氯化浸取钢渣中钒的动力学研究

为了提高湿法浸出低钒钢渣中钒的浸出率,并为湿法浸出低钒钢渣中钒提供理论依据,从动力学角度分析整个浸出过程,并考察温度、液/固比、浸出时间和搅拌速度对浸出过程的影响。结果表明,在90℃,液/固比为10:1以及4.0mol/L盐酸,过氧化氢8.0mL,浸取90min条件下,低钒钢渣中钒的浸出率可达到98.8%。通过正交实验和动力学推导,得到描述浸出过程的经验方程。低钒钢渣湿法浸出钒的动力学模型为未反应收缩核模型,浸出过程的表观活化能为7.21kJ/mol。该模型表明浸出过程中的控制步骤取决于边界层的扩散速度。提高温度、液/固比和浸出时间,均可增加钒的浸出速度,提高钒的浸出率。     

钒钛磁铁矿提钒尾渣浸取钒

采用硫酸氢氟酸次氯酸钠组合浸出体系浸取钒钛磁铁矿提钒尾渣中的钒,研究浸出过程中试剂浓度、浸出液固比、浸出温度、浸出时间、物料粒度对钒浸出率的影响。结果表明:钒的浸出率随试剂浓度、液固比、温度和时间的升高而增大;当矿物粒度小于0.20 mm时,钒浸出率有随矿物粒度变小而减小的趋势。在物料粒度0.15~0.25 mm、初始硫酸浓度150 g/L、初始氢氟酸浓度30 g/L、次氯酸钠加入量为矿量1.5%、矿浆液固比6:1、浸出温度90℃、浸出时间6 h、搅拌速度500 r/min的条件下,钒的浸出率可达85%以上。     

含钒钢渣选择性预处理及提钒工艺

针对含钒钢渣存在的钙和铁含量高、钒含量低等难以利用的问题,本文研究了含钒钢渣选择性预处理工艺,通过降低含钒钢渣的钙钒比(CaO/V_2O_5比),获得可利用的钒原料。通过分析含钒钢渣在盐酸体系下的分解行为,考察了酸度、反应温度、粒度及液固比等因素对溶出过程的影响,并探讨了反应机理。结果表明:含钒钢渣最优预处理工艺条件为初始酸度2 mol/L、反应温度40℃、液固比8:1、含钒钢渣粒度74～124μm、反应时间10 min。在此最优条件下,CaO含量(质量分数)由41.09%降至14.28%,CaO/V_2O_5比由16降至3,MnO_2、MgO、FeO、SiO_2的溶出率分别达到39%、47%、39%和55%。随着反应的进行,游离氧化钙、氧化铁、铁酸钙等矿相破坏,富集钒的硅酸二钙和硅酸三钙等矿相无变化。经碳酸钠浸出后,钒的提取率由80%提高到85%以上。     

石煤钒矿硫酸活化常压浸出提钒工艺

研究石煤钒矿的硫酸活化提钒方法。分别考察矿石粒度、硫酸浓度、活化剂用量、催化剂用量、反应温度、反应时间和浸出液固比等因素对钒浸出率的影响。结果表明:石煤提钒的优化条件为矿石粒度小于74μm的占80%、硫酸浓度150 g/L、活化剂CaF2用量(相对于矿石)60 kg/t、催化剂R用量20 g/L、反应温度90℃、反应时间6 h、液固比(体积/质量,mL/g)2:1,在此优化条件下,钒浸出率可达94%以上;在优化条件下,采用两段逆流浸出,可有效减少活化剂CaF2以及浸出剂硫酸的消耗量;经过两段逆流浸出萃取反萃氧化水解工艺,全流程钒资源总回收率可达86.9%;V2O5产品纯度高于99.5%。     

