湿法提取五氧化二钒的工艺研究

1、湿法提取五氧化二钒的工艺研究 摘 要本文研究了从绿泥石中提取五氧化二钒的最佳工艺及最佳工艺条件。首先，对陕西某地的绿泥石进行了焙烧和室内浸出试验，确定了该矿石经预处理后矿石浸出率提高的条件，同时也确定了浸出率与浸出时间、温度、液固比和焙烧过程的相互影响条件，并且试探性研究了从绿泥石中无污染地提取五氧化二钒的工艺。最后，根据试验的结果并结合原矿石的性质选定最佳工艺，即采用钠盐焙烧水浸的工艺。根据原矿石的性质和实验中钒的转浸特点，本文还采用萃取-反萃取的提钒方法。本文确定的提钒工艺具有污染小、工艺操作简便、生产工艺稳定、工作环境好、易于实现自动控制等优点。关键词：绿泥石；五氧化二钒；焙烧；浸泡；萃

2、取；沉钒；污染小 Study on Extraction of Vanadium Pentoxide from ChloriteSpecialty ：Applied Chemistry ABSTRACTA technology for recovering V2O5 from chlorite and the optimum process conditions are described in this article. The mineral of chlorite carried in Shanxi is roasted and leached after preparing in th

3、e experiment; then this paper makes sure the conditions of leaching for exaltation, and studies on the rate of leach to leach times ,temperature, roasting process and so on ，and extraction of V2O5 from chlorite containing Vanadium is investigated. Finally, this paper makes sure the optimum technolog

4、y recovering V2O5 from chlorite with the properties of the mineral and the rate of vanadium conversion. In this article, the recovering of V2O5 by roasting with Na2CO3-water leaching is the optimum technology. This paper also uses the extract and the counter-extract. This method pollutes slightly, t

5、he craft operation is simple, and the production craft is stable, process conditions is good and easy to realize the automatic control.KEY WORDS: Chlorite, Vnadiumpentoxide, Roasting, Leaching, extract, sink vanadium, pollute slightly目 录中文摘要. ()英文摘要. .()1前言.（1） 1.1钒与钒化合物. . . . . . .（1）1.2提钒工艺简述. .

6、.（1）1. 3国内外的研究状况及发展趋势. （3）1. 4提取五氧化二钒的新技术. .（3）1.5本课题的选题意义.（5）2实验部分与检测方法. . .（7）2.1实验试剂. .（7）2.2实验仪器及设备.（7）2.3实验方法.（8）2.4 检测方法. . .（8）3湿法提钒研究.（12）3.1直接酸浸工艺研究.（14）3.2钠化焙烧酸浸工艺研究.（12）3.3钠化焙烧水浸工艺研究.（19）3.4钠化焙烧碱浸工艺研究.（22）3.5结论. . . .（27）4浸出物萃取与沉钒研究. .（28）4.1萃取过程.（28）4.2反萃取过程.（29）4.3沉钒及灼烧.（29）5结论与展望.（32）5

7、.1 结论.（32）5.2 不足与展望.（32）致谢. .（33）参考文献.（34）1 前言1.1 钒与钒化合物11801年,A.M.DelRio在墨西哥发现了23号元素,1830年,N.G.Sefstrom将其命名为Vanadium,钒。钒是ds区过渡族元素,在地壳中的丰度为136ppm，位于全部已知元素中的第19位。产量最丰富的国家有南非、前苏联、中国和美国。钒是一种重要的战略物资，人类在160年前就已发现钒元素，但直到20世纪初才被广泛应用于工业生产上。纯金属钒呈银灰色，纯度>99.9%时，具有良好的可塑性和可锻性。钒的产品种类繁多，既有高纯金属钒、钒铝合金、钒碳化物及钒碳氮化物等

8、冶金产品，也有五氧化二钒、偏钒酸铵、钒酸钾、钒酸钠、氢氧化钒及氯化钒等化工产品。其中，五氧化二钒是钒的重要氧化物，也是金属钒、硫化钒或氮化钒等氧化后的最终产物。钒主要用于钢铁工业，在钢中起脱氧、脱氮作用，从而改善钢的性能，钒的高价氧化物是化学工业和石油工业中的重要催化剂。此外，在电子、玻璃、印刷、电影、照相和陶瓷等工业，钒的化合物亦得到广泛应用。五氧化二钒的半导体性质的发现和其在光学工业中作为抗静电涂层的应用为它的研究开辟了新纪元。近年来，对作为功能材料的V2O5的研究已经受到了广泛的重视，它的溶胶凝胶制备技术也取得了鼓舞人心的进步。具有层状结构的V2O5凝胶膜显示出有趣的电子、离子、电化学性

