循环流态化焙烧加压浸出从极难浸石煤中提取钒

以广西某极难浸石煤钒矿为研究对象,研究循环流态化焙烧试样在加压浸出条件下的钒浸出率。结果表明:在相同酸浸条件下,循环流态化空白焙烧试样的钒浸出率高于钠化焙烧的钒浸出率。系统的焙烧浸出工艺对比研究表明:该石煤钒矿只有在循环流态化焙烧并加压高浓度酸浸作用下才能获得最高的钒浸出率,应属于极难浸石煤钒矿。在V(H2SO4):V(HF)=1:1和MnO2添加量(质量分数)为3%的条件下,循环流态化空白焙烧矿的最佳酸浸条件为液固比1:1、浸出温度150℃、浸出时间6 h,钒浸出率可达98.11%。同时,研究循环流态化空白焙烧矿加压浸出的动力学模型、浸出控制步骤及表观活化能。循环流态化空白焙烧能避免钠化焙烧产生的Cl2及HCl等有害气体的排放问题。从焙烧反应设备的创新应用着手,探索试验工艺条件,为极难浸石煤钒矿的工业化利用提供参考和依据。     

含钒石煤的氧化焙烧机理

采用X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)和能谱分析(EDX)等技术对石煤氧化焙烧过程进行研究,考察焙烧对钒浸出的影响.结果表明:石煤在氧化焙烧过程中,有机质和黄铁矿首先被氧化,含钒伊利石晶体结构在750～850 ℃被破坏,V(Ⅲ)和V(Ⅳ)氧化反应达到平衡时,钒浸出率达到最大值;当焙烧温度高达1 050 ℃时,物料烧结使钒被包裹,这是在1 050 ℃焙烧后钒浸出率急剧降低的主要原因.     

石煤提钒过程中钒氧化和转化对钒浸出的影响

采用H2SO4、HF浸出石煤原矿和石煤焙烧料中钒,通过浸出对比实验,考察了钒氧化和转化对钒浸出的影响。结果表明：含钒矿物晶体结构未被破坏时,V（Ⅲ）无法浸出;石煤原矿在3.5 mol/L HF中于60℃浸出8 h后,含钒矿物的晶体结构完全被破坏,钒浸出率可达到97.91%;通过焙烧或在浸出过程中添加NaClO3,可使V（Ⅲ）氧化为V（Ⅳ）或V（Ⅴ）。     

石煤提钒低温硫酸化焙烧矿物分解工艺

针对石煤提钒常压硫酸浸出能耗高、作业周期长的缺陷,提出石煤低温硫酸化焙烧矿物分解新工艺.以贵州凯里石煤为原料,对石煤低温硫酸化焙烧的时间、焙烧温度、硫酸加入量以及焙砂水浸工艺参数进行研究.结果表明:先对石煤进行低温硫酸化焙烧处理,再将焙砂按液固比1.2 mL/g加水于100 ℃下搅拌浸出2 h,钒的浸出率可达78.2%;而在相同酸矿比和固液比的条件下,采用常压直接酸浸石煤时,在100 ℃下搅拌浸出48 h后,钒的浸出率只有67.8%.石煤通过低温硫酸化焙烧可有效强化矿物分解过程,缩短提钒作业周期,提高酸的利用率及钒的浸出率.     

石煤微波空白焙烧-酸浸提钒工艺

通过微波空白焙烧-酸浸提钒与传统加热焙烧一酸浸提钒和直接酸浸提钒的对比实验,考察H2SO<,4>用量和浸出时间对石煤中钒浸出的影响.结果表明:石煤在700℃下微波焙烧60 min,H2804用量为矿样质量的22%,浸出温度为90℃时,V2O<,5>浸出率达到83.50%,比传统加热焙烧一酸浸提钒和直接酸浸的浸出率提高约30%.通过对焙烧熟料酸浸和直接酸浸时Al2O3浸出率的分析发现,V2O<,5>浸出率与Al2O3浸出率呈正相关性.结合矿物晶体构造与微波加热原理,探讨了微波焙烧改善酸浸提钒的机理,认为微波焙烧可破坏含钒云母的晶体结构,是提高V2O<,5>浸出率的主要原因.     

石煤钒矿硫酸活化常压浸出提钒工艺

研究石煤钒矿的硫酸活化提钒方法。分别考察矿石粒度、硫酸浓度、活化剂用量、催化剂用量、反应温度、反应时间和浸出液固比等因素对钒浸出率的影响。结果表明:石煤提钒的优化条件为矿石粒度小于74μm的占80%、硫酸浓度150 g/L、活化剂CaF2用量(相对于矿石)60 kg/t、催化剂R用量20 g/L、反应温度90℃、反应时间6 h、液固比(体积/质量,mL/g)2:1,在此优化条件下,钒浸出率可达94%以上;在优化条件下,采用两段逆流浸出,可有效减少活化剂CaF2以及浸出剂硫酸的消耗量;经过两段逆流浸出萃取反萃氧化水解工艺,全流程钒资源总回收率可达86.9%;V2O5产品纯度高于99.5%。     

