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《过程工程学报》2017,(4)
进行了强碱浸出钒渣焙烧熟料实验及钒化工固体废料(脱硅渣、钒酸铁泥、二次渣)混料低碱量焙烧实验,以提高现有钒渣钠化焙烧工艺钒浸出率.结果表明,钒相被赤铁矿相(Fe_2O_3)、板钛矿相(Fe_2TiO_5)及锥辉石相[NaFe(SiO_3)_2]包裹,强碱浸出钒渣钠化焙烧熟料工艺中NaOH浓度为10 g/L时,钒浸出率高达83.15%,过滤效率提高12%;二次渣配脱硅渣后加NaOH或Na_2CO_3焙烧均可高效浸出钒,尾渣含钒仅为0.57%;混渣采用混碱(Na_2CO_3和NaOH复合添加剂)焙烧提钒,钒酸铁泥配加量在8%以下时,二次渣配钒酸铁泥加Na_2CO_3焙烧可高效浸出钒,尾渣含钒仅为0.68%. 相似文献
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硅质钒矿氧化钙化焙烧提钒新工艺 总被引:21,自引:0,他引:21
研究了硅质单一钒矿氧化钙化焙烧提钒新工艺 ,以解决国内各钒厂目前采用的钠化法工艺三废污染严重 ,钒回收率低的问题。介绍和讨论了新工艺的焙烧和浸出原理、工艺流程、各项指标和在生产中的应用。 相似文献
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钒渣钠化焙烧过程低价钒氧化不充分,不能被浸出,降低了钒渣的浸出率。实验采用蒽醌磺酸钠(ADA)和栲胶作载氧体实现氧的传递,强化低价钒的氧化行为。通过X射线衍射、扫描电镜、紫外光谱以及紫外可见漫反射光谱等检测方法,分析了转炉钒渣浸出反应前后物相变化行为,探索了反应过程机理,证实了其可行性。结果表明,采用ADA和栲胶作载氧体,能将转炉钒渣中的低价钒氧化成可溶的高价钒,实现空气催化氧化高效浸钒。此时,钒浸出率由89.47%分别提高到92.84%和93.64%,且催化剂对体系后续工艺没有不良影响,转炉钒渣中的尾渣含钒量由1.1%分别降至0.52%和0.47%。 相似文献
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钒渣钠化焙烧过程低价钒氧化不充分,不能被浸出,降低了钒渣的浸出率。实验采用蒽醌磺酸钠(ADA)和栲胶作载氧体实现氧的传递,强化低价钒的氧化行为。通过X射线衍射、扫描电镜、紫外光谱以及紫外可见漫反射光谱等检测方法,分析了转炉钒渣浸出反应前后物相变化行为,探索了反应过程机理,证实了其可行性。结果表明,采用ADA和栲胶作载氧体,能将转炉钒渣中的低价钒氧化成可溶的高价钒,实现空气催化氧化高效浸钒。此时,钒浸出率由89.47%分别提高到92.84%和93.64%,且催化剂对体系后续工艺没有不良影响,转炉钒渣中的尾渣含钒量由1.1%分别降至0.52%和0.47%。 相似文献
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综述了1980-2015年期间钒矿、含钒磷铁、废钒催化剂、钢渣和石煤等常见提钒原料之提钒技术的研究进展,对目前较具代表性的提钒工艺技术进行了较系统地分析总结,将这些提钒工艺技术归结为冶金工艺、焙烧工艺、湿法提钒、其他新型工艺四大类进行分类阐述;对各类提钒工艺技术进行了举例说明,对其基本过程进行了概述,并对其优缺点进行了较客观的分析和评述。在此基础上,发现和指出了长期以来我国提钒工艺过程中普遍存在的主要问题:首先,钒资源提钒的工艺技术水平仍然较低,废弃物较多,环境污染较严重;其次伴生矿或元素利用较低,钒资源综合利用程度较低。最后,指出了提钒技术的发展趋势:在强调环境保护的背景下,乞待开发新的环境污染较少、钒资源综合利用程度较高的提钒工艺。 相似文献
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介绍了石煤提钒工艺及其钒渣的物理化学特性,分析了各种提钒钒渣制备铝硅酸盐微晶玻璃的可行性.提出了在利用提钒钒渣制备微晶玻璃时,应首先考虑提钒钒渣中的化学成分,充分利用钒渣中的有价成分,特别注意钒渣放射性核素对微晶玻璃的影响,以及钒渣中重金属的稳定化处理. 相似文献
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对钒渣空白焙烧-碱浸提钒,研究了钒渣中钒的转化和溶出规律. 结果表明,焙烧过程中渣中钒铁尖晶石FeV2O4中的钒逐步氧化成VO2和V2O5,并优先与Ca, Mn和Mg等形成钒酸盐;浸出分为低温浸出和高温浸出,低于180℃只能浸出钒酸盐和钒氧化物,高于180℃可浸出固溶在硅酸钙中的钒,钒浸出率达97.63%. 相似文献
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简要介绍了含钒废渣生产五氧化二钒的工艺,阐述了沉钒废水对人体和环境的危害,分析了某钠化焙烧沉钒废水的成分,选择制定合理的废水处理试验方案,包括去除钒、铬污染物,除氨,除氯根及除硫酸根试验。为工程应用提供了一定的科学依据。 相似文献
