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。     

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.     

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.     

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。     

含钒石煤矿高效清洁提取五氧化二钒

该研究采用XRD、SEM、BES、TG-DTG等检测手段,对多个地区(四川、贵州、甘肃、湖南)的含钒石煤进行了矿物学研究。研究表明,石煤中的主要矿物为石英、云母、粘土;各地石煤矿的化学成分、钒赋存状态、不同价态钒的分布差异较大,但钒主要赋存于铝硅酸盐矿物中。采用常压强化浸出工艺,对多个地区石煤进行了提取钒的工艺技术研究。结果表明,湖南、贵州、四川、甘肃等地石煤矿中钒浸出率可达80%、82%、62%、55%以上,含氟离子助浸剂的加入有利于含钒矿物的强化离解;钒浸出率与碳质成分的含量及二氧化硅含量有关。废酸回收率达到83%以上,钒离子和铁离子截留率分别达到93%~95%和92%~94%;钒萃取率和反萃率分别达60%和70%以上。酸浸渣用于制备建筑用陶粒和砖,产品达到优等品的等级要求。开展了日处理100kg含钒石煤矿连续浸出—连续萃取/反萃—精钒制备扩大实验,钒浸出率可达82%~83%,重现了小试结果;8级逆流萃取/反萃后,钒回收率达96.3%;产品五氧化二钒纯度为99.01%;全流程钒直收率达80%以上。研究了U、Th、Ra、K等4种放射性核素在全流程的走向及分布。结果表明,石煤中93.06%的U进入溶液。而经过萃取反萃后,98%左右的U在贫有机相中富集;而75%~77%的Th、Ra、K三种放射性核素在浸出过程中滞留于渣相中,在后续萃取/反萃过程中的分布与U是一致的。常压强化浸出—萃取工艺为实现石煤资源的高效清洁利用提供了一条可行的技术路线。     

石煤氧化焙烧-酸溶液浸出提钒工艺

针对某地石煤原料组成特点,为提高石煤中钒的浸出率本试验采用氧化焙烧-酸溶液浸出提钒的工艺,研究了焙烧温度,添加剂氯化钠的用量,焙烧时间,酸浸出液用量及浸出温度时间对钒浸出率的影响.结果表明:,焙烧水浸后渣再用稀酸浸出的方法,钒的浸出率可提高10 %左右,钒的浸出率可达到75 %~80 %.     

从石煤酸浸液中萃取钒的工艺研究

研究了三正辛胺从石煤酸浸液中萃取钒的工艺过程 ,从萃取和反萃的 p H值、相比、有机相组成、澄清时间等方面进行了详细试验。研究表明 :用三正辛胺萃取钒时 ,其萃取率可达98%以上 ;而且易反萃 ,用 0 .5 M Na2 CO3反萃时 ,反萃率为 99.9%。经萃取后 ,浸出液中的钒可由每升几克富集到每升数十克以上 ,有利于后续的提钒工艺。     

高硅碱浸渣提铟

碱浸渣是碱熔-浸出提绪后的铟渣,含铟量和含硅量较高,采用常规酸浸时会产生硅胶而难以过滤.分别用高温高酸浸出、硫酸化焙烧-浸出和预处理-浸出方法对高硅碱浸渣提铟进行研究.研究结果表明:这3种方法都能解决过滤难的问题,但采用预处理-浸出方法时铟的回收率最高.采用预处理-浸出提锢方法,即碱浸渣经过特殊处理后用硫酸浸出,在液固比为5 : 1,硫酸初始质量浓度为120～150 g/L,温度为80～90℃时搅拌浸出2.0 h,铟的浸出率高达95%.采用萃取-置换方法从浸出液中提取ω(In)＞98%的粗锢,经电解精练制得了ω(In)＞99.99%的精铟;从碱渣到粗铟,铟的直收率为90%.     

采用HBL101从锌置换渣高酸浸出液中萃取锗

针对现行的湿法炼锌渣中提取锗的研究现状,采用新型萃取剂HBL101从锌置换渣的高酸浸出液中直接萃取锗,考察了料液酸度、萃取剂体积分数、萃取温度、萃取时间和相比对萃取的影响以及氢氧化钠质量浓度、反萃温度、反萃时间和反萃相比对反萃的影响,并对萃取剂转型条件进行了研究.实验表明：有机相组成为30% HBL101+70%磺化煤油(体积分数)作为萃取剂,料液酸度为113.2 g·L-1 H2 SO4,其最佳萃取条件为萃取温度25℃,萃取时间20 min,相比O/A=1：4.经过五级逆流萃取,锗萃取率达到98.57%.负载有机相用150 g·L-1 NaOH溶液可选择性反萃锗得到高纯度锗酸钠溶液,其最佳反萃条件为反萃温度25℃,反萃时间25 min,相比O/A=4：1.经过五级逆流反萃,反萃率可达到98.1%.反萃锗后负载有机相再用200 g·L-1硫酸溶液反萃共萃的铜并转型,控制反萃温度25℃,反萃时间20 min,O/A=2：1.经过五级逆流反萃,铜反萃率可达到99.5%并完成转型,萃取剂返回使用.     

