高钙钒比钒渣钠化焙烧熟料浸出条件研究

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.     

钒渣焙烧-水热碱浸提钒

实验研究了不同条件下钒渣焙烧与NaOH溶液水热浸出对钒浸出率的影响,并分析了过程机理. 结果表明,焙烧温度达700℃以上可实现钒铁尖晶石的氧化分解,850℃焙烧2 h是钒渣空白焙烧的最佳条件,浸出的最佳条件是反应温度180℃、钒渣粒度小于74 mm、反应时间2 h、液固比5 L/g、碱浓度30%(w)、搅拌速度500 r/min. 该条件下钒浸出率达95%以上,无有害气体产生.     

碳酸钠焙烧铝系钒铁炉渣共提取钒与铝

通过对铝系钒铁炉渣碳酸钠焙烧-水浸全过程的矿物分析、热力学计算及对比实验,研究了炉渣中钒、铝同步转化、溶出的机理与规律. 结果显示,焙烧进程中渣中镁铝尖晶石MgO×Al2O3相、CaO×2Al2O3相逐渐消失,MgO相生成,并生成碱熔相Na2O×Al2O3和钒酸盐. 随焙烧温度及时间增加,Na2O×Al2O3和钒酸盐相明显增多,钒、铝溶出率增加. 焙烧熟料经水浸后,液相呈碱性,钒、铝分别以可溶性钒酸钠和铝酸钠的形式进入水相,固相残留物为少量未反应的镁铝尖晶石及新生成的MgO和Ca(OH)2. 在磨矿粒度<75 mm、配碱系数1.0、焙烧温度1000℃及焙烧时间4 h的优化条件下,钒的溶出率可达90%,铝的溶出率可达75%.     

钒渣钙化焙烧参数对钒浸出率的影响

在分析钒渣(V2O3 8.07%)钙化焙烧过程反应机理的基础上,采用钙化焙烧-酸浸法研究了钙化焙烧过程中CaO/V2O3(质量比)、焙烧温度、焙烧时间对钒浸出率的影响. 结果表明,焙烧温度在600~900℃之间时,V2O5等钒氧化物可与CaO发生反应,形成以CaV2O6, Ca3V2O8, CaV3O7为主的钒酸钙. 当CaO/V2O3由0.48提高到约1.125时,钒浸出率由55.3%提高到69.2%,当CaO/V2O3>1.125时,钒浸出率开始下降. 焙烧温度由750℃提高到825℃时,钒浸出率由56.3%提高到69.7%,温度进一步升高,物料开始烧结,浸出率逐渐下降. 随焙烧时间延长,钒浸出率逐渐提高,2 h后达最大;时间继续增加,钒浸出率会因物料间发生二次反应而下降.     

粗四氯化钛有机物精制除钒尾渣提钒技术

从四氯化钛有机物精制除钒尾渣中提钒并制备V2O5产品,研究了精制除钒尾渣焙烧温度、浸出剂加入量、液固比、浸出温度、浸出时间对尾渣中钒转化和溶出率的影响。结果表明,焙烧温度大于600℃时,可高效脱除精制除钒尾渣中的碳和氯(?0.1%),且低价钒被氧化为高价,钒主要以V2O5形式存在。对焙烧后的尾渣以Na2CO3水溶液为浸出剂,液固比6 mL/g及80℃下浸出60 min,钒浸出率为85.5%,浸出液仅含少量Si, Al, Ti杂质,以NH4+:V=2.5:1(摩尔比)直接加铵盐沉钒,得到NH4VO3,经干燥、煅烧制得V2O5产品,可满足99级粉钒指标要求,全流程钒收率为75%。     

钒铬还原渣富氧焙烧-碱浸提钒工艺研究

利用富氧焙烧-碱浸提钒工艺分离回收钒铬还原渣中的钒、铬。探讨了焙烧与浸出条件对钒、铬浸出率的影响。结果表明:在富氧气氛下,适当提高焙烧温度和延长焙烧时间有利于低价钒的氧化,从而提高钒的浸出率;选用Na OH作为浸出介质,有利于钒的浸出,且铬的浸出很少;适当提高碱液浓度和延长浸出时间效果更佳;浸出温度对钒、铬的浸出影响较小。钒铬还原渣在880℃下富氧焙烧2 h后经3 mol/L Na OH溶液在液固比为4∶1,温度为70℃下浸出1 h,钒的浸出率达92.36%,铬的浸出率小于6%。含钒碱浸液经酸性铵盐沉钒方式回收其中的钒,铬渣可另作他用。     

焙烧制度对钒渣浸出行为的影响作用

针对钒渣提钒工艺进行研究,探讨焙烧制度对钒渣浸出行为的影响作用。结果表明:在本试验条件下,随着焙烧温度的升高,钒渣中钒铁尖晶石相逐渐消失,并出现了钒酸钠、硅酸钠和铬酸钠等物相;随着焙烧温度的升高,钒渣中钒的浸出率呈先增大后减小的趋势,当焙烧温度为860…℃时,钒浸出率的最大值为91.0…%;而随着焙烧温度的升高和时间的延长,钒渣中Si、P和Cr元素的浸出率逐渐增大;在本试验条件下,合理的焙烧制度为温度840~860…℃,焙烧时间30~60…min。     

钒化工流程高效提取钒元素

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%.     

