钒渣钙化焙烧的影响因素及焙烧氧化动力学

采用钙化焙烧方式处理转炉钒渣以提高钒的浸出率,考察了焙烧参数(渣样粒度,升温速率,焙烧保温温度及保温时间,配钙量)对钒浸出率的影响,根据钒渣氧化的TG-DSC曲线对钒渣氧化变温动力学进行了分析.结果表明:降低升温速率可提高钒氧化率,保温温度高于600℃时钒浸出率迅速增加.在钒渣粒径48~75μm,外配钙m(CaO)/m(V2O5)为042,升温速率2℃·min-1,保温温度850℃,保温时间150min的条件下,钒浸出率达9331%.钒尖晶石氧化过程受三级化学反应控制,升温速率为5和10℃·min-1的表观活化能分别为26765,25603kJ·mol-1.     

酸浸对钙化焙烧提钒工艺钒浸出率的影响

采用稀硫酸浸出法提取钙化焙烧后钒渣中的钒,考察了浸出参数:物料粒度、体系pH值、浸出温度和时间、液固比(L/S)、搅拌速度对钒及杂质元素浸出率的影响.结果表明:物料粒度小于75μm时对提高钒浸出率影响较小;液固比从2∶1增加到7∶1,搅拌速度由100增加到500r/min时,钒浸出率增长幅度均低于3%;钒浸出率在浸出前15min内迅速升高,之后增长变缓;浸出体系pH值对钒及杂质浸出率影响显著,pH值为2~3时钒浸出率达90%,杂质元素Ca,Mn,Mg,Al,Si,P浸出率为10%~30%;在较佳浸出条件下:粒度96～75μm,pH值为25,温度55℃,时间30min,L/S为3,搅拌速度500r/min,钒浸出率超过91%.     

CO2-O2混合喷吹对铁液中C、V元素氧化的影响

为了验证用CO2替代部分O2进行转炉氧化提钒的可行性,在实验室进行了CO2-O2混合喷吹提钒模拟实验。结果显示C的氧化量与C的氧化速率随CO2含量的增加而升高;V的氧化量随CO2含量的增加而降低,其中CO2含量为20%与纯O2对C、V的氧化量接近;纯O2喷吹时C的氧化量为34.56%,V的氧化量为96.85%;CO2含量为20%混合气体喷吹时C的氧化量为36.83%,V的氧化量为93.29%;以V的相对氧化量与C的相对氧化量的比值(ΔV/ΔC)来衡量提钒保碳能力,CO2含量为20%的最终ΔV/ΔC为5.96,CO2含量,40%、60%、80%的最终ΔV/ΔC均小于3.8;反应前期,V的氧化速率随CO2含量的增加而升高,反应后期V的氧化速率随CO2含量的增加而降低。     

浓盐水制备高纯氢氧化镁过程中钙杂质的去除研究

采用碳酸钠法,对海水淡化后产生的浓盐水制备高纯氢氧化镁过程中的钙杂质去除进行实验研究,并确定去除的最佳工艺条件.结果表明,4种影响因素对Ca2＋去除率影响顺序为：反应时间〉原料卤水的浓度〉反应温度〉Na2CO3与Ca2＋的物质的量之比;对Mg2＋去除率的影响顺序为：原料卤水的浓度〉反应时间〉反应温度〉Na2CO3与Ca2＋的物质的量之比.Ca2＋去除的最佳工艺条件为：相对密度为1.066 5的浓盐水,加入的Na2CO3与Ca2＋物质的量之比为1∶1,反应温度50℃,反应时间30 min.在最佳工艺条件下,Ca2＋去除率为80%左右,Mg2＋去除率为20%左右.     

