石煤提钒沉钒母液的循环利用研究

通过对江西某石煤提钒沉钒母液的性质分析,系统考察了沉钒母液的循环利用对反萃现象、反萃剂H~+浓度、V的反萃率、V2O_5产品质量等影响,确定了该沉钒母液的循环利用方式。研究表明:沉钒母液中含有高浓度的Al,SO_4~(2-),NH~+_4等离子,不经处理直接返回提钒工艺的反萃阶段,会析出NH_4Al(SO_4)_2·12H_2O晶体,给原有提钒工艺带来反萃率下降、反萃现象异常等不利影响;采用石灰乳中和法调节沉钒母液的p H值至10,固液分离后将处理液中加入硫酸配制成8%稀H_2SO_4溶液,作为反萃剂返回提钒作业,可实现沉钒母液的循环利用;在沉钒母液循环利用的过程中反萃现象正常,反萃剂的H~+浓度在2.75~2.85 mol·L~(-1)波动,V的反萃率维持在99.2%~99.3%波动,V2O_5产品质量均可达到GB3283-1987(V2O_5-98)的标准。     

叔胺N235从石煤酸浸液中分离富集钒

研究了用叔胺N235从石煤硫酸浸出液中萃取钒工艺,考察了萃取剂组成、萃原液p H值、萃取时间,反萃取剂组成、反萃时间等因素对萃取率及反萃率的影响,并探究了萃取与反萃过程中钒离子与杂质离子的分离效果。试验结果表明:对于钒质量浓度为1.89 g·L~(-1)的含钒酸浸液,用20%N235+5%TBP+75%磺化煤油作萃取剂,在p H为1.7、相比O/A=1∶3条件下萃取2 min,钒单级萃取率在90%以上,经过两级逆流萃取,钒的总萃取率达到98%以上;对于负载9.92 g·L~(-1)钒的有机相,用6%Na_2CO_3溶液作反萃剂反萃钒,控制相比O/A=3∶1,反萃时间4 min,钒的单级反萃率达58%,经过两级反萃取,钒的反萃率达到99%以上,同时与杂质离子有较好的分离效果,其中对铁、铝、镁的总去除率达到99%以上,对磷、硅的总去除率达到60%以上。该反萃液通过铵盐沉钒后所得五氧化二钒产品质量达到YB/T 5304-2011冶金98级标准。     

基于铝热还原制备FeV50渣中钒的赋存状态

通过渣金V-O平衡及VO-Al平衡理论研究,分析了铝热还原FeV50合金制备过程不同冶炼阶段对渣中钒赋存状态的影响,计算得到钒在渣中的热力学还原极限。通过不同物相分析手段,得到铝热还原FeV50合金制备过程实际渣中钒的稳定结构。研究结果表明:渣金共存时渣中钒的稳态为VO;出渣后VO与V_2O_3的稳定性与冶炼氧分压有关,其平衡氧分压为0.41 Pa,常压条件下,VO会进一步氧化。渣中钒含量随合金铝含量的增加而降低,当合金铝质量分数分别为8.0%和20.0%时,对应渣中理论钒质量分数分别为0.16%和0.10%。实际冶炼过程中,冷态刚玉渣中的钒除了已还原FeV_x初级合金之外,主要以类质同象的形式与镁、铝、铁等元素固溶形成Mg(Al,V)_2O_4和(Mn,Fe)V_2O_4复合尖晶石结构。     