石煤灰渣二次焙烧稀酸浸出提钒工艺条件

为获得石煤灰渣二次焙烧稀酸浸出提钒工艺的优化条件,对该工艺钒浸出率的影响因素进行了实验研究.结果表明,二次焙烧温度、二次焙烧时间、熟料粒径、酸浸温度、硫酸浓度5种因素对钒浸出率的影响较大,酸浸液固体积质量比、酸浸时间的影响较小.最佳工艺条件为:二次焙烧温度850℃,二次焙烧时间1h,熟料粒径180μm以下,常温(18℃)酸浸,硫酸浓度0.36mol/L,液固比2~2.5mL/g,浸出时间0.25h.在此条件下,石煤灰渣钒浸出率可达81%以上.     

转炉钒渣钠化焙烧分解机理的研究

工业上主要采用钠盐添加剂与钒渣进行高温焙烧,以期使得转炉钒渣中的含钒物相转化,获得易于浸出的含钒钠盐,但是转炉钒渣钠化焙烧过程的物相转化机制并不明确,导致后续钒的分离工作存在困难。以碳酸钠为添加剂,考察了钒渣钠化焙烧过程转化机理。结果表明:随着碳酸钠由5%添加到20%的过程中,钒渣中原有的钒铁尖晶石逐渐消失,最终熟料中仅存在Fe_2O_3、Fe_2TiO_5、NaFeO_2、SiO_2以及NaVO_3。过量的碳酸钠添加不会使得钠化焙烧熟料发生进一步变化,15%的碳酸钠添加量即可。     

亚熔盐高效提钒铬清洁生产技术产业化应用

在亚熔盐生产线达产达效期间,对钒渣液相氧化、液固分离、钒酸钠结晶、三效蒸发等工序进行了研究。结果表明,在纳微曝气氧化及规模放大效应共同作用下,亚熔盐示范工程可实现较低温度(140~180℃)和较低压力(0.6~1.0 MPa)下钒和铬的高效同步提取,钒和铬的转化率分别为93%和85%;对不同原料来源的钒渣,纳微曝气亚熔盐技术均体现出优异的浸出性能;全自动立式压滤机采用三级逆流洗涤方式,保证了尾渣含水率低于30wt%,钒含量低于0.15wt%,铬含量低于0.05wt%;选用OSLO冷却结晶器进行钒酸钠结晶,钒酸钠结晶率达到61.5%;通过在三效系统蒸汽接口处增设减温减压器,实现循环碱液浓度由试生产初期的45wt%提高至50wt%。利用亚熔盐产线对传统钠化焙烧工艺废水处理过程中产生的钒铬泥进行钒铬浸出,在反应温度175℃、反应压力0.65 MPa、进出料速度0.25 t/h的工作条件下实现了钒铬泥中钒和铬的高效浸出,钒和铬的浸出率分别为93.68%和96.76%。当溶液中铬浓度达到25~30 g/L后,铬酸钠结晶工序可保证将每次液相氧化反应溶出的铬全部结晶析出,铬酸钠的结晶率为17.65%。     

Two-stage cyclic ammonium sulfate roasting and leaching of extracting vanadium and titanium from vanadium slag

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.     

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。     

A novel method for extracting vanadium by low temperature sodium roasting from converter vanadium slag

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.     

亚熔盐溶出一水硬铝石型铝土矿过程中赤泥的铝硅行为

对NaOH亚熔盐溶出一水硬铝石型铝土矿过程中赤泥的Al, Si行为进行了研究,通过实验研究了溶出过程的反应温度、碱矿比、添加CaO等主要因素对赤泥成分和物相结构的影响. 结果表明,在相同碱矿比下,温度越高越有利于Al2O3的溶出. 在碱矿比为2、反应温度为180℃、反应时间为2 h的条件下,一水硬铝石完全溶出,赤泥中硅主要以Na8Al6Si6O24(OH)2(H2O)2和Na9Al9Si15O48(H2O)27的钠铝硅酸盐形式存在. 亚熔盐溶出过程中添加CaO并不能抑制Si进入溶出液中,甚至会降低Al2O3的溶出率. 但添加CaO可以减少碱的损耗,适于处理中等品位的铝土矿.