V-Si-CO_3~(2-)H_2O体系浸出液中硅和钒的回收及浸出剂的再生

对从石煤碱法提钒过程产生的高硅钒浸出液中回收硅和钒资源及浸出剂的再生进行研究。首先通入CO2气体调节浸出液pH至8.5,使浸出过程中所积累的大量硅杂质以水合二氧化硅沉淀的形式脱除,并经进一步处理后制备成白炭黑副产品;然后,采用溶剂萃取的方法从净化后的浸出液中回收钒;提钒后留下的余液再通过苛化反应实现浸出剂的再生。研究结果表明:浸出液按上述工艺进行净化—提钒—苛化处理后,脱硅率达到99.43%,钒回收率大于95.00%;制备的无定形白炭黑产品SiO2纯度大于98%,比表面积高达450 m2/g;再生浸出液返回浸矿时,钒的浸出率为81.7%。对于整个工艺,每生产1 t V2O5可以获得白炭黑副产品10 t,并可实现总量75%浸出剂的再生。     

利用硫酸铵焙烧工艺提取硼精矿中的硼

为了更加合理有效地利用硼精矿,以辽宁硼铁矿经磁选得到的硼精矿为原料,采用硫酸铵焙烧的方法处理得到熟料,将熟料加水溶出、固液分离得到含硼溶液和提硼渣,含硼溶液用于提取硼酸,提硼渣可用于提取SiO2和MgO.通过单因素实验考察了焙烧温度、焙烧时间、铵矿比对B2O3浸出率的影响.通过正交试验得到提取B2O3的适宜工艺条件为:焙烧温度400℃,焙烧时间90 min,铵矿比1.6,该条件下B2O3的浸出率可达85%以上.对原料及提硼渣进行化学成分和物相组成分析,结果表明本工艺可使大部分硼化物生成可溶物并被提取出来,可实现硼精矿的绿色综合利用.     

钛白废酸无焙烧直接浸出提钒短流程新工艺及装备研究

钒钛磁铁矿是我国主要提钒资源,广泛地分布于我国的攀枝花、承德地区。以钠化焙烧—水浸为代表的焙烧浸出工艺存在着污染环境、金属回收率不高的问题,目前正被逐步改进。据统计每生产1 t钛白粉就会排出20%的废酸8~10 t,而中国钛白行业年产废硫酸达到600万吨,直接排放将造成严重的环境污染。该报告围绕无焙烧直接加压酸浸提钒技术中的直接加压酸浸、浸出液中有价元素分离、新型加压连续浸出反应器研发、系统内物流循环与利用、浸出渣的综合利用、工艺放大等研究内容进行,通过相关研究取得以下成果:(1)研究并对比了无焙烧常压酸浸、无盐氧化焙烧常压酸浸、无焙烧氧压酸浸3种提钒过程的现象,结果表明:相比无焙烧常压酸浸、无盐氧化焙烧常压酸浸等2个工艺,明显地具有反应快速、高效的特点。(2)采用硫酸体系加压浸出四川攀枝花地区的转炉钒渣,矿物学表明,转炉钒渣中的主要物相为尖晶石相、钛铁矿相以及铁橄榄石。加压浸出过程中,铁橄榄石和尖晶石相逐渐分解,钒、铁被浸出进入浸出液,部分未反应的钛、硅相在浸出渣中富集。(3)对该技术核心加压酸浸过程进行了放大实验研究,对实验室研究结果进行了验证,放大实验研究结果表明:钒的浸出率随着初始酸度的增加而增加,随着液固比的增大而增大。在加压温度150℃,硫酸浓度300 g/L,搅拌转速300 rpm,浸出时间90 min,液固比8∶1的条件下,钒的浸出率可达到99.10%。(4)提钒酸浸液萃取最优工艺条件为:常温,还原剂用量20 g/L、浸出液p H=2.0、有机相组成为20%P2O4,5%TBP,75%磺化煤油、相比(O/A)=1∶1、震荡时间5 min,钒的一级萃取率达到74.49%,Fe的萃取率仅为1.92%。在最优条件下,进行4级错流萃取,钒的总萃取率可达97.89%。以硫酸为反萃液进行反萃,其最优工艺条件为:反萃时间t=4 min、反萃液浓度200 g/L、反萃相比(O/A)=1∶1时,钒的反萃率达到98%以上。     

富硼渣钠化法制备硼砂过程中的影响因素

X射线衍射分析(XRD)表明,富硼渣中的硼组分主要以Mg2B2O5形式存在,而钠化渣中的硼组分以Na4B2O5和NaBO2晶相形式析出.对钠化渣进行磨细、水浸、过滤、结晶等操作,可最终制得硼砂晶体.采用化学分析和XRD等方法研究了热处理温度、碳酸钠加入量、钠化渣细度对硼浸出率的影响.当钠化渣在温度为650℃下保温1.5h,碳酸钠加入量为理论量的2.3倍,钠化渣粒度小于74μm时,硼的最大浸出率可达76.04%.     

