一种硅酸盐钒矿异步转化回收钒和硅的方法
【技术领域】
[0001] 本发明设及矿物加工技术领域，特别设及一种娃酸盐饥矿异步转化回收饥和娃的 方法。
【背景技术】
[0002] 伴随着我国工业化的不断深入，我国矿业技术得到高速发展，我国矿产资源虽然 总体上丰富，但是长期W来采富弃贫、采选及冶炼工艺落后造成优质矿产资源日益短缺，多 种战略性矿产资源严重依赖进口，我国现有矿产资源多为贫、细、杂的难选和极难选矿物， 主要脉石矿物为石英及娃酸盐类矿物，其特点是嵌布粒度细，且与有价金属紧密伴生，常规 选矿方法难W将其有效分离造成资源浪费，针对我国现状研究如何提高矿产资源综合利用 具有十分重要的战略意义。
[0003] 饥W其优良的合金性能和催化作用广泛用于冶金、国防及其他各领域，我国的抓 资源主要W含抓石煤及粘±为主，石煤中碳组分含量低，热值很低，娃酸盐矿物占60%~ 80%。目前石煤提饥的工艺多为赔烧工艺，但该工艺矿物综合利用率普遍偏低、污染严重， 且对传热传质的条件要求苛刻。为解决赔烧过程中设备投资及环境污染问题，很多人提出 含饥石煤直接浸取工艺。一种微波加热含饥石煤提饥的方法（CN201310058712.4)将含饥 石煤颗粒用硫酸溶液均匀润湿，润湿后在100~180°C进行微波加热，加热3~30min，再 将加热后的含饥石煤加入水中，在25~100°C的条件下揽拌浸出后固液分离得到含饥浸出 液，可节约能源提高浸出率。一种利用流化床石煤提饥方法（CN201210308559. 1)，将饥矿石 干燥、破碎、巧粉添加剂混合、燃烧、揽拌浸出、净化压滤、树脂交换、锭盐沉饥后，可得纯度 >98 %的偏饥酸锭，利用流化床赔烧余热对偏饥酸锭进行烘干赔烧得到成品五氧化二饥， 提饥转化率达70%W上。但是目前所提出直接浸出工艺对原矿的利用率也较低，原矿中大 量脉石的存在会增加酸耗、碱耗的同时影响浸出液纯度。根据石煤及粘±中含有大量娃质 脉石的特点，采用低浓度、高浓度两段碱浸异步转化，可W在获得较高脱娃率的同时，制得 水玻璃、白炭黑等中间产物，极大提高矿物综合利用率，为企业增加利润的同时减少尾渣的 排放，减轻环境压力。
【发明内容】
[0004] 本发明的目的是解决传统选矿技术在处理富娃低品位饥矿时，有价金属回收率及 精矿品位较低等问题，并且将原矿中的脉石制得水玻璃。 阳〇化]本发明的娃酸盐饥矿异步转化回收饥和娃的方法，包括W下步骤：
[0006] (1)取低浓度化0H溶液与娃酸盐饥矿矿石混合，制得矿浆；所述低浓度化0H溶液 中化0H物质的量小于娃酸盐饥矿矿石中Si化的物质的量；
[0007] 似将步骤（1)中制得的矿浆进行高压反应；
[0008] (3)将经步骤（2)反应后的矿浆过滤，收集滤液和滤渣；
[0009] (4)按一定碱矿比将高浓度化0H溶液与步骤（3)的滤渣混合进行常压反应；
[0010] (5)将经步骤（4)反应所得矿浆过滤，滤渣即为精矿；
[0011] (6)向步骤（5)所得滤渣添加硫酸浸出回收饥。
[0012] 根据本发明的方法，作为优选地，步骤（1)所述低浓度化0H溶液中化0H质量分数 为5%~15%。所述化0H物质的量与娃酸盐饥矿矿石中Si化的物质的量优选为1. 4<nsic2: 叫3〇0〈1· 9。
[0013] 根据本发明的方法，作为优选地，步骤（2)所述高压反应溫度为120~240°C，反应 时间2~地。所述高浓度化0H溶液与步骤（3)的滤渣的碱矿比（wt)为3~5,进一步优 选地，所述高压反应在高压反应蓋中进行，压强一般在0. 2~1. 35MPa，反应中进行揽拌，转 速一般在 300 ~500r/min。
[0014] 根据本发明的方法，作为优选地，步骤（4)所述高浓度化OH溶液中化OH质量分数 > 50% ;步骤（4)所述常压反应溫度为100~220°C，反应时间1~化；进一步优选地，由 于步骤（4)获得的滤液为化0H的低浓度溶液，因此可W返回到步骤（1)重复利用。
[0015] 根据本发明的方法，步骤（6)所述硫酸的质量浓度为25%~40%，所述硫酸与滤 渣的质量液固比2~5。