羟肟类萃取剂高效选择性分离高酸多杂钒页岩酸浸液研究

为积极响应国家“双碳”目标,开发高效选择性钒页岩酸浸液净化分离工艺对页岩提钒行业意义重大。在本研究中,从溶液pH值、杂质离子(铁、铝和镁)浓度和反萃剂3个因素对比了新型羟肟类萃取剂Mextral 984H和有机磷类萃取剂P204的萃取行为。结果表明,Mextral 984H的最佳萃取pH值在0.5～1.5,P204的最佳萃取pH值在1.5～2.4,相比于P204,Mextral 984H与钒形成的钒萃合物结构更稳定,钒氧键键长值更小,分子间隙更大,钒萃合物在酸性环境中更容易稳定存在。Fe(Ⅲ)、Al(Ⅲ)和Mg(Ⅱ)对Mextral 984H萃取V(Ⅴ)的影响较小,而在P204中,Fe(Ⅲ)对V(Ⅳ)的萃取影响较大,将Al(Ⅲ)和Mg(Ⅱ)的浓度控制在10 g/L以下,可降低Al(Ⅲ)和Mg(Ⅱ)的共萃率。碳酸钠和草酸对Mextral 984H负载有机相的单级反萃率均超过80%。     

从氰化液中萃取铜的机理研究

本文研究了氢氧化三烷基甲铵(转型的N_(163))—煤油体系从氰化液中萃取铜的机理。采用多种方法对萃合物的研究表明,铜以Cu(CN)_4~(8-)的形式被萃入有机相,萃合物的主要形式分别为Cu(CN)4·3(R_8CH_3N)和Cu(CN)_4·(ReCH_3N)_2(R_8CH_3N)。     

V,Cr分离和提取新工艺

本文研究了从钒钛磁铁矿钠化焙烧物料中,采用沉淀 V_2O_5及 TBP 从母液中提取铬联合工艺流程。本工艺不使用任何商品反萃剂,而使用伯胺萃钒后的弱碱性含铬溶液作为 TBP 负荷有机相中铬的反萃剂,单级反萃率近于100%。反萃取反应可写作:H_2Cr_2O_7·nTBP 2CrO_4~(2-)(?)2Cr_2O_7~(2-) H_2O nTBP。本工作对处理钒铬共生矿及其它含钒铬物料具有一定的实用价值和经济意义。     

有机胺类萃取剂构效关系及其萃钒的研究进展

分析了有机胺类萃取剂的构效关系及其萃钒机理,结果表明:有机胺类萃取剂是以阴离子交换为特征、N原子为萃取功能基的碱性萃取剂;伯胺和叔胺在酸性体系中发生质子化后形成铵盐,季胺盐类不需质子化;伯胺与氢键形成缔合物从而选择性优先萃钒,常用于萃取钒铬渣浸出液中的钒,传统单一伯胺最优萃取pH值一般小于4;叔胺与体系中含钒配合阴离子形成缔合物从而萃钒,其在更低pH值下萃取性能更好,尤其在萃取含铁杂质的浸出液中钒时性能优良,但叔胺饱和容量小、萃取剂消耗量大且易产生第三相;强碱性季胺盐与含钒溶液接触时,含钒阴离子与萃取剂中Cl~-发生交换,从而使钒进入有机相,季胺盐类存在饱和容量低以及分相平衡时间较长的问题。评述了近年来有机胺类萃取剂萃钒的研究进展,指出了今后的研究方向:探索最佳萃取pH值、提高改性剂性能、与其它试剂协同萃钒、优化萃取前的提钒工序等,同时加强胺类萃取剂萃钒机制的探究,开发高效且适应范围广的新型胺类萃取剂。     

