钒渣钙镁复合焙烧-浸出提钒（英文）

为了提高转炉钒渣提钒回收率,提出钙镁复合焙烧-酸浸提钒新工艺,研究MgO/(CaO+MgO)摩尔比、焙烧和浸出工艺参数对钒回收率的影响。结果表明:当焙烧添加剂CaO完全被MgO取代时,钒浸出率降低,由88%降至81%;然而,采用CaO/MgO复合焙烧却能强化钒的浸出。当MgO/(CaO+MgO)的摩尔比为0.5:1时,钒浸出率达到94%。XRD和SEM-EDS结果表明,CaO/MgO复合焙烧添加剂能强化焙烧过程中可溶性钒酸盐的生成,并通过减少硫酸钙沉淀的生成改善浸出过程的动力学条件。     

机械活化强化钒渣钙化提钒工艺

针对转炉钒渣钙化焙烧酸浸工艺中存在的钒转浸率低的问题,采用高能球磨对钒渣进行活化预处理,以期强化其提钒效果。采用激光粒度分析仪、BET比表面积测定仪和XRD对活化前后钒渣进行了粒度、比表面积及物相结构分析;采用浸出实验研究了机械活化对钙化焙烧和浸出的影响规律。结果表明:机械活化法增大了钒渣的比表面积,增加了晶格畸变与微观应力,使含钒物相充分解离,由此可改善钒渣钙化焙烧的动力学条件。在浸出20 min条件下,机械活化80 min可将钒浸出率提高10%,最佳焙烧温度降低100℃。     

活性炭强化钒渣中钒、铬提取技术

针对钒渣在NaOH低温亚熔盐体系中铬无法溶出问题,提出添加活性炭增加介质氧含量强化铬氧化溶出方法,并考察活性炭种类、活性炭添加量、活性炭粒度、温度对钒、铬溶出率的影响。结果表明,在NaOH亚熔盐体系中添加活性炭可有效促进钒和铬的溶出,活性炭种类和温度是最重要的影响因素;在反应温度215℃、碱与矿质量比6:1、通氧量1 L/min、搅拌速度900 r/min、椰壳活性炭添加量10%的条件下,反应进行600 min后钒、铬溶出率分别达到97%和90%。动力学分析表明,添加活性炭后钒渣的氧化分解受界面化学反应控制,钒、铬尖晶石分解反应的表观活化能分别为54.79和411.15 kJ/mol;活性炭起物理吸附氧气作用。     

锌浸渣还原焙烧-磁选回收铁

在查明锌浸渣工艺矿物学的基础上,采用还原焙烧将铁酸锌分解为氧化锌和磁性氧化铁,再通过磁选的方法回收铁,达到锌、铁分离的目的。实验考查了焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量对铁酸锌分解率、铁回收率和铁品位的影响。结果表明:在焙烧温度为950℃、焙烧时间为1 h及还原剂添加量为10%和5%的条件下,铁酸锌分解率达到72.05%,铁回收率可达到91.79%,精矿中铁的品位为50%左右。焙烧及磁选过程中颗粒的团聚包裹是铁精矿品位不高的主要原因。     

红土镍矿的硫酸铵焙烧过程EI北大核心CSCD

针对传统硫酸化焙烧红土镍矿能耗高、设备腐蚀大等缺点,采用硫酸铵焙烧-水浸处理红土镍矿的工艺;考察硫酸铵焙烧过程中焙烧剂硫酸铵用量、焙烧温度、焙烧时间对有价金属回收率的影响,并对红土镍矿硫酸铵焙烧热力学进行分析。结果表明:在矿料与硫酸铵质量比4:3、焙烧温度400℃、焙烧时间90 min的工艺条件下,红土镍矿中Ni、Co、Mn的回收率分别达到90.8%、85.41%和86.74%,而Fe的回收率仅为9.98%,达到选择性提取有价金属的效果。升高温度有利于蛇纹石相与硫酸铵的反应,抑制镁铁矿石的反应,从而抑制该部分Fe的硫酸化。经适当条件焙烧后,目标金属以硫酸盐形式进入水相,而Fe主要以不溶于水的形式存在。     

