空气强化转炉钒渣湿法浸出行为

钒渣钠化焙烧过程低价钒氧化不充分,不能被浸出,降低了钒渣的浸出率。实验采用蒽醌磺酸钠(ADA)和栲胶作载氧体实现氧的传递,强化低价钒的氧化行为。通过X射线衍射、扫描电镜、紫外光谱以及紫外可见漫反射光谱等检测方法,分析了转炉钒渣浸出反应前后物相变化行为,探索了反应过程机理,证实了其可行性。结果表明,采用ADA和栲胶作载氧体,能将转炉钒渣中的低价钒氧化成可溶的高价钒,实现空气催化氧化高效浸钒。此时,钒浸出率由89.47%分别提高到92.84%和93.64%,且催化剂对体系后续工艺没有不良影响,转炉钒渣中的尾渣含钒量由1.1%分别降至0.52%和0.47%。     

湿法磷酸浸出强化及有机质去除研究

在湿法磷酸浸出过程中由于部分有机物碳化不彻底,使产品磷酸呈现黑色。本文提出了一种新型的催化氧化湿法磷酸净化技术,即在湿法磷酸浸出过程中引入氧化剂(H2O2)及催化剂(MnO2),基于转化过程中形成的·OH和HO2·等过氧化物实现对有机物的去除与浸出过程的强化。重点考察不同反应条件对湿法磷酸浸出率及有机质去除的影响。结果表明,浸出时间为40 min、反应温度为80℃、H2O2用量为0.08 ml/g、催化剂与磷矿的质量比为0.04时,磷矿浸出率可达96.9%;同时测定得到的TOC去除率达到79%。分析机理可得,H2O2会与溶液中的H3PO4形成H3PO4·H2O2过氧化物,MnO2与之发生类Fenton反应,产生大量·OH,进而将黑色有机物充分氧化为CO2和H2O,打破有机物对磷矿颗粒表面的"包裹",促进磷酸的浸出和有机物的去除。     

湿法磷酸固-液体系混沌混合与浸出强化行为

湿法磷酸浸出过程中，传统刚性搅拌桨的作用方式主要是剪切作用，容易形成对称性流场结构，降低搅拌效率。实验考察了桨叶类型、离底高度、搅拌速度、柔性钢丝绳长度、柔性钢丝直径对磷矿浸出率及最大Lyapunov指数(LLE)的影响。实验结果表明：刚柔组合桨通过刚-柔-流的耦合作用，改善流场的结构，提高了流体混沌混合效果。当搅拌转速225 r/min，浸出时间120 min，离底高度h=T/4，柔性钢丝绳直径d= 0.42r，柔性钢丝绳长度L=1.3T时，刚柔组合桨的最大Lyapunov指数达到0.09071，磷矿浸出率提高了10.8%。另外，在相同的功耗(P _v=9890 W/m³)条件下，刚柔组合桨使反应器内的悬浮均匀度和渣中磷含量分别降低了40.8%和17.67%，有效地改善了晶体的形貌，提高了磷石膏的过滤性能，强化了颗粒的混合与浸出。     

软锰矿氧化石煤钒矿的湿法浸出研究

采用H2SO4浸出、软锰矿氧化石煤钒矿中的钒,考察了氧化剂量、酸用量、液固比、温度、时间对钒浸出率的影响。结果表明,石煤钒矿在钒锰物质量比为1∶2,固液比为1∶1,H2SO4用量为30%时,90℃下浸出10 h后,钒矿的晶体结构完全被破坏,钒的浸出率可达99.01%,锰的浸出率达98.32%。     