尺寸形貌可控Y(NH_4)(C_2O_4)_2·H_2O和Y_2O_3的制备及其形成机制

以硝酸、氨水、硝酸铵、商业氧化钇及草酸为初始原料,加入分散剂聚乙二醇(PEG2000)及表面活性剂十二烷基苯磺酸钠(SDBS),采用改进的草酸沉淀工艺成功制备氧化钇前驱体Y(NH_4)(C_2O_4)_2·H_2O及经随后的焙烧工艺获得最终产品Y_2O_3粉体。具体工艺中,将一定浓度的小体积Y(NO_3)_3溶液滴入大体积氨水-硝酸铵混合溶液中形成Y(OH)_3溶胶,整个滴入过程体系pH值保持稳定,然后将85℃温度下的饱和草酸溶液滴加入上述制备的Y(OH)_3溶胶中,进行沉淀转化以制备钇草酸盐前驱体Y(NH_4)(C_2O_4)_2·H_2O,继而经焙烧工艺成功制备Y_2O_3粉体。X射线衍射技术(XRD)和扫描电子显微镜(SEM)表征表明:前驱体Y(NH_4)(C_2O_4)_2·H_2O具有立方晶体结构,有轻微的团聚,经950℃焙烧2 h后,尽管失去了O,C和H,立方相Y_2O_3产品完整地保留了前驱体的形貌特征。进一步,主要通过调整表面活性剂SDBS/分散剂PEG2000质量比及改变草酸沉淀转化终点pH值来考察其对Y_2O_3产品尺寸及形貌的影响。不同条件下制备的Y_2O_3粉体扫描电子显微镜(SEM)表征表明:精确控制实验条件,特别是控制草酸沉淀转化过程终点pH值,可制备出形貌和尺寸可控的Y_2O_3粉体,当草酸沉淀转化过程中终点pH值小于1.8时,制备的Y_2O_3粉体粒径在1μm以下。另外,基于前驱体Y(NH_4)(C_2O_4)_2·H_2O在空气气氛下的差示-热重(TG-DSC)分析结果,其热分解过程应为:Y(NH_4)(C_2O_4)_2·H_2O→Y(NH_4)(C_2O_4)_2→Y_2O_2CO_3→Y_2O_3。     

碱性含钒浸出液除硅研究及高纯五氧化二钒制备

以攀枝花某厂碱性含钒浸出液为原料,分析了浸出液中主要杂质元素构成及硅的去除方法,研究了除硅剂种类、除硅剂的用量、浸出液pH值、反应温度、反应时间、静置时间对除硅效果的影响。结果表明:使用Al_2(SO_4)_3·18H_2O作为除硅剂,在n(Al):n(Si)为0.7,浸出液pH为10.5,反应温度为30℃,反应时间为2 h,静置时间为16 h时,浸出液中硅的去除率大于97%,钒的损失率小于2%,且除硅后钒溶液中Al含量小于0.005 g/L。该方法除硅效果好,不额外引入杂质,且沉淀易沉降过滤。除硅后浸出液经酸性沉钒—返溶—碱性沉钒制备得到五氧化二钒,其中硅和铝含量小于0.002%,纯度高于99.9%,超过标准(YB/T 5304—2011)中99.0%级质量要求。     

石煤氧压酸浸液萃钒除铁工艺研究

研究了从石煤氧压酸浸液中萃钒除铁的工艺过程,从萃取和反萃的相比、试剂组成、pH值、澄清时间等方面进行了详细试验.研究表明:浸出液经中和还原处理后,采用10%P204+5%TBP+85%煤油萃取钒时.经六级逆流萃取后萃取率为95%以上;负载有机相用15%H2SO4反萃时,经五级逆流反萃后反萃率可达99%以上.经萃取后,浸出液中的钒可富集到37 g·L-1以上,铁可缩减至以O.6 g·L-1以下,反萃水相中钒铁质量比大于60,钒铁分离效果较好.     

高浓度H_2SO_4体系中Cl~-和SO_4~(2-)对N235萃取钒的影响

采用加盐萃取法从高酸浸出液中直接分离富集钒,考察了酸度、N235浓度、氯化钠浓度、硫酸钠浓度对N235萃取分离高浓度硫酸溶液中钒的影响,并确定了萃合物的结构。结果表明,Cl~-和SO_4~(2-)对硫酸体系钒的萃取均有一定提高,但Cl~-的作用效果更显著。在不加盐的条件下,采用20%N235为萃取剂,磺化煤油为稀释剂,硫酸浓度1mol/L,萃取时间10min,相比A/O=1∶1,经单级萃取,硫酸体系中钒萃取率仅为30%左右;加入一定量的NaCl、Na_2SO_4后,钒萃取率分别达到80%、47%。Cl-作用于硫酸体系时,与钒以离子缔和形式形成萃合物(R_3N)_x·(VO_2~+·Cl~-)_y;SO_4~(2-)的加入可促进VO_2SO_4~-的形成,使萃取率提高。     