转炉钒渣氧压酸浸过程V-Fe-H_2O系的电位—pH图

根据高温水溶液中计算各反应电位、pH及电解质活度因子的经验公式,通过热力学计算,得到氧分压为0.5 MPa、对应质量浓度为0.1mol/kg的离子活度以及温度分别为60、100、150和200℃条件下V-Fe-H2O系的电位—pH图。在pH<2的酸性条件下,V3+、VO2+和VO2+的稳定区一直位于Fe3+和Fe2+的稳定区范围内。随着温度由60℃提高到200℃,可溶性钒铁离子稳定共存区的pH值逐渐降低,氧化还原电位逐渐提高,钒铁尖晶石及氧化物的稳定区变化不大。热力学研究结果表明:采用氧压酸浸工艺能够将转炉渣中的钒充分浸出,但不能通过一步浸出在提钒的同时将钒、铁分离,浸出液还需要进一步净化来生产钒制品。转炉钒渣氧压酸浸的实验结果表明:在浸出温度140℃、氧分压0.5 MPa、粒度0.055～0.075 mm、液固比15-1(体积与质量比)、浸出时间120 min、搅拌速度500 r/min及初酸浓度200 g/L H2SO4的条件下,钒的浸出率为96.87%,铁的浸出率为89.25%,实验结果与热力学计算结果相符合。     

钒铬萃取分离过程中界面乳化物的形成行为

研究了初始pH值、萃取剂浓度、萃取剂类型、稀释剂类型、平衡时间和料液预处理方式等因素对界面乳化物形成行为的影响,采用扫描电镜、X射线能谱仪及X射线衍射等手段分析了界面乳化物中固体微粒的组成.结果表明:能够最大程度避免界面乳化物生成的工艺条件为初始pH值4～6,以萃取剂为LK-N21且萃取剂浓度15%(体积分数),稀释剂为正己烷,萃取时间5 min;采用0.22 μm的滤膜对料液过滤两次再萃取,不出现界面乳化物;界面乳化物的形成机制可能为在震荡混合萃取过程中,料液中的二氧化硅胶体等不溶性物质,在乳化液滴表面形成致密的固体膜,稳定了乳化液;可溶性无机盐在乳化液界面结晶出来,进一步稳定了乳化液,形成比较稳定的界面乳化物.     

磁化焙烧对氰化尾渣中金、铁回收的影响(英文)EI北大核心CSCD

对氰化尾渣的焙烧预处理及其对有价金属综合回收的影响进行了研究。结果表明:当焙烧温度为750℃、焙烧时间为1.25h、还原剂添加量为6%时,铁的磁化率为86.27%,金的浸出率达到46.14%。结合矿物构造与赤铁矿磁化焙烧原理,探讨了焙烧对金浸出影响的机理,认为赤铁矿磁化焙烧后解离出的包裹金,是提高金浸出率的主要来源。     

氧压酸浸处理锌焙砂中浸渣的新工艺研究

锌焙砂一般采用中性-低酸-高酸三段浸出工序,该工艺在酸浸出中浸渣的过程中,铁也大量浸出进入到溶液中,加重了净化电积前除铁的负担。通过将传统锌湿法冶金工艺与氧压酸浸新工艺相结合,研究了氧压酸浸处理中浸渣的氧气压力、硫酸浓度、温度、浸出时间、粒度、液固比和分散剂等相关因素的影响。实验结果表明该工艺不仅提高了锌的浸出率（〉98％）,降低了铁的浸出率（〈50％）,缩短了生产周期,降低了生产成本,具有良好的经济效益;而且还具有环境友好和资源利用率高等优点,实现了简化工艺和节能减排的目的,为工业化生产提供了参考．     

