钒渣熔融法与焙烧法提钒对比研究

为了实现钒渣熔融法提钒新工艺最大限度的钒回收,在实验室条件下对钒渣熔融法提钒和焙烧法提钒进行了对比试验研究。结果显示:熔融法提钒时钒渣浸出率比焙烧法偏低,XRD分析显示熔融法处理得到的熟料氧化程度较低。分析得知,温度过高、氧化时间较短是导致这一结果的主要原因,在此基础上对熔融法试验进行改进,通过降低吹氧时的温度,延长吹氧时间,使浸出率达到了焙烧法提钒的水平。     

熔融钒渣直接氧化钠化提钒新工艺研究

针对现行钒渣焙烧工艺中存在的钒渣高温物理热的浪费问题,提出“熔融钒渣直接氧化钠化提钒”新工艺.在现行工艺基础上,对新工艺进行了热力学和动力学的计算与分析,最后进行了新工艺的实验室模拟试验.研究结果表明:新工艺条件下,钒渣在反应过程中热量充足会保持良好的熔融状态;新工艺的动力学条件明显优越于现行工艺;实验室试验结果验证了新工艺的可行性,在供氧充足,Na2CO3用量为20％～30％的条件下,钒渣氧化率约为90％,钒浸出率在82％以上.     

钒渣提钒研究现状及发展趋势

钒是一种重要的稀有金属元素,广泛应用在国民经济的诸多重要领域。文中结合国内外的研究现状,对钒渣提钒的研究现状及发展趋势进行综述。目前,钒渣提钒已成为钒冶金领域的研究热点。钒渣提钒的方法可归纳为:钠化氧化焙烧提钒、钙化氧化焙烧提钒、无盐氧化焙烧提钒、无焙烧加压浸出、熔融态钒渣直接氧化提钒、基于过程强化的钒渣提钒和提钒尾渣的综合利用。钒渣提钒最重要的发展趋势是提钒的高效化、提钒的绿色化、提钒废液和尾渣的循环利用以及高值利用。     

熔融钒渣直接氧化提钒方法节能减排初步分析

为了分析熔融钒渣直接氧化提钒方法在节能减排方面的效果,计算对比了该方法与现行钒渣焙烧提钒工艺能耗,结果显示熔融钒渣直接氧化提钒方法比现行钒渣焙烧提钒工艺节能2.09×106kJ/t（钒渣）,相当于减排CO2 178.00kg/t（钒渣）。该方法可为钒渣提钒工业的节能减排作出巨大的贡献。     

钒渣钙化焙烧试验研究

通过对焙烧温度、焙烧时间及钙钒比的正交试验和单因素试验,掌握了钒渣钙化焙烧最优参数组合。分析了钒渣钙化焙烧过程中钒、铁及碳酸钙的变化情况,同时针对冷却制度对钒渣焙烧效果的影响进行了讨论。试验表明,适合工业生产的控制方案为:焙烧温度890～920℃、焙烧时间1.5～2.5 h,内配钙钒比(CaO/V2O5)0.5～0.7,冷却时间40～60 min、冷却结束温度400～600℃,在此条件下进行焙烧,钒渣的转浸率为87.27%。     

钒渣富氧钙化焙烧试验研究

针对钒渣钙化焙烧温度过高导致物料烧结、回转窑结圈的问题,采用提高焙烧气氛氧含量的方法,强化焙烧动力学条件,降低焙烧温度,并进行了富氧钙化焙烧实验室试验和工业试验研究。研究结果表明:在控制尾气氧含量12%～14%的情况下,焙烧温度从富氧前的920～940℃降低到富氧后的870～885℃,降低了约50℃;工业试验过程中,物料绝大部分为粉料,回转窑运行正常,焙烧获得的钒转浸率为89.58%。采用钒渣富氧钙化焙烧技术,解决了焙烧设备不能正常运行的问题,实现了钒渣不配尾渣直接焙烧。     

钒铬渣钠化焙烧同步提取钒和铬

通过钒铬渣钠化焙烧化学反应理论分析和热力学计算,提出采用高碱低温钠化焙烧同步提取钒和铬。主要考察了钒铬渣粒度、碳酸钠用量、焙烧时间、焙烧温度对钒、铬转浸率的影响规律。研究结果表明,钠化焙烧最佳条件为钒铬渣粒度-0.074 mm、碳酸钠用量50%～53%、焙烧时间60～70 min和焙烧温度790～850℃,获得的钒、铬转浸率分别为98.31%和93.53%。钠化焙烧后,钒铬渣中的钒铬铁尖晶石、铁橄榄石、玻璃相等物相基本消失,生成的主要物相为钒铬酸钠、钠辉石、氧化铁等。     