黄铜矿强化浸出研究进展

传统从黄铜矿中提取铜的方法主要采用火法冶金工艺,随着高品质的黄铜矿日渐减少,采用传统的火法冶金方法从低品位黄铜矿中经济、高效地提取铜不仅越来越难,而且会在过程中产生大量SO₂等对环境和人体有害的气体。与火法工艺相比,湿法工艺从黄铜矿中提取铜具有能耗低、环境友好的优点,特别适宜低品位复杂多金属黄铜矿的处理,但存在浸出效率低的问题。本文综述和分析了近年来提高黄铜矿湿法浸出效率的研究现状,分析表明强化黄铜矿浸出的方法分为浸出前预处理活化和浸出过程中强化两类方法。预处理活化包括机械活化、热活化和微波活化工艺,能提高黄铜矿在浸出中的反应活性;浸出过程中强化包括添加黄铁矿、Ag离子、活性炭等助剂强化浸出,以及利用超声场、微波场及压力场进行外场强化等工艺方法。文中结合强化工艺的具体研究结果分析了各种强化工艺及方法的机理,比较了各种强化手段的优点、不足及存在的问题,展望了强化黄铜矿浸出的发展方向。结果表明,不论是预处理还是浸出过程强化,皆能有效提高黄铜矿的浸出效率,将预处理活化与过程强化相结合的工艺是强化黄铜矿浸出的有效方法。     

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。     

铬铁矿无钙焙烧渣盐酸浸出

铬渣是铬铁矿生产铬盐剩下的尾矿,因含有大量铬铁铝镁元素,也是一种二次资源。采用湿法冶金工艺回收铬渣中铬、铁、铝、镁,以浓盐酸作为浸提剂,考察了液固比、浸出温度以及时间对铬、铁、铝、镁浸出效果的影响。结果表明,最佳浸出条件为：盐酸浓度12 mol·L^-1,液固比5.6 ml·g^-1,浸出温度110℃,时间6 h,该条件下铬浸出率为67.76%,同时铁铝镁浸出率分别达到89.89%、93.99%和95.21%。铬、铁、铝、镁在铬渣中存在物相不同造成了其浸出率之间的差异。此外,铬、铁、铝、镁浸出过程均符合未反应缩核模型,且主要受界面化学反应控制,其表观活化能分别为102.31、78.10、66.44和81.66 kJ·mol^-1。     

铁强化电解锰阳极液体系中氧化锰矿烟气脱硫和锰浸出工艺

结合电解锰生产工艺,以氧化锰矿为原料,以电解锰生产过程产生的电解阳极液废水配置烟气脱硫浆液,在其中添加FeSO₄强化电解锰阳极液体系下氧化锰矿烟气脱硫及浸锰能力,探讨铁强化氧化锰矿烟气脱硫和浸锰的工艺条件对烟气SO₂脱除和锰浸出的影响机制。研究发现FeSO₄的加入,通过FeSO₄与MnO₂之间的氧化还原反应以及产物三价铁离子和二价锰离子的协同催化作用,可同时提高锰矿烟气脱硫效率和锰的浸出率。锰矿粒径越小,脱硫及浸锰效率越高。温度升高,氧化锰矿浆液烟气脱硫率逐渐下降,浸锰率则先升高后下降,并在60℃时达到最大。浆液液固比和烟气流量的增大均会导致烟气脱硫率的下降,但会提高氧化锰矿浸锰率。进口SO₂浓度过高会导致脱硫率下降,但更有利于浸锰。采用5级逆流吸收对7%的烟气进行铁离子强化氧化锰浆脱硫,得到最终SO₂出口浓度293μL/L,溶液Mn²⁺浓度为44.72g/L,满足电解要求。铁强化电解锰阳极液体系有效回收利用了电解锰生产废水,不仅集脱硫浸锰工艺为一体,且可实现脱硫和浸锰效率的同时提升,为电解锰行业的清洁生产和资源综合利用提供理论依据和技术参考。     

富锰渣中湿法浸取锰工艺

对富锰渣湿法浸取硫酸锰的工艺进行了研究,在分析富锰渣性质及浸取机理的基础上,先通过单因素实验确定浸取温度、浸取时间、硫酸浓度各自的最适条件,然后利用响应面法对富锰渣湿法浸取硫酸锰工艺的浸取条件进行优化。方差分析结果显示浸取温度为95℃、硫酸浓度为21%、浸取时间为3小时的条件下,浸取效果最佳,锰的浸出率可达到96.75%。     

