焙烧温度对高铁提钒尾渣煤基直接还原效果的影响

利用X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)等手段考察了焙烧温度对提钒尾渣煤基直接还原效果的影响,并利用磨矿-磁选方法对焙烧产物进行了金属铁的分离实验.结果表明:最有利于金属铁析出、兼并、长大以及金属铁和渣相单体解离的焙烧温度是1200℃,在此温度下,提钒尾渣中的Fe2O3基本还原成了金属铁,Fe2TiO5基本转变成了金属铁和TiO2.铁质量分数36.54%、TiO2质量分数9.28%的提钒尾渣,经1200℃焙烧所得产物经过二段磨矿-二段磁选可获得铁质量分数90.90%、TiO2质量分数0.56%的金属铁粉.     

提钒尾渣中微量镓的分析方法研究进展及展望

目前还没有国家标准分析方法测定提钒尾渣中的镓,本文根据近些年来提钒尾渣镓分析方法的研究进展及提钒尾渣的成分特点,展望了提钒尾渣中镓的分析方法及其优缺点,以期为今后镓的测定提供参考。     

胶质芽孢杆菌淋洗石煤提钒尾渣中重金属研究

利用胶质芽孢杆菌(B.M菌)淋洗石煤提钒尾渣中重金属V和Cu,研究不同初始pH、溶氧量、蔗糖添加量、淋洗时间等因素对胶质芽孢杆菌淋洗尾渣中金属钒和铜的影响.研究结果表明:在初始pH为5～7时,V和Cu淋出率随初始pH的增加而提高,摇床转速为150～170 r/min时有利于尾渣中V和Cu的淋出;在初始pH为7、摇床转速...     

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%.     

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%。     

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%。     

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.     

碳热还原氮化一步法制备钒氮合金工艺研究

对V2O5自还原氮化过程进行热力学分析,并以工业级V2O5和炭黑为原料,经过混料、研磨、压制成块后进行烧结和还原氮化,制得含氮量较高的钒氮合金。结果表明,为了避免V2O5在还原过程中挥发,预还原温度应控制在V2O5熔点(678℃)以下;经过650℃预还原4h,试样中的V2O5才能全部转化为低价态的钒氧化物;V2O5在N2气氛下自还原时,还原终温低于1 271℃时,还原产物优先生成VN,还原终温高于1 271℃时,还原产物中才会出现大量VC;为保证还原产物的高氮和低碳含量,应将还原氮化最终温度控制在1 200～1 300℃。     

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.     

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。     

人工合成1nm锰矿相与多金属结核的富集机制研究

利用人工合成的 1nm锰矿相与铜、钴、镍等二价金属阳离子的离子交换实验的结果表明 :人工合成 1nm锰矿相具有强烈的金属阳离子交换能力 ,其交换能力大小顺序为Cu2 +>Co2 +>Zn2 +>Ni2 +;有机质存在对离子交换起到抑制作用 .阳离子交换是多金属结核成矿后期的重要途径 .从镍离子较弱的交换能力和其在结核中较高含量的矛盾中可推测 :铜、钴、镍等有价金属元素在多金属结核中的富集 ,可能是生物成矿和化学作用等多种因素共同作用的结果     

硫化矿尾矿重金属离子溶出实验研究

采用静态浸泡实验方法，研究了硫化矿尾矿中铅锌重金属离子的溶出规律。结果表明：铅锌等重金属离子容易从硫化矿尾矿中溶出，尾矿库将持续危害环境；溶液pH值，温度和尾矿粒度影响硫化矿尾矿的离子溶出；锌比铅更容易溶出进入溶液。     

Comparison of the mechanisms of microwave roasting and conventional roasting and of their effects on vanadium extraction from stone coal

Experiments comparing microwave blank roasting and conventional blank roasting for typical vanadium-bearing stone coal from Hubei Province in central China, in which vanadium is present in muscovite, were conducted to investigate the effects of roasting temperature, roasting time, H₂SO₄ concentration, and leaching time on vanadium extraction. The results show that the vanadium leaching efficiency is 84% when the sample is roasted at 800℃ for 30 min by microwave irradiation and the H₂SO₄ concentration, liquid/solid ratio, leaching temperature, and leaching time are set as 20vol%, 1.5:1 mL·g-1, 95℃, and 8 h, respectively. However, the vanadium leaching efficiency achieved for the sample subjected to conventional roasting at 900℃ for 60 min is just 71% under the same leaching conditions. Scanning electron microscopy (SEM) analysis shows that the microwave roasted samples contain more cracks and that the particles are more porous compared to the conventionally roasted samples. According to the results of X-ray diffraction (XRD) and Fourier-transform infrared (FTIR) analyses, neither of these roasting methods could completely destroy the mica lattice structure under the experimental conditions; however, both methods deformed the muscovite structure and facilitated the leaching process. Comparing with conventional roasting, microwave roasting causes a greater deformation of the mineral structure at a lower temperature for a shorter roasting time.     

