利用新硫酸和钛白废酸直接酸浸含钒钢渣试验研究

以含钒钢渣为原料,进行新硫酸和钛白废酸直接酸浸提钒研究。首先对试验用含钒钢渣进行成分、结构分析,结果表明:含钒钢渣主要由Ca_2SiO_4,(MgO)_(0.593)(FeO)_(0.407),Ca_3Fe_2(SiO_4)_3,Ca_3(V,Ti)_2O_7等相结构组成。钒在含钒钢渣中弥散分布在多种矿物中,以V~(4+)价态与元素Ti、Fe、Ca、O元素形成的较为致密的大颗粒的钒钛钙氧化物(Ca_3(V,Ti)_2O_7),是主要的钒富集相。直接酸浸难以破坏其结构,要提高钒的浸出率需要对含钒钢渣进行球磨。元素Ca、Si、V、O等元素形成了硅酸二钙等矿相,这些矿相中钒含量较低且较为分散,但其中V容易被酸直接浸出。含钒钢渣新酸直接浸出表明:常温,搅拌速度200 r/min,硫酸浓度30%,含钒钢渣粒度为-120目(124μm)粒级占比65%,液固比7∶1,酸浸时间1 h时,为较好的酸浸条件,钒的浸出率可以达到79%。上述工艺条件下液固比为5∶1时,以钛白废酸进行浸出时,钒的浸出率达到74%,新硫酸和废酸的钒浸出率相差不大。由于含钒钢渣CaO、FeO含量较高,耗酸量大,以新硫酸浸出,成本太高,而钛白废酸是废弃物,不能直接排放,传统处理工艺是采用碳酸钙中和,采用含钒钢渣中和钛白废酸可以大大消耗钛白废酸用量,降低单独中和废酸的碳酸钙用量,同时将含钒钢渣中的钒提取出来,实现了含钒钢渣的高值化利用。     

攀西钒钛磁铁矿选钛尾矿中钪的浸出基础研究

针对攀枝花钒钛磁铁矿选钛尾矿和钛白废酸中富含钪元素,以钛白废酸和工业硫酸为混合浸出剂,采用酸法对尾矿进行钪的浸出条件试验研究.选钛尾矿和钛白废酸的ICP检测表明,钛白废酸含Sc3+为11.63 mg·L-1,选钛尾矿含Sc2O3为51.01 g·t-1.探讨了酸的种类、酸的浓度、酸浸温度、酸浸时间以及固液比对钪的浸出率...     

常温常压下含钒钢渣直接硫酸浸钒的研究

含钒钢渣可作为提钒的重要原料。首先,对某含钒钢渣的性质进行了分析,结果表明,含钒钢渣中钙、铁含量很高,这将会导致直接硫酸浸钒时酸耗较高;含钒钢渣中的钒主要以酸溶的V4+形式存在,无需焙烧氧化、可直接酸浸溶出提钒;含钒钢渣中的钒弥散分布于多种矿相中,其中钙钛氧化物为最主要的含钒矿物。然后,依据含钒钢渣的性质特点,采用常温常压下直接硫酸浸出法从中提钒,并考察了各主要因素对钒浸出率的影响和内在原因,结果表明,硫酸用量、搅拌与否对钒的浸出有显著影响,时间、液固比及搅拌强度的影响较小,细度达到-74μm占60%后即可保证较高的浸出率。最终,常温常压下,在最佳条件硫酸用量90%、时间2 h、细度-74μm占60%、液固比4∶1、搅拌强度200 r·min-1时,钒浸出率高达94.10%,与传统提钒方法相比,浸钒指标大幅提升。常温常压下直接硫酸浸出法可省去复杂的焙烧系统、突破氧压酸浸的局限,流程简单、作业环境好、浸出指标高;但该法酸耗较高,如何降低酸耗,值得进一步研究。     

