钒钛磁铁矿钙化焙烧及其酸浸提钒

对钒钛磁铁矿精矿钠化焙烧水浸提钒和钙化焙烧酸浸提钒的效果进行对比,确定钙化焙烧-硫酸浸出提钒方法,研究了焙烧添加剂Na2CO3,CaO,Ca(OH)2和CaCO3对浸出提钒效果的影响,其中CaCO3的作用最好,确定了CaCO3添加量为10%,1 200℃焙烧时间为1h的优化焙烧条件,得到主要的含钒物相为偏钒酸钙相;偏钒...     

辽宁某钒钛磁铁矿酸浸提钒浸出动力学研究

辽宁某钒钛磁铁矿精矿在初始硫酸浓度为2.5 mol/L、氢氟酸浓度为2.5 mol/L、浸出温度为90℃、液固比为5、浸出时间为2 h、搅拌速率控制在100～200 r/min的条件下,钒的浸出率高达95.68％.试验主要考查了温度与浸出动力学的关系,主要研究内容包括:温度对钒浸出率的影响,通过试验数据处理及拟合分析求...     

钒渣钙化焙烧熟料的浸出过程

The process of acid leaching of calcification roasted vanadium slag was studied. The effects of process parameters variation on phase of the vanadium leaching residue, leaching rate of vanadium and the reason of vanadium loss were analyzed. The results showed that the main phase of vanadium leaching residue was insoluble in acid of dense solid solution R2O3 and Fe2TiO5, which was also mixed with silicate pyroxene phase and small amount of vanadate phase. The vanadium leaching rate first increased and then decreased with raising the roasting temperature, roasting time and the CaO/V2O5 mass ratio. Silicate species and its effect on vanadate, spinel oxidation incomplete, vanadium and vanadium bronze solid solution in of R2O3, and the difference of best leaching acidity of Ca3V2O8, Ca2V2O7 and CaV2O6 were the causes of vanadium loss.     

钒钛磁铁矿的煤粉还原过程

对煤粉还原钒钛磁铁矿过程中产生的铁氧化物和钛铁化合物进行热力学分析,得出工艺还原过程中的反应热力学数据,进一步采用高温炉在还原温度1350℃、配碳比1.0、还原煤粒度小于75μm的条件下,考察还原时间对工艺指标的影响和还原过程,得出不同还原时间下产物的定量结果和物相成分.结果表明,还原时间为60min时,还原产物的全铁、金属铁、金属化率均达最大值,分别为68.60%,65.81%和95.93%,钒钛磁铁矿中铁氧化物的还原过程为Fe2O3→Fe3O4→FeO→Fe,钛铁化合物的还原过程为Fe2TiO5→Fe2TiO4→FeTiO3→FeTi2O5.     

钒渣焙烧-碱浸提钒工艺焙烧过程机理

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%.     

钒钛磁铁矿深还原渣酸解实验

以钒钛磁铁矿深还原渣为原料采用硫酸法生产出了TiO2含量大于99．2％的金红石型钛白粉,主要研究了不同酸矿比、酸浓度对酸解率的影响并对酸解率较低的原因进行了分析,以找出直接还原渣硫酸浸出法的最优条件。结果表明,酸解率随着酸矿比的增加而提高,但当酸矿比高于1．65时,酸解串提高不够明显,酸解率可达到75％左右,比同样品位的钛铁矿（TiO2含量为46％-47％）酸解率低5％左右;而影响直接还原渣酸解率的原因与其中铁、镁元素的含量低有关,为了提高直接还原渣的酸解率同时又不增加除铁工序,须按一定比例混入钛铁矿。     

硅质钒矿氧化钙化焙烧提钒新工艺

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。     

高硅低钙钒矿的钙化焙烧过程

研究了高硅低钙钒矿钙化焙烧钙化物的最佳添加量与矿石组成的关系,首次提出了钙化焙烧的配料公式,并对焙烧机理进行了探讨,认为矿石中的钒经钙化焙烧后,主要以硅钒酸钙的形式存在.     