9、质，此外，V2O5还具有光电导性质。例如，V2O5可作普通离子吸收基质材料、湿敏传感器、微电池、电致变色显示材料等。可以预见，随着现代高科技的发展，V2O5的应用范围将会逐步扩大，需求量也会逐步增加，因此，开展五氧化二钒提取与制备研究有重要意义。1.2提钒工艺31.2.1酸浸碱溶提钒法 利用酸使含钒固废中的钒以VO2+ ,VO2+的形态浸出，加碱中和，在弱碱性条件下用氧化剂使钒成为五价离子(如VO3 -)，并使钒与铁的水合氧化物等杂质共同沉淀，再用酸碱浸制得粗钒，粗钒经碱溶生成五价钒的钠盐，并除去杂质硅，后用铵盐二次沉钒得偏钒酸铵，经焙烧得到高纯V2O5，该工艺已应用低钒钢渣提钒。1.2.2钠

10、化焙烧提钒法 钠化焙烧提钒是含钒原料提钒应用较多的工艺，研究也较为透彻，我国陈厚生教授对该工艺技术贡献较大。其基本原理是:以食盐或苏打为添加剂，通过焙烧将多价态的钒转化为水溶性五价钒的钠盐,如Na2O. yV2O5 和NaVO3，再对钠化焙烧产物直接水浸，可得到含钒及少量铝杂质的浸取液，然后加入铵盐（酸性铵盐沉淀法)制得偏钒酸铵沉淀，经焙烧得到粗 V2O5，再经碱溶、除杂并用铵盐二次沉钒得偏钒酸铵，焙烧后可得到纯度大于98%的V2O5。也可用硫酸浸渍焙烧产物，此时发生反应：2NaVO3 +H2SO4 = Na2 SO4+H2O + V2Os，分离得到粗V2O5，后经碱溶、除杂并用铵盐二次沉钒得

11、偏钒酸铵，经焙烧可得高纯V2O5。该工艺已用于石煤和低钒钢渣提钒。1.2.3直接焙烧提钒法 一般包括焙烧、浸出、沉钒、制偏钒酸铵和锻烧几个步骤。焙烧时不加任何添加剂，靠空气中的氧在高温下将低价钒直接转化为酸可溶的V2O5。然后用硫酸将焙烧产物中的V2O5以五价钒离子形态浸出，再对浸出液净化，除去Fe等杂质，并用水解沉淀法或铵盐沉淀法沉淀红钒，再将红钒溶解于热的烧碱水溶液中，控制适当浓度和pH值，使溶液中的钒主要以VO3(OH)2-形态存在，澄清后取上清液采用铵盐沉淀法制偏钒酸铵，再锻烧即得高纯V2O5。该法已用于含钒石煤的提钒。 1.2.4钙化焙烧提钒法将石灰、石灰石或其它含钙化合物作溶剂添加

12、到含钒固废中造球、焙烧，使钒氧化成不溶于水的钒的钙盐，如 Ca ( VO3 ) 2、Ca3 ( VO4) 4 、Ca2V2O7，再用酸将其浸出，并控制合理的pH，使之生成VO2 + ,V10O28 6-等离子，同时净化浸出液，除去Fe等杂质。然后采用铵盐法沉钒、制偏钒酸铵并锻烧得高纯V2O5。钙化焙烧法已应用于石煤提钒中。1.2.5溶剂萃取提钒法 用焙烧、酸浸、碱浸等手段将含钒固废中的钒转变为水溶性或酸溶性的含钒离子团，如HV10O285-、V O3 (OH) 2-、V2O74-、 V4O122-、VO3-、 V O2+(溶液pH值不同，离子团也不同)，后用萃取剂(如N-263 、7402)萃

13、取，并发生阴或阳离子交换，如:采用N-263在pH=5时萃取HV10O28 5-，发生反应： HV10O28 5- +5R3N+CH3C1-（O）(R3 N+CH3)5HV10O28 5-（O）+5C1-（O）表示有机相)，由于其它金属离子大都不能进入有机相中，从而实现了钒与金属杂质离子的分离。经萃取的有机溶液，再用反萃剂(如NH4CI、氨水)反萃，使钒再从有机相转入水相，然后调整pH值，使钒以多钒酸铵或偏钒酸铵的形态沉淀，再锻烧沉淀物即得高纯V2O5。 由于含钒离子、萃取剂及反萃剂的种类都很多，所以相应提钒工艺也多，但工艺路线大体相近，一般为：制含钒离子-萃取-反萃-沉钒-脱氨得V2O5。此

14、法已成功应用于石煤、低钒钢渣、废钒催化剂提钒。1.2.6离子交换提钒法 采用焙烧、酸浸、碱浸等工艺将含钒固废中的钒转化成水溶性的含钒离子，如：VO3-、V4O124-(因溶液pH值不同离子也不同)，再根据物料的不同采用不同的离子交换剂(如717树脂)，并调整溶液pH值，在离子交换柱上发生吸附反应，如采用717树脂对VO3-进行离子交换吸附时发生反应:VO3-+R -N(CH3) 3C1 R-N(CH3) 3 VO3- + C1-(R表示烃基)。此时由于VO3-对717树脂的亲和力大于杂质离子对树脂的亲和力，所以能除去磷、铁、铝、硅等杂质。上述吸附于离子交换柱上的钒可以用NaCI溶液洗脱，反应为