转炉钒渣提钒技术研究现状及展望

如何低成本绿色高效回收转炉冶炼钒渣中的钒资源是保证我国钒产业可持续发展的重要举措。本文在分析转炉钒渣成分及物相特征的基础上,系统总结了国内外主要钒制品生产企业提钒工艺研究现状,以钠化焙烧-水浸、钙化焙烧-酸浸等现行工艺和微波焙烧、超重力选择性分离、微生物冶金等新型工艺为例,阐述了不同工艺提钒过程的原理、优点及存在的问题。文章指出：随着全球碳中和目标的推进,未来转炉钒渣提钒新工艺的开发应更加注重解决现行技术存在的资源环境问题,如含盐废水产生量大、含铵芒硝难处理、提钒尾渣钠高难利用等问题;同时,提钒新技术的开发也应加大基础热力学数据库和有价金属微观迁移动力学模型的建立,充分结合微波、超重力、超声波等非常规冶金技术的优点,实现污染的源头削减,兼顾提钒废液和尾渣中其他有价金属的循环高值利用,促进转炉钒渣提钒新工艺朝着绿色化、低成本、短流程、高收率的方向发展。     

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 °C, 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-and-leaching under the same conditions.     

超声强化在湿法浸出过程中的应用

湿法浸出作为湿法冶金的重要过程,具有金属回收率高、操作难度低、能耗低等优点,但同时也存在对浸出液浓度要求高、反应时间长、反应速率慢等缺点。因此,通过多种辅助浸出技术强化现有湿法浸出过程是一种有效途径。其中,通过外场加入超声的方式,利用超声的空化作用强化浸出反应过程,可大幅提升浸出反应速率、缩短反应时间,超声强化已在湿法浸出过程中取得一定的研究成果和实际应用。本工作综述了超声空化作用及其在湿法浸出过程中的机理,重点介绍了超声强化浸出工艺特点及其优势,指出了超声自身的局限性,并对其未来在本领域的发展进行了展望。     

湿法提钒浸出段搅拌反应器结构的优化

清洁提钒工艺中,熟料的湿法浸出是重要的操作单元.浸出搅拌反应器的合理设计与优化,可缩短浸矿时间以及提高浸矿效率.本文通过改变搅拌桨桨叶间的层间距、搅拌桨的安装层数以及安装导流筒等方法,对攀钢集团公司的浸出搅拌反应器进行优化和改进;并结合计算流体动力学(CFD)Fluent商业软件,分别模拟了原浸出搅拌反应器和改进后浸出搅拌反应器的宏观流场结构.结果表明:在层间距C₂为1100mm的原双层搅拌桨浸出搅拌反应器内,流体轴向速度较小,“死区”现象较严重;与原反应器相比,调整双层搅拌桨桨叶之间的层间距C₂为1800mm以及安装3层搅拌桨或导流筒,都可加强反应器内流体的轴向流动,减小“死区”范围,进而改善流场结构的均匀分布,有助于强化流体混合.     

基于粒子群算法的金矿湿法冶金浸出率优化

各浸出率的合理分配对组织金矿湿法冶金浸出过程生产具有重要作用,当前各浸出率通常由精炼厂氰化车间工程师凭人工经验给出,导致对浸出过程生产的指导具有很大的模糊性与随意性,不能保证调整后的总浸出率最大。为优化确定金矿湿法冶金各浸出率,建立以总浸出率最大为目标的优化模型,并将二阶振荡粒子群算法用于模型的求解。最后通过实验研究验证了模型和算法的有效性。     

钒铬还原渣酸浸液中钒铬初步分离工艺

钒铬还原渣是钠化提钒过程的典型危险固体废弃物,其资源化利用需求迫切。中国科学院过程工程研究所提出钒铬还原渣硫酸酸解-钒铬初步分离-铬/钒/铁络合深度分离技术路线,并在攀钢集团建成万吨级示范工程。本文重点考察钒铬还原渣酸解液中钒铬初步分离原理及工艺,研究了H₂O₂和Na₂S₂O₈两种氧化剂对沉钒效果的影响,并通过实验确定了最佳工艺条件。结果表明：以H₂O₂为氧化剂时,H₂O₂与钒摩尔比为0.75、氧化温度为60℃、初始溶液pH为2.0、氧化时间为60min、水解温度为95℃、水解时间为2.5h的条件下可得到84.2%的沉钒率;以Na₂S₂O₈为氧化剂时,Na₂S₂O₈与钒摩尔比为0.65、氧化温度为90℃、氧化时间为45min、沉钒初始溶液pH为2.5、沉钒温度为90℃、沉钒时间为2.5h的条件下可获得93.1%的沉钒率。过硫酸钠氧化过程温和,沉钒率高,铬损失小,更适合工业推广应用。采用SEM获得了沉淀产物的微观形貌,煅烧后得到V₂O₅产品,采用XRF获得了产品组成,通过X射线衍射确定得到的V₂O₅产品为正交晶型。     

