风化壳型钒钛磁铁矿精矿直接酸浸提钒试验及机理研究

辽宁风化壳型钒钛磁铁矿原矿中钒主要赋存在钒磁铁矿中,V^₂O^₅品位为 0.227%,经湿式粗粒预抛尾 —磨矿—弱磁选后可以得到 TFe 品位 40.33%、V^₂O^₅品位 1.561% 的预富集精矿,属于典型的低铁高钒的钒钛磁铁矿。采用直接酸浸方法对预富集精矿进行处理,在硫酸初始浓度 2.5 mol/L、HF 浓度 2.5 mol/L、浸出温度 90 ℃、液固比 5 mL/g、浸出时间 2 h、搅拌速度控制在 100 r/min 的条件下,钒的浸出率为 95.68%。对浸出前后的预富集精矿与浸渣做 XRD、钒物相分析、扫描电镜（SEM）分析。结果表明：钒的浸出率在浸出前期主要受溶液中硫酸用量的影响,在浸出后期,主要受硫酸浓度的影响。在搅拌条件下能够大幅提高钒的浸出率,但搅拌速度对钒的浸出率影响不大。     

风化壳型钒钛磁铁矿精矿直接酸浸提钒试验及机理研究

辽宁风化壳型钒钛磁铁矿原矿中钒主要赋存在钒磁铁矿中，V^₂O^₅品位为 0.227%，经湿式粗粒预抛尾 —磨矿—弱磁选后可以得到 TFe 品位 40.33%、V^₂O^₅品位 1.561% 的预富集精矿，属于典型的低铁高钒的钒钛磁铁矿。采用直接酸浸方法对预富集精矿进行处理，在硫酸初始浓度 2.5 mol/L、HF 浓度 2.5 mol/L、浸出温度 90 ℃、液固比 5 mL/g、浸出时间 2 h、搅拌速度控制在 100 r/min 的条件下，钒的浸出率为 95.68%。对浸出前后的预富集精矿与浸渣做 XRD、钒物相分析、扫描电镜（SEM）分析。结果表明：钒的浸出率在浸出前期主要受溶液中硫酸用量的影响，在浸出后期，主要受硫酸浓度的影响。在搅拌条件下能够大幅提高钒的浸出率，但搅拌速度对钒的浸出率影响不大。     

辽西风化壳型钒钛磁铁矿预富集试验研究

针对辽西风化壳型钒钛磁铁矿有用矿物难以回收利用的问题,进行了详细的工艺矿物学研究。矿石中金属矿物主要为磁铁矿、（钛）磁铁矿、钒磁铁矿、钛铁矿,非金属矿主要有长石、角闪石和石英。其中钛、钒主要以类质同象的形式赋存在磁铁矿中,且矿石中磁铁矿、钛铁矿及脉石矿物嵌布关系复杂,解离困难。分别采用直接磨矿-弱磁选预富集、粗粒干式预抛尾-磨矿-弱磁选预富集、粗粒湿式预抛尾-磨矿-弱磁选预富集工艺进行了预富集工艺对比试验。结果表明,粗粒湿式预抛尾-磨矿-弱磁选无论在功耗还是回收率指标方面均优于其余2种工艺。采用该工艺在磨矿细度为-0.074 mm占70%条件下,获得了V₂O₅含量为1.561%、回收率为60.96%,TFe品位为40.43%、回收率为24.83%的预富集精矿,可以满足后续直接酸浸提钒的工艺要求。对粗粒湿式预抛尾-磨矿-弱磁选工艺获得的精矿、尾矿进行分析检测表明,钒、钛以类质同象的形式替换磁铁矿中的铁,使预富集精矿铁品位较低,预富集精矿中磁铁矿、钛磁铁矿、脉石矿物嵌布关系复杂紧密,无法通过机械磨矿使其解离。因此,即使继续增加磨矿细度,预富集精矿全铁品位也仅能保持在40%左右,不能再继续提高。     

广东岚霞钒钛资源综合回收铁、钛、钒新工艺研究

对广东岚霞钒钛磁铁矿进行了综合回收研究。采用磨矿-弱磁选-强磁选工艺得到钒钛磁铁矿精矿和粗钛精矿, 钒钛磁铁矿精矿和粗钛精矿经隧道窑还原磨选-钠法浸钒, 最终得到了TFe品位92.27%～96.28%的直接还原铁、TiO₂品位55.47%~59.56%的富钛料和98.80%的V₂O₅三种产品, 实现了该矿中铁、钛、钒的综合利用。整个工艺钛、钒的总回收率分别达到73.93%和53.49%, 铁钛钒的综合利用率较传统工艺大幅度提高。     