湿法炼锌净化渣酸浸的动力学

对湿法炼锌净化渣的浸出动力学进行了研究,并探讨了硫酸浓度、反应温度、粒度等对钴、锌浸出率的影响规律。从动力学的角度分析了整个浸出过程,得到优化条件：液固比50：1(mL/g),硫酸浓度100 g/L,反应温度70°C,粒度75~80μm,反应时间20 min。在此优化条件下钴的浸出率为99.8%,锌的浸出率为91.97%。结果表明：在硫酸体系中钴的浸出符合不生成固体产物层的“未反应收缩核”模型。通过 Arrhenius 经验公式求得钴和锌表观反应活化能分别为11.693 kJ/mol和6.6894 kJ/mol,这表明浸出过程受边界层扩散控制。     

石煤提钒低温硫酸化焙烧矿物分解工艺

针对石煤提钒常压硫酸浸出能耗高、作业周期长的缺陷,提出石煤低温硫酸化焙烧矿物分解新工艺.以贵州凯里石煤为原料,对石煤低温硫酸化焙烧的时间、焙烧温度、硫酸加入量以及焙砂水浸工艺参数进行研究.结果表明:先对石煤进行低温硫酸化焙烧处理,再将焙砂按液固比1.2 mL/g加水于100 ℃下搅拌浸出2 h,钒的浸出率可达78.2%;而在相同酸矿比和固液比的条件下,采用常压直接酸浸石煤时,在100 ℃下搅拌浸出48 h后,钒的浸出率只有67.8%.石煤通过低温硫酸化焙烧可有效强化矿物分解过程,缩短提钒作业周期,提高酸的利用率及钒的浸出率.     

以废茶叶为还原剂在硫酸溶液中还原浸出氧化锰矿（英文）

采用废茶叶在硫酸溶液中还原浸出加蓬和湘西氧化锰矿石,探索废茶叶用量、硫酸浓度、固液比、浸出温度和反应时间对浸出过程的影响。对加蓬氧化锰矿,优化的浸出条件为:氧化锰矿与废茶叶的质量比10:4、硫酸浓度2.5 mol/L、固液比7.5:1、浸出温度368 K、浸出时间8 h;在此条件下,加蓬氧化锰矿的浸出率几乎达100%。对于湘西氧化锰矿,优化浸出条件为:氧化锰矿与废茶叶的质量比10:1、硫酸浓度1.7 mol/L、液固比7.5:1、温度368 K、浸出时间8 h;在此条件下,锰的浸出率达到99.8%。氧化锰矿的还原浸出过程符合内扩散控制模型,加蓬和湘西氧化锰矿石的还原浸出反应表观活化能分别为38.2 kJ/mol和20.4 kJ/mol。采用X-射线衍射(XRD)和扫描电子显微镜(SEM)对浸出前、后的锰渣进行表征。     

柠檬酸助浸提取赤泥中钛的动力学（英文）

在硫酸体系中,采用柠檬酸助浸提取赤泥中的钛,以提高钛的浸出效率。考察柠檬酸用量、硫酸浓度、浸出温度、反应时间和液固比等因素对钛浸出率的影响。研究赤泥浸出提钛过程的动力学理论。结果表明:在赤泥浸出过程中添加柠檬酸可显著提高钛的回收率和降低硫酸消耗。通过添加5%的柠檬酸,钛的浸出率从65%提高至82%,硫酸消耗降低30%,赤泥中的钙钛矿、板钛矿和赤铁矿更容易溶解溶出。动力学研究表明:赤泥助浸酸浸提钛过程受未反应收缩核模型的扩散步骤控制,线性相关系数大于0.98。通过添加5%的柠檬酸,可使赤泥酸浸提钛表观速率常数从0.0012提高至0.0019,表观活化能由39.77 k J/mol降至34.61 k J/mol。     

含锌尘泥中锌的浸出行为及动力学

采用单因素浸出试验对含锌尘泥中锌的浸出动力学进行研究,并探讨硫酸浓度、液固比、搅拌速度、反应温度等因素对锌浸出率的影响。结果表明:在硫酸浓度为0.5 mol/L,液固比为6:1(mL:g),搅拌速度为300 r/min,反应时间40 min的条件下,锌的最终浸出率达到96.30%;含锌冶金尘泥在硫酸体系中锌的浸出过程符合n=0.16的Avrami动力学模型,浸出反应表观活化能为10 k J/mol,表明整个浸出过程受边界层扩散控制。采用SEM、XRD及EDS表征含锌尘泥原料以及浸出渣的结构和形貌,结果表明绝大部分锌被浸出,而铁、硅、碳等元素则被留在浸出渣中。     