从粉煤灰中提取氧化铝熟料溶出过程工艺研究

对粉煤灰和石灰石烧成的熟料在碳酸钠溶液中的溶出过程进行研究,探讨碳酸钠用量、溶出温度、溶出时间及液固比等工艺条件对熟料溶出中Al2O3和SiO2溶出效果的影响。研究结果表明:在碳酸钠用量约为理论量的1.0倍,溶出温度为50～60℃,保温时间为40～60 min,液固比为3～4的条件下,熟料中Al2O3的溶出率大于82%,溶出液中Al2O3质量浓度约为36 g/L,溶液的硅量指数铝、硅质量比大于46;溶出产生的钙硅渣成分及其质量分数为:Al2O3 2.60%,SiO2 24.31%,CaO 58.40%,Fe2O3 1.79%,TiO2。0.49%,Na2O 0.53%;熟料的主要物相为γ-2CaO.SiO2和CaCO3。     

从碱性炼铋渣中选择性浸出钠盐和钼

采用常温和较高温分阶段浸出铋精矿低温碱性熔炼渣.研究结果表明:Na2S2O3和Mo主要进入常温浸出液中,而Na2CO3主要进入热浸液中.在温度为300K,液固比为0.75及时间为1h的条件下,进行两段逆流循环浸出后,Mo和Na2S2O3的浸出率分别为82.28％和75.03％,而Na2CO3的浸出率仅为33.13％;常温浸液中n(S2O32-)/n(CO32-)为1.97,实现了Na2S2O3和Na2CO3的初步分离;在温度为313～363 K,液固比不小于l,时间为lh的条件下进行热水浸出,Na2CO3,Na2S2O3及Mo的热浸率分别为94.0％,94.3％和69.0％;它们的两段总浸出率分别为95.99％,98.58％及94.51％.     

钒渣无焙烧浸出液中钒铁萃取分离

利用本课题组提出的钛白废酸无焙烧加压浸出钒渣提钒的新技术,以P204为萃取剂从废酸浸出钒渣的浸出液中进行了提钒研究.实验结果表明:采用亚硫酸钠为浸出液预处理还原剂,将浸出液中三价铁还原成二价铁,从而防止三价铁的共萃;常温条件下,当浸出液初始p H=2.5、水相与有机相体积比为1∶3,震荡时间为4 min时,采用有机相组成为20%P204及10%TBP协同萃取体系,钒的萃取率可达98.61%以上,钒铁的分离系数可达135.3.     

红热钒渣吹氧氧化后碱浸提钒

红热钒渣吹氧氧化仅１０ｍｉｎ左右，经碱浸压煮提钒，钒浸出率可达９０％以上。吹氧过程中，增添ＣａＯ，控制合适ＭｇＯ与钒渣的重量比，减小供氧速率，可获得高的ＣＦｅ＾３＋／ＣＦｅ＾２＋。碱浸时，钒浸出率主要随ＣＦｅ＾３＋／ＣＦｅ＾２＋的增大而升高，保温时间、浸出温度、Ｎａ２ＣＯ３和ＮａＯＨ的加入比，渣水质量比对钒浸出率都有影响，碱浸压煮时充氧和水洗残渣也可以提高钒的总浸出率。     

Roasting and leaching behaviors of vanadium and chromium in calcification roasting–acid leaching of high-chromium vanadium slag