15、:R-V (CH3) 3VO3- + C1-VO3- + R-N (CH3)3C1。经吸附，钒被固定于离子交换柱上，并实现了杂质分离。再经脱附，钒转入洗脱液中，后再用铵盐沉淀法沉钒、制偏钒酸铵，再锻烧得V2O5。此法在国外起步较早，但直到1991年，加拿大Fort McMurray公司才建立离子交换厂提钒。我国20世纪70年代初进行了一系列离子交换提钒的试验，到90年代初，用717离子交换树脂法对石煤提钒土艺已在湖北通城、丹江口等地应用于生产。目前，离子交换法也成功地用于废钒催化剂的提钒。1.3 国内外的研究状况及发展趋势12 我国从钒矿和石煤中提取钒绝大多数采用钠盐焙烧-水浸-酸沉淀-碱溶-

16、铵盐沉淀-偏钒酸铵热解工艺流程。该工艺在生产中暴露出的主要缺点是在焙烧过程中产生大量氯化氢、氯气等有毒气体，废水中含有大量盐份，对环境有严重污染，钒的转化率也低，为解决这两个问题，不少专家做了大量研究工作，提出了原矿氧化焙烧-碱浸、钙盐焙烧-碳铵浸、原矿酸浸或沸腾炉脱碳酸浸、细菌浸出、钠盐焙烧-水浸渣再酸浸等工艺流程，取得了较好的结果。 在国外提取钒一般采用酸浸或钠盐焙烧-酸浸-溶剂萃取工艺流程，如美国矿业局从华达州的分化岩石中提取钒采用的是钠盐焙烧-溶剂萃取-铵盐沉淀工艺流程；英国曼斯菲尔德公司从炼铜的炉渣中提取钒采用的是在回转炉内高温下加盐和硫酸焙烧-水浸-沉淀工艺；波兰从含五氧化二钒的石

17、煤中回收钒采用的是硫酸化焙烧-水浸工艺。核工业北京化工冶金研究院从20世纪80年代处开始研究从石煤中提取钒。先后提出了“钠化焙烧-废气制酸-酸浸-溶剂萃取制取精钒”、“氧化焙烧-酸浸-溶剂萃取制取精钒”和“原煤破磨-两段逆流酸浸-溶剂萃取-氨水沉钒-热解制精钒”3个工艺流程，其中第三个工艺流程已于1996年在我国西北地区建成了年产660t五氧化二钒的生产厂。 1.4提取五氧化二钒的新技术3 现有含钒固废提钒工艺虽多，特点也不同，但基本都是由传统提钒工艺移植过来(除钢渣返回法外)，针对性不强，很不适应含钒固废的资源特性(低品位、大宗量、成份杂)。应用时成本高、污染大、难以大宗量处理，以致推广一直

18、受到限制。因此，寻求短流程、大规模、低成本、低污染的固废提钒与残渣综合利用的新工艺，是含钒固废提钒新技术未来的发展方向。近30年，针对含有价组分的矿冶二次资源的特性(低品位、大宗量)，国内外出现一些绿色分离和资源有效利用新技术，其原理与方法都具普遍适用性，有的已用于含钒固废提钒土艺的研究。可以预见，随着这些技术的逐步完善，有望给含钒固废提钒工艺或方法带来突破性进展。1.4.1选择性析出技术 东北大学隋智通教授提出，选择性析出技术已成功用十硼渣、钛渣体系。基木原理是针对固废内有价元素品位低、且散布于各矿物相内的资源特点，创造适宜的物理化学条件，促进有价元素在化学位梯度的驱动下，选择性地转移于设计

19、的矿物相内富集，同时合理控制相关因素，使富集相选择性长大，再经磨矿后分出富集相，分离后的残渣用于建筑材料等。该技术具有“短流程、低成本、大规模、小污染”的特点，目前已用于低钒钢渣提钒的研究。1.4.2微生物浸出技术 自上世纪70年代以来，国际上开始广泛将微生物用于冶金土业，现已能用微生物浸出低品位矿石中的铜、金、铀、铬、镍、银、钒、钼、锗等有价元素。其原理是利用微生物自身的生理机能(如氧化特性)或代谢产物(如有机酸、无机酸和Fe3 +)的作用来氧化、溶浸矿物中的目的组分，再采用络合、吸附等方法将浸出的目的组分富集、分离后提取。 该技术的优点是固定资产投入较低、效率高、成本低、污染少、能耗少，尤

20、其适用于低品位矿物原料有价组分的提取。缺点主要是过程的反应速度慢和细菌对矿物有选择性。所以，如找到并培养出合适的钒细菌，将其用于含钒固废中钒的浸出，在技术上应是可行的。1.4.3矿浆电解技术矿浆电解技术是北京矿冶研究总院历经20余年的研究，开发出的一种新的湿法冶金方法，目前已成功地从多金属复合矿石中回收锡 ,锑、铅、银等有价元素。基木原理为将湿法冶金所包含的浸出、溶液净化、电积3个工序合而为一，利用电积过程的阳极氧化反应来浸出矿物，其实质是用矿石的浸出反应来取代电积的阳极反应，使通常电积过程阳极反应大量耗能转变为某种金属的有效浸出;同时槽电压降低，电解电能下降，整个流程大为简化。这样，在阳极区

