碱式焙烧—水浸法回收废催化剂中钒钼的试验研究

采用碱式焙烧—水浸工艺处理含钒、钼的废催化剂,并对参数条件进行了优化。优化后的工艺条件为:焙烧温度700℃、碳酸钠添加量40%、焙烧时间120min、浸出温度90℃、固液比0.20g/mL、浸出时间90min、搅拌速度400r/min,此条件下,钒和钼的浸出率分别可以达到97.61%和97.33%。     

某伊利石型含钒石煤矿石复合添加剂焙烧-联合浸出提钒工艺研究

陕西某伊利石型石煤钒矿石中钒主要以类质同象形式存在于伊利石和榍石中,其分布率分别为90.32%和5.37%。为给该石煤矿中钒利用提供依据,进行了复合添加剂焙烧-水浸-酸浸联合工艺提钒试验。结果显示：在复合添加剂NaCl+K₂SO₄用量为4%+16%、焙烧温度为800 ℃、焙烧时间为60 min条件下进行焙烧,焙烧产品在水浸温度为90 ℃、液固比为4 mL/g、浸出时间为120 min条件下水浸,水浸渣在H₂SO₄浓度为4%、液固比为4 mL/g、浸出温度为80 ℃、浸出时间为60 min条件下进行酸浸,获得了水浸率为85.06%、酸浸率为7.94%,总浸出率为93.00%的指标。试验结果可以为该含钒石煤矿石的开发利用提供参考。     

从HDS废催化剂中提取钒和钼的研究

用加碱焙烧—水浸取法从加氢脱硫 (HDS)废催化剂中提取钒和钼。实验结果表明 :当废催化剂平均粒径小于 0 .0 6 0 80 mm,原料摩尔比为 Na2 CO3 / (V+ Mo) =2 .0 ,在温度 112 3K下焙烧2 4 0 min,钒和钼的焙烧浸取收率都可达 90 %以上     

废催化剂中钼、钒回收工艺的研究

比较了加碱焙烧浸出和焙烧碱浸方法。选择焙烧碱浸工艺进行试验,使用碳酸钠为浸出剂,考察了焙烧温度、焙烧时间及碳酸钠浓度等条件对钼、钒浸出率的影响。确定焙烧温度为650℃,焙烧3 h,碳酸钠加入量为50 g/L的一次逆流浸出工艺,在该工艺下钼的浸出率达91%,钒的浸出率达77.17%。考察沉降温度及氯化铵浓度对钒的沉降率的影响,确定温度在80～90℃,氯化铵浓度为90 g/L时,钒的沉降率达到97%。     

复杂烟尘高效浸出铟的工艺研究

以某公司复杂含铟烟尘为原料, 分别研究了氧化酸浸和硫酸化焙烧-水浸两种浸出铟工艺。氧化酸浸工艺主要考察了初始硫酸酸度、液固比、浸出温度、反应时间、氧化剂添加量等因素对铟浸出效果的影响; 硫酸化焙烧-水浸工艺主要考察了硫酸用量、焙烧温度、焙烧时间等因素对铟浸出效果的影响。实验结果表明, 在初始硫酸浓度6.0 mol/L, 液固比6∶1, 浸出温度90 ℃, 浸出时间3 h, 氧化剂H₂O₂添加量为12%条件下进行氧化酸浸, 铟浸出率由常规酸浸的46.5%提高到70%; 在硫酸用量1.0 mL/g, 焙烧温度300 ℃, 焙烧时间2 h条件下进行硫酸化焙烧-水浸, 铟浸出率达到92%, 实现了铟的高效浸出。     

从失活的Mo-Ni/AI_2O_3催化剂中提取钼的研究

用Na2 O2 焙烧失活的Mo Ni/Al2 O3 催化剂 ,再用热水浸取钼。研究了焙烧温度、焙烧时间、失活催化剂平均粒径、浸出温度与时间对钼浸取率的影响。实验结果表明 :当废催化剂平均粒径为 0 .15mm ,焙烧温度为6 5 0℃ ,焙烧时间为 5h、m(Na2 O2 ) :m(失活催化剂 ) =0 .14 ,水浸温度为 70℃时 ,钼浸取率可达 90 %以上     