攀钢转炉钒渣钠化焙烧实验室研究

在实验室条件下,研究了转炉钒渣在焙烧过程中的碱比、返渣比、焙烧温度、焙烧时间等对钒转浸率的影响。试验结果表明,控制碱比为3.4,返渣比为2∶3,焙烧温度820℃,焙烧时间120 min,可以使钒转浸率达到90%,残渣中的TV含量达到0.6%左右,浸出液澄清透明。     

钒渣空白焙烧清洁提钒工艺探讨

针对现有钒渣提钒工艺成本高、固废量大的问题,提出钒渣空白焙烧—碳酸化浸出制备氧化钒新工艺,重点研究了空白焙烧、碳酸化浸出工艺条件。结果表明,钒渣在860～900℃空白焙烧后,钒主要以Mn_2V_2O_7、Mg_2V_2O_7形式存在;熟料在碳酸氢钠浓度158 g/L、浸出温度95℃、浸出时间120 min等条件下浸出,钒转浸率为90.49%～92.12%;浸出液经偏铝酸钠除硅、碳酸氢铵沉钒制备的五氧化二钒产品符合质量标准YB/T 5304—2017的要求。设计的工艺路线可实现钠、氨介质的循环利用,具有工艺成本低、固废少等特点。     

钒铬渣两步氧化钠化焙烧分离钒、铬

通过计算反应Gibbs自由能对钒铬渣物相组成的氧化钠化过程进行理论分析,提出采用两步氧化钠化焙烧分离钒铬渣中的钒、铬。主要考察了焙烧温度、焙烧时间和苏打比对钒铬渣中钒、铬转浸率的影响。结果表明:钒铬渣氧化钠化焙烧提钒的最佳条件为焙烧温度830℃、焙烧时间2.5h和苏打比1.3,钒、铬的转浸率分别为88.6%和1.28%;提钒残渣氧化钠化焙烧提铬的最佳工艺条件为焙烧温度1100℃、焙烧时间2.5h和苏打比2.4,铬的转浸率大于80%。通过对渣相进行X射线衍射(XRD)和背散射电子(BSE)分析,钒铬渣焙烧熟料的主要物相为Fe_2O_3,FeTiO_3,Na_2Si_2O_5,NaVO_3和Cr_3O_8;进一步分析提钒残渣氧化钠化提铬机制,确定生成Na_2CrO_4的主要反应为CrO_3与Na_2Si_2O_5和NaFeO_2等中间产物发生的置换反应。     

亚熔盐法钒渣高效清洁提钒技术

针对目前钒渣焙烧提钒工艺钒资源利用率低、铬无法同步提取、"三废"环境污染严重等问题,基于亚熔盐非常规介质优异的物理化学性能,通过反应分离耦合工艺设计,提出了亚熔盐法高效清洁提钒新技术。亚熔盐新技术可将钒渣分解温度由传统工艺的850℃降至200～400℃,钒一次转化率可达95%以上,铬回收率提高到80%以上,可望突破传统钒渣提钒方法的资源环境制约。     

钙对钒渣提钒的影响

分析了攀钢钒渣的物理、化学性质，研究了钒渣焙烧、浸出过程的工艺参数对钒回收率的影响规律，优化工艺条件用于钒氧化物生产。     

钒渣冷却方式对钒尖晶石颗粒大小及钠化焙烧效果的影响

对三种不同冷却方式得到的水冷钒渣、风冷钒渣和缓冷钒渣的物相结构、钒尖晶石颗粒大小进行了分析,考察了氮气气氛下1 000℃保温时间对钒尖晶石颗粒大小的影响,并对水冷钒渣、风冷钒渣和缓冷钒渣在相同条件下的钠化焙烧效果进行了比较。研究结果表明,缓冷和1 000℃保温有利于钒尖晶石颗粒长大;-0.125 mm钒渣在不添加提钒尾渣焙烧时,不同粒度范围的水冷钒渣焙烧钒转化率比同粒度范围的缓冷钒渣低1～2个百分点;-0.125 mm钒渣添加提钒尾渣焙烧时,水冷钒渣焙烧钒转化率比缓冷钒渣低0.56个百分点。     

从某低品位石煤钒矿中浸出钒的工艺研究

研究了从某低品位石煤钒矿中浸出钒,主要考察了硫酸直接浸出、氧化焙烧—酸浸、氧化焙烧—碱浸和钙化焙烧—碳酸钠浸出等工艺对钒浸出率的影响。结果表明:造球氧化焙烧—酸浸流程工艺指标较好;在焙烧温度850℃、焙烧时间2h、酸用量为矿石质量60%条件下浸出6h,五氧化二钒浸出率达62.5%。     