21、可利用矿物的电氧化顺序实现金属的选择性析出，在阴极区可利用析出电位的不同实现金属分离。 该工艺保留了传统湿法冶金的优点，其主要特点是流程短、操作简便、生产成本低廉、综合回收和分离效率高，能同时提取多种低品位复杂难选的金属和元素。此法很适宜低品位、大宗量含钒固废中钒的提取。 1.5本课题的选题意义钒在地壳中的平均含量为0.015% ，比铜、镍、锌、锡、钴、铅等都多，但由于自然界中的钒主要以三价形态存在，而三价钒的离子半径与三价铝、三价铁的离子半径很接近，因此，三价钒几乎不生成本身的矿物，而是以类质同象部分取代三价铁和三价铝存在于一些铁及铝的矿物中，如石煤、钒钛磁铁矿、硅铝酸盐和绿泥石中等，这也是

22、钒在自然界高度分散的主要原因。 我国是钒矿资源十分丰富的国家，从钒矿或石煤中提取钒的传统工艺多为平窖钠化焙烧，它的优点是生产流程比较稳定，可操作性强、投资少，缺点是焙烧时，产生含氯气体等有害成分，环境污染严重，为国家明令禁止。同时这种传统工艺钒转换率低、回收率低，造成资源浪费严重。 目前，我国已着重于湿法冶金提钒。因此，为了响应国家的号召，我们是从绿泥石中通过湿法提取五氧化二钒，目前还很少有人从绿泥石中提取，大部分是从石煤中提取。从绿泥石中提取五氧化二钒不仅原料来源方便而且成本低，是我们值得研究的课题。钒土矿在我国只分布在四川 、河北等地，相对资源有限，而我省绿泥石资源丰富。 本研究通过对原矿

23、石性质的研究，试探性的采用与现行不同的工艺提钒。最后，根据矿石的性质及其特点并且结合试验的结果而选定最佳的工艺。2 实验部分与检测方法2.1 实验试剂（1） 亚硝酸钠 分析纯 天津市红岩化学试剂厂（2） 苯基邻氨基苯甲酸 分析纯 天津市化学试剂一厂（3） 脲素 分析纯 天津市东丽区泰兰德化学试剂厂（4） 硫酸亚铁铵 分析纯 天津市耀华化工厂（5） 磷酸 化学纯 =1.666g/cm3 纯度85% 西安化学试剂厂（6） 浓硫酸 纯度=95%98% 莱阳市双双化工 （7） 浓硝酸 分析纯 纯度99.8% 安徽特酒总厂出品（8） 十六烷基三甲基氯化铵 分析纯 上海三浦化工 （9） 氯化铵 分析纯 天

24、津市化学试剂六厂（10）氢氧化钠 天津易发化学试剂厂（11）硫酸亚铁 分析纯 天津开发区海光化学制药厂（12）高锰酸钾 分析纯 天津市百世化工 （13）五氧化二钒（标样） 化学纯 纯度99.0% 成都化学试剂厂（14）正辛醇 西安化学试剂厂（15）航空煤油去离子水（16）碳酸钠 天津市天力化学试剂 2.2实验仪器及设备（1）马弗炉 （2）真空干燥箱 DZ-2BC型 天津市泰斯特仪器 （3）电动搅拌器（4）循环式多用真空泵 SHB-B95型 郑州长城科工贸 （5）电子天平 e=10d BS 224S Max 220g d=0.1 北京赛多利斯仪器系统 （6）托盘天平 型号HCTP12B1 标准号

25、WS2-90-74 北京宣武天平厂（7） 250mL分液漏斗 布氏漏斗 定量滤纸 定性滤纸 广泛pH试纸 铁架台 铁圈 夹子 试管刷 洗瓶 石棉网 玻璃棒胶头滴管坩埚 酸式滴定管 容量瓶 量筒 锥形瓶 烧杯2.3实验方法2.3.1实验方法一称取一定量的原矿石，然后将其粉碎，再按一定的液固比的与不同配比的溶液混合，将配好的溶液放入恒温干燥箱中按设定的温度和时间进行浸取，得到的浸取液经过抽滤后，分析滤液中钒含量，计算转浸率。2.3.2实验方法二 称取一定量的原矿石，然后将其粉碎，置于坩埚中，在马弗炉中按设定的温度和时间进行一段脱碳焙烧，脱碳后的矿石按一定的比例与钠盐研磨均匀后再在马弗炉中按设定的温

26、度和时间进行二段焙烧，焙烧后的熟料再按一定的液固比与不同配比的溶液混合，用电动搅拌器按设定的温度和时间进行搅拌，最后抽滤后，分析滤液中钒含量，计算转浸率。2.4检测方法2.4.1原矿石的检测本矿石送西北有色金属研究院进行检测。1）原矿的光谱半定量分析表2-1光谱半定量分析结果元素CuPbCrNiMoVCo含量（10-6）202013005005300010元素GaYbYZrSrMnTi含量（10-6）2101002002002003000元素PFeCaMgSiAlNa含量（10-6）2135-101050.022）原矿部分元素分析表2-2原矿部分元素分析结果成分V2O5K2ONa2OMgOCa

