一种石煤钠化焙烧提钒方法
专利汇可以提供一种石煤钠化焙烧提钒方法专利检索，专利查询，专利分析的服务。并且本 发明 系一种石 煤 钠化 焙烧 提 钒 方法，石煤矿加 氯化钠 混匀磨细，团矿焙烧，焙砂加 水 浸出 ，浸出液经纳滤膜截留或用阴离子交换 树脂 吸附 富集，富钒溶液加铵盐沉偏钒酸铵，偏钒酸铵 热解 得产品五 氧 化二钒，提钒后液经 电渗 析 脱盐，浓水用于石煤团矿， 淡水 返回焙砂水浸，具有工艺简单，水及氯化钠 试剂 的耗量小，金属回收率高，生产成本低， 废水 零排放等优点。，下面是一种石煤钠化焙烧提钒方法专利的具体信息内容。
1.一种石煤钠化焙烧提钒方法，其特征在于，将石煤矿粉加入NaCl混匀 磨细后团矿焙烧，得到的焙砂加水浸出，然后将浸出液经纳滤膜截留浓缩或用阴 离子交换树脂吸附富集，得到富钒液和提钒后液，提钒后液经电渗析脱盐后得到 的含氯化钠的浓水循环至石煤团矿焙烧，淡水循环返回至焙砂浸出。
2.根据权利要求1所述的一种石煤钠化焙烧提钒方法，其特征在于，石煤 矿粉加入的氯化钠的量为石煤矿粉质量的5％～20％。
3.根据权利要求1所述的一种石煤钠化焙烧提钒方法，其特征在于，焙砂 加水浸出过程中，按固液质量比1∶1.2～3加水浸出1～3h。
4.根据权利要求1所述的一种石煤钠化焙烧提钒方法，其特征在于，所述 的浸出液纳滤膜截留浓缩的压力为1.5～2.5MPa，纳滤膜截留相对分子质量在200 以上。
5.根据权利要求1所述的一种石煤钠化焙烧提钒方法，其特征在于，所述 的富钒液用铵盐沉钒得沉钒母液和偏钒酸铵，将沉钒母液脱氨后进入到提钒后液 进行电渗析脱盐。
6.根据权利要求5所述的一种石煤钠化焙烧提钒方法，其特征在于，所述 的沉钒母液脱氨后循环至焙砂浸出。
7.根据权利要求5所述的一种石煤钠化焙烧提钒方法，其特征在于，所述 的富钒液用铵盐沉钒是按化学计量的1～3倍加氯化铵沉偏钒酸铵。
8.根据权利要求1所述的一种石煤钠化焙烧提钒方法，其特征在于，所得 到的偏钒酸铵经500～550℃热解1～2h得五氧化二钒。
9.根据权利要求1所述的一种石煤钠化焙烧提钒方法，其特征在于，石煤 团矿焙烧的温度为700～850℃，焙烧1～4h。
10.根据权利要求1所述的一种石煤钠化焙烧提钒方法，其特征在于，所述 的阴离子交换树脂包括强碱阴离子交换树脂或弱碱阴离子交换树脂。
技术领域
背景技术
发明内容
本发明的技术方案是：
将石煤矿加入NaCl混匀磨细后团矿焙烧，得到的焙砂加水浸出，然后将浸 出液经纳滤膜截留浓缩或用阴离子交换树脂吸附富集，得到富钒液和提钒后液， 提钒后液经电渗析脱盐后得到的含氯化钠的浓水循环至石煤团矿焙烧，淡水循环 返回至焙砂水浸。
石煤矿中加入的氯化钠的量为石煤矿质量的5％～20％。
焙砂加水浸出过程中，按固液质量比1∶1.2～3加水浸出1～3h。
所述的浸出液纳滤膜截留浓缩的压力为1.5～2.5MPa，纳滤膜截留相对分子 质量在200以上。
所述的富钒液用铵盐沉钒得沉钒母液和偏钒酸铵，将沉钒母液脱氨后进入到 提钒后液进行电渗析脱盐或循环返回至焙砂浸出。
本发明工艺过程中，经第一次循环加入的氯化钠为试剂氯化钠，之后使用的 氯化钠是电渗析得到的浓水中的NaCl及补充添加的试剂NaCl。所述的焙砂浸出 所用的水也包括电渗析得到的循环使用的淡水及补充添加的新水。
本发明实施的具体工艺过程为：
工艺流程如图1所示，主要包括以下步骤：石煤钠化焙烧、焙砂水浸、水浸 液富集钒、铵盐沉钒、偏钒酸铵热解、提钒后液电渗析脱盐，其工艺过程的相应 参数为：石煤矿粉加入5～20％氯化钠混匀磨细至-100目，700～850℃焙烧1～4h， 焙砂按固液比1∶1.2～3加水浸出1～3h，浸出液中的钒经1.5～2.5MPa纳滤膜截留 浓缩或强碱(或弱碱)阴离子交换树脂吸附富集，富钒溶液按化学计量的1～3 倍加氯化铵沉偏钒酸铵，偏钒酸铵经500～550℃热解1～2h得产品五氧化二钒， 提钒后液(包括脱氨后沉钒母液和纳滤膜透过液或离子交换后液)经电渗析脱盐， 浓水用于石煤团矿，淡水返回焙砂浸出。
本发明提供的工艺能有效提取石煤中的钒，制取冶金98级以上的V2O5产品。 本发明的石煤钠化焙烧水浸液中的钒用纳滤膜截留浓缩或阴离子交换树脂吸附 富集，富钒溶液加铵盐沉偏钒酸铵，偏钒酸铵热解得产品五氧化二钒，提钒后液 用电渗析脱除其中的NaCl，浓水用于石煤团矿，淡水用于焙砂浸出，具有工艺 简单，水及氯化钠的耗量小，金属回收率高，生产成本低，废水零排放等优点。
本发明与已有的技术相比具有以下优点及效果：
1.用电渗析脱盐，水循环利用，避免了Cl-积累对浸出液提钒工序的不良影 响，浸出液中的钒既可用纳滤浓缩也可用离子交换富集，工艺适用性强。
2、提钒后液电渗析脱盐，浓水用于石煤团矿，淡水返回焙砂浸出，工艺简 单，环境友好。