Calcification roasting–acid leaching of high-chromium vanadium slag (HCVS) was conducted to elucidate the roasting and leaching behaviors of vanadium and chromium. The effects of the purity of CaO, molar ratio between CaO and V₂O₅ (n(CaO)/n(V₂O₅)), roasting temperature, holding time, and the heating rate used in the oxidation–calcification processes were investigated. The roasting process and mechanism were analyzed by X-ray diffraction (XRD), scanning electron microscopy (SEM), and thermogravimetry–differential scanning calorimetry (TG–DSC). The results show that most of vanadium reacted with CaO to generate calcium vanadates and transferred into the leaching liquid, whereas almost all of the chromium remained in the leaching residue in the form of (Fe_0.6Cr_0.4)₂O₃. Variation trends of the vanadium and chromium leaching ratios were always opposite because of the competitive reactions of oxidation and calcification between vanadium and chromium with CaO. Moreover, CaO was more likely to combine with vanadium, as further confirmed by thermodynamic analysis. When the HCVS with CaO added in an n(CaO)/n(V₂O₅) ratio of 0.5 was roasted in an air atmosphere at a heating rate of 10℃/min from room temperature to 950℃ and maintained at this temperature for 60 min, the leaching ratios of vanadium and chromium reached 91.14% and 0.49%, respectively; thus, efficient extraction of vanadium from HCVS was achieved and the leaching residue could be used as a new raw material for the extraction of chromium. Furthermore, the oxidation and calcification reactions of the spinel phases occurred at 592 and 630℃ for n(CaO)/n(V₂O₅) ratios of 0.5 and 5, respectively.     

酸浸法提钒新工艺的研究

研究了用稀硫酸直接浸出—萃取—反萃—氨水沉钒—煅烧的提钒工艺。结果表明,采用稀硫酸直接浸出,原矿渣中总钒的一次浸取率可达95%以上;用萃取-反萃方式净化和浓缩浸出液,同时使用萃取促进剂处理酸浸液,使萃取效率比传统方法有明显提高,萃取级数大大减少;沉钒步骤摒弃了传统的铵盐沉钒工艺,使用氨水直接沉钒,提高了产品的纯度。钒的总回收率达86%以上,比传统提钒工艺效率提高了20%以上,同时由于避免了焙烧从而解决了传统提钒过程中因焙烧等产生的HCl、Cl₂等污染问题。     

Extraction of vanadium from high calcium vanadium slag using direct roasting and soda leaching

The extraction of vanadium from high calcium vanadium slag was attempted by direct roasting and soda leaching. The oxidation process of the vanadium slag at different temperatures was investigated by X-ray diffraction (XRD), scanning electron microscopy (SEM), and energy dispersive spectroscopy (EDS). The effects of roasting temperature, roasting time, Na₂CO₃ concentration, leaching temperature, leaching time, and liquid to solid ratio on the extraction of vanadium were studied. The results showed that olivine phases and spinel phases in the vanadium slag were completely decomposed at 500 and 800℃, respectively. Vanadium-rich phases were formed at above 850℃. The leaching rate of vanadium reached above 90% under the optimum conditions:roasting temperature of 850℃, roasting time of 60 min, Na₂CO₃ concentration of 160 g/L, leaching temperature of 95℃, leaching time of 150 min, and liquid to solid ratio of 10:1 mL/g. The main impurities were Si and P in the leach liquor.     

Preparation and Composition-Structure-Thermal Stability Relation of a Novel Open-framework Vanadium Phosphate (H3NCH2CH2NH3)3[(VO)4(PO4)2(HPO4)4]

A novel open-framework vanadium(Ⅳ) phosphate (H3NCH2CH2NH3)3[(VO)4(PO4)2(HPO4)4] (short for V2P3-en) has been prepared. It is synthesized hydrothermally in the presence of ethylenediamine (en) at 170℃ for 5 days by self-assembly from structurally simple precursors V2O5, H3PO4 and H2O. The compound is characterized by means of Fourier transform-infrared spectroscopy (FT-IR), Thermogravimetry-differential thermal analysis (TG-DTA), X-ray powder diffraction analysis (XRD) and Scanning electron microscopy (SEM). Furthermore, the composition-structure-thermal stability relation of V2P3-en is explored in terms of crystal chemistry, and the potential approach to the enhancement of its thermal stability is proposed.