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。     

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%.     

二次铝灰制备α-Al_2O_3工艺

探索了以二次铝灰为原料,通过低温碱性熔炼—浸出—晶种分解制备α--Al2O3工艺.研究了碱灰比、盐灰比、熔炼温度、熔炼时间、浸出温度、浸出时间和固液比等因素对铝及硅浸出率的影响.探讨了使用晶种分解法处理浸出液制取氧化铝的工艺的可行性.结果表明:优化制备条件为碱灰比1.3,盐灰比0.7,熔炼温度500℃,熔炼时间60 min,浸出温度60℃,浸出时间30 min,固液比1∶4;铝浸出率最高可达92.71%;晶种分解法处理浸出液的后续工艺可行有效.     

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 %.     

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。     

NH_4Cl-NH_3-H_2O体系浸出氧化锌矿

介绍了氯化铵 氨配合浸出法直接从氧化锌矿提取锌新工艺 .该工艺采用氯化铵 氨水溶液作浸出剂 ,使之与氧化锌矿反应得锌氨配合离子 ,在浸出的同时将杂质砷、锑、铁、硫酸根和碳酸根除去 .实验结果表明 :时间、液固比对锌浸出率影响显著 ,而温度对锌浸出率影响不大 ;在综合浸出条件下 ,锌浸出率大于 6 8% ,氨溶锌浸出率大于 93.88% (质量分数 ) ;胶体吸附除砷、锑效果明显 ,浸出液中砷、锑质量浓度可降至 0 .2 5mg·L- 1 ,铁质量浓度可降至 0 .15mg·L- 1 以下 ,氯化钙、氯化钡可将碳酸根和硫酸根几乎除尽 ,其他杂质元素含量也极低 .该浸出液净化容易 ,特别适合制电锌或锌粉 .本法具有工艺简单、能耗低、污染小、原料适应性广等优点 .     

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.     

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%。     

氯盐浸出湿法炼铜的物理化学(Ⅱ)(Ⅱ)

(Ⅱ)浸出液净化过程的物理化学前面所述,用CuCl_2氯盐溶液浸出硫化铜时,铜矿中一些杂质,如Fe、As,Sb、Pb、Zn、Ag等,将不同程度随铜一道被浸出。为了避免这些杂质在浸出液中积累,而影响提铜的质量或浸出剂返回使用时影响铜的浸出效率,并为了回收有价金属,因此,对浸出液中的杂质需进行分离净化。     

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。     

红土镍矿HCl浸出液中Mg的回收和浸出剂再生

简述了近年来红土镍矿HCl浸出液中Mg的回收及浸出剂再生工艺的研究现状,介绍了对浸出液采用MgCl₂溶液的水解、硫酸盐水合物的结晶、碱式MgCl₂的沉淀、纳米级Mg（OH）₂的制备以及MgCl₂溶液的雾化干燥与焙烧等处理方法和应用进展.     

麦草浆黑液石灰法除硅试验研究

根据麦草浆黑液石灰法除硅的原理,通过试验研究证实,稀黑液蒸发浓缩后,加入除硅剂Ca（OH）2并充分混合,在一定温度下进行灼烧反应,无需进一步苛化,除硅率和碱回收率便可得到良好的效果,使黑液硅含量降低95%以上,碱回收率也可达到95%左右,大大缓解了碱回收工艺流程中的硅积累现象。     

硫化锌精矿、软锰矿直接浸出及Zn-MnO_2同时电解的研究

中南矿冶学院冶金系继1981年下半年进行的硫化锌精矿与软锰矿直接浸出及锌-二氧化锰同时电解的初步试验之后(详见《中南矿冶学院学报》1982年№1),于1982—1983年又进行了Zn-MnO_2同时电解的条件试验与机理研究,编写了试验报告。1984年4至7月又继续完成了硫化锌精矿与软锰矿直接浸出的各种因素的条件试验及Zn-MnO_2同时电解的全流程试验,获得以下显著效果: 1.采用两段浸出,锌浸出率大于95%,锰浸出率大于98％;采用三段浸出,锌浸出率大于98％,锰浸出率大于99％; 2.浸出液采用先进方法除铁,两段置换净化除杂,获得合格的新液; 3.Zn-MnO_2同时电解,阴极电流效率大于90％,阳极电流效率大于85％。槽电压平均为2.8V,电解节电大于60％。 4.阴、阳极很少析出氢气和氧气,酸雾大大减少。     

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.     

