石煤矿渣中钒浸取工艺条件研究

用阳离子表面活性剂作为浸取助剂，考察了浸取pH值、浸取温度、浸取时间和液固比等因素对钒浸出率的影响，与不加浸取助剂比较，相同温度和液固比的钒浸出率可分别提高20％和15．6％，pH值和反应时间对钒浸出率的影响不大．研究结果表明：用阳离子表面活性剂（CTAB）作浸出助剂，用pH值为2的磷酸水溶液浸取，在温度为80℃，液固比为2：1（mL/g）的条件下浸取60min，钒的浸出率可达45．63％．废渣浸出液经铁屑微电解共沉淀法处理，钒去除率可达97．6％.     

废催化剂焙烧水浸渣中硫酸浸取钴的动力学研究

以废催化剂处理过程中得到的镍钴渣为研究对象,采用硫酸浸出镍钴渣,使钴和镍得到有效回收,并对硫酸浸出钴的动力学进行探讨。研究结果表明:搅拌速度为400～1200r/min时对钴浸出率的影响非常小,物料粒度、硫酸浓度和反应温度等因素对钴浸出率则有较大影响;当反应温度为80℃,反应时间为180min,原料粒度为(0.074～0.100)mm,H2SO4浓度为6mol/L,搅拌速度为800r/min,固液比为1:10时,钴的浸出率为94.2%,镍的浸出率则为93.5%;硫酸浸出镍钴渣的反应受产物层内扩散控制,表观活化能为16.34kJ/mol。     

碱法浸出石煤中的钒和硅

在石煤提钒工艺中,为了充分利用石煤中的有价元素硅,采用碱浸提钒工艺提取石煤中的钒和硅.经过预焙烧后,可以有效地破坏石煤结构,提高钒硅浸出率.在焙烧温度850℃、焙烧时间2h、浸出温度95℃、浸出时间4h、固液比(g∶mL)1∶1.4、矿碱质量比1.2∶1的条件下,钒的浸出率为86.6%,硅的浸出率为61.4%.     

高砷烟尘酸性氧化浸出砷和锌的试验研究

采用酸性氧化浸出工艺对某冶炼厂高砷烟尘进行湿法浸出砷、锌的试验研究。通过单因素试验确定最佳浸出工艺条件。结果表明,采用pH值为2的稀硫酸溶液,在浸出温度80℃、浸出时间105min、液固体积质量比10∶1、H2O2添加量1.75mL/g(烟灰)、搅拌速度705r/min的条件下,砷、锌浸出率分别达到78.25%和85.42%。     

熔融态高钙高磷钒渣氧化钠化—水浸提钒

采用XRD对钠化高钙高磷钒渣(11.48%V2O3、13.71%Ca O、0.78%P2O5)熟料的物相组成进行了分析,并研究了钒渣熟料提钒的最佳实验参数。结果表明:在Na2CO3加入量相对较少时(35%),V存在于Na4V2O7、Na3VO4、Na1.33V2O5和Na Ca VO4中,随着Na2CO3加入量的增加,Na4V2O7和Na Ca VO4会进一步与Na2CO3反应转化为Na3VO4;钒渣熟料中P存在于水溶性Na3PO4中;当实验条件如下:Na2CO3加入量为40%,液固比为5∶1 m L/g,浸出温度为90℃,浸出时间为4min,搅拌速度为150 r/min,高钙高磷钒渣熟料浸出率可超过90%。可见,熔融态高钙高磷钒渣氧化钠化水浸提钒的方法可行。     

在压力场下从石煤中提取五氧化二钒的工艺

对贵州某地石煤进行加压酸浸提钒实验研究。在压力场条件下考察几种主要因素对钒浸出率的影响。得到的最佳技术条件为:反应时间3 h,硫酸质量浓度200 g/L,浸出温度180℃,搅拌转速580 r/min;在此条件下,钒浸出率(质量分数)为76%。两段逆流浸出实验结果表明:钒浸出率可达90%以上。浸出液经过废酸回收、还原、调整pH等预处理后,采用溶剂萃取的方法能够有效地分离和富集钒,钒萃取率可达98.1%,反萃率为99.14%;用氨水沉淀反萃液中的钒,沉淀物(多聚钒酸铵)在550℃煅烧3 h即可产出纯度为99%V2O5;全流程钒回收率为85%左右。     

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.     

镍钼矿提钼渣中镍的浸出工艺

在硫酸溶液中,使用常压氧化浸出法处理镍钼矿提钼渣以回收有价金属镍。考察搅拌速度、液固比、硫酸用量、氧化剂用量以及浸出时间对镍浸出过程的影响。试验结果表明:搅拌速度与液固比对浸出过程影响不明显;在未加入氧化剂时,主要发生镍氢氧化物简单的酸溶反应,而添加氧化剂后硫化物也被氧化浸出;此外,镍浸出率随浸出时间、温度及硫酸用量的增加而增大。最佳工艺条件如下:搅拌速度为500 r/min,液固比为4:1,氧化剂加入量为矿量的0.2倍,浸出温度为90℃,硫酸浓度为0.4 mol/L,浸出时间为8 h,镍浸出率可达95%左右。     