27、OSiO2FeC含量（%）1.100.080.0513.905.2325.482.4426.033) X衍射分析表2-3 X衍射分析结果矿物名称绿泥石滑石闪石石英含量（%）607210矿物名称石墨黄铁矿三方氧钒矿（不确定）二水钒矿（不确定）未检出含量（%）84542.4.2浸出液中钒的分析方法取25ml溶液于 500ml 锥形瓶中，加入20ml的硫磷混酸和20%硫酸亚铁铵溶液1ml,摇匀，滴加KmnO4溶液至摇动后溶液所呈现的微红色不消失并过量1-2滴，充分摇动后，放置5-10分钟，加入10ml的尿素溶液，滴加亚硝酸钠溶液至红色恰好消失并过量1-2滴，充分摇动后，放置1分钟，再加入3滴0.2%

28、 N-苯基邻氨基苯甲酸指示剂，用硫酸亚铁铵标准溶液滴定至紫红色变为亮绿色即为终点。然后根据滴定用的硫酸亚铁铵体积和浓度及所取溶液的体积来计算钒的浸出率。2.4.3 实验结果的测定方法1)试剂i)所需试剂4%（m/m）硫酸亚铁铵溶液；硫酸溶液：1+1；3%（m/m）高锰酸钾溶液；10%（m/m）脲素溶液；1%（m/m）亚硝酸钠溶液；0.2% N-苯基邻氨基苯甲酸指示剂；硫酸（GB626-89）；硝酸（GB622-89）；磷酸（GB/T1282-77）；硫酸亚铁铵标准溶液为0.01moL/L。ii)试剂的配制 4%（m/m）硫酸亚铁铵溶液：称取2g固体硫酸亚铁铵，溶于50 mL去离子水中。 硫酸溶

29、液（1+1）：V浓硫酸：V水=1：1配制60mL溶液。 3%（m/m）高锰酸钾溶液：称取1.5g固体高锰酸钾，溶于50 mL去离子水中。 10%（m/m）脲素溶液：称取5g固体脲素，溶于50 mL去离子水中。 1%（m/m）亚硝酸钠溶液：称取1g固体亚硝酸钠，溶于100 mL去离子水中。 0.2% N-苯基邻氨基苯甲酸指示剂：称取0.2g固体N-苯基邻氨基苯甲酸，加20 mL50g.L-1的 Na2CO3溶液，用水稀释至100ml。 硫酸（GB626-89）：浓度为95%98%。 硝酸（GB622-89）：浓度为65%68%。 磷酸（GB/T1282-77）：浓度为85%。 0.01moL/L

30、硫酸亚铁铵标准溶液：称取1.6907g固体硫酸亚铁铵，溶于500mLH2SO4(5+95)配成的溶液中。2) 操作步骤i) 称量已在105烘干且恒重的样品0.5g（准确至0.0002g），放入250mL锥形瓶中，用水湿润摇散，依次加入磷酸10mL，硫酸5mL，硝酸2mL混合后置于电炉上加热至试样溶解完全并冒白烟，取下冷却后沿瓶壁加20mL水，继续加热至冒白烟（防止暴沸，不断摇动），冷却后加水至80mL，加入硫酸（1+1）20mL充分摇动使可溶盐溶解，冷却后将试样移入250mL容量瓶中，再用水稀释至刻度，摇匀。ii) 移取100.00mL试样溶液到500mL锥形瓶中，加4%硫酸亚铁铵溶液23mL

31、以还原溶液中可能存在的氧化物质。在室温下逐滴加入3%高锰酸钾溶液至淡红色（5 min内不褪色）。然后加入10%脲素10mL，滴加1%亚硝酸钠溶液至淡红色褪去，再过量23滴。充分摇匀后放置10min，使过剩的亚硝酸钠全部被脲素分解（摇动时基本无气泡产生）。iii) 加入6滴0.2% N-苯基邻氨基苯甲酸指示剂，在光亮处用硫酸亚铁铵标准溶液（0.01moL/L）滴定由暗桃红色至亮绿色为终点。iv) 五氧化二钒含量的计算，五氧化二钒含量X，以质量百分数表示（%），按下式计算：X = % .（1.1）式中 C硫酸亚铁铵标准溶液的摩尔浓度，moL/L； V试样溶液测定时所耗硫酸亚铁铵标准溶液体积，mL；

32、 m试样的质量，g； V1试样溶液的总体积，mL； V2测定时所取部分试样溶液的总体积，mL；3 湿法提钒研究3.1直接酸浸工艺研究3.1.1实验方法按照第二章的实验方法一，称取50g原矿石，用硫酸溶液浸取。3.1.2浸出液中钒的分析方法按照第二章的分析方法进行。3.1.3结果与讨论原矿石中钒主要以三价的形式与其它矿物伴生，为了使钒能够浸出来，必须破坏矿石的结构，使离子半径发生变化。从而使钒释放出来，并氧化成四价酸溶解，用硫酸浸取提钒，使钒以VOSO4形式进入溶液通式可表示为：(V2O3).X +2H2SO4.1/2O2 = V2O2 (SO4) + 2H2O + XOV2O2 (OH) 4