不同沉淀剂制备氧化铈抛光粉

氧化铈(CeO₂)抛光粉在光学玻璃、手机盖板、集成电路等领域内有着广泛的应用。合成高端CeO₂抛光粉主要采用液相沉淀得到前驱体,再经过煅烧转型制得CeO₂。前驱体是决定CeO₂抛光粉性质和性能的关键因素之一。通过模拟工业上常用的制备方法,以氯化铈(CeCl₃)为铈源,使用碳酸钠(Na₂CO₃)、碳酸铵[(NH₄)₂CO₃]、碳酸氢铵(NH₄HCO₃)、二水合草酸(H₂C2O₄·2H₂O)和氢氧化钠(NaOH)为沉淀剂,合成了一系列CeO₂抛光粉的前驱体。利用X-射线衍射仪(XRD)、扫描电子显微镜(SEM)、激光粒度仪等手段表征了前驱体的晶相、形貌、粒度等性质,并研究了前驱体煅烧转型后的CeO₂性质及其对K9光学玻璃的...     

杂质离子对萃取法从石煤酸浸液中分离纯化钒的影响

含钒石煤经焙烧、硫酸浸出后,酸浸液中含有高浓度的Fe3+、Fe2+、Al 3+和Mg2+等杂质离子。以D2EHPA和TBP为萃取剂,磺化煤油为稀释剂,采用萃取法对该酸浸液进行钒的提纯试验,考察杂质离子对钒萃取率的影响。结果表明,在配制的纯溶液中,V4+的萃取率明显高于V5+;Fe3+质量浓度大于5g/L时会显著降低V4+萃取率;Al 3+和Mg2+的质量浓度低于10g/L时,其共萃率明显降低。对实际酸浸液进行还原处理后,99%的V4+能够被萃取回收,而大部分Fe2+、Al 3+和Mg2+则存在于萃余液中。少数共萃的Fe2+在反萃作业后留在贫有机相中,Al 3+和Mg2+在沉钒后留在沉钒尾水中,不影响V2O5纯度。     

Preparation and morphology of nano-size ceria by a stripping precipitation using oxalic acid as a precipitating agent

The precursors organic cerium deposits were obtained by a stripping precipitation method from cerium-loaded P507 organic phase using oxalic acid as a precipitating agent and nano-sized ceria particles were prepared by calcining the precursors at 500 °C. The morpholo-gies, phase structure of the precursors and ceria particles were characterized by scanning electron microscopy (SEM), transmission electron microscopy (TEM), X-ray diffraction (XRD), thermogravimetric analysis (TG-DSC) and infrared spectroscopy analysis (FTIR). The results indicated that the concentration of oxalic acid had a little impact on the morphology of the precursors, which was blocky-shape Ce2(C2O4)3·10H2O with a monoclinic lattice structure. With the volume ratio of organic phase and oxalic acid aqueous solution (aqueous phase) varied from 1:3 to 1:6, the morphologies of the precursors Ce2(C2O4)3·10H2O precipitates gradually changed from inhomogeneous blocky-shape to uniform spherical particles. The precursors could be turned to CeO2 crystal particles with a fluorite structure by calcining, and the products ceria particles were similar in the size and morphology to the precursors.     

Kinetics of vanadium dissolution from black shale in pressure acid leaching

The leaching kinetics of vanadium from black shale in the sulphuric acid-oxygen system is presented. The effects of agitation speed, leaching temperature in the range of 110-150 °C, sulphuric acid concentration, oxygen partial pressure and particle size on the rate of vanadium leaching were determined. The results indicate that the rate is nearly independent of agitation above 200 rpm and increases with increasing temperature, sulphuric acid concentration and oxygen partial pressure. As leaching occurs, there is a progressive dissolution of a vanadium-bearing alumino-silicate phase, while the inert quartz phase assembles onto the mineral surface and remains as an “ash” layer. The leaching kinetics was analyzed by using a new variant of the shrinking core model (SCM) in which both the interfacial transfer and diffusion across the product layer affect the leaching rate. The determined activation energy was found to be 40.14 kJ/mol and the reaction orders with respect to sulphuric acid concentration and oxygen partial pressure were 0.61 and 1.67, respectively. A semi-empirical rate equation was derived to describe the process.     