采用氧化焙烧-酸浸法从高碳石煤中提钒试验研究

针对广西某难浸高碳石煤,比较相同焙烧和酸浸条件下静态焙烧矿和流态化焙烧矿钒的浸出率,优化流态化焙烧矿的酸浸条件。研究结果表明:流态化焙烧矿酸浸钒的浸出率比静态焙烧矿酸浸钒的浸出率平均高24%,所以,在相同焙烧温度、时间下流态化焙烧较静态焙烧更利于钒的浸出;在液固质量比为0.8:1.0,二氧化锰添加量为3%和氢氟酸添加量为2%的条件下,得最佳酸浸条件,即酸矿质量比为0.4:1.0,浸出温度为150℃,浸出时间为6 h,在此最佳酸浸条件下,钒浸出率可达88.26%。     

无盐焙烧法提取石煤钒矿中V2O5新工艺研究

本实验主要采用无盐焙烧法对暮石煤钒矿石进行焙烧和浸出研究。在700-900℃高温下焙烧．然后用硫酸做浸出分解试羽，在80-90℃条件下从舍钒石煤矿石中钢得硫酸钒酰溶液（浸出液），得到最佳焙烧和浸出工艺参数。     

萃取法去除贫软锰矿浸出液中钙、镁离子的研究

对贫软锰矿经两矿法处理得到的、主要成分为硫酸锰的浸出液进行了深度去除钙、镁离子的萃取工艺研究.研究结果为:以体积分数为30%,皂化率为60%的P204与磺化煤油组成有机相,在温度25℃,相比O/A为3∶1,控制料液初始pH值为6的条件下进行萃取时,钙、镁离子的萃取率分别达到99.37%和90.62%,料液中钙、镁离子的含量可以降至100ppm以下,可以得到深度去除钙、镁离子的高纯硫酸锰溶液.负载有机相经4.0mol/L的硫酸溶液反萃,金属离子基本被反萃完全.设计了利用浸出净化液及反萃液制备高纯锰化合物的经济可行的工艺流程,从而实现了硫酸锰浸出液的全流程综合应用.     

酸浸及萃取对高铁铝土矿中有价元素分离特性的影响

研究了采用分步酸浸工艺处理高铁铝土矿新工艺中,低温酸浸过程主要工艺条件对矿物中铁、铝、钪等有价元素走向的影响,以及酸浸液后续萃取分离过程特点。结果表明：低温酸浸过程可实现矿物中的铁、铝分离,在浸出温度100℃、浸出时间60min、液固比20∶1、搅拌速率500rpm、粒度-0.055mm、硫酸浓度20%的低温酸浸条件下,矿物中的铁浸出率可达95%以上,钪的浸出率可达50%以上,铁、铝酸浸分离系数可达到80左右,浸出液可通过多级循环后萃取的方式提取其中的钪,在适宜的萃取条件下,钪的提取效率可达99%以上。     

岚皋县横沟石煤型钒矿选矿工艺试验及开发利用设想

选择钙法氧化焙烧一酸浸工艺流程从石煤型钒矿石中酸浸提钒,克服了钠化焙烧过程中H2S、Cl2等有毒有害气体的产生。试验表明,焙烧温度、酸的浓度、浸出温度、浸出时间、液固比是影响钒浸出率的重要因素。通过矿石物料粒度、氧化钙添加量、焙烧温度、焙烧时间、浸出温度、浸出时间、酸的浓度、浸出液固比等条件实验,获得了钒79％的浸出率。在此基础上提出了安康市石煤型钒矿综合开发利用的框架思路。     

钒渣硫酸溶解试验研究

钒属贵重金属,我国约60%的钒化合物以钒渣为原料生产。钒渣矿物颗粒结合致密,有价元素赋存复杂。钒渣钠化焙烧生产方式对大气污染严重,对周围生态环境造成极大危害。该文针对当前钒渣生产方式存在的缺点,对钒渣进行直接硫酸酸溶浸出试验研究,获得了钒渣硫酸溶解的最佳实验条件:硫酸浓度2 mol/L、液固比5、浸出反应温度70℃、反应时间2 h、磨矿细度70%最佳。     