33、+ 2 H2SO4 = V2O2 (SO4) + 2H2O注：X为矿石结构。生成物为硫酸钒酰蓝色溶液。1) 酸度与温度对钒转浸率的影响用酸浸取矿石来破坏矿石的结构，需要在一定的温度和酸度下，才能使钒释放出来，并氧化成四价被酸溶解。如果用浓硫酸浸取，浸取液中可能有五价的钒存在。因为浓硫酸具有强的氧化性。提高酸度是为了使氢离子的浓度提高，从而有利于破坏矿石的结构，这样才能更好的使钒离子释放。提高温度主要考虑的是动力学方面的因素，浸取过程的温度较低，化学反应速度和扩散速度都较慢，因此很难达到平衡状态。酸度与温度对钒的转浸率的影响如下表3-1所示。由实验得，随着酸度和温度的提高，钒的转浸率是有逐渐上升

34、的趋势。由于本矿石的耗酸量太大，本次实验只是确定酸浸过程的基本趋势。表3-1 酸度与温度对钒转浸率的影响V酸：V水 / mL浸取温度 / 转浸率1:37014.531:38015.651:39015.901:47013.231:48014.561:49014.851:57012.671:58013.201:59013.80注：其它浸条件为：浸出时间24h，浸出液固比1.5:12) 酸度与时间对钒转浸率的影响酸浸取的过程不仅需要一定的酸度和温度，还要考虑时间对其浸出率的影响。浸取的时间越长，钒的浸出率越高，以致达到平衡状态。浸取时间对钒的转浸率的影响主要也的考虑的是动力学方面的因素。酸度与时间对

35、钒的转浸率的影响结果如下表3-2所示。表3-2 酸度与时间对钒转浸率的影响V酸：V水 / mL浸取时间 / h转浸率1:31814.631:32015.701:32416.201:41813.251:42014.801:42415.251:51812.801:52013.501:52414.20注：其它浸条件为：浸出温度80，浸出液固比1.5:13) 酸度与液固比对钒浸出率的影响液固比对钒浸出率的影响主要是影响氢离子的浓度，所以在酸度一定的情况下宜选择较小的液固比。由于本矿石耗酸量大，当液固比太低时浸出也很容易饱和，且难过滤。影响结果如下表3-3所示。表3-3 酸度与液固比对钒浸出率的影响V酸

36、：V水 / mL液固比转浸率1:31:115.531:3 1:1.514.651:3 1:213.901:4 1:114.201:4 1:1.513.561:4 1:212.851:5 1:114.251:5 1:1.513.201:5 1:212.80注：其它浸条件为：浸出时间24h，浸出温度803.1.4总结通过对不同的液固比，不同的硫酸浓度，不同的浸取时间和温度研究，最后分析滤液中的钒含量，通过计算发现转浸率都不高，最高能达到16左右，并且耗酸量也挺大的。如果酸的浓度太大，后处理过程也是很复杂，且引进大量的杂质离子。这也验证了上述对矿石性质的研究结果，不宜用酸浸的结论。3.2钠化焙烧酸浸

37、工艺研究3.2.1实验方法按照第二章的实验方法二，称取50g原矿石，用硫酸溶液浸取。3.2.2浸出液中钒的分析方法按照第二章的分析方法进行。3.2.3结果与讨论1)一段脱碳焙烧条件确定矿石中含大量的碳，焙烧烧失量非常的大，为避免碳在焙烧过程中造成还原气氛影响钒的氧化，因此增加一段脱碳焙烧；为了最大可能地消除碳对钒氧化的影响，对不同的脱碳条件下的烧失量进行了考察，考察结果见表3-4。表3-4 碳烧失量的考察结果脱碳条件烧失量（） 600 3小时1700 2小时8700 3小时10700 4小时13800 3小时162)二段焙烧条件的确定 含钒原矿石与添加剂混合于氧化性气氛下高温焙烧，其目的就是破

38、坏钒矿物的组织结构，将三价或四价钒氧化为五价钒，并与添加剂或矿石本身分解出来的氧化物生成偏钒酸盐。本实验采用的是碳酸钠作为添加剂，其可能的反应如下：V2O3 + O2= V2O5 2V2O4 + O2= 2V2O5V2O5 + NaCO3= NaVO3 + CO2V2O5 + V2O3 + NaCO3+ O2= Na4V2O7 + CO2V2O5 + V2O3 + NaCO3+ O2=Na3VO4 + CO2 i) 碳酸钠加入量对钒浸出率的影响碳酸钠加入量对钠化焙烧过程中钒转浸率有很大的影响，在其它焙烧条件（焙烧时间为2小时，焙烧温度800）一定的情况下，不同碳酸钠加入量对钒的转浸率如图3-1