钛白废酸直接浸出含钒钢渣基础实验研究与机理分析

利用钒钛磁铁矿制备钛白粉过程中产生的钛白废酸直接浸出含钒钢渣,最优浸出条件为: 浸出时间40 min、浸出温度353 K、酸度300 g/L、液固比9∶1,此时含钒钢渣中钒、铁、磷、镁浸出率分别为91.80%、84.70%、96.87%和94.66%。钒在浸出液中以VO²⁺和VO²⁺存在,可经螯合萃取实现钒的高效提取,萃余液中的其他金属可进一步回收利用。浸出渣主要成分为二水硫酸钙,可制备工业副产品石膏。     

海南某难选铁矿石磁选——浮选试验研究

针对海南某铁矿山不断开采、矿石品质下降的问题,提出采用铁矿石分质分选的新思路,开展了弱磁选富集磁铁矿、反浮选回收赤铁矿的工艺流程试验。结果表明:原矿经过磨矿(-0.074mm占54.21%)—一段弱磁选(79.58k A/m)—弱磁精矿再磨(-0.045mm占63.82%)—二段弱磁选(79.58k A/m)获得铁品位62.42%、回收率19.28%的弱磁精矿,对一段弱磁尾矿经强磁选获得的强磁精矿与二段弱磁尾矿合并为混磁精矿,混磁精矿再磨至-0.045mm占85.52%,以淀粉为抑制剂、Ca Cl₂为调整剂、Ts-2为捕收剂,经1粗1精3扫闭路反浮选,获得铁品位60.60%、回收率36.23%的浮选精矿。弱磁精矿和浮选精矿中铁矿物分别主要以磁铁矿和赤铁矿形式存在,主要脉石矿物皆为石英。     

石煤焙砂浸出提钒水溶液循环利用研究

针对石煤焙砂浸出提钒工艺中耗水量大的缺点,采用2段水浸、1段酸浸浸出工艺,进行了循环使用浸出水溶液的试验研究。试验结果表明：在浸出水溶液不循环使用的情况下,浸出过程的单位耗水量为7.45 m³/t。而按一定方法将浸出水溶液循环使用,其循环利用率可高达83.8%,浸出过程的单位耗水量仅为1.25 m³/t;相应地,尾水产生量也从7.45 m³/t减少到1.25 m³/t,从而可大大减轻尾水处理的压力。此外,循环使用浸出水溶液还可使浸出液中的钒得到富集,减轻后续浸出液处理工艺的压力,并可回收水浸液树脂吸附尾液中的剩余钒,减少钒的流失。     

某石煤钒矿石焙烧-酸浸试验研究

以V₂O₅含量0.51%的某石煤钒矿石为试验原料,采用焙烧-酸浸工艺对其进行了系统的试验研究。分别考察了焙烧和浸出工艺参数对矿石中V₂O₅浸出率的影响。试验结果显示,在入料粒度-0.074 mm粒级含量占63.80%、焙烧温度800℃、焙烧时间2 h的焙烧条件及浸出温度70℃、H₂SO₄用量（H₂SO₄与浸出试样的质量比）12%、液固比2:1、浸出时间2 h的浸出条件下,V₂O₅的浸出率可达到70.81%。研究结果为该类V₂O₅含量未达到工业品位的石煤钒矿石的开发利用提供了参考。      

含氟助浸剂对钒矿的硫酸浸出和萃钒的影响研究

研究了含氟助浸剂对陕西钒矿的硫酸浸出和萃钒的影响。试验结果表明: 加入2%含氟助浸剂, 硫酸浸出钒的浸出率可从80%提高到93%; 用P204+磺化煤油作萃取剂, 经过10级逆流萃取V₂O₅, 钒的萃取率仍保持在99%以上, 氟几乎不被萃取。试验表明含氟助浸剂能有效提高钒的浸出率, 同时对萃取分离影响不大。     

湘西含钒石煤提钒工艺研究

根据湘西含钒石煤矿的特点, 采用添加剂X焙烧-酸浸工艺, 从石煤中提钒, 考察了添加剂用量、焙烧温度、焙烧时间、浸出温度、酸用量和浸出时间对钒浸出率的影响。结果表明, 在添加剂用量为9%、焙烧温度为750 ℃、焙烧时间为2 h、浸出温度为50 ℃、酸用量为2%、浸出时间为4 h的条件下, 钒的浸出率可达95%以上。钒浸出液经过树脂吸附-沉钒-煅烧得V₂O₅产品, 主要技术指标均达到了化工用粉钒标准(GB3283-87)。     