工艺参数对VO2薄膜质量的影响研究

以V2O4粉末为原料，采用无机sol-gel法在非晶玻璃上制备了V2O5干凝胶膜。后通过两步热处理工艺法成功制备出了具有良好相变性质的VO2薄膜。并对其相成分、退火时间、温度、膜厚、电学性能等进行了分析，比较了各工艺参数对VO2薄膜性能的影响。     

石煤酸浸提钒过程中V、Fe、Al的浸出行为研究

在热力学计算分析的基础上,对某云母型石煤脱碳样在酸浸提钒过程中V、Fe、Al的浸出行为进行研究。结果表明,在氟化钙—硫酸浸出体系中,含钒矿物白云母溶解的同时,赤铁矿和钾长石等矿物亦会发生溶解反应,硫酸浓度、浸出温度、浸出时间、液固比等参数对V、Fe、Al的浸出率影响有相同趋势,铝浸出率高于钒和铁;酸浸过程中主要矿物溶解的难易顺序为赤铁矿、白云母、钾长石,且赤铁矿达到溶解平衡所需时间较长,而白云母和钾长石可在较短时间内达到溶解平衡;要减少酸浸提钒过程中铁的溶出,可在保证钒浸出率的前提下适当缩短浸出时间。     

钒页岩氯化挥发富集过程的热力学分析

对钒页岩与氯化钠、氯化钙和氯化铁三种固体氯化剂氯化挥发富集过程进行热力学分析。结果表明,以氯化铁作为固体氯化剂效果较好,可以利用氯化铁对V_2O_4、V_2O_5的直接氯化和氯化铁离解产生的氯气对V_2O_3、V_2O_4、V_2O_5的间接氯化反应,有效地将钒氧化物氯化挥发富集,且反应程度随温度的升高而增大。在高温焙烧过程中,Fe_2O_3、Al_2O_3和SiO_2不能被氯化,钒页岩中氧化物氯化反应自发进行的难易程度由易到难分别为K_2O、Na_2O、CaO、V_2O_3、V_2O_4、V_2O_5、MgO。通过焙烧温度的控制可以将V与Fe、Al、K、Na、Ca和Mg等金属杂质有效分离。     

炉外法冶炼高钒铁的工艺参数

 以V2O5为原料,铝粒为还原剂,采用炉外法还原制取了高钒铁,并对工艺参数进行了研究,达到了提高钒回收率的目的。研究结果表明,高钒铁的回收率随还原剂铝用量的增加而增大,其用量以过量2%(质量分数,下同)为宜。分别试验了3种不同的精炼剂(纯铝粒、铝硅铁合金和铝钙铁合金)对钒回收率的影响,发现以AlCaFe作为精炼剂,钒的回收率明显增加,是较好的精炼剂。铝热法生产高钒铁时,铝粒的合适粒度为3~4mm。     

Extraction of vanadium from black shale using pressure acid leaching

The extraction of vanadium from black shale was attempted using pressure acid leaching. The effects of the several parameters which included reaction time, concentration of sulfuric acid, leaching temperature, liquid to solid ratio and concentration of additive (FeSO₄) upon leaching efficiency of vanadium were investigated and a two-step counter-current leaching approach was developed. The results showed that the leaching efficiency of vanadium in the two-step process could reach above 90%. Vanadium was effectively separated and enriched by solvent extraction after leachate pretreatments, including the reduction of Fe³⁺ and adjustment of pH value. The extraction and stripping yields of vanadium were both > 98%. Ammonia was added to a stripping liquor to precipitate vanadium and then the ammonium poly-vanadate produced was calcined at 550 °C for 3 h to produce the high purity V₂O₅ powder. The overall yield of vanadium through all process stages was about 85%.