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在理论分析的基础上,以钒钛磁铁矿为原料,硫酸钙为钙化剂,系统研究了钙化焙烧和硫酸酸浸过程的钒、铁等有价组元的损失。研究结果表明:钙化焙烧-酸浸提钒工艺在理论上是可行的;焙烧过程中,烧结产物中的钒损失率随温度的升高而升高;尽管焙烧过程损失了部分钒元素,但焙烧后钒元素更易于溶解浸出;钒浸出率随焙烧温度的升高先升高后降低且1450 K时达到最大值;当硫酸浓度增加时,钒浸出率变化不大;当焙烧温度高于1450 K时,浸出渣中铁的损失率快速上升,硫酸浓度增加时,其值随之增大;控制适当条件可强化钒的有效迁移,目前实验室研究条件下,钒的浸出率最大可达79.08 %,而此时铁的损失率为3.32%。 相似文献
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Compared with traditional sodium or calcification roasting process for vanadium extraction from raw vanadium slag (V-slag), ammonium sulfate (AS) roasting could reduce about 470℃ roasting temperature and avoid Cl2, HCl, sodium-containing waste-water and waste gypsum discharging. To reduce the amount of AS added in vanadium extraction process, an efficient AS two-stage cyclic roasting and acid leaching process was proposed. The result of TG analysis indicates V-slag could be decomposed in 275-380℃ using AS roasting process. Using 2.03:1 total mass ratio of AS to V-slag, 90.86% V and 80.54% Ti could be extracted after 380℃ roasting for 30 min and 8% initial concentration of H2SO4 leaching at 70℃ for 100 min. XRD analysis indicates V-containing spinel phase in the 1st stage leaching residue would be efficiently decomposed by the cyclic two-stage roasting and leaching process. Furthermore, the valence of V(III) in raw V-slag was not changed after the 1st AS roasting stage, but a part of V(III) in the 1st leaching residue was oxidized to V(V) after 2nd roasting process. 相似文献
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实验研究了采用钾系与钠系亚熔盐反应介质提取含钒钢渣中钒的工艺与机理. 结果表明,亚熔盐体系对含钒钢渣的提钒机理是通过分解硅酸二钙、硅酸三钙、铁酸钙等钒的固溶相,使钒以可溶性钒酸盐形式溶出,钢渣中高CaO对钒溶出的负面影响可通过调整浸出液中氢氧化钠(钾)浓度避免. 与传统工艺相比,亚熔盐体系反应温度由850℃降至220~240℃,反应时间由4~6 h降至1~2 h,在显著降低能耗、提高效率的同时,钒的一次转化率钠系可达85%,钾系可达97%;且在钾系亚熔盐氧化性气氛中实现钒、铬共提,基本实现了含钒钢渣中钒的高效清洁提取. 相似文献
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采用高钙钒比钒渣[钙钒比ω(CaO)/ω(V2O5) 0.32]在适宜钠化焙烧条件下的熟料,通过单因素控制法,进行水浸出和碳酸铵浸出实验. 对比钒渣熟料两种浸出的适宜条件和浸出效果,分析其特点. 对浸出前后的钒渣进行物相分析,考察和对比两种浸出的浸出机理. 结果表明,钒渣熟料水浸适宜条件为,温度90℃,时间30 min,液固比8.0 mL/g. 此条件下的钒浸出率为89.4%;钒渣熟料碳酸铵浸出适宜条件为,温度60℃,时间20 min,碳酸铵含量12%. 此条件下钒的浸出率为90.2%;与熟料水浸相比,碳酸铵浸出钒的浸出率提高0.8%,浸出温度下降30℃,浸出时间缩短10 min;熟料水浸时只有水溶性钒酸盐被浸出,而碳酸铵浸出时水溶性钒酸盐和部分水不溶性钒酸盐都被浸出. 相似文献