氯化焙烧-水浸法回收钡渣中钡的研究

以氯化钙为氯化剂,采用氯化焙烧-水浸取的方法处理钡渣,钡渣中的钡以氯化钡的形式被回收。通过焙烧温度、焙烧时间、氯化剂用量等一系列条件实验确定了适宜工艺条件：焙烧温度为1 000 ℃、焙烧时间为45 min、氯化钙用量为理论量的1.3倍。在此条件下钡渣中的酸溶钡可全部回收,钡的回收率为86.8%。浸出液主要成分是氯化钡和氯化钙,经过蒸发浓缩、结晶析出氯化钡产品,其质量符合GB/T 1617—2014《工业氯化钡》的要求。     

Microwave-assisted leaching of vanadium from vanadium slag with sulfuric acid

Microwave irradiation was used to investigate vanadium slag in place of traditional heating.Factors associated with vanadium extraction ratio were studied following the concentration of leaching agent,oxidant dosage,microwave power,microwave irradiation time and mass ratio of liquid to solid.Results indicated that leaching ratio based on microwave leaching at atmospheric pressure can get to 68.48% under the conditions following sulfuric acid concentration 30%,mass ratio of liquid to solid ratio 2∶1,mass ratio of vanadium slag to manganese dioxide dosage 25∶1.4,and microwave power 800W for 3.5 h at 95 ℃.While,leaching ratio based on microwave leaching under pressure was up to 45.79% under the conditions following sulfuric acid concentration 20%,mass ratio of liquid to solid ratio 2∶1,mass ratio of vanadium slag to manganese dioxide dosage 25∶0.9,microwave power 800W for 10 min.Results showed leaching based on microwave irradiation under pressure can shorten time 94.44% in comparison with that at atmospheric pressure,and the leaching extraction can improve about 20%.     

石煤提钒浸出工艺研究

主要针对目前石煤浸出率低、能耗高及酸浸耗酸量大的问题，对料水质量比、浸出次数、pH和浸出时间等条件进行了研究，通过正交试验确定了石煤提钒浸出阶段的两条冷水浸出新工艺，浸出率可达94．46％，硫酸用量为质量分数0．4％，得到了较高的浸出率，降低了能耗，而且硫酸用量很少，这对实际生产具有重要意义。     

铬渣中铬的氧化法浸出工艺条件的研究

采用碱性条件下氧化处理铬渣的方法研究了氧化剂种类及各工艺条件对铬渣中铬浸出量的影响。结果表明,NaOH加入量为0.12 g,氧化剂NaClO3的加入量达0.2 g或Na2C2O6加入量为0.2 g时,在80℃水浴条件下反应120 min后,Cr(Ⅵ)与总铬的浸出量最高。延长反应时间和提高水热反应温度,有利于提高铬渣中铬的浸出量,但温度过高会导致铬渣中Cr(Ⅵ)及总铬的浸出量下降。     

低冰镍转炉渣中钴的氧压酸浸行为及其动力学

研究了转炉渣中钴氧压硫酸体系选择性浸出过程的行为及其动力学。通过改变搅拌速度、反应温度、硫酸浓度、氧分压、物料粒度以及反应时间等浸出条件,考察钴浸出率的变化及影响,获得转炉渣中钴的浸出动力学规律。结果表明,钴的浸出率随着温度、酸度、氧分压的增加而增加;硫酸质量浓度大于0.4 mol·L^-1会导致铁大量溶出;浸出过程符合未反应芯收缩核模型,前期受化学反应控制,然后转变为混合控制,后期受固体产物层扩散控制。化学反应控制和固体产物层扩散控制过程的活化能分别为43.19 kJ·mol^-1 和10.49 kJ·mol^-1。化学反应控制过程对硫酸浓度、氧分压及粒度的反应级数分别为0.79、0.85和 -0.95。