钒离子指示电极在石煤焙烧料浸出动力学研究中的应用

以湘西吉首某地石煤矿为原料,在850℃焙烧6 h后,采用酸浸法从焙烧料提取钒,用钒离子指示电极在线跟踪石煤浸出过程中五价钒浓度的变化,研究浸出过程中的动力学;考察矿石粒径、pH值和浸出温度对浸出过程E--t曲线的影响.研究结果表明:钒离子指示电极电势测定结果受杂质Fe3+的影响很小,可以用于跟踪石煤焙烧料浸出过程中钒离子浓度的变化;硫酸浸出后,矿石粒度越小,溶液的酸度越大,浸出温度越高,五价钒离子越容易浸出.采用等高线法求算出石煤焙烧料浸出过程在高温段区的表观活化能Ea为1.56 kJ/mol,受扩散步骤控制;在低温段区的表观活化能Ea为3.99 kJ/mol,受化学反应步骤控制.     

无焙烧钛白废酸氧压浸出转炉钒渣研究

采用无焙烧直接加压酸浸工艺,以钛白废酸为浸出剂,转炉钒渣为原料进行浸出提钒实验研究.热力学分析表明:可溶性含钒离子在酸性溶液中能够稳定存在.根据浸出实验得出:初始酸浓度是影响酸浸过程的重要因素,在初始酸质量浓度为250g·L-1,反应温度150℃,反应时间40min,液固比12∶1,氧分压02MPa的条件下,钒的浸出率为9851%.不同条件下的浸出渣XRD图谱表明:在钒浸出率增大的过程中,含钒尖晶石相逐渐消失,钛铁矿相发生转化形成锐钛矿相在浸出渣中富集.     

Leaching of vanadium,sodium, and silicon from molten V-Ti-bearing slag obtained from low-grade vanadium-bearing titanomagnetite

The water leaching process of vanadium, sodium, and silicon from molten vanadium-titanium-bearing (V-Ti-bearing) slag obtained from low-grade vanadium-bearing titanomagnetite was investigated systematically. The results show that calcium titanate, sodium aluminosilicate, sodium oxide, silicon dioxide and sodium vanadate are the major components of the molten V-Ti-bearing slag. The experimental results indicate that the liquid-solid (L/S) mass ratio significantly affects the leaching process because of the respective solubilities and diffusion rates of the components. A total of 83.8% of vanadium, 72.8% of sodium, and 16.1% of silicon can be leached out via a triple counter-current leaching process under the optimal conditions of a particle size below 0.074 mm, a temperature of 90°C, a leaching time of 20 min, an L/S mass ratio of 4:1, and a stirring speed of 300 r/min. The kinetics of vanadium leaching is well described by an internal diffusion-controlled model and the apparent activation energy is 11.1 kJ/mol. The leaching mechanism of vanadium was also analyzed.     

难处理金精矿的加压氧化一氯化浸出实验

采用加压氧化法对国内某难处理金精矿进行预处理,考察了反应温度、精矿粒度、氧分压、初酸浓度、反应时间对金精矿脱硫率和金浸出率的影响.利用XRD,XRF,SEM,EDX技术对金精矿原矿及浸出渣进行分析表征,实验结果表明,在反应温度180℃,精矿粒度-0.075～+0.061 mm,氧分压0.8 MPa,初酸质量浓度60 g...     

制备高纯硅所用的碳化稻壳粉的净化研究

研究了碳化稻壳(CRH)的酸浸除杂、超声酸浸除杂,考察了盐酸浓度、酸浸时间、酸浸温度、酸浸液固比和搅拌速度对除杂效果的影响.得到最佳工艺为:CRH粒度在75μm以下、盐酸质量分数为5%、反应时间3h、水浴温度60℃、浸出液固比14∶1、搅拌速度60r/min.在此最佳工艺条件下,CRH中金属元素的总去除率达96.41%、非金属元素的总去除率达66.68%.实验同时也探讨了超声场作用下酸浸时间对杂质去除效果的影响,最终金属元素的总去除率和非金属元素的总去除率分别达到了99.07%和71.77%.     

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.     

含碳酸盐脉石氧化铜矿的酸浸动力学

针对碳酸盐脉石对氧化铜矿酸浸动力学的影响进行探讨,研究了温度、酸度、矿石粒径、液固质量比、振荡速度等因素对含碳酸盐脉石氧化铜矿浸出的影响.结果表明,高温、高酸度、高液固质量比、小粒径和高振荡速度利于矿石的浸出,但碳酸盐脉石使得酸耗增加.考虑浸出成本确定合理的浸出条件为温度303 K、酸度35 g·L-1、矿石粒径0.074~0.125 mm、液固质量比3﹕1以及振荡速度180 r·min-1,浸出180 min后铜浸出率达53.6%.对浸出前后矿石表面形貌进行分析.结果显示碳酸盐脉石与酸反应后在矿石表面形成CaSO4·2H2 O沉淀,覆盖在颗粒表面,限制了矿石颗粒孔裂隙的发育.基于收缩未反应核模型对浸出动力学进行分析,发现碳酸盐脉石反应生成的沉淀阻碍了浸出反应,固体产物层扩散为浸出反应的控制步骤,反应的表观活化能为8.65 kJ·mol-1.