3.整个工艺过程水闭路循环，废水零排放，水及氯化钠试剂的耗量小，生 产成本低，金属回收率高。
附图说明
附图为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
实施例1
石煤矿5kg加入250g氯化钠混匀磨细至-120目团矿，750℃焙烧2h，焙砂 按固液比1∶2加水浸出1.5h，浸出液用纳滤膜(截留相对分子质量250)2.1MPa 截留钒，截留液按化学计量的2.5倍加氯化铵沉偏钒酸铵，偏钒酸铵550℃热解 2h得产品五氧化二钒，沉钒母液脱氨后返回浸出工序，纳滤得到的透过液经电 渗析脱盐，浓盐水用于石煤团矿，淡水返回焙砂浸出。石煤钠化焙烧水浸纳滤浓 缩提钒、电渗析脱盐的实验结果(g/L)如下：
V2O5 Fe Al Ca Mg SiO2 Cl 浸出液 2.90 0.001 0.0001 0.0002 0.0001 0.001 27.95 截留液 28.52 --- --- --- --- 0.001 29.56 浓水 0.41 -- --- --- --- --- 132.51 淡水 0.32 --- --- --- --- --- 8.54 精钒(％) 98.21 --- --- --- --- --- ---
实施例2
石煤矿粉(-150目)5kg加入200g氯化钠，用实施例1中的浓盐水团矿800℃ 焙烧2h，焙砂按固液比1∶2加(实施例1中的淡水+新水)浸出1.5h，浸出液 用纳滤膜(截留相对分子质量300)1.9MPa截留钒，截留液按化学计量的1.5倍 加氯化铵沉偏钒酸铵，偏钒酸铵530℃热解2h得产品五氧化二钒，沉钒母液经 脱氨与透过液合并为提钒后液，提钒后液经电渗析脱盐，浓盐水用于石煤团矿， 淡水返回焙砂浸出。石煤钠化焙烧水浸纳滤浓缩提钒、电渗析脱盐的实验结果 (g/L)如下：
V2O5 Fe Al Ca Mg SiO2 Cl 浸出液 3.60 0.001 0.0001 0.0002 0.0001 0.001 35.65 截留液 34.12 --- --- --- --- 0.001 38.26 浓水 0.71 --- --- --- --- --- 128.54 淡水 0.52 --- --- --- --- --- 6.53 精钒(％) 98.51 --- --- --- --- --- ---
实施例3
石煤矿粉(-200目)5kg加入150g氯化钠，用实施例2中的浓水团矿760℃ 焙烧2h，焙砂按固液比1∶2加(实施例2中的淡水+新水)浸出1.5h，浸出液 用强碱阴树脂(D231)吸附钒，负钒树脂用氯化钠和氢氧化钠混合溶液(NaCl 1.2mol，NaOH 1.5mol)解吸再生，解吸液按化学计量的3.0倍加氯化铵沉偏钒 酸铵，偏钒酸铵550℃热解2h得产品五氧化二钒，沉钒母液脱氨后与交后液合 并为提钒后液，提钒后液经电渗析脱盐，浓盐水用于石煤团矿，淡水返回焙砂浸 出。石煤钠化焙烧水浸离子交换提钒、电渗析脱盐的实验结果(g/L)如下：
V2O5 Fe Al Ca Mg SiO2 Cl 浸出液 5.24 0.001 0.0001 0.0002 0.0001 0.001 32.23 解吸液 121.24 --- --- --- --- 0.01 44.61 浓水 0.17 --- --- --- --- --- 136.05 淡水 0.11 --- --- --- --- --- 8.12 精钒(％) 98.76 --- --- --- --- --- ---
实施例4
石煤矿粉(-180目)5kg加入150g氯化钠，用实施例3中的浓水团矿750℃ 焙烧2h，焙砂按固液比1∶2加(实施例3中的淡水+新水)浸出1.5h，浸出液 用弱碱阴树脂(D314)吸附钒，负钒树脂用氯化钠和氢氧化钠混合溶液(NaCl 2.0mol，NaOH 1.0mol)解吸再生，解吸液按化学计量的2.5倍加氯化铵沉偏钒 酸铵，偏钒酸铵530℃热解2h得产品五氧化二钒，沉钒母液脱氨后与交后液合 并为提钒后液，提钒后液经电渗析脱盐，浓盐水用于石煤团矿，淡水返回焙砂浸 出。石煤钠化焙烧水浸离子交换提钒、电渗析脱盐的实验结果(g/L)如下：
V2O5 Fe Al Ca Mg SiO2 Cl 浸出液 3.14 0.001 0.0001 0.0002 0.0001 0.001 33.14 解吸液 88.25 --- --- --- --- 0.01 72.61 浓水 0.21 --- --- --- --- --- 155.65 淡水 0.10 --- --- --- --- --- 8.85 精钒(％) 98.58 --- --- --- --- --- ---
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