磷钾伴生矿中的钾在HCl-H_3PO_4混酸溶液中的浸出动力学（英文）

为了减轻设备腐蚀,降低酸浸液中氯的含量及提高磷的含量,研究了磷钾伴生矿中的钾在HCl-H_3PO_4混酸溶液中的浸出动力学。考察了盐酸的质量分数、固液比、物料比(CaF_2添加量(g)与磷钾伴生矿质量(g)比)、浸出温度等几个因素对钾浸出率的影响,结果表明:在浸出温度95°C、盐酸浓度10%、浸出时间6 h、固液比1:6、物料比0.1的优化工艺条件下,钾浸出率可达86%以上。同时建立了基于经典缩合模型的半经验动力学模型,并用该模型成功地模拟了钾的浸出过程。结果表明:在65~95°C范围内,钾浸出过程属于内扩散控制步骤,表观活化能为54.67 kJ/mol。     

Extraction of Vanadium from LD Converter Slag by Pressure Leaching Process with Titanium White Waste Acid

研究了以钛白废酸直接加压浸出转炉钒渣提钒的工艺。矿物学研究表明：钒、钛、铁、锰、铬等金属元素形成的尖晶石是转炉钒渣的主要物相。绘制了V-Fe-H2O、V-Ti-H2O、V-Mn-H2O、V-Cr-H2O等三元系150 ℃高温电位-pH图,明确了酸浸提钒过程的热力学：在低酸度浸出提钒条件下,可溶性离子Fe2+、Fe3+、Mn2+、Cr2+、Cr3+等的热力学稳定与可溶性含钒离子的热力学稳定区重合,酸浸过程中与钒共同进入浸出液中。钛白废酸酸浸正交试验结果表明：温度和初始酸浓度是影响酸浸过程的主要因素。基于正交试验结果,进一步考察温度对浸出过程的影响,结果表明,随着酸浸温度由100 ℃升高到160 ℃的过程中,浸出渣中的钛有效富集含量在4.56%至12.0%之间变化,其他离子主要赋存于浸出液中。在较优条件下：温度 140 ℃,液固比10:1,初始酸浓度200 g·L-1,搅拌转速500 r/min,酸浸时间90 min,钒的浸出率为 96.85%     

Vanadium recovery from clay vanadium mineral using an acid leaching method

A technique including direct acid leaching,vanadium precipitation with alkaline,sodium hydroxide releaching,impurity removing by adjusting pH value,precipitation vanadium with ammonium chloride,and vanadium pentoxide by roasting steps was proposed according to the characteristic of Xichuan clay vanadium mineral.The factors influencing leaching vanadium such as temperature and the concentration of sulfuric acid were investigated and optimized.The experimental results indicate that the extract ratios of V2O5 can reach 94% and 92% at a sodium chlorate ratio of 3% and a manganese dioxide ratio of 3%,respectively.A completely chemical precipitation method was adopted to decontaminate and enrich the vanadium in the acid leaching solution.The X-ray diffraction (XRD) pattern and the purity analysis of vanadium pentoxide indicate that the purity of final vanadium pentoxide can reach 99% and meet the standard specifications.The total recovery can reach about 75%.The technique has the characteristics of simplicity,less investlnent,and more environment safety as compared with the traditional salt roasting method.     