石煤无盐焙烧--酸浸提钒工艺试验研究

采用五种不同工艺对湖北某地区石煤进行提钒试验,通过对焙烧温度、焙烧时间、硫酸用量和酸浸时间等工艺参数进行研究表明,在物料粒度-0．147mm、焙烧温度900～950℃、焙烧时间1～1．5h、酸浸温度常温、硫酸用量为总质量的2．5％和酸浸时间1h的条件下,钒转浸率可达77．51％～80．33％。该石煤采用无盐焙烧-酸浸工艺提钒取得了较好的效果。     

含钒转炉渣中和钛白废酸的试验研究

 攀钢在钒钛资源综合利用过程中产生了大量的含钒转炉渣和钛白废酸固、液废弃物,通过实施“以废治废”的新型利用理念,在常温下,液固比为5∶1进行配比,浸泡1 h后钒浸出率达到71.16％,酸浸液可作为提钒原料使用,而酸浸渣则可作为石膏替代品,在达到中和目的的同时,实现废弃资源的再利用。     

硫酸法钛白废酸循环利用分析计算

以钛白废酸循环利用为主线,分析了硫酸在硫酸法钛白生产中的物料平衡情况,计算了不同浓度硫酸代替稀释水稀释酸解反应物释放的热量对反应体系温度的影响,分析计算了50％稀硫酸100％返回硫酸法钛白循环利用的条件.结果表明:在无外热供给的条件下,要实现浓缩废酸100％循环利用,钛铁矿酸解用废酸最高浓度为50％,反应酸浓度小于等于81％.     

含钒钢渣硫酸浸出提钒的热力学研究

热力学问题是含钒钢渣硫酸浸出反应的核心问题。针对含钒钢渣的矿物组成,对含钒钢渣硫酸浸出体系进行了热力学的计算与分析,结果表明:室温下硅酸三钙酸溶反应的很小、平衡常数很大,很容易与硫酸反应,由于该组分含量很大,势必造成大量的硫酸与之发生反应而被消耗;当终酸浓度为1×10~(-4) mol/L时,FeO理论上能全部被硫酸浸出,而钒在此酸浓度条件下基本不被浸出,FeO的浸出比钒具有更大的热力学趋势。依据这一结果,可设计出"选择性分段酸浸"新方法,Ⅰ段预浸除杂、Ⅱ段浸出提钒,在浸出阶段即可实现钒与主要杂质铁的分离。Eh-pH图表明,在酸性条件下钒的主要溶解相为VO~(2+)、VO~(2+)和V~(3+),而VO~(2+)的稳定区在三个溶解相的中间,且稳定范围较大,浸出过程应尽量使钒处在VO~(2+)的稳定区域。     

某高磷钒矿浸出试验研究

以西北地区某高磷钒矿作为研究对象,进行了湿法提钒原矿直接硫酸浸出试验研究。通过正交试验法,确定了直接酸浸的最佳工艺条件:浸出温度90℃、液固体积质量比2:1、浸出时间6h、H2SO4质量浓度250g/L、矿石粒度小于0.175mm。在此条件下,钒浸出率为90.72%～92.56%。     

钒钛磁铁矿还原磨选法含钒钛尾渣提钒研究

为探索钒钛磁铁矿经还原-磨选工艺得到的含钒钛尾渣适宜的提钒方法,对比研究了钠化提钒和酸浸提钒两种提钒工艺,研究发现,采用钠化法提钒,钒的浸出率仅为18%左右,采用酸浸法提钒,钒的浸出率在70%以上。钒钛磁铁矿还原磨选法含钒钛尾渣宜采用酸浸提钒的方法进行处理。对物料特性及提钒过程可能发生的物理化学变化分析表明,钒钛磁铁矿还原磨选法含钒钛尾渣钠化法提钒在焙烧过程钒易形成包裹,而酸浸法提钒在预氧化焙烧过程钒不会形成包裹体现象是其钒浸出率较高的主要原因。     

