石煤中钒酸浸出工艺研究

通过对陕西某地石煤钒矿的物相和化学成分分析, 依据矿物的特点确定用H_2SO_4溶液作为浸出剂从石煤钒矿中浸出钒. 实验主要研究了H_2SO_4浓度、浸出温度、液固比、浸出时间对石煤钒矿中钒的浸出率的影响. 结果表明, 在一定范围内钒的浸出率随H_2SO_4浓度及浸出温度的升高、浸出时间的延长而提高; 得出的较优条件为H_2SO_4浓度6.0 mol·L~(-1)、浸出温度95 ℃、液固比为3∶ 1、浸出时间5 h, 可以使钒的浸出率达到93.83%.     

石煤钒矿浸出过程研究与动力学分析

以湖南某地的石煤钒矿石为原料,进行空白氧化焙烧得到焙烧矿粉,使用H2 SO4浸出以确定石煤钒矿中钒的含量.探讨了硫酸浓度、固液比、浸出时间、浸出温度对钒浸出率的影响.结果表明:使用4 mol/L的硫酸作为浸出剂,在温度为95℃、液固比为4∶1的条件下进行浸出8h,通过计算可得此时钒的浸出率为88.3％.石煤钒矿的浸出过...     

空白焙烧-加压高温碱浸法从石煤中提钒的实验研究

采用空白焙烧-加压高温碱浸法从石煤中提取钒,实验考察了焙砂粒径、液固比及浸出时间、浸出温度、加碱量对钒浸出率的影响.结果显示:石煤矿空白焙烧-加压高温碱浸,当NaOH用量为3%、浸出温度为195℃、浸出时间为2 h时,钒的浸出率可以达到较为满意的效果;与空白焙烧-常压碱浸相比,加压高温碱浸具有碱耗小、钒浸出率高等优势.     

二氧化锰对石煤钒矿酸性浸出的影响

采用湘西地区的石煤钒矿为研究对象,石煤中+3,+4,+5价钒分布分别为75.67%,17.85%和6.48%,硅酸盐含量较高,属高硅石煤矿。在传统直接酸浸工艺的基础上,添加少量氧化剂二氧化锰,考察了二氧化锰的用量、液固比、浸出温度、浸出时间、硫酸体积浓度等因素对钒浸出率的影响。单因素实验和正交试验结果表明:加入少量二氧化锰能协同H+破坏石煤结构,大大提高石煤中钒的浸出率;在二氧化锰用量为2%、液固比为1∶1、浸出时间为13 h、硫酸体积浓度为25%和浸出温度为95℃的条件下,钒浸出率达到97.2%,其中硫酸体积浓度对石煤湿法提钒影响最大。和直接酸浸工艺相比,钒的浸出率提高40%以上;与传统的钠化焙烧工艺相比,钒的浸出率提高40%以上,完全消除了焙烧过程中所产生的烟气污染;本实验采用氧化酸浸提钒技术,不经焙烧过程,不产生烟气污染,节约能源,且能大幅度提高钒的浸出率,实现资源的充分利用,具有较好的应用前景。     

石煤脱炭焙烧水浸提钒工艺研究

介绍了采用脱炭氧化、钠化焙烧、水浸从石煤中提钒的工艺方法。研究了复合附加剂种类、温度、时间等对石煤焙烧钒转化率的影响;液固比、温度、时间、浸出液钒浓度对浸出的影响及浸出液净化条件等。研究结果表明,焙烧温度、附加剂、液固比是影响钒转浸率的重要因素。本研究适宜的工艺条件是：石煤脱炭温度860℃,钠化焙烧温度820℃,焙烧时间4h,附加剂为氯化钠碳酸钠混合．浸出采用循环富集,液固比为1：1,浸出水温度80℃。     

添加剂JDTV01对从石煤中浸出钒的影响

在石煤酸浸提钒过程中,加入代号为JDTV01的添加剂可明显提高钒的浸出率,减少硫酸用量。通过单因素试验和正交试验,考察了硫酸浓度、添加剂JDTV01用量、固液质量体积比、浸出温度、浸出时间等因素对钒浸出率的影响。结果表明:在硫酸浓度20%、添加剂用量1.5%、固液质量体积比1∶1、浸出温度95℃、浸出时间11h条件下,钒的浸出率达到98.4%。     