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A novel method for extracting vanadium by low temperature sodium roasting from converter vanadium slag
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Rongrui Deng Hao Xiao Zhaoming Xie Zuohua Liu Qiang Yu Geng Chen Changyuan Tao 《中国化学工程学报》1982,28(8):2208-2213
Long-term high temperature in conventional vanadium extraction process would cause particles to be sintered and wrapped, thus reducing extraction efficiency of vanadium. Based on the purpose of directional conversion and process intensification, this work proposed a combination of low temperature sodium roasting and high efficiency selective oxidation leaching in vanadium extraction. The investigation of the reaction mechanism suggested that the structure of vanadium slag was changed by roasting, which also caused the fracture of spinel. The addition of MnO2 promoted the directional oxidation of low-valent vanadium into high valence. It also found that Na2S2O8 could oxidize low-valent vanadium effectively in leaching. The leaching efficiency of vanadium reached 87.74% under the optimum conditions, including a roasting temperature of 650 ℃, a roasting time of 2.0 h, a molar ratio of sodium-to-vanadium of 0.6, a MnO2 (roasting additive) dosage of 5 wt% and a Na2S2O8 (leaching oxidant) dosage of 5 wt%. This percentage is 7.18% higher than that of direct roasting-andleaching under the same conditions. 相似文献
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对含钒钢渣中的钒在KOH亚熔盐介质中的溶出行为进行了研究,实验考察了反应温度、反应时间及碱渣质量比等因素对溶出过程的影响,并探讨了溶出机理. 结果表明,随反应温度、反应时间及碱渣比增加,钒的溶出率增加. KOH亚熔盐溶出含钒钢渣中钒的过程,是分解其中Ca2SiO4, Ca3SiO5, Ca2Fe2O5等固溶钒的物相,生成可溶性钒酸钾及不溶性的Ca(OH)2的过程. 并可通过控制浸出液中的KOH浓度避免钢渣中高CaO含量对钒沉淀的影响. 反应温度220~240℃、反应时间1 h、碱渣质量比为4时,钒浸出率高于90%. 与传统焙烧法相比,不仅显著降低了能耗,且提高了溶出效率. 相似文献
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广西中部地区石煤是粉状石煤,其特点品位高,储量大,极具开采价值.作者长期对该地区进行提钒工艺研究,此工艺分为石煤焙烧准备、石煤焙烧和石煤沉钒三个阶段.研究结果表明,球磨后的石煤粒度对钒浸出率有重要影响,在一定范围内,随着粒度的减小钒浸出率增大;低钠钙化焙烧时,焙烧温度应控制在800℃左右,焙烧时间大约为3 h最佳;酸浸... 相似文献