悬浮焙烧法强化从难选石煤中提取钒（英文）

提出一种难选石煤在空气气氛下悬浮焙烧-酸浸强化的提钒新技术。在焙烧温度为800℃、焙烧时间为20 min、气体流量为400 m L/min的条件下钒的浸出率从过去的20%提高到目前技术的47.14%。在焙烧过程中，石煤表面逐渐变得粗糙和不规则，颗粒比表面积增加，硅酸盐矿物的片状结构被破坏，促进了钒的释放。同时，石煤中的钒被氧化为V(Ⅴ)或V(Ⅳ)。结果表明，由于悬浮焙烧过程中钒的释放和转化，因此，其浸出率得到了提高。     

微波焙烧对石煤提钒的影响

通过微波焙烧与传统焙烧后的对比实验,考察焙烧温度、焙烧时间和添加剂用量对石煤提钒的影响。结果表明,微波焙烧温度为700℃、焙烧60min、添加剂（Na2C03）用量为矿样质量的6％时,V2O5浸出率达到64．1％以上;经微波700℃焙烧120min,矿样中小于0．074mm粒级的含量提高10．0％左右。根据微波焙烧前后矿样粒度的变化,提出了微波焙烧过程矿样裂解模型,用此模型可以解释微波焙烧能够提高石煤中V2O5浸出率的原因。     

钒渣钙镁复合焙烧-浸出提钒（英文）

为了提高转炉钒渣提钒回收率,提出钙镁复合焙烧-酸浸提钒新工艺,研究MgO/(CaO+MgO)摩尔比、焙烧和浸出工艺参数对钒回收率的影响。结果表明:当焙烧添加剂CaO完全被MgO取代时,钒浸出率降低,由88%降至81%;然而,采用CaO/MgO复合焙烧却能强化钒的浸出。当MgO/(CaO+MgO)的摩尔比为0.5:1时,钒浸出率达到94%。XRD和SEM-EDS结果表明,CaO/MgO复合焙烧添加剂能强化焙烧过程中可溶性钒酸盐的生成,并通过减少硫酸钙沉淀的生成改善浸出过程的动力学条件。     

电渗析处理石煤提钒废水

采用循环式电渗析器处理石煤提钒过程中产生的大量高盐度、富含重金属的酸性废水。结果表明:在不同电压条件下,淡水箱中的盐度在脱盐开始时变化显著,随着脱盐的进行,盐度变化逐渐趋于平缓;55V时的平均脱盐速率为19.84mg/(L·s),约为25V时脱盐速率的3倍;电流随时间都表现出先上升再下降的变化趋势,55V时的单位能耗为25V时的2倍。脱盐过程中,阴离子的脱除顺序为Cl-、SO42-。试验中单台循环式电渗析的最大淡水产率为78%,淡水可回收用于工业生产或排放。     

Leaching of vanadium from stone coal with sulfuric acid

The effects of roasting, mass ratio of H2SO4 to stone coal, leaching temperature, liquid-to-solid ratio, grinding fineness of stone coal, and two-stage counter-current leaching on the vanadium leaching ratio were studied. The results show that the vanadium leaching ratio of roasted stone coal through two-stage counter-current leaching can reach 65.1% at the mass ratio of H2SO4 to stone coal of 20%, leaching temperature for the production of vanadium from stone coal.     

Effect of vanadium occurrence state on the choice of extracting vanadium technology from stone coal

The extraction technology of vanadium from stone coal by means of no-salt-roasting and dilute acid solution leaching treatment has the advantages of low pollution,low investment,as well as high vanadium leaching efficiency,which makes it the best technology for extendingapplication.In the present study,the effects of vanadium occurrence state in stone coal,roasting temperature and additive agent on the leaching efficiency of vanadium were studied.The results indicate that the effect of vanadium occurrence state on the extracting vanadium technology is obvious.If the vanadium component in stone coal existed in amorphous phase form,this type of stone coal can be treated by no-slat-roasting and dilute acid solution leaching technology; while the vanadium-bearing crystalline phase existed in stone coal,the roasting additive must be added to destroy this crystalline form so as to acquire high vanadium leaching rate.     

Vanadium recovery from stone coal through roasting and flotation

A new process for vanadium recovery from stone coal by roasting–flotation was investigated based on the mineralogy. The process comprised four key steps: decarburization, preferential grinding, desliming and flotation. In the decarburization stage, roasting at 550 °C effectively avoided the negative effect of the carbonaceous materials in raw ore and generation of free CaO from calcite decomposition during roasting. Through preferential grinding, the high acid-consuming minerals were enriched in the middle fractions, while mica was enriched in the fine and coarse fractions. Through flotation, the final concentrate can be obtained with V₂O₅ grade of 1.07% and recovery of 83.30%. Moreover, the vanadium leaching rate of the final concentrate increased 13.53% compared to that of the feed. The results reveal that the decarburization by roasting at 550 °C is feasible and has little negative impact on mica flotation, and vanadium recovery from stone coal is conducive to reducing handling quantity, acid consumption and production cost.     

低品位石煤矿中钒的浮选回收(英文)

用脱泥-浮选方法对低品位石煤矿进行钒的预富集。通过X荧光光谱分析(XRF)、X射线衍射分析(XRD)和扫描电镜(SEM-EDS)方法对该矿进行矿物组成及微观结构分析。结果表明,在酸性条件下,使用醚胺(EA)作为捕收剂可以将石煤中含钒矿物与脉石矿物进行分离。通过脱泥-浮选流程,最终得到的钒精矿中五氧化二钒的品位为1.88%,回收率为76.58%,并且抛除了72.51%的尾矿。对低品位石煤矿进行钒的预富集,可以提高五氧化二钒的品位,降低耗酸物质的含量及冶炼成本。