钙化-酸浸提钒沉钒母液中锰的回收

对钙化?酸浸提钒沉钒母液中锰资源的回收,一方面可以提升提钒工艺的经济效益,另一方面可避免母液循环时锰浓度不断累积而影响氧化钒产品质量,从而有助于实现母液闭路循环而提升全流程的环境效益。本工作提出了采用草酸沉淀法高效回收沉钒母液中的Mn2+,考察溶液体系pH值、草酸加量系数、反应温度和时间对锰回收率及沉淀产物物相组成的影响,以及草酸沉淀分离锰后母液的循环次数对钒浸出过程的影响。结果表明,草酸沉淀法可高效分离沉钒母液中的Mn2+,在溶液体系pH=4.0、草酸加量系数为1.5、反应温度为50℃、反应时间为60 min的条件下,锰回收率达94.33%,所得产物为纯度大于98%的水合草酸锰,为片状晶体,并呈花簇状生长。将脱锰后的沉钒母液循环至酸浸段,对钒浸出率及浸出液中锰的浓度没有明显影响,表明该方法有助于实现钙化?酸浸提钒中废水的闭路循环。     

石煤钒矿酸浸尾渣高温焙烧制备陶粒过程元素硫释放规律

以石煤钒矿酸浸提钒过程产生的尾渣为原料制备陶粒是实现尾渣资源化的重要途径之一.作为陶粒最主要用途的轻集料对硫含量有严格限制(以SO3计,硫酸盐和硫化物含量≤1.0wt％).尾渣含硫量通常远高于l.0wt％,故需深入研究尾渣制备陶粒过程元素硫的释放规律.借助热重-红外联用分析了以尾渣为原料制备陶粒过程中的质量、热量变化以...     

转炉钒渣提钒技术研究现状及展望

如何低成本绿色高效回收转炉冶炼钒渣中的钒资源是保证我国钒产业可持续发展的重要举措。本文在分析转炉钒渣成分及物相特征的基础上,系统总结了国内外主要钒制品生产企业提钒工艺研究现状,以钠化焙烧-水浸、钙化焙烧-酸浸等现行工艺和微波焙烧、超重力选择性分离、微生物冶金等新型工艺为例,阐述了不同工艺提钒过程的原理、优点及存在的问题。文章指出：随着全球碳中和目标的推进,未来转炉钒渣提钒新工艺的开发应更加注重解决现行技术存在的资源环境问题,如含盐废水产生量大、含铵芒硝难处理、提钒尾渣钠高难利用等问题;同时,提钒新技术的开发也应加大基础热力学数据库和有价金属微观迁移动力学模型的建立,充分结合微波、超重力、超声波等非常规冶金技术的优点,实现污染的源头削减,兼顾提钒废液和尾渣中其他有价金属的循环高值利用,促进转炉钒渣提钒新工艺朝着绿色化、低成本、短流程、高收率的方向发展。     

复合添加剂对石煤提钒焙烧与浸出工艺研究

利用复合添加剂焙烧、低浓度酸浸出法对石煤矿进行提钒研究,考察了焙烧、浸出两个过程中各种工艺参数对浸出率的影响。实验结果表明,适宜的焙烧、浸出工艺条件为:复合添加剂中添加剂硫酸钠、氯化钠、碳酸钠的最佳质量比为7∶1∶11,焙烧温度为750℃,焙烧时间为2.5 h,浸出温度为50℃,浸出时间为5 h。最佳工艺条件下钒的浸出率可达81.9%,明显高于传统的钠法焙烧工艺。     

Preparation of high-purity graphite from a fine microcrystalline graphite concentrate: Effect of alkali roasting pre-treatment and acid leaching process

Removal of silicate minerals from microcrystalline graphite ores is important to achieve high-purity graphite product. Alkali roasting pre-treatment and acid leaching process was used to prepare high-purity graphite from a fine microcrystalline graphite concentrate. The results showed that the alkali roasting pre-treatment and acid leaching process could enhance the fixed carbon of microcrystalline graphite to a higher level. Under the optimum conditions selected, a graphite product with fixed carbon content of 99.0% was obtained from microcrystalline graphite concentrate with carbon content of 90.2%. According to XRD and SEM-EDS analysis, impurities mainly composed of Fe, Si, and Al were decomposed to water soluble or acid soluble components during alkali-roasting pre-treatment and acid leaching process. The crystal structure and surface topography of microcrystalline graphite showed no change.     