39、所示。可以看出，随碳酸钠加入量的增大，钒转浸率逐渐升高，当加入碳酸钠为矿石量的2时转浸率最高，继续增大碳酸钠的量，钒转浸率反而逐渐减小，其原因可能有：（a）碳酸钠熔化而造成烧结现象。（b）钠化焙烧过程中碳酸钠的添加量远远大于理论用量时，碳酸钠的添加可使焙烧后所得熟料碱性增强，在浸出液酸度一定时，可使浸出液的酸度降低，从而导致钒的浸出率减小。而碳酸钠不足时则不能破坏原矿物结构。因此把碳酸钠的加入量为矿石的2 作为最佳的添加量。图3-1碳酸钠加入量对钒浸出率的影响ii) 温度对钒转浸率的影响在其它焙烧条件（碳酸钠的加入量为矿石的2，焙烧时间为2小时）一定的情况下，不同焙烧温度对钒转浸率的影响见图3

40、-2。钒的转浸率随温度上升明显提高，可能是因为钒的氧化速度、成盐反应速度随温度升高而加快，反应的平衡常数随温度的升高也增加。而到温度超过850时，转浸率又下降，这可能是因为炉料表面烧结，形成复杂的硅酸盐等不溶性物质。因此，适宜的温度为800左右。图3-2温度对钒转浸率的影响iii) 焙烧时间对钒转浸率的影响在其它焙烧条件（碳酸钠的加入量为矿石的2，焙烧时间为2小时，焙烧温度800）一定的情况下，不同焙烧时间对钒浸出率的影响见图3-3。可以看出，焙烧时间对钒转浸率也有较大的影响，当焙烧时间不足时，矿物结构未能完全破坏，导致氧化不充分而使钒难以浸出。随焙烧时间的增加，钒转浸率逐渐增大，焙烧2小时，

41、钒的转浸率最高，再增加焙烧时间，钒的转浸率并没有明显的增加，且耗费更多的能源。所以，选定焙烧时间为2小时。图3-3焙烧时间对钒转浸率的影响4) 浸出工艺条件对钒浸出率的影响在焙烧熟料中除含有钒酸钠外，还含有镁、钙、铁、锰等金属的钒酸盐。酸浸过程中，它们都会进入溶液中生成钒氧基化合物，酸浸过程中可能发生的化学反应可表示为：NaVO3H2SO4 = (VO2)SO4 + Na2SO4 +H2O Ca2V2O7+ H2SO4= (VO2) SO4+ Ca2SO4+ H2O 可以看出，浸出后的溶液除含有钒（VO2+）外，还有大量杂质离子。i) 液固比对钒浸出率的影响液固比对钒浸出率有一定影响，当液固比

42、太低时浸出液易饱和，且难过滤，不能达到最佳浸出效果；太高时浸出液浓度太低，使富集过程难度加大。实验证明液固比为1.5:1为最佳。ii) 浸出时间对钒浸出率的影响在液固比一定的条件下，浸出时间对钒浸出率的影响如图3-4。图3-4浸出时间对钒浸出率的影响由实验得，当浸出时间达到1小时，钒的转浸率为19.5左右，继续增加时间，钒转浸率不再显著增加。因此，最适宜的浸出时间为1小时。iii) 酸度对钒浸出率的影响钒浓度随着酸度的增加，逐渐增大，但当酸的浓度太高，钒浓度增加的同时会引进大量的碱性杂质和其它干扰离子，比如铬和钛等金属离子。根据原矿石的性质有60%的绿泥石能够溶于酸，所以，要提高钒的浸出率会耗

43、费大量的酸。因此，以上的工艺条件的探讨都是把酸度控制在2mol左右。3.2.4总结通过对不同的焙烧温度和时间，不同的添加剂的用量，不同的搅拌时间的研究，最后分析滤液中的钒含量，通过计算发现转浸率也不高。这种工艺虽然比上一种工艺的浸出率高，最高能达到20左右，但仍然存在耗酸量大的弊病且能耗也大。同样验证了上述对矿石性质的研究结果。3.3钠化焙烧水浸工艺研究3.3.1实验方法按照第二章的实验方法二，称取50g原矿石，用水溶液浸取。3.3.2浸出液中钒的分析方法按照第二章的分析方法进行。3.3.3结果与讨论1)一段脱碳焙烧条件确定一段脱碳焙烧条件的确定与钠化焙烧后用酸浸工艺一样。2)二段焙烧条件的确

44、定浸出时液固比为1.5:1的条件下进行以下实验：i) 碳酸钠加入量对钒浸出率的影响图3-5碳酸钠加入量对钒浸出率的影响由实验得，碳酸钠加入量对钒浸出率的影响结果同上一章。当碳酸钠的添加量为原矿石的2%时达到最佳。ii) 温度对钒转浸率的影响图3-6 温度对钒转浸率的影响由实验得，温度对钒转浸率的影响结果同上一章。当焙烧温度达到 800时，钒的转浸率达到最佳。iii) 焙烧时间对钒转浸率的影响图3-7 焙烧时间对钒转浸率的影响由实验得，时间对钒转浸率的影响结果同上一章，当焙烧时间为2小时，钒的转浸率基本达到最佳。3）浸出工艺条件对钒浸出率的影响在水浸过程中，焙烧熟料中的NaVO3、Mg(VO3)