钒渣提钒和铬循环冶金工艺:(II)沉钒后液分离回收铬

研究通过用PbCO3沉淀并用Na2CO3溶液浸出从钒沉淀溶液中分离和回收铬的循环冶金工艺.沉钒后液pH调至3.0后,按Pb/Cr摩尔比2.5加入PbCO3,在30℃搅拌180 min,铬浓度从2.360 g/L降到0.001 g/L.过滤后,沉铬富集渣用热Na2CO3溶液浸出得到含有Na2CrO4的浸出液和含有PbCO...     

循环流态化焙烧加压浸出从极难浸石煤中提取钒

以广西某极难浸石煤钒矿为研究对象,研究循环流态化焙烧试样在加压浸出条件下的钒浸出率。结果表明:在相同酸浸条件下,循环流态化空白焙烧试样的钒浸出率高于钠化焙烧的钒浸出率。系统的焙烧浸出工艺对比研究表明:该石煤钒矿只有在循环流态化焙烧并加压高浓度酸浸作用下才能获得最高的钒浸出率,应属于极难浸石煤钒矿。在V(H2SO4):V(HF)=1:1和MnO2添加量(质量分数)为3%的条件下,循环流态化空白焙烧矿的最佳酸浸条件为液固比1:1、浸出温度150℃、浸出时间6 h,钒浸出率可达98.11%。同时,研究循环流态化空白焙烧矿加压浸出的动力学模型、浸出控制步骤及表观活化能。循环流态化空白焙烧能避免钠化焙烧产生的Cl2及HCl等有害气体的排放问题。从焙烧反应设备的创新应用着手,探索试验工艺条件,为极难浸石煤钒矿的工业化利用提供参考和依据。     

低品位钒渣在碳酸钠存在下的氧化过程

利用XRD,SEM/EDS和TG-DSC等手段对低品位钒渣在Na2CO3存在条件下的氧化过程进行检测。结果表明：钒渣的氧化温度范围为273至700°C,橄榄石相与尖晶石相彻底分解的温度分别是500和600°C,大部分水溶性的钒酸盐在500与600°C之间形成。当温度达到700°C以上时,钒酸盐富集相明显可见,但焙烧温度在800°C以上时,样品发生烧结,并且钒被形成的玻璃相包裹,导致其浸出率下降。同时,研究不同焙烧温度对钒浸出率的影响,并对浸出残渣进行分析。     

锌精矿氧压酸浸过程Fe(Ⅲ)助浸及水解沉淀行为EI北大核心CSCD

针对锌精矿氧压酸浸过程受多相传质影响导致氧化能力不足的问题,本文利用锌浸出渣中可溶性Fe(Ⅲ)的强氧化性促进锌精矿中低价硫化物的高效溶解,同时实现铁酸锌、金属硫化物的强化解离和铁的清洁分离。结果表明:锌浸出渣中铁酸锌溶解产生的Fe(Ⅲ)可以提高体系氧化还原电位,强化锌精矿浸出;以添加锌浸出渣形式向系统补充6.1g/L Fe(Ⅲ)后,锌浸出率由87.59%升高到98.82%;升高反应温度、提高氧分压将有助于提升Fe(Ⅲ)、Fe(Ⅱ)的氧化还原反应能力,同时促进锌的高效浸出和Fe(Ⅲ)的矿物化沉淀;提高酸度可以加快锌精矿的溶解速率,但酸度过高将抑制Fe(Ⅲ)矿物化水解沉淀。在初始Fe(Ⅲ)为6.1 g/L、初始酸度95 g/L、反应温度160℃、氧分压0.8 MPa、液固比6 mL∶1 g、搅拌转速800 r/min、反应时间120min的优化技术条件下,锌浸出率为98.82%,同时溶液中92.36%的铁以铁矾的形式沉淀入渣,浸出终渣含黄钾铁矾40.2%、铅铁矾14.6%;浸出液含铁低至1.04 g/L。     