高硅高钙低品位钒渣提取五氧化二钒的研究

以碳酸钠为添加剂,采用氧化焙烧-水浸工艺从高硅高钙低品位钒渣中提取五氧化二钒.考察了碳酸钠加入量、焙烧温度、焙烧时间、浸出温度、浸出时间、浸出液固比等对钒浸出率的影响.结果表明:氧化焙烧过程对钒的提取影响显著,而水浸过程影响较小.通过氧化焙烧使钒转化为可溶性的钒酸钠与不溶性的钒酸钙.在水浸过程中,钒酸钠溶于水;而钒酸钙与磷酸钠或硅酸钠反应转化为可溶性的钒酸钠,可同时除去浸出液中的杂质硅和磷.通过实验获得了优化工艺参数:碳酸钠加入量为18％,焙烧温度为700℃,焙烧时间为2.5h;浸出温度为90℃,浸出时间为30 min和液固比为5∶1 ml·g-1.在此优化条件下,钒浸出率可达到89.5％以上,浸出液中主要杂质为Si,P和Cr.产物五氧化二钒的纯度大于99％.     

难处理石煤短流程提钒工艺研究

针对湖北某难处理石煤钒矿的矿石性质及岩相分析结果,采用短流程提钒工艺即沸腾焙烧—助浸剂酸浸—萃取—沉钒工艺进行提钒试验研究。重点考察了焙烧温度、焙烧时间、添加剂用量、硫酸浓度、液固比、浸出温度及浸出时间对钒浸出率的影响。结果表明,在焙烧温度750℃下焙烧20 min,该焙烧料在助浸剂用量5%、硫酸浓度15%、液固比2∶1、浸出温度95℃、浸出时间6 h的条件下,浸出率可达91.32%。采用N235为萃取剂,经3级正萃3级反萃,98%以上钒能从浸出液中分离出来并富集。富钒液经除杂后沉淀出偏钒酸铵,偏钒酸铵热解后可获得纯度99.75%的五氧化二钒产品。该工艺具有提钒流程短、提钒效率高及产品纯度高的优点,对难处理型石煤原矿适应性好。     

石煤钒矿浓酸熟化浸出工艺优化

针对目前石煤钒矿焙烧效果差,全湿法工艺流程缺陷多等问题,以湖南某地石煤钒矿为研究对象,在前期对含钒石煤矿进行浓酸熟化浸出研究的基础上,采用保湿处理对石煤钒矿浓酸熟化浸出过程进行强化,重点考察了熟化时间、硫酸用量、熟化温度、拌水量工艺参数对钒浸出率的影响,同时对石煤中含钒物相在熟化过程中变化进行了研究。试验结果表明:熟化过程中控制相对湿度在65%左右进行保湿处理,在熟化时间8.5 h、硫酸用量20%、熟化温度120℃、拌水量10%的最佳熟化条件下,钒浸出率达到93.9%;而在相同酸用量、熟化温度和拌水量的条件下,采用常规浓酸熟化法熟化5.5 h,钒浸出率只有78.0%。保湿处理极大提高了石煤钒矿浓酸熟化浸出工艺的钒浸出率,起到了显著地强化作用。由含钒物相分析可知,在熟化过程中含钒云母物相被有效破坏,水浸过程中云母结构没有继续分解,只是可溶钒的溶出过程。本实验采用保湿浓酸熟化浸出技术,避免了高耗能、高污染的焙烧过程,提钒效率高,是一种经济环保的石煤提钒新工艺,具有良好的工业应用前景。     

低品位石煤钒矿两段逆流酸浸提钒的研究

以陕南某低品位石煤钒矿为原料,在添加含氟助浸剂的条件下采用两段逆流硫酸浸出提钒。结果表明,在石煤钒矿磨矿细度为―0.074 mm占40%,助浸剂为1%NaClO₃+3%2~#含氟助浸剂,硫酸用量为22%,两段逆流浸出温度为90℃,一段浸出时间为1 h,二段浸出时间为2 h的条件下,钒浸出率可以达到94.95%。该流程可有效降低硫酸用量,提高钒浸出率,节省药剂,并能适当简化后续提钒工艺。     

