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.     

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。     

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%。     

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.     

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%.     

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。     

不同钙化剂对高钒渣酸浸提钒的影响

针对传统钒渣钠化焙烧-水浸提钒工艺的不足,确定对钒渣钙化焙烧-酸浸提钒进行研究。在理论分析的基础上,本研究以高钒渣为原料,研究了钙化焙烧-酸浸提钒过程中3种钙化剂(CaSO4、CaCO3、CaO)的焙烧机理以及对提钒效果的影响。研究结果表明:钒浸出率随焙烧温度的升高先增大后减小,且在1 450K时达到最大值;钙化剂配比为100%CaSO4时提钒率最大;在目前实验室研究条件下,钒的浸出率最大可达93.53%。     

产氨细菌浸出碱性氧化铜矿

采用产氨菌种Providencia JAT-1,对云南某矿高碱性氧化铜矿进行氨浸体系下的摇瓶浸出试验.结果显示温度、矿浆液固质量比、助浸剂种类、助浸剂浓度以及细菌初始接种浓度对铜浸出率具有显著影响.在温度为30℃、矿浆液固质量比7:1、助浸剂硫酸铵浓度0.024 mol·L-1以及细菌初始接种浓度20%的条件下,产氨细菌浸出碱性氧化铜矿144 h后铜浸出率可达42.35%.通过对浸渣铜物相分析发现矿石中次生硫化铜浸出率最高.     

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。     

微波热点诱导钒页岩高效浸出提钒机理的新见解

微波加热可以快速均匀地提高温度并加快反应速度。本文采用微波加热强化酸浸过程，并通过微观形貌分析和COMSOL Multiphysics软件的数值模拟研究了微波辅助浸出的强化机理。研究了微波功率、浸出温度、CaF₂用量、H₂SO₄浓度和浸出时间对钒浸出率的影响。在微波功率为550 W、浸出温度为95°C、CaF₂用量为5wt%、H₂SO₄浓度为20vol%、浸出时间为2.5 h的条件下，钒浸出率为80.66%，相比于常规加热浸出，浸出率提升了6.18%；同等浸出率的水平下浸出时间可以缩短9.5 h。SEM和XRD分析表明，微波加热可以细化矿物颗粒尺寸，使得钒页岩颗粒的活性表面暴露于浸出液中，从而加速反应速率。同时，微波辅助浸出后云母矿物的层状结构被剥落，有利于钒的释放。数值模拟结果表明，钒页岩颗粒中的电场强度和温度随着介质中介电常数的增加而降低；钒页岩颗粒之间的电场和温度分布相对均匀，但电场强度在颗粒接触位置处激增，该处的温度也随之激增，从而形成高温热点。此外，随着钒页岩颗粒聚集的增加，电场强度和温度在不同程度地增加。验证实验和浸出实验的结果表明，微波辅助浸出过程中存在高温热点，高温热点破坏了矿物结构，细化了矿物的粒度，并剥离了云母的层状结构。随着含钒矿物暴露表面的增加，氢离子与活性位点之间的碰撞频率增加，反应速率增加，浸出时间缩短。     

Extraction of vanadium from vanadium slag by high pressure oxidative acid leaching

To extract vanadium in an environment friendly manner, this study focuses on the process of leaching vanadium from vanadium slag by high pressure oxidative acid leaching. Characterizations of the raw slag, mineralogy transformation, and the form of leach residues were made by X-ray diffraction, scanning electron microscopy, and energy dispersive X-ray spectroscopy. The result shows that the vanadium slag is composed of major phases of fayalite, titanomagnetite, and spinel. During the high pressure oxidative acid leaching process, the fayalite and spinel phases are gradually decomposed by sulfuric acid, causing the release of vanadium and iron in the solution. Meanwhile, unreacted silicon and titanium are enriched in the leach residues. With the initial concentration of sulfuric acid at 250 g·L-1, a leaching temperature of 140℃, a leaching time of 50 min, a liquid-solid ratio of 10:1 mL·g-1, and oxygen pressure at 0.2 MPa, the leaching rate of vanadium reaches 97.69%.     

SCR废催化剂中钒和钨常温常压浸出新工艺

基于SEM-EDS，XPS，获得常温常压下SCR废催化剂二段式浸出新工艺，采用Box-Behnken试验设计(BBD)方法分段研究了各因素及其交互作用对钒和钨浸出影响，得到了最佳工艺参数，并分析了浸出机理.结果表明，采用二段式浸出工艺，各因素影响顺序为:第一阶段提钒，反应温度＞浸出时间＞浸出剂浓度;第二阶段提钨，反应温度＞浸出剂浓度＞浸出时间.第一段当NaOH浓度0.5mol·L^-1，60℃下反应10min时，钒浸出率为(61.40±0.24)%;第二段当NaOH浓度2.5mol·L^-1，90℃下反应50min时，钨浸出率为(55.73±0.22)%.废催化剂中钒以V₂O₃，VOSO₄和V₂O₅形式存在，与NaOH反应生成可溶性钒酸盐，少部分V₂O₃和V₂O₅在反应过程中生成VOSO₄后溶解.     

高铟闪锌矿在氧压酸浸中铟浸出动力学的研究

铟是一种重要的多用途战略金属,具有较高的工业应用价值,但无独立可供开采的矿床,常伴生于铅锌等硫化矿中.因此,本文在传统电加热条件下进行了高铟闪锌矿氧压酸浸过程中铟浸出动力学实验的研究.结果表明:采用“有固态产物层的液-固相浸出反应动力学模型”对铟浸出动力学进行了研究,可知其浸出速率受到界面化学反应控制,其表观活化能为69.735kJ/mol,以及高铟闪锌矿氧压酸浸过程中铟浸出率随粒度减小、初始酸度增大、氧分压增大、浸出温度增大而增大.     

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。     

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。