采用熟化-浸出-萃取法从黄磷电炉电尘浆中提取镓

在硫酸、盐酸直接浸出镓实验的基础上,进行硫酸直接浸出镓的动力学模拟,研究一种利用浓硫酸恒温熟化预处理、以磷酸三丁酯(TBP)为萃取剂从黄磷电炉电尘浆中提取镓的方法.研究结果表明镓浸出过程符合表面化学反应控制;提取镓的适宜实验条件是当反应体系中硫酸浓度为6.5 mol/L,液固比为3-2,200 ℃恒温熟化2.5 h,然后于90 ℃水浴中搅拌浸出1.5 h,镓的浸出率为90%左右;以TBP 为萃取剂在6.0 mol/L HCl 体系中萃取镓,萃取率达99%;以1 mol/L NaCl 为反萃剂,在有机相与水相的体积比为2-1 的条件下,反萃率在98%以上;经过进一步浓缩、纯化,可以获得含镓4.5 g/L 的富集物.     

矿样中镍的二次强化浸出及X-射线衍射分析

采用焙烧、水浸实现了原生硫化镍钼矿中镍和钼的分离.对得到的矿渣进行二次强化浸出,考察得到的较优工艺条件为:酸浸后的矿样在固液比为1:6、浸出温度95℃、超声波振荡、浸出时间为4 h、硫酸浓度为15%和加入0.5 g添加剂条件下,镍渣中镍的二次强化浸出率为56.37%,总浸出率达到69.34%.并通过X射线衍射图谱,对矿样中镍的物相及走向进行了初步分析.     

铟绵中铟锗镓的综合回收工艺

采用"酸浸-萃铟-萃镓-沉锗"工艺,对铟绵中稀散金属铟锗镓进行了综合回收研究,并优化了各工序工艺参数。研究了在硫酸体系下,铟锗镓浸出率与浸出温度、浸出时间和硫酸初始质量浓度的关系,在浸出温度80℃、浸出时间80 min和硫酸初始质量浓度180 g/L时,铟锗镓浸出效果最好。以30%(体积分数)二-2-乙基己基磷酸(P204)+磺化煤油和10%(体积分数)P204+磺化煤油+1.5%(体积分数)C7-9异氧肟酸(YW100)为有机相,对铟和镓进行萃取,研究了相比(O/A)、混合时间和料液初始pH值对铟萃取率和镓萃取率的影响。研究结果表明:在最佳萃取条件下,即萃取铟相比O/A=1∶1、混合时间5 min和料液初始pH值为0.2时,铟的萃取率最高,为88.5%;萃取镓相比O/A=1∶1、混合时间3 min和料液初始pH值为0.5时,镓的萃取率最高,为77.2%。在单宁沉锗工序中探讨了沉淀温度、pH值、搅拌时间和单宁酸倍数对锗沉淀率的影响,得出沉锗的最佳工艺参数为:用20倍的单宁酸,在沉淀温度70℃、pH值为2.5的条件下搅拌10 min。     

用Lix973选择性萃取氨性浸出液中的铜和钴

采用Lix973作萃取剂,硫酸作反萃剂,从氨性浸出液中萃取分离铜和钴。研究萃取剂体积分数、有机相与水相的体积比(相比)、混合时间、反萃剂质量浓度、反萃相比和反萃时间对萃取分离铜和钴的影响,确定获得Lix973萃取分离铜的优化条件。研究结果表明最佳萃取铜的条件为:室温下有机相与水相的体积比1:1,混合时间2 min,萃取剂Lix973体积分数5%。在此实验条件下,铜的一级萃取率达到99.29%;最佳反萃铜的条件为:室温下反萃相比2:3,反萃时间1 min,硫酸质量浓度160 g/L。在此实验条件下,铜的一级反萃率为96.13%。     

萃取法回收水厂污泥中铝的技术研究Ⅰ.清液萃取法

水厂污泥的铝含量高,是一种重要的铝再生资源。研究了液相离子交换萃取法铝回收技术。采用P204-煤油作为萃取剂,与水厂污泥的酸溶浸出液反应,经3级错流萃取,铝萃取率可达96.3%。以5 mol/L硫酸为反萃剂,在相比(VO∶VA)为5∶1的条件下经3级反萃,铝反萃率达到98.9%,反萃液符合液态商品硫酸铝的质量标准,可作为饮用水处理的混凝剂回用。