从某高温合金酸浸渣中回收钨的研究

以某高温合金酸浸渣为原料, 利用碱焙烧-水浸-离子交换-结晶工艺回收钨制备仲钨酸铵。考察了焙烧温度、焙烧时间、碱用量、水浸温度及水浸时间等因素对钨回收率的影响。实验得出最佳碱焙烧-水浸工艺条件为: 焙烧温度700 ℃、焙烧时间60 min、碱用量为酸浸渣质量的80%、水浸温度85 ℃、水浸时间60 min, 在此条件下, 富钨渣中钨回收率可达99%以上。将焙烧-水浸液稀释后, 采用201×7树脂在流速为5 cm/min的条件下进行吸附, 吸附完毕后使用5 mol/L NH₄Cl+2 mol/L NH₃·H₂O进行解吸, 解吸流速为吸附流速的1/2, 取解吸高峰液进行结晶, 当结晶率80%时仍可得到合格的仲钨酸铵产品。     

某包裹型铀钼矿氧化焙烧——酸浸工艺试验研究

研究采用氧化焙烧—酸浸工艺从某包裹型铀钼矿浸出铀、钼的工艺,考察了焙烧、浸出工艺条件对铀、钼浸出率的影响。试验结果表明,在矿石粒度-100目、焙烧温度550℃条件下焙烧时间5min,焙烧产物在浸出温度60℃、硫酸质量分数为8%、浸出液固体积质量比1∶1mL/g条件下浸出2h,铀和钼浸出率分别达到90.0%和86.6%。     

废铝基催化剂综合回收现状与发展前景

简述了贵金属系、镍钴系、钒钼系铝基催化剂的特点及应用,介绍了废铝基催化剂综合利用的研究现状及最新研究进展。研究表明,从催化剂中回收贵金属,可采用湿法浸出法和火法富集;对于含钒钼废铝基催化剂采用一种新工艺,镍、钴的回收率大于95％,钒、钼的回收率为92％,铝的回收率可达90％;从钒钼系铝基催化剂提取钒、钼,可采用焙烧碱浸法和高压酸浸法。并指出了废铝基催化剂综合回收的研究方向。     

某难选钒矿提取钒实验研究

甘肃某钒矿矿物组成较为复杂,嵌布粒度较细,浮选工艺处理困难。针对该矿石复杂性质,实验对其进行了直接酸浸工艺、焙烧-酸浸工艺、焙烧-碱浸出工艺、焙烧-水浸出工艺的研究。实验结果表明焙烧-酸浸工艺效果较佳,其较佳条件为:原矿磨矿细度 -0.074 mm 70%,加水制粒Φ8～20 mm,干燥后焙烧1.5 h,焙烧温度为800℃。焙烧矿磨至-0.074 mm 60%,酸浸硫酸用量为12%,液固比1.2∶1,浸出时间1 h,浸出温度30℃,在此条件下可获得钒浸出率为93.36%的贵液。采用的工艺技术路线解决了该难选钒矿采用常规湿法提钒工艺钒浸出率低、硫酸消耗量大等技术难题,为实现资源高效利用及保障国家能源资源安全奠定了坚实的技术基础。      

Research on the recycling of valuable metals in spent Al2O3-based catalyst

A new technology was developed to recover multiple valuable elements in the spent Al₂O₃-based catalyst by X-ray phase analysis and exploratory experiments. The experiment results showed: In the condition of roasting temperature of 750 °C and roasting time of 30 min, mol ratio of Na₂O: Al₂O₃ 1.2, the leaching rate of alumina, vanadium and molybdenum in the spent catalyst is 97.2%, 95.8% and 98.9%, respectively. Vanadium and molybdenum in sodium aluminate solution can be recovered by barium hydroxide and barium aluminate, the precipitation rate of vanadium and molybdenum is 94.8% and 92.6%. Al(OH)₃ is prepared from sodium aluminate solution with carbonation decomposition process, and the purity of Al₂O₃ is 99.9% after calcinations, the recovery of alumina can reach 90.6% in the whole process. The Ni–Co concentrate was leached by sulfuric acid, a nickel recovery of 98.2% and over 98.5% cobalt recovery was obtained respectively under the experimental condition of 30% (w/w) H₂SO₄, 80 °C, reaction time 4 h, liquid:solid ratio (8:1) by weight, stirring rate of 800 rpm.     