湖北某石煤型钒矿石工艺矿物学研究

为了给湖北某石煤型钒矿石中钒的回收工艺研究提供指导,采用化学分析、显微镜观察、单矿物化学成分能谱分析、MLA矿物自动定量检测技术等手段对该矿石进行了工艺矿物学研究,得出的主要结论为：① 矿石V₂O₅含量为0.96%,含钒矿物有钒云母（纤维钒云母、含碳钒云母和片状钒云母）、含钒褐铁矿、钒钙榴石及水钒铁矿、羟钒铜矿、钒钡铜矿等;② 虽然矿石中含钒矿物种类较多,但回收钒的主要对象为钒云母、含钒褐铁矿和钙钒榴石,这三者的V₂O₅分配率合计达97.08%;③ 含钒褐铁矿和钙钒榴石具有一定磁性,而钒云母磁性极弱。根据以上结论,建议先通过强磁选预富集含钒褐铁矿和钙钒榴石、通过浮选预富集含钒云母,然后采用直接酸浸工艺回收强磁选精矿中的钒、采用加助浸剂的酸浸工艺或焙烧-酸浸工艺回收浮选精矿中的钒。     

钒页岩氧压酸浸过程中V与Fe的分离工艺研究

为了确定湖北某钒页岩氧压酸浸条件,以K_2SO_4为添加剂,对在氧压酸浸提V过程中K_2SO_4用量、硫酸的体积浓度、氧分压、浸出温度、浸出时间对V、Fe浸出率的影响进行了研究。结果表明,在K_2SO_4用量为7%、硫酸浓度为15%、浸出时间为5 h、氧分压为2.0 MPa、浸出温度为190℃条件下,V的浸出率为89.90%、Fe的浸出率仅为5.73%,较无K_2SO_4条件下V的浸出率提高,Fe的浸出率大幅降低。XRD、FTIR分析表明,K_2SO_4的介入能强化云母晶体结构的破坏,促进V的释放,提高了V浸出率;K+、SO2-4和Fe3+反应生成斜钾铁矾((KFe(SO4)2)沉淀,降低了Fe的浸出率,这是V与Fe有效分离的主要原因。因此,钒页岩氧压酸浸过程中适量添加K_2SO_4,不仅能提高V浸出率,而且能有效分离V与Fe,减少Fe对后续萃取工艺的不利影响。     

高氯高铁型四氯化钛除钒尾渣焙烧提钒工艺研究

针对氯化法生产钛白粉工艺中除钒固体废弃物难以有效再利用的问题,研究了除钒尾渣钠化焙烧?水浸脱氯提钒工艺中Na2 CO3添加量、焙烧时间及温度对钒浸出率的影响,实现高氯高铁型四氯化钛除钒尾渣资源的二次利用.结果表明,采用液固比10 mL/g的水洗工艺,可大幅降低尾渣中NaCl对沉钒率的影响;水洗后的除钒尾渣在Na2 CO...     

湘西石煤中钒的氧化浸出动力学

在石煤提钒酸浸过程中加入助浸剂硝酸钠,研究了石煤氧化浸出机理。单因素和正交试验结果表明,在浸出温度95 ℃、固液比1∶2、硫酸用量27%、浸出时间11 h、搅拌速度600 r/min、硝酸钠用量1%时,钒浸出率为93.04%。直接酸浸和氧化酸浸动力学研究表明,直接酸浸过程钒浸出属于化学反应控制,表观活化能为70.41 kJ/mol;氧化酸浸过程钒浸出属于化学反应控制,表观活化能为47.43 kJ/mol。氧化酸浸可以降低活化能,有利于石煤中钒的浸出。     

高磷低品位钒矿的选冶试验研究

针对某低品位钒矿的特点, 采用物理选矿, 抛除60%左右尾矿, 得到-0.246 mm粒级富钒矿物, 并采用直接酸法浸出钒。在硫酸浓度25%, 浸出温度90 ℃, 液固比2∶1, 浸出时间4 h的条件下, V₂O₅ 的浸出率可以达到91%, 比传统钠法焙烧工艺提高10个百分点以上。     

含钒云母悬浮氧化焙烧-酸浸提钒试验研究

以陕西某V₂O₅品位2.36%的含钒云母为原料,开展了悬浮氧化焙烧-硫酸浸出提钒工艺研究,考察了焙烧温度、焙烧时间、焙烧气量以及氧气浓度对V₂O₅浸出率的影响,采用X射线衍射、热重分析、傅里叶变换红外光谱等检测手段对焙烧前后含钒云母的结构进行了分析。研究表明,适宜的悬浮氧化焙烧工艺为:焙烧温度950 ℃、焙烧时间4 h、O₂浓度35%、总气量600 mL/min,焙烧产物在硫酸用量(质量分数)20%、液固比6∶1、浸出时间3 h、浸出温度90 ℃条件下进行酸浸,V₂O₅浸出率可达73.34%,实现了含钒云母破晶提钒的目标。     

黑色页岩型银钒矿综合回收银钒试验研究

针对黑色页岩型银钒矿的矿物特点, 确定了除炭富集银精矿的浮选制度, 并对分离后的钒矿进行了焙烧-浸出试验, 实验表明, 采用钙化焙烧-酸浸和钙化焙烧-碱浸2种方法处理该类矿都可以达到较理想的浸出效果, 钒浸出率分别达到74.5%和65%。