碳酸钠焙烧盐酸浸出分解氟碳铈矿精矿工艺的研究

系统地研究了焙烧温度、焙烧时间和碳酸钠的加入量对氟碳铈矿精矿焙烧分解的影响及浸出时间、浸出温度、盐酸浓度和盐酸用量对三价稀土和铈的浸出率的影响。针对氟碳铈矿精矿的分解,提出了碳酸钠焙烧、水洗除杂、稀盐酸浸出处理氟碳铈矿精矿的简单工艺。在实验室内扩大实验的条件下,首次由焙烧、浸出两步制得了高质量的高铈抛光粉,同时也得到了制取少铈富镧氯化稀土的原料。     

石煤钠化焙烧,酸浸,离子交换提钒新工艺的试验研究

研究采用石煤钠化焙烧、水浸渣常温稀酸（或塔酸）浸出,901树脂常温离子交换提钒新工艺。V_2O_5的总回收率达76.56％。与传统的加温水浸-加温酸沉粗钒工艺相比,钒的总回收率提高25个百分点以上;吨钒成本降低25％左右;产品质量优于国标GB3283-87冶金99级V_2O_5的标准。     

从含钒酸浸液中萃取高纯度五氧化二钒的工艺研究

综合钒渣钙化焙烧硫酸浸出液的溶液特性及其钒浓度低、杂质离子繁多的特点,采用溶剂萃取法制得了高纯度五氧化二钒。对钒渣钙化焙烧硫酸浸出液萃取过程、洗涤过程、反萃过程、酸性铵盐沉钒过程进行了系统研究,旨在探索出一种从钒渣钙化焙烧硫酸浸出液中清洁高效提取高纯五氧化二钒的新工艺,为高纯度五氧化二钒技术开发与未来的生产实践提供数据支撑。结果表明:在较优的工艺条件下,制得的精钒品位高达99.991 5%,整个工艺的钒回收率达到88.78%。     

Leaching of silica from vanadium-bearing steel slag in sodium hydroxide solution

The work aims to selectively extract silica from vanadium-bearing steel slag by a leaching process. The effects of the particle size, the ratio of solid to liquid, the concentration of sodium hydroxide solution and the leaching temperature on the leaching behavior of silica from vanadium-bearing steel slag were investigated. The leaching kinetics of silica from vanadium-bearing steel slag in 30-50% w/w NaOH solutions was studied at 240 °C and the shrinking-core model was established to express the leaching kinetics of silica. The data showed that the leaching rate was controlled by the chemical reaction on the system interface and the activation energy for the process was found to be 36.4 kJ mol^− 1. By the leaching process, the majority of silica could be removed effectively from the vanadium-bearing steel slag and a residue with a low SiO₂ content of 4.28% and a high V₂O₅ content of 11.15% was obtained. Under these conditions there was partial dissolution of Al and slight dissolution of Cr, Mn and Ti.     

碱性氧压体系下高砷铅阳极泥预脱砷工艺研究

使用氧气作为氧化剂,氢氧化钠为浸出剂,在加压条件下从高砷铅阳极泥中脱砷。研究了碱性氧压体系下氢氧化钠用量、反应温度、氧分压、液固比、反应时间、搅拌速率对砷、锑浸出率的影响,并得到了得到较优工艺条件。在氢氧化钠用量为理论量1.3倍、温度120℃、氧分压0.8MPa、液固比4:1、反应时间120min、搅拌速率500r/min的最佳优化条件下,As、Sb浸出率分别为94.53%,0.71%.     

Mechanochemical leaching of refractory zinc silicate (hemimorphite) in alkaline solution

A process was developed for extracting zinc from refractory zinc silicate (hemimorphite) by mechano-chemical leaching in sodium hydroxide solution with calcium oxide added to inhibit the leaching of silica. The effects of mechanical activation, calcium oxide dosage, temperature, leaching time, liquid–solid ratio and sodium hydroxide concentration were investigated. The dissolution of silica was considerably inhibited by adding CaO, but zinc extraction was almost unchanged. Under optimum conditions in 4.5 mol/L NaOH and twice the stoichiometric CaO at 383 K, the dissolution of Zn and SiO₂ were 93.6% and 7.3%, respectively, after 1 h using a liquid–solid ratio (L/S) of 10:1.     