乙醇对钒电池电解液传质过程的机理研究

以五氧化二钒、硫酸等为原料,用化学合成法制备了用于钒电池的电解液。研究了在支持电解质硫酸浓度为2 mol/L的情况下,不同钒离子浓度的正极电解液的电化学性质,钒离子浓度为2 mol/L和3 mol/L的正极电解液中添加乙醇和KHSO4做循环伏安测试。实验结果表明:不添加任何添加剂时,电活性物质V4+为2.5 mol/L时电化学活性最好,电流密度最大;V4+浓度小于2.5 mol/L时,添加剂的加入不会对电化学反应产生不利影响;浓度大于2.5 mol/L时,醇类等具有络合效应添加剂的加入会降低电解液的电化学活性,而不具有络合效应的添加剂则影响较小。     

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。     

菖蒲和芦苇对复合重金属胁迫的生理反应及其富集能力

研究了水生植物菖蒲和芦苇对复合重金属(V、Cr和Cd)的富集能力及对重金属的生理响应,以考察这两种植物对重金属污染水体的修复效果.结果表明,随着水体中重金属污染浓度的提高,两种植物的耐性系数均有所下降,但菖蒲的生长状况优于芦苇.在不同重金属污染浓度下,菖蒲和芦苇均表现出对Cd的富集能力最强,其次是Cr,而对V的富集能力相对较弱.在相同重金属浓度下,菖蒲对三种重金属的富集总量大于芦苇,在重金属质量浓度为15mg·L-1时,菖蒲对三种重金属的富集量分别是1065.02、1754.80和4372.40mg·kg-1,且菖蒲地下部分对V、Cr和Cd的富集系数分别是芦苇的2.1倍、1.5倍和1.8倍.综合考虑得出菖蒲比芦苇更适用于V、Cr和Cd复合重金属污染的修复.     

CO2-O2混合喷吹对铁液中C、V元素氧化的影响

为了验证用CO2替代部分O2进行转炉氧化提钒的可行性,在实验室进行了CO2-O2混合喷吹提钒模拟实验。结果显示C的氧化量与C的氧化速率随CO2含量的增加而升高;V的氧化量随CO2含量的增加而降低,其中CO2含量为20%与纯O2对C、V的氧化量接近;纯O2喷吹时C的氧化量为34.56%,V的氧化量为96.85%;CO2含量为20%混合气体喷吹时C的氧化量为36.83%,V的氧化量为93.29%;以V的相对氧化量与C的相对氧化量的比值(ΔV/ΔC)来衡量提钒保碳能力,CO2含量为20%的最终ΔV/ΔC为5.96,CO2含量,40%、60%、80%的最终ΔV/ΔC均小于3.8;反应前期,V的氧化速率随CO2含量的增加而升高,反应后期V的氧化速率随CO2含量的增加而降低。     

攀钢马家田尾矿特性研究

从马家田尾矿堆积坝的岩土工程勘察、试验的大量数据出发，深入分析了堆积坝体水化学场和尾矿砂土性状、堆积特性及其变化规律，研究了马家田尾矿砂土的分布规律、物理力学性质变化规律，初步揭示了马家田尾矿砂土具有较高的抗剪强度。     

包钢稀土尾矿对活性炭还原NO的影响研究

为了验证稀土尾矿高温下催化煤自身的焦炭还原NOX,采用立式管式炉进行煤质活性炭还原NO的实验。分析稀土尾矿在不同温度、不同添加量情况下对活性炭还原NO的影响。结果表明：无氧环境下,活性炭单独和NO几乎不反应,添加稀土尾矿后,NO的浓度明显下降,并且伴随着CO2的产生,当温度为900℃、添加量为30%时,脱硝率为41.62%;环境在900℃～950℃温度段时,相比其他温度脱硝速率较快,还原NO的量较多。