100503104A CN100494427C (zh) | 2007-10-23 | 2007-10-23 | 高温湿法盐溶浸取提钒方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN101173328A true CN101173328A (zh) | 2008-05-07 |
CN100494427C CN100494427C (zh) | 2009-06-03 |
Family
ID=39422077
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CNB2007100503104A Expired - Fee Related CN100494427C (zh) | 2007-10-23 | 2007-10-23 | 高温湿法盐溶浸取提钒方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN100494427C (zh) |
Cited By (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103014377A (zh) * | 2011-09-21 | 2013-04-03 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 一种钒液的提纯方法 |
CN103014378A (zh) * | 2011-09-21 | 2013-04-03 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 一种钒液的提纯方法 |
CN104046786A (zh) * | 2013-10-15 | 2014-09-17 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 一种从钒渣中回收金属的方法 |
CN104261473A (zh) * | 2014-09-30 | 2015-01-07 | 江西金一化工有限公司 | 一种五氧化二钒的制备方法 |
Family Cites Families (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US5066469A (en) * | 1985-06-26 | 1991-11-19 | Chevron Research And Technology Co. | Leaching cobalt from metal-containing particles |
CN1055505C (zh) * | 1996-12-06 | 2000-08-16 | 湖南省安化县东坪钒冶炼厂 | 一种钒冶炼的浸取方法 |
-
2007
- 2007-10-23 CN CNB2007100503104A patent/CN100494427C/zh not_active Expired - Fee Related
Cited By (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103014377A (zh) * | 2011-09-21 | 2013-04-03 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 一种钒液的提纯方法 |
CN103014378A (zh) * | 2011-09-21 | 2013-04-03 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 一种钒液的提纯方法 |
CN104046786A (zh) * | 2013-10-15 | 2014-09-17 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 一种从钒渣中回收金属的方法 |
CN104046786B (zh) * | 2013-10-15 | 2016-08-31 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 一种从钒渣中回收金属的方法 |
CN104261473A (zh) * | 2014-09-30 | 2015-01-07 | 江西金一化工有限公司 | 一种五氧化二钒的制备方法 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN100494427C (zh) | 2009-06-03 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN103397213B (zh) | 包头稀土矿混合碱焙烧法分解提取稀土方法 | |
CN100542961C (zh) | 一种氢氧化钠熔盐法处理铝土矿生产氢氧化铝的工艺 | |
CN115216645B (zh) | 混合盐煅烧法从电解铝废渣中提锂方法 | |
CN106319218A (zh) | 从含稀土的铝硅废料中回收稀土、铝和硅的方法 | |
CN104386720B (zh) | 一种从高硅含铝矿物原料中酸碱联合提取氧化铝的方法 | |
CN112111661B (zh) | 钒渣钙锰复合焙烧提钒的方法 | |
CN103290223A (zh) | 一种废催化剂多金属综合回收的方法 | |
CN114457238B (zh) | 从稀土电解熔盐渣中同步浸出稀土、氟、锂酸浸液的方法 | |
CN102732735A (zh) | 从铜阳极泥卡尔多炉熔炼渣中回收有价金属的方法 | |
CN100494427C (zh) | 高温湿法盐溶浸取提钒方法 | |
CN113753924B (zh) | 一种活化水溶法从富锂黏土中提取碳酸锂联产铝硅酸钠的方法 | |
CN105543490A (zh) | 一种微波焙烧预处理-氨法浸出高炉瓦斯灰制备ZnO的方法 | |
CN115537580B (zh) | 一种提取锂矿石中锂的方法 | |
CN105399132B (zh) | 一种用黄铜炉渣和含锌烟道灰制备碱式氯化铜及碱式氯化锌的工艺 | |
CN114262797B (zh) | 一种从赤泥钠化焙烧渣中有效分离回收铁和铝的方法 | |
CN102863009B (zh) | 一种利用低品位氧化锌矿生产高纯氧化锌的方法 | |
CN112981122B (zh) | 一种钠化提钒尾渣中钠和钒的回收方法 | |
CN116219203A (zh) | 一种锂云母矿回收锂铷铯的方法 | |
CN115976324A (zh) | 用于从煤矸石中提取铝-镓-锂体系的方法 | |
CN110629043B (zh) | 一种基于硫化铋矿相转化的提铋方法 | |
CN114959309A (zh) | 一种从钒钛磁铁矿中强化浸取钒的方法 | |
CN116497229B (zh) | 一种选择性分离锐钛矿中有用元素的方法 | |
CN108342578A (zh) | 一种铁钒钛铬多金属冶金物料分离提取有价金属的方法 | |
CN115927881B (zh) | 一种从含钒钢渣提钒同时制备硫酸钙的方法 | |
CN115948663B (zh) | 一种含钒钢渣清洁提钒副产硫酸钙的方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
C06 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
C10 | Entry into substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
C14 | Grant of patent or utility model | ||
GR01 | Patent grant | ||
C17 | Cessation of patent right | ||
CF01 | Termination of patent right due to non-payment of annual fee |
Granted publication date: 20090603 Termination date: 20101023 |