Silicon and aluminum removal from ilmenite concentrates by alkaline leaching

In this paper, a hydrometallurgical process for the treatment of ilmenite concentrates is developed, in order to reduce the silicon content to the maximum allowed value for the production of “grade B” ferrotitanium. The process was based on pressure leaching with sodium hydroxide and the effect of the main leaching parameters, namely the temperature, sodium hydroxide concentration and retention time, on the efficiency of silicon removal was studied. Caustic leaching of the ilmenite concentrates resulted in the removal of silicon, as well as of aluminum, without affecting the contents of titanium and iron. Leaching temperature and the retention time were proved as crucial parameters for the effective dissolution of silicon. Besides, these parameters affected directly the secondary precipitation of silicon and aluminum as a zeolitic phase, which polluted the treated ilmenite concentrate. Leaching kinetics determined the feasibility of the process, leading to the development of two optimized alternatives. The first alternative achieved the reduction of silicon and aluminum content to 0.32% and 0.61%, respectively, after 72 h leaching at 120 °C. This alternative necessitated a leached solids washing stage in order to separate the formed precipitate from the treated ilmenite concentrate. The second alternative achieved to reduce silicon and aluminum to 0.29% and 0.59%, respectively, after 1 h leaching at 200 °C, while avoided the formation of the secondary precipitate. Both alternatives achieved the selective leaching of silicon and aluminum without affecting titanium and iron content of the ilmenite concentrate. The applicability of each alternative is a matter of detailed technical and economic studies.     

酸浸-萃取-氨沉淀法从石煤钒矿中提取钒

采用氧化焙烧脱炭-硫酸氧化浸出-P204+TBP溶剂萃取-氨水沉钒的工艺方法,从江西某石煤钒矿中提取V2O5,考察了硫酸用量、萃取及反萃次数、反萃液pH值对工艺过程的影响。试验结果表明:钒矿破碎后在硫酸溶液中用氯酸钠进行氧化浸出,钒的浸出率可达到96%以上;用P204+TBP溶剂萃取和稀硫酸溶液反萃,再用氨水沉淀钒,最终得到纯度98.0%以上的V2O5产品;从石煤钒矿到V2O5的总收率可达86.14%～93.09%。该工艺对钒的回收效果明显,操作简单,生产成本低,对环境污染较小。     

从钒酸钠溶液中深度除磷制备高纯V2O5的研究

随着科技的发展,钒应用领域不断地扩大,对钒产品纯度的要求也越来越高,所以对高纯度精钒制备技术的研究是很有必要的.磷是影响精钒质量的一种主要杂质,在石煤提钒过程中.钒酸钠溶液中的磷会与铵、钒形成复杂的络合物(杂多酸),当达到一定量时,影响五氧化二钒的质量,造成钒产品中磷含量超标.以石煤提钒过程的离子交换解析液为料液,主要针对石煤提钒离子交换工艺中磷的行为,提出了镁盐沉淀法从钒酸钠溶液中深度除磷,制备高纯V2O5的研究.分析了除磷过程中的机制,研究了镁盐加入量、pH、温度、时间等因素对除磷效果的影响.实验结果表明:在弱碱性条件下,镁盐法可有效除去钒酸钠溶液中的磷,除磷率达到96%以上,同时亦可有效除去钒酸钠溶液中的Si,Fe,As等杂质元素,最后V2O5的回收率达到94%以上.最佳除磷工艺条件为:温度45℃,净化时间50 min,镁盐加入量为原料液12%,pH=10.0.净后滤液在50℃加入铵盐沉钒,得到的偏钒酸铵在500℃下于马弗炉中煅烧2 h,最终得到的五氧化二钒产品质量达到99.9%以上.     

酸浸法提取煤矸石中Al2O3优化条件的研究

本文采用酸浸法直接提取煤矸石中Al2O3,通过对助溶剂与样品质量比、盐酸浓度、浸取时间和浸取温度四个影响因素进行单因素试验,得出各因素对Al2O3浸取率均成正比的影响规律,通过正交试验筛选出适宜浸取条件.同时采用沸腾回流装置对浸取条件进行优化,最终确定最优经济浸取条件为:助溶剂/样品质量比0.22、盐酸浓度5mol/L...