钒渣两步“焙烧工艺”实验室研究

阐述了钒渣"两步焙烧工艺"的实验室研究结果,结果表明:影响钒渣氧化的主要因素是钒渣的粒度与金属铁含量:造成焙烧过程中物料粘结的主要原因并不是焙烧物料的全钒含量,其最可能的原因是焙烧物料的正硅酸盐含量。实验考察了钒渣粒度、焙烧温度、焙烧时间、钒渣中金属铁含量及外配V₂O₅对钒渣氧化效果的影响;研究了碱比、钠化时间与温度对氧化料钠化效果的影响。     

高硅高钙低品位钒渣提取五氧化二钒的研究

以碳酸钠为添加剂,采用氧化焙烧-水浸工艺从高硅高钙低品位钒渣中提取五氧化二钒.考察了碳酸钠加入量、焙烧温度、焙烧时间、浸出温度、浸出时间、浸出液固比等对钒浸出率的影响.结果表明:氧化焙烧过程对钒的提取影响显著,而水浸过程影响较小.通过氧化焙烧使钒转化为可溶性的钒酸钠与不溶性的钒酸钙.在水浸过程中,钒酸钠溶于水;而钒酸钙与磷酸钠或硅酸钠反应转化为可溶性的钒酸钠,可同时除去浸出液中的杂质硅和磷.通过实验获得了优化工艺参数:碳酸钠加入量为18％,焙烧温度为700℃,焙烧时间为2.5h;浸出温度为90℃,浸出时间为30 min和液固比为5∶1 ml·g-1.在此优化条件下,钒浸出率可达到89.5％以上,浸出液中主要杂质为Si,P和Cr.产物五氧化二钒的纯度大于99％.     

含钒转炉钢渣中钒的提取与回收

针对攀钢目前含钒铁水的工艺流程和含钒转炉钢渣中V2O3含量,提出了从含钒钢渣提钒的新的技术思路和工艺,并对新工艺的关键环节——含钒钢渣冶炼和高钒铁水提钒进行了试验研究。结果表明：采用矿热炉冶炼含钒钢渣,生铁中钒的质量分数达7．45％,对含钒生铁进行提钒,钒渣中V2O3;的质量分数达35．06％,实现了钒资源的有效提取和综合回收。     

三聚氰胺沉钒试验研究

以钒渣钠化焙烧工艺得到的碱性钒净化液为原料,分析了溶液中V、Na以及杂质Si、P的含量,研究了三聚氰胺代替常规铵盐作为沉淀剂的酸性铵盐沉钒新工艺,并探讨了溶液中Na含量对沉钒效果的影响。结果表明:采用三聚氰胺沉钒,在沉钒剂用量n(C_3H_6N_6)/n(TV)=0.3、pH=2.0、沉钒温度90℃及沉钒时间45 min的条件下,沉钒率大于98%,得到的钒沉淀物经500℃煅烧3 h,可以获得满足标准的粉状V_2O_5,且沉钒废水中V和NH_4~+含量极低,简化了后续的废水处理工序。该工艺适合于n[Na]/n[V]≤5.0的溶液体系,试验效果良好。     

A Clean and Efficient Method for Recovery of Vanadium from Vanadium Slag: Nonsalt Roasting and Ammonium Carbonate Leaching Processes

A cleaner method has been developed for the extraction of vanadium from vanadium slag. Compared to the traditional alkaline salts roasting followed by the water leaching process, in the nonsalt roasting process because no additives are added, the chromium spinel in the raw vanadium slag will not be converted to carcinogenic chromate salts and exhaust gas will not be produced. The ammonium metavanadate is precipitated from the water leach solution. The wastewater from the vanadate precipitation process can be recycled into the leaching process. The leaching residue can be comprehensively utilized in conjunction with an iron-making process using blast furnace. The nonsalt roasting mechanism was systematically investigated in a laboratory study. The XRD and morphology analysis of roasted vanadium slag showed that the oxidation of vanadium spinel occurred in the following steps: (1) the destruction of vanadium spinel and the formation of solid solution of Fe₂O₃·V₂O₃; (2) the oxidation of solid solution of Fe₂O₃·V₂O₃ to Fe₂O₃·V₂O₄ and a portion of the V(IV) in the Fe₂O₃·V₂O₄ was reacted with basic oxide such as MgO to generate the low-valence vanadate Mg₂VO₄; (3) the formation by further oxidation of highest-valence vanadates Mn₂V₂O₇ and Mg₂V₂O₇. The effects of particle size, oxygen concentration, gas flow rate, and temperature on vanadium recovery were investigated. Simultaneously, the effects of leaching variables, including ammonium carbonate concentration and temperature, were examined. The thermodynamics of the system are also reported.