钒钛渣碱浸脱硅

研究一种选择性脱除钒钛渣中二氧化硅的工艺。利用XRD、SEM和EDS对钒钛渣和碱浸出后的样品进行表征。结果表明：钒钛渣的主要组分是黑钛石、辉石和金属铁。黑钛石为板状和颗粒状,分布于辉石中;金属铁为球型,呈蠕虫状被包裹于辉石和黑钛石中,边缘被氧化;硅主要分布在辉石中;钛和钒主要分布在黑钛石中。对搅拌速度、浸出温度、浸出时间、NaOH浓度和液固比对浸出的影响进行研究。结果表明：浸出温度和液固比对Si02的浸出率有较大的影响,在最佳实验条件下,Si、A1、Mn和v的浸出率分别为88．2％、66．3％、27．3％和1．2％。钒钛渣碱浸脱硅动力学过程受化学反应控制,其表观活化能为46．3kJ／mol。     

Leaching of blended copper slag in microwave oven

Leaching of blended slag (BS) was investigated in a microwave oven using hydrogen peroxide and acetic acid. The BS was a mixture of converter and flash furnace slag containing 51% Fe₂O₃, 3.8% CuO, and 3.2% ZnO. The important variables that influence the metal extraction yield were leaching time, liquid-solid ratio, H₂O₂ and CH₃COOH concentrations. The preferred leaching conditions were as follows: CH₃COOH concentration 4 mol/L; H₂O₂ concentration 4 mol/L; microwave power 900 W; leaching time 30 min; liquid-solid ratio 25 mL/g BS; leaching temperature 100 °C. Under these conditions, the metal extractions of 95% Cu, 1.6% Fe, and 30% Zn were obtained. The results were compared with the traditional leaching results. It is evident that microwave heating causes a reduction in the leaching time. Also, the extraction yield results indicate that selective leaching of BS can be achieved under the preferred conditions. The dissolution kinetic of BS in hydrogen peroxide with acetic acid is controlled by a shrinking unreacted core model equation. The apparent activation energy and reaction order were found to be 16.64 kJ/mol and 1.09, respectively.     

焙烧氟碳铈矿硫酸浸出稀土的动力学(英文)

研究了硫酸浸出德昌稀土与天青石共伴生矿的焙烧矿过程。考查粒度、搅拌速度、硫酸浓度和温度对稀土浸出率的影响,并对稀土的浸出动力学进行分析。在选定的浸出条件下:粒径0.074～0.100mm、硫酸浓度1.5mol/L、液固比8:1、搅拌速度500r/min,稀土浸出反应受内扩散控制,表观活化能为9.977kJ/mol。     

含钒钛转炉渣氧压酸浸过程V-Ti-H2O系的电位-pH图

为了分析含钒钛转炉渣氧压酸浸过程的热力学特点,根据高温水溶液中计算标准摩尔吉布斯自由能和活度系数的经验公式,通过计算得到了氧分压0.5MPa、对应离子的质量浓度0.1mol/kg、温度60～200℃条件下V-Ti-H2O系的电位-pH图。在pH〈2的酸性条件下,可溶性V3＋,VO2＋,VO2＋的稳定区几乎全部包含在TiO2的稳定区范围内,随着温度由60℃升高到200℃,钒、钛稳定共存区对应的氧化还原电位逐渐增大,pH逐渐降低。钒、钛稳定区的共存特点从热力学角度为转炉渣采用氧压酸浸工艺通过一步酸浸将钒浸出的同时使钛富集在渣中提供了理论依据。含钒钛转炉渣的氧压酸浸实验结果表明,在浸出温度140℃、氧分压0.5MPa、粒度0.055～0.075mm、液固比15：1、浸出时间120min、搅拌速度500r/min、初酸浓度200g/L的条件下,钒的浸出率为96.87%,钛的浸出率为8.76%。钒与钛通过氧压酸浸工艺能够得到有效分离,实验结果与热力学计算结果一致。     

改性含钛高炉渣中铁、钒和钛的回收

提出两段氧化—碱浸—酸浸工艺来回收改性含钛高炉渣中的铁、钒和钛.较佳的提铁实验条件为一段氧化时间40 s和保温时间8 min,铁的回收率为89.93％.较佳的提钒实验条件为总氧化时间126 s、NaOH浓度4.0 mol/L、浸出温度95℃、浸出时间90 min和碱浸循环次数4,钒的浸出率为92.13％.较佳的提钛实验...