硅质钒矿硫酸熟化常温水浸提钒

以陕西某地硅质钒矿为研究对象,进行了单一硫酸浸出、硫酸助浸、空白焙烧—浸出、硫酸熟化—常温水浸提钒探索试验,确定出硫酸熟化—常温水浸工艺更适用于硅质钒矿,同时考察了熟化温度、熟化时间、熟化硫酸及水用量、矿石粒度、浸出温度对钒浸出率的影响。结果表明,在熟化硫酸用量15%、熟化水用量10%、熟化温度130℃、熟化时间4 h、原矿粒度-8 mm、熟料浸出液固比1.5、常温浸出3 h的条件下,可获得78%左右的钒浸出率。该硅质钒矿经硫酸熟化后水浸,浸出温度对钒浸出率影响小,可采用"熟化-柱浸(堆浸)"工艺进行提钒。     

粘土钒精矿中温直接浸出试验研究

研究和讨论了采用氟硅酸中温直接浸出粘土钒精矿的可行性,并对氟硅酸中温直接浸出的影响因素进行了研究,结合工艺矿物学探讨分析了氟硅酸浸钒机理。研究表明：氟硅酸可以很好破坏云母、粘土矿物、褐铁矿的结构,直接浸钒可行,浸出效率大于正常硫酸浸出。粘土钒精矿矿物结构的破坏与氟离子的浓度、温度相关。温度越高,粘土钒精矿分解反应越快。在中温浸出优化条件-200目≥85％,温度85℃,控制L／S为2．5～3：1、氟硅酸溶液（35％W／W）加入比2．0,浸出9h,钒浸出率可达96．58％,同时副产二氧化硅水合物。粘土钒精矿实现氟循环回收利用有望实现。     

废弃脱硝催化剂选择性提取钒和钨

废弃脱硝催化剂富含钛、钨等有价金属,但同时也含有毒性较大的砷、汞、铅等有害物质,目前未得到工业应用,不仅浪费资源,还对环境造成巨大压力。针对失效脱硝催化剂,开展了综合回收研究,提出了“低温活化—选择性浸出—树脂交换”工艺技术路线。通过试验研究,钒、钨的浸出率分别可达96.29%和88.10%,钛基本被抑制在渣中,实现了钒、钨的选择性浸出;浸出渣可直接作为催化剂基体原料或采用硫酸法（或氯化法）制备高品质钛白,通过酸解—水浸—水解后可获得TiO2含量为99%的二氧化钛。     

N1923萃取钒渣无焙烧浸出液中钒的实验探究

针对传统提钒技术中焙烧段能耗巨大和污染严重等问题,提出了用钛白废酸为浸出剂,无焙烧加压浸出钒渣的新工艺.通过正交设计实验及单因素实验考察 N1923 对此工艺体系中浸出液中钒萃取的状况.正交试验结果表明,常温下,20 %N1923-5 %仲辛醇-75 %磺化煤油体系中,水相初始 pH=1.4,水相有机相体积比（V_A/V_O）=1:3,萃取时间为 2 min 时,钒单级萃取率可达 77.69 %以上,经 4 级逆流萃取,钒总萃取率达 99.9 %,并与杂质元素分离效果明显.      

磷酸氢二铵分离-电感耦合等离子体原子发射光谱法测定钛白粉中痕量铜和钒

针对钛白粉样品中钛基体对电感耦合等离子体原子发射光谱法(ICP-AES)测定痕量铜和钒有干扰,提出了利用磷酸氢二铵[(NH₄)₂HPO₄]沉淀分离钛基体后ICP-AES测定钛白粉产品中痕量铜和钒的方法。对溶样方式、(NH₄)₂HPO₄沉淀钛的条件和ICP-AES的测定条件进行研究,结果表明:对于0.1 g钛白粉样品,在H₂SO₄和(NH₄)₂SO₄介质中,用沸水浴加热3～5 min,可使钛与(NH₄)₂HPO₄形成的Ti(HPO₄)₂沉淀完全,在实验确定的仪器工作条件下以Cu 324.7 mm和V 292.4 nm进行测定,结果稳定。铜和钒的检出限分别为 0.001 μg/mL和0.000 7 μg/mL。应用实验方法对钛白粉实际样品中铜和钒进行测定,相对标准偏差(RSD,n=6)不大于1.2%,加标回收率在90%～117%之间。方法可以用于钛白粉的日常分析。     

