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%.     

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 %.     

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.     

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%。     

利用二元钠盐体系处理钒渣的清洁焙烧工艺

试验研究了利用二元钠盐(NaOH-Na₂CO₃)对钒渣进行焙烧,并分析了相关动力学参数对焙烧效果的影响.结果表明:在二元钠盐焙烧过程中,焙烧温度、焙烧时间及NaOH与Na₂CO₃质量比对渣中钒、铬的浸出率影响重大;焙烧过程中,Fe₃O₄被氧化为Fe₂O₃,V₂O₅和Cr₂O₃分别被氧化为β钒酸钠型结构的Na₃VO₄与正交晶系结构的Na₂CrO₄;最佳焙烧条件下,NaOH与 Na₂CO₃质量比为1.5∶1,焙烧温度为600℃,焙烧时间为60min,此时钒与铬的浸出率分别为98.66%与83.57%;浸出尾渣的主要金属元素为Fe.     

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。     

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%.     

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%。     

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。     

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.     

高硫硅锰合金脱硫研究

针对高硫硅锰合金,采用高温硅钼炉、XRD以及常规化学分析法,研究了CaO-BaO-MgO-SiO2-CaF2五元脱硫渣系中MgO,CaO,BaO对脱硫效果的影响.研究结果表明:随着BaO与CaO质量比的增加,脱硫率先升高后降低.当MgO的质量分数为8%,CaF2的质量分数为10%,BaO与CaO的质量比为09143时,脱硫率达到944%;当MgO的质量分数为12%,CaF2的质量分数为14%,BaO与CaO的质量比为07879时,脱硫率达到954%.当CaO的质量分数为35%,BaO的质量分数为32%时,随着MgO质量分数的增加脱硫率先升高后降低,MgO的质量分数为8%时,渣的脱硫能力最高.     

2CaO·SiO2-3CaO·P2O5固溶体形成机理

在1300℃下,通过向CaO-SiO2-FetO-P2O5系熔渣中浸入固相CaO的方法,分析了CaO-SiO2-FetO-P2O5渣系与固相CaO间的反应过程,利用分子离子理论计算了炉渣中各组元的活度,研究了2CaO·SiO2-3CaO·P2O5固溶体的形成机理.研究结果表明,CaO-SiO2-FetO-P2O5渣系中组元主要是以2CaO·SiO2和3FeO·P2O5化合物的形态存在;当固相CaO和炉渣接触时,渣中的2CaO·SiO2首先在固相CaO表面析出并形成2CaO·SiO2固相层;随着CaO组元和3FeO·P2O5化合物向反应界面的不断扩散,生成了2CaO·SiO2-3CaO·P2O5和CaO-FeO固溶体.     

CaO-Al2O3和CaO-SiO2-Al2O3渣系中组元活度的计算

根据分子和离子共存理论,建立了CaO-Al2O3和CaO-SiO2-Al2O3渣系的活度计算模型,并利用模型对渣中各组元的活度进行了计算,分析了w(CaO)对渣中组元活度的影响.结果表明,在CaO-Al2O3渣系中,当w(CaO)小于45%时,随着w(CaO)的增加,3CaO·Al2O3和12CaO·7Al2O3的活度不断升高,而CaO·Al2O3的活度变化不大;当w(CaO)大于45%时,随着w(CaO)的增加,CaO·Al2O3和12CaO·7Al2O3的活度不断降低,而3CaO·Al2O3的活度则略有升高.在CaO-SiO2-Al2O3渣系中,12CaO·7Al2O3的活度低于其在CaO-Al2O3渣系中的活度,随着w(CaO)的增加,CaO和3CaO·Al2O3的活度不断升高,2CaO·SiO2的活度则不断降低,CaO·Al2O3的活度呈现先升高后降低的趋势.     

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%。     

F对CaO-Al2O3-SiO2三元系铝酸钙熟料烧结和浸出性能的影响

以分析纯化学试剂为原料,研究了不同F含量的CaO-Al2O3-SiO2三元系铝酸钙熟料的自粉性能、烧结规律和Al2O3的浸出性能,并通过XRF,XRD,SEM-EDS等手段探索了其作用机理.结果表明:F的加入不影响β-2CaO·SiO2向γ-2CaO·SiO2转变,熟料的自粉性良好;F对铝酸钙熟料的物相组成产生明显影响,促进2CaO·Al2O3·SiO2和11CaO·7Al2O3·CaF2相的生成,并减少12CaO·7Al2O3,CaO·Al2O3相的生成;生成的2CaO·Al2O3·SiO2进入渣中造成Al2O3浸出率降低;当F的质量分数为0~20%时,Al2O3的浸出率随着F含量的增加急剧下降,由9501%降至70%左右;铝酸钙熟料中F的质量分数应低于05%.     

载金硫化物焙烧--自浸出过程研究

针对传统氧化焙烧-氰化浸金工艺环境污染严重的现状,采用焙烧-自浸出工艺提取载金硫化物中的金.研究焙烧温度、焙烧时间和试样量对单质硫转化率和金浸出率的影响,通过X射线衍射分析、扫描电镜观察、能谱分析等手段分析焙烧过程中载金硫化物中硫的物相转变规律.载金硫化物中黄铁矿发生热分解反应生成单质硫和磁黄铁矿,随焙烧温度的升高和焙烧时间的延长,黄铁矿的特征衍射峰强度逐渐减小直到消失,磁黄铁矿的特征衍射峰逐渐生成并增强,原本致密状的黄铁矿颗粒变得疏松多孔.50 g试样在氮气流量1 L·min-1、焙烧温度800℃、焙烧时间60 min的条件下,单质硫的转化率达到42.53%,金浸出率达到88.70%,实现载金硫化物的高效非氰浸出.