酸碱性添加剂对硅质含钒页岩焙烧效果的影响

以鄂西某地硅质含钒页岩为研究对象,研究了酸性、碱性添加剂对其焙烧效果的影响。试验结果表明,在焙烧温度为800 ℃,保温时间1 h,加入1%碱性添加剂Na₂CO₃和2%YL情况下,钒的水浸率可达74.63%;在焙烧温度为850 ℃,保温时间为1.25 h,加入5%酸性添加剂Na₂SO₄和2%YL情况下,钒的水浸率可达85.36%。结合不同焙烧熟样的SEM检测,解释了2种添加剂对该页岩焙烧的影响。     

石煤钒矿焙烧试验研究

考查了焙烧温度、焙烧时间、添加剂种类及添加量等因素对钒浸出率的影响。结果表明,焙烧温度和焙烧时间对钒浸出率影响较大,最佳的焙烧条件为800℃、3 h;添加NaCl或Na2CO3均能显著提高钒浸出率,添加2%Na2CO3＋1%氧化剂H-1,可使钒浸出率提高23.21个百分点,达到84.45%。     

四川某黏土矿中钪和钛的焙烧浸出试验研究

以四川某地含钪、钛、稀土黏土矿为研究对象,进行钠盐焙烧-酸浸、直接酸浸、硫酸化焙烧-水浸、空白焙烧-酸浸探索试验。结果表明,直接酸浸、空白焙烧-酸浸对钪和钛的回收效果均不好。硫酸化焙烧-水浸对钛的回收效果很好,但钪的浸出率较低。钠盐焙烧-酸浸试验结果表明,适宜的焙烧条件为:碳酸钠用量80%,焙烧温度800℃,焙烧时间1h;适宜的浸出条件为:10v.%硫酸,液固比20:1,浸出温度60℃,搅拌浸出时间2h;钪的浸出率为89.98%,钛的浸出率为80.55%。液固比对钪和钛的浸出率有显著影响,增大液固比可以暂时解决硅酸造成的过滤困难的问题。      

废SCR脱硝催化剂碳酸钠焙烧-浸出行为及其热力学计算

采用碳酸钠熔盐法处理废SCR脱硝催化剂, 回收其中有价金属钒、钨, 在热力学计算基础上, 研究了焙烧温度、碳酸钠加入量、焙烧时间等工艺条件对熔盐反应效果的影响。结果表明, 当焙烧温度1 000 ℃、碳酸钠与废催化剂质量比1.2∶1、焙烧时间60 min时, 催化剂中钒、钨、钛的氧化物分别转变为Na₃VO₄、Na₂WO₄、Na₁₆Ti₁₀O₂₈和少量的Na₂TiO₃, 此时钒和钨的浸出回收率分别达到99.70%和99.48%。     

A novel method to recover zinc and iron from zinc leaching residue

A novel method to recover zinc and iron from zinc leaching residue (ZLR) by the combination of reduction roasting, acid leaching and magnetic separation was proposed. Zinc ferrite in the ZLR was selectively transformed to ZnO and Fe₃O₄ under CO, CO₂ and Ar atmosphere. Subsequently, acid leaching was carried out to dissolve zinc from reduced ZLR while iron was left in the residue and recovered by magnetic separation. The mineralogical changes of ZLR during the processes were characterized by XRF, TG, XRD, SEM–EDS and VSM. The effects of roasting and leaching conditions were investigated with the optimum conditions obtained as follows: roasted at 750 °C for 90 min with 8% CO and CO/CO + CO₂ ratio at 30%; leached at 35 °C for 60 min with 90 g/l sulfuric acid and liquid to solid ratio at 10:1. The iron was recovered by magnetic separation with magnetic intensity at 1160 G for 20 min. Under the optimum operation, 61.38% of zinc was recovered and 80.9% of iron recovery was achieved. This novel method not only realized the simultaneous recovery of zinc and iron but also solved the environmental problem caused by the storage of massive ZLR.     

微波碱性焙烧—水溶含锗氧化锌烟尘回收锗

提出了微波碱性焙烧—水溶含锗氧化锌烟尘的新工艺,研究了配碱比、熟化时间、微波焙烧温度、液固比、水溶温度等对锗浸出率的影响规律。结果表明:在配碱比1 g·g-1、熟化时间5 d、微波焙烧温度400 ℃、保温时间10 min、液固比5 mL/g和水溶温度70 ℃时,锗的最佳浸出率为91.15%,与现有的常规碱性焙烧含锗氧化锌烟尘工艺对比可知,碱性焙烧温度从950~1 100 ℃降低至400 ℃,碱性焙烧保温时间由1~4 h降低至10 min,锗浸出率由80.35%提高至91.15%。