NH4Cl-NH3-H2O体系浸出氧化锌矿

介绍了氯化铵-氨配合浸出法直接从氧化锌矿提取锌新工艺.该工艺采用氯化铵-氨水溶液作浸出剂,使之与氧化锌矿反应得锌氨配合离子,在浸出的同时将杂质砷、锑、铁、硫酸根和碳酸根除去.实验结果表明时间、液固比对锌浸出率影响显著,而温度对锌浸出率影响不大;在综合浸出条件下,锌浸出率大于68%,氨溶锌浸出率大于93.88%(质量分数);胶体吸附除砷、锑效果明显,浸出液中砷、锑质量浓度可降至0.25mg·L     

氧化锌烟尘浸出液中锗的分离富集

针对单宁沉锗工艺中存在单宁引入影响锌电解和单宁消耗量大导致工艺成本高的问题,开展中和沉淀-浸出富集锗研究,替代单宁沉锗达到富集锗的目的。以氧化锌烟尘浸出液为原料、工业氧化锌烟尘为中和剂,考察时间、pH、温度对中和沉淀效果影响,研究中和沉淀过程中锗、铁、砷、硅元素行为规律,同时考察中和渣浸出效果。研究结果表明：经两段逆流中和沉淀,一段温度为45℃、中和时间为2 h、pH=4.0～4.5,二段温度为45℃、中和时间为1.5 h、通氧量为60 L/h、pH=5.0～5.2,一段中和渣含锗1.13%,二段沉锗后液中锗质量浓度为1.98 mg/L,锗、铁、砷和硅的沉淀率分别为99.08%、26.72%、99.12%和95.36%,沉锗后液可直接返回锌冶炼系统。将中和渣经氧压-常压浸出后,氧压浸出渣中锗含量为3 148.9 g/t,浸出液锗质量浓度为1.72 g/L,锗、铁、砷和硅的浸出率分别为85.86%、25.46%、68.33%和11.39%。氧压浸出渣再经常压浸出后,常压浸出渣中锗含量为1884.9g/t,浸出液中锗质量浓度为331.1 mg/L,锗浸出率提升至95.96%,在富集锗的同时...     

强化氧化对石煤钙化焙烧提钒的影响

研究石煤钙化焙烧参数对提钒效果的影响,确定合理的焙烧参数:当焙烧温度为950℃,焙烧时间3 h,碳酸钙添加量为质量分数6%时,石煤焙烧料中钒的浸出率为63%。在此基础上研究增强氧化对提钒效果的影响,比较通空气和添加MnO2这2种情况下提钒的效果。用化学物相分析和钒价态分析等技术探讨加强氧化提高钒浸出率的原因。空气通入速度为0.48 L/h时,钒的浸出率为69%;MnO2添加量(质量分数)为3%时,钒浸出率为68%。研究结果表明,加强氧化后矿石的结构被破坏,V5+含量提高,生成更多易溶于酸的钒酸钙类物质。     

钙化焙烧提钒废渣浸出毒性试验初步研究

对贵州省某矿业有限公司刚出炉的钙化焙烧提钒废渣进行浸出实验,并利用斑马鱼胚胎染毒实验探讨了钙化焙烧提钒废渣浸出液中重金属的联合毒性效应.实验结果表明:根据《固体废物浸出毒性浸出方法-水平振荡法》(HJ557-2010)试验规范进行浸出,钙化焙烧提钒废渣浸出液中V浓度符合《钒工业污染物排放标准》(GB26452-2011),其它7种重金属浓度均符合《污水综合排放标准》(GB8978-1996)中的排放限值;染毒后的斑马鱼胚胎没有表现出强烈的感应,孵化出的幼鱼表现正常.由此说明钙化焙烧提钒废渣浸出液毒性较小,不会表现出对环境的强烈污染效应.     

响应曲面法优化钒渣微波钙化焙烧提钒工艺

采用相应曲面法,建立钙化添加剂用量、焙烧温度、焙烧时间与钒浸出率关系的数学模型,对钒渣微波钙化焙烧提钒工艺进行优化,并对试验结果的可靠性进行分析与验证。研究结果表明,采用响应曲面法优化钒渣微波钙化焙烧提钒工艺参数是可行的;微波钙化焙烧工艺参数对钒浸出率的影响从大到小依次为钙化添加剂用量、焙烧温度、焙烧时间;最佳焙烧参数为焙烧温度861.69℃、钙化添加剂用量1.02、焙烧时间106.31 min,此时钒的浸出率可达93.82%。     

锰锌软磁铁氧体用前驱体的直接共沉淀法制备

以锌烟灰、软锰矿和机械厂铁屑为原料,经同时浸出、净化和共沉淀后制取锰锌软磁铁氧体用前驱体.结果表明,同时浸出过程中铁、锰、锌的直收率分别为97.84%,92.47%和90.18%,浸出液中硅、铝杂质含量分别为29.29mg·L-1和6.7mg·L-1.经过净化后,净化液中的硅、铝、铜、镉、铅等杂质含量低,相对较难去除的铅、镉杂质的脱除率分别为92.61%和95.90%.经过共沉淀后, 共沉粉中的钙、镁杂质含量分别为 0.07%和0.05%.所得到的前驱体经传统铁氧体工艺后,产品质量均优于PC30的标准.