Extraction of vanadium from direct acid leach solution of converter vanadium slag

Direct acid leaching of converter vanadium slag by titanium dioxide waste is eco-friendly and efficient, but with low selectivity. This novel technique can result in a vanadium solution which contains chromium(III), aluminium(III), magnesium(II), manganese(II) and high amount of iron(II) and iron(III). Bis (2-ethylhexyl) phosphoric acid (D2EHPA) and tri-butyl-phosphate (TBP) diluted with sulphonated kerosene were applied for vanadium extraction from the multi-element leach solution. The effects of the initial pH, concentration of D2EHPA, ratio of organic to aqueous phase, and the extraction time on the extraction efficiency of vanadium were investigated in saponification and unsaponifiable systems, respectively. The results showed that the vanadium extraction percentage can be up to 97% and the iron extraction percentage can be less than 10% in a thirteen-stage counter-current simulation test and the separation coefficient between vanadium and iron can reach to 109.8. Furthermore, vanadium(IV) can also be separated from other impurities such as aluminium(III), magnesium(II), manganese(II), chromium(III) efficiently. The loaded organic phase was stripped by 184?g?L^?1 sulphuric acid solution in a three-stage counter-current stripping process and with the total vanadium stripping percentage of greater than 99.5%. In the end, the vanadium pentoxide products with a purity of 99.14% were obtained.     

难处理石煤钒矿自热拌酸熟化提取五氧化二钒工艺研究

以怀化市某石煤钒矿为原料,研究了拌酸自热熟化提取五氧化二钒,考察了原矿粒度、硫酸添加量、熟化温度、熟化时间等条件。研究结果表明,最佳工艺参数为石煤钒矿加入20%硫酸和10%水,自热熟化32 h,钒转浸率达到90.5%,该工艺具有工艺简单、能耗低、钒转浸率高等优点。     

硫酸浸出赤泥渣回收二氧化钛的研究

对硫酸浸出赤泥渣的反应机理进行研究,参照晶粒模型将酸浸过程分为化学反应控制阶段、孔隙率控制阶段和传质扩散速率控制阶段,并通过试验对其进行了分析。通过正交试验考察了酸浸温度、硫酸浓度、酸浸时间和液固比(L/S)对二氧化钛浸出率的影响。最佳浸出条件为:酸浸温度150℃,硫酸浓度9mol/L,酸浸时间2h,L/S=6∶1。在此条件下,二氧化钛的浸出率达到了95.2%。     

石煤钒矿提钒新工艺研究

硫酸化焙烧-水浸提取石煤钒矿中钒的工艺是可行的,且工艺的适应性强、简单,易于产业化,是一种新的提钒技术。石煤钒矿硫酸化焙烧合适工艺技术为硫酸配入量35％、焙烧温度300℃和焙烧时间0．5h,钒的浸出率〉92％。     

石煤与软锰矿焙烧样耦合提取钒锰的动力学

为实现石煤与软锰矿焙烧样中钒锰的共提取,并解决石煤二段硫酸化焙烧过程中酸过量的问题,通过多因素研究探讨石煤与低品位软锰矿焙烧样耦合浸出工艺对钒锰共浸出率的影响,为石煤及低品位软锰矿焙烧样中钒锰资源高效综合利用提供了参考和依据。试验结果表明,当石煤与低品位软锰矿焙烧样的配矿比为1：1、矿浆液固比为5：1及浸出温度为80℃时,耦合浸出体系中钒的浸出率可达98．13％,而锰的浸出率可达99．45％。对耦合浸出体系的钒锰浸出动力学研究表明,钒浸出过程是通过固体产物层的内扩散控制,其表观活化能为22．401kJ／mol;锰浸出过程在低温区25～55℃下是通过化学反应控制,其表观活化能为57．232kJ／mol,高温区65～95℃下锰浸出过程是通过固体产物层的内扩散控制,其表观活化能为14．323kJ／mol。