[0016] 根据本发明的方法，进一步优选地，步骤（1)可W将娃酸盐饥矿矿石细磨至-200 目占80%W上，W利于碱浸反应效率。步骤（6)所述滤渣细磨至-200目占85%W上，W利 于酸浸效率。
[0017] 测定步骤（3)滤液水玻璃模数，可制备模数m> 2的水玻璃。 阳01引本发明适用于高娃娃酸盐饥矿，例如娃含量大于60%的石煤、粘±饥矿等。
[0019] 本发明用于处理石煤、粘±等高娃饥矿，饥回收率可达85. 4%W上，娃的利用率可 达89%W上，可得模数大于2的水玻璃。为娃酸盐饥矿的综合回收利用提供了一种经济、高 效的处理方法。
[0020] 本发明的娃酸盐饥矿异步转化回收有价金属方法工艺流程图如附图1，该流程与 传统选矿方法相比脉石矿物可W转化为产品，原矿利用率高。
[0021] 本发明高一低浓度两段碱浸相搭配，高浓度碱液可返回进行低浓度碱浸，碱液利 用率高；通过碱浸是娃酸盐矿物分解，使有用矿物易与被酸浸出；将大部分脉石矿物转化 成产品，制得模数大于2的水玻璃溶液，减少尾矿堆积，提高原矿综合利用率。
【附图说明】
[0022] 图1为本发明的娃酸盐饥矿异步转化回收饥和娃的方法的工艺流程图。
【具体实施方式】 阳〇2引实施例1
[0024] 取自湖北某地区石煤，化学多元素分析如下： 阳0巧]
阳0%] 有用矿物主要为饥云母矿，石英为主要脉石矿物。
[0027] 称取一定量破碎至-2mm的矿样，磨细至-200目占80%，然后与化OH质量分数8% 的碱液按液固比4:1混合均匀（物质的量：nsiD2:nNaDH= 1. 43)，加入高压蓋在140°C，300r/ min条件下反应化，过滤，收集滤液，滤渣与化OH质量分数为60%的碱液按碱矿比3:1混 合均匀加入电阻炉中在160°C，7化/min条件下反应化，过滤。经碱浸后滤渣与质量分数为 30%的硫酸按液固比3:1混合，置于水浴锅中在80°C、120r/min揽拌浸出化。
[0028] 经异步转化饥回收率达到86. 5%，高压碱浸浸出液中水玻璃模数为2. 2,经两段 浸出51〇2利用率达89%。
[0029] 实施例2
[0030] 取自广西某地石煤，其主要化学成分如下：
[0031]
[0032] 主要金属矿物为饥云母和赤铁矿，石英为主要脉石矿物。
[0033]称取一定量矿样磨细至-200目占85%，然后与化0H质量分数5%的碱液按液固 比5:1混合均匀（物质的量：nsw2:nNaDH=1. 77)，加入高压蓋在120°C，300;r/min条件下反 应化，过滤，收集滤液，滤渣与化0H质量分数为50%的碱液按碱矿比5:1混合均匀加入电 阻炉中在200°C，8化/min条件下反应化，过滤，滤渣再与质量分数为40%的硫酸按液固比 3. 5:1混合，置于水浴锅总在70°C、lOOr/min揽拌浸出化。
[0034] 经异步转化后饥回收率达到85. 7%，高压碱浸浸出液中水玻璃模数为2. 1，经两 段浸出Si化利用率达91 %。 阳0对 实施例3
[0036] 取自湖北某饥矿区粘±饥矿，化学多元素分析如下：
[0037]
[0038] 主要成分为石英、高岭石，含有部分氧化侣。
[0039]取一定量矿样磨细至-200目占85%，然后与化0H质量分数10 %的碱液按液固比 3:l混合均匀（物质的量：nsi。2:nNa。H=1.76)，加入高压蓋在 200°C，330;r/min条件下反应 也过滤，收集滤液，滤渣与化0H质量分数为80 %的碱液按碱矿比3:1混合均匀加入电阻炉 中在220°C，8化/min条件下反应比，过滤，滤渣再与浓度为30%硫酸按液固比4:1混合，浸 出36h。
[0040] 经异步转化后饥回收率达到85. 4%，高压碱浸浸出液中水玻璃模数为2. 2,经两 段浸出Si化利用率达92%。 W41] 实施例4
[0042] 取自河南某地粘±抓矿，化学多元素分析如下：
[0043]