钒铬还原渣酸浸液中钒铬初步分离工艺

钒铬还原渣是钠化提钒过程的典型危险固体废弃物,其资源化利用需求迫切。中国科学院过程工程研究所提出钒铬还原渣硫酸酸解-钒铬初步分离-铬/钒/铁络合深度分离技术路线,并在攀钢集团建成万吨级示范工程。本文重点考察钒铬还原渣酸解液中钒铬初步分离原理及工艺,研究了H₂O₂和Na₂S₂O₈两种氧化剂对沉钒效果的影响,并通过实验确定了最佳工艺条件。结果表明：以H₂O₂为氧化剂时,H₂O₂与钒摩尔比为0.75、氧化温度为60℃、初始溶液pH为2.0、氧化时间为60min、水解温度为95℃、水解时间为2.5h的条件下可得到84.2%的沉钒率;以Na₂S₂O₈为氧化剂时,Na₂S₂O₈与钒摩尔比为0.65、氧化温度为90℃、氧化时间为45min、沉钒初始溶液pH为2.5、沉钒温度为90℃、沉钒时间为2.5h的条件下可获得93.1%的沉钒率。过硫酸钠氧化过程温和,沉钒率高,铬损失小,更适合工业推广应用。采用SEM获得了沉淀产物的微观形貌,煅烧后得到V₂O₅产品,采用XRF获得了产品组成,通过X射线衍射确定得到的V₂O₅产品为正交晶型。     

弱氧化剂CO2(g)对含钒铁水吹炼制钒渣的影响

采用弱氧化剂选择性氧化含钒铁水,先弱氧化脱硅,再强氧化提钒,以获得高品位的钒渣。对弱氧化剂CO2浅度氧化含钒铁水炼制钒渣进行了理论分析,确定脱硅保钒反应的物理化学条件,研究了温度、CO2气体流量、搅拌和熔剂等因素对脱硅保钒反应的影响及脱硅反应产物的分布。结果表明,温度1450℃及CO2气体流量1 L/min、有搅拌条件下,脱硅率高达68.62%,而钒氧化率仅为0.73%。     

钒铅锌矿硫酸浸出提取钒锌

钒铅锌矿含有多种有价金属,V品位高,具有较高的经济价值。本工作采用硫酸浸出法从该矿中提取钒锌,对浸出过程热力学进行分析,通过条件实验研究硫酸浓度、液固比、浸出时间、搅拌速率、浸出温度等条件对钒、铅、锌等主要有价金属浸出率的影响。结果表明,在较高pH值及较高温度下,浸出液中V会出现水解,含V的水解产物留在浸出渣中影响V浸出率。得到最优浸出条件为：硫酸浓度200 g/L,液固比3:1,浸出时间30 min,搅拌速率200 r/min,浸出温度为30℃。最优条件下V浸出率可达97.90%,Zn浸出率为97.11%,Fe浸出率<1%,Pb浸出率<0.01%。动力学分析结果表明,浸出过程的反应速率受扩散过程控制。酸浸过程使V和Zn进入浸出液,Pb和Fe留在浸出渣中,所得浸出液可使用离子交换或萃取法分离V和Zn。浸出渣中含钒0.41wt%、锌0.61wt%、铁15.50wt%、铅47.70wt%,主要成分为PbSO₄和FeO(OH),可返回火法炼铅系统。     

软锰矿氧化石煤钒矿的湿法浸出研究

采用H2SO4浸出、软锰矿氧化石煤钒矿中的钒,考察了氧化剂量、酸用量、液固比、温度、时间对钒浸出率的影响。结果表明,石煤钒矿在钒锰物质量比为1∶2,固液比为1∶1,H2SO4用量为30%时,90℃下浸出10 h后,钒矿的晶体结构完全被破坏,钒的浸出率可达99.01%,锰的浸出率达98.32%。     

Separation and recovery of iron from a low-grade carbonate-bearing iron ore using magnetizing roasting followed by magnetic separation

In this study, a process of magnetizing roasting followed by low-intensity magnetic separation (MR-LMS), which is used to separate and recover iron from a low-grade carbonate-bearing iron ore (containing 34.6 wt.% Fe), was investigated. A magnetic concentrate containing 65.4 wt.% Fe with an iron recovery rate of 92.6 wt.% was obtained under optimal conditions: roasting temperature of 800°C, roasting time of 8 min, bitumite ratio of 10:100, grinding fineness of around 85 wt.% passing 38 µm, and magnetic intensity of 0.12 T. In addition, the phase transformation and magnetic properties were analyzed by X-ray diffraction (XRD) and vibrating sample magnetometry (VSM) to reveal the mechanism.