45、2等能够溶于水，而Ca ( V O3 )2、FeVO4等难溶于水，这样就会影响钒的转浸率，但不会引进大量的杂质离子。浸出时间对钒浸出率的影响如图3-8 ：图3-8 浸出时间对钒浸出率的影响由实验得，当浸出时间达到1小时，钒的转浸率为13.5左右，继续增加时间，钒转浸率不再显著增加。因此，最适宜的浸出时间为1小时。3.3.4 总结通过计算发现转浸率同样也不高，它的转浸率略低与前两种工艺，最高能达到15%左右，但它的优点是后处理过程比前两种工艺都简单，因为不会引进更多的杂质离子。所以，这种工艺还是优于前两种工艺。3.4钠化焙烧碱浸工艺研究3.4.1实验方法按照第二章的实验方法一，称取50g原矿石，

46、用碳酸钠和氢氧化钠溶液浸取。3.4.2浸出液中钒的分析方法按照第二章的分析方法进行。3.4.3结果与讨论1）一段脱碳焙烧条件确定一定脱碳焙烧条件的确定与钠化焙烧后用酸浸工艺一样。2）二段焙烧条件的确定浸出时液固比为1.5:1的条件下进行以下实验：i) 碳酸钠加入量对钒浸出率的影响图3-9 碳酸钠加入量对钒浸出率的影响由实验得，碳酸钠加入量对钒浸出率的影响结果同上。当碳酸钠的添加量为原矿石的2%时达到最佳。ii) 温度对钒转浸率的影响图3-10 温度对钒转浸率的影响由实验得，温度对钒转浸率的影响结果同上。当焙烧温度达到 800时，钒的转浸率达到最佳。iii) 焙烧时间对钒转浸率的影响图3-11

47、焙烧时间对钒转浸率的影响由实验得，时间对钒转浸率的影响结果同上，当焙烧时间为2小时，钒的转浸率基本达到最佳。3）浸出工艺条件对钒浸出率的影响对焙烧熟料萃取碱浸取，使钒以Na4VO(CO3)3形式溶解。由于原矿石中有一定的钙含量，所以采用碱浸取可以使钒酸钙盐溶解，能够时钒的转浸率有一定的提高。可能的化学反应表示为：Ca ( V O3 ) 2Na2CO3=CaCO3+NaVO3i) 碱的浓度对钒浸出的影响在其它浸出条件（碳酸钠的添加量为原矿石的1,液固比1.5:1,浸出时间1小时）一定的情况下，浸出碱的浓度对钒浸出率的影响见下图3-12。图3-12 碱的浓度对钒浸出的影响由实验得，当碱的浓度逐渐提

48、高，钒的浸出率也随之逐渐增大，当达到1.5mol左右，钒的浸出率提高不是很显著。所以，选定碱度1.5mol为最佳。ii) 碳酸钠的加入量对钒浸出率的影响在其它浸出条件（液固比1.5:1,浸出时间1小时，碱的浓度为1.5mol ）一定的情况下，碳酸钠的加入量对钒浸出率的影响见下图3-13。图3-13 碳酸钠的加入量对钒浸出率的影响由实验得，浸出是碳酸钠的加入量为原矿石的1时，钒的转浸率基本达最佳。iii) 浸出时间对钒浸出率的影响图3-14 浸出时间对钒浸出率的影响由实验得，当浸出时间达到1小时，钒的转浸率为24.5左右，继续增加时间，钒转浸率不再显著增加。因此，最适宜的浸出时间为1小时。3.4

49、.4总结通过计算发现转浸率同样也不高，他的转浸率虽然比前面三种工艺都高，但也最高只能达到25%左右，但仍然存在耗碱量大的弊病且能耗也大。这种工艺的浸出率比以上几种工艺都高，原因之一可能是因为原矿石中有一定的钙的含量，焙烧过程将其氧化为钒酸盐，浸出时，碳酸钠可以溶解一部分。3.5结论综合以上几种工艺路线，本实验最后选定用钠化焙烧后用水浸的提钒工艺。第四章节的提钒工艺路线是按照钠化焙烧水浸来处理的。4 浸出物萃取与沉钒研究4.1萃取过程4.1.1基本原理4通过钠化焙烧水浸后，水溶液中钒主要以VO3-、V4O124-离子的形态存在。由于钒的浸出率不高，最后还要采取萃取反萃取的方法来使钒的浓度能够得到

50、富集。所以，浸出液中加入一定量的酸来调节溶液的pH，使其达到最好的萃取效果。在 pH=5的溶液中，五价钒的的存在形态是H2VO4。由于钒具有较强的络合能力，会发生复杂的质子化与聚合反应，生成十聚酸氢根络阴离子：10H2VO4_ + 5H+=HV10O285_ + 12H2O本次实验选用季铵型萃取剂十六烷基三甲基氯化铵C16H33N+(CH3)3Cl-进行萃取。萃取反应为：HV10O285_5 C16H33N+(CH3)Cl-(o)= C16H33N+(CH3)3.HV10O285_(o) + 5Cl-即发生了水相和有机相之间的阴离子交换，并在有机相形成缔合离子对或离子缔合体。式中下角（o）表示有机相，为加下角者为水相。有机相以煤油