[0044] 主要成分为石英及蒙脱石、伊利石等。 W45] 取一定量矿样磨细至-200目占85 %，然后与化0H质量分数15 %的碱液按液固比 2. 5:1混合均匀（物质的量：nsi(j2:nNa〇H= 1. 44)，加入高压蓋在240°C，320;r/min条件下反 应化，过滤，收集滤液，滤渣与化0H质量分数为50%的碱液按碱矿比4:1混合均匀加入电 阻炉中在l〇〇°C，8化/min条件下反应化，过滤，滤渣再与浓度为35%的硫酸按液固比3:1 混合，浸出4她。
[0046] 经异步转化后饥回收率达到87. 2%，高压碱浸浸出液中水玻璃模数为2. 3,经两 段浸出Si〇2利用率达94%。
[0047] 当然，本发明还可W有多种实施例，在不背离本发明精神及其实质的情况下，熟悉 本领域的技术人员可根据本发明的公开做出各种相应的改变和变形，但运些相应的改变和 变形都应属于本发明的权利要求的保护范围。
【主权项】
1. 一种娃酸盐银矿异步转化回收银和娃的方法，包括以下步骤： (1) 取低浓度NaOH溶液与硅酸盐钒矿矿石混合，制得矿浆；所述低浓度NaOH溶液中 NaOH物质的量小于硅酸盐钒矿矿石中Si02的物质的量； (2) 将步骤⑴中制得的矿浆进行高压反应； (3) 将经步骤（2)反应后的矿浆过滤，收集滤液和滤渣； (4) 取高浓度NaOH溶液与步骤（3)的滤渣混合进行常压反应； (5) 将经步骤（4)反应所得矿浆过滤，滤渣即为精矿； (6) 向步骤（5)所得滤渣添加硫酸浸出回收钒。2. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤（1)所述低浓度NaOH溶液中NaOH质 量分数为5%~15%。3. 根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，步骤（2)所述高压反应温度为120~ 240°C，反应时间2~4h。4. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤（4)所述高浓度NaOH溶液中NaOH质 量分数彡50%。5. 根据权利要求1或4所述的方法，其特征在于，步骤（4)所述常压反应温度为100~ 220°C，反应时间1~5h。6. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤（4)获得的滤液为NaOH溶液，返回到 步骤（1)重复利用。7. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤（6)所述硫酸的质量浓度为25%~ 40%，硫酸与滤渣的质量液固比为2~5。8. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤（1)将硅酸盐钒矿矿石细磨至-200 目占80%以上。9. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤（6)所述滤渣细磨至-200目占85% 以上。
【专利摘要】本发明公开了一种硅酸盐钒矿异步转化回收钒和硅的方法，属于矿物加工领域，适用于石煤、粘土等各种硅酸盐矿物资源，涉及一种将硅酸盐矿物经低浓度和高浓度两段碱浸以回收硅，同是提高品位，再经进一步浸出回收钒的方法。主要工艺特征是：将硅酸盐钒矿石细磨至-200目占80％以上，磨细矿样经低浓度碱液高温高压浸出，过滤，收集滤液可制备模数m≥2的水玻璃；滤渣再经高浓度碱液高温常压浸出，浸液用于低浓度碱浸，浸渣过滤烘干，即可得高品位精矿粉，再进一步浸出回收有价金属。本发明用于处理石煤、粘土等高硅钒矿，钒回收率可达85.4％以上，硅的利用率可达89％以上，可得模数大于2的水玻璃。为硅酸盐钒矿的综合回收利用提供了一种经济、高效的处理方法。
【IPC分类】C22B3/12, C01B33/32, C22B3/08, C22B34/22
【公开号】CN105331816
【申请号】CN201510651988
【发明人】李浩然, 郭成林, 杜竹玮, 冯雅丽, 杨鑫龙
【申请人】中国科学院过程工程研究所
【公开日】2016年2月17日
【申请日】2015年10月10日