直接酸浸-溶剂萃取法从废油加氢催化剂中回收钒和镍（英文）

采用直接酸浸-溶剂萃取法从废油加氢催化剂中选择性萃取分离钒和镍。钒(Ⅳ)和镍(Ⅱ)的萃取分离分为两步：钒和镍的酸浸以及溶剂萃取。首先,通过酸浸实现钒和镍的高效浸取,浸出率分别为88.07%和75.58%。其次,逆流萃取实验表明,在酸性环境下以P204作为钒的高效萃取剂进行三段萃取,钒的萃取率为99.21%,而镍和铁则不萃取。钒萃取余液经氨水-硫酸铵脱铝预处理后,在氨介质中以LIX84-Ⅰ作为镍的高效萃取剂进行三段萃取,镍的萃取率为99.79%。这种钒镍回收的工艺流程不仅可以实现钒和镍的分离回收,而且可以实现试剂的循环利用。     

高铬型钒钛磁铁精矿煤基直接还原-磁选分离过程中钒和铬的行为（英文）

高铬型钒钛磁铁精矿的煤基直接还原过程中·V2O3和FeO·Cr2O3的还原行为对其高效综合利用产生决定性的影响。采用XRD、SEM及EDS等手段对直接还原产物进行分析,分别考察碳铁摩尔比和温度对煤基直接还原-磁选分离过程中钒和铬行为的影响。结果表明:当碳铁摩尔比(n(C)/n(Fe))从0.8增大到1.4时,V和Cr的回收率分别从10.0%和9.6%增大到45.3%和74.3%。当n(C)/n(Fe)为0.8时,在1100~1250°C的温度范围内,V和Cr的回收率始终低于10.0%;而当n(C)/n(Fe)为1.2时,随着温度从1100°C升高到1250°C,V和Cr的回收率分别从17.8%和33.8%增大到42.4%和76.0%。当n(C)/n(Fe)低于0.8时,由于含碳还原剂的量不足,绝大多数FeO·V2O3和FeO·Cr2O3不能被还原成碳化物,且温度(1100~1250°C)对其还原行为的影响甚微。在更高的n(C)/n(Fe)下,由于含碳还原剂的量充足,FeO·V2O3和FeO·Cr2O3的还原率大幅提高,且更高的温度能有效地促进碳化物的生成。新生成的碳化物溶解在γ(FCC)相中,并在磁选过程中与金属铁同时回收。     

KOH亚熔盐中钒渣的溶出行为

对钒渣在KOH亚熔盐体系中的分解动力学进行研究,考察反应温度、碱矿质量比、粒度、气流量等工艺参数对钒渣分解过程的影响,获得最优工艺参数,并对反应机理进行探讨。结果表明,反应温度是最重要的影响因素;钒渣最优浸出条件如下:在反应温度为180℃,碱矿比4:1,KOH碱浓度75%,搅拌速率700 r/min,反应时间300 min,常压通氧气流量为1 L/min的反应条件下,最终钒、铬的浸出率分别达到95%和90%以上。钒渣在KOH亚熔盐介质中氧化分解遵循缩核模型,并主要受内扩散控制,钒和铬分解的表观活化能分别为40.54和50.27 kJ/mol,钒铬尖晶石的氧化以铁橄榄石、石英相的氧化分解为前提。     

渣-金界面气泡夹带行为数值物理模拟EI北大核心CSCD

利用物理模拟和数值模拟研究气泡和熔渣不同物性参数对气泡在渣-金界面夹带量的影响。研究结果表明,影响气泡夹带量和渣-金界面面积的主要因素是气泡直径,其次是渣层密度,渣黏度和界面张力对气泡夹带影响相对较小。气泡初始直径由10 mm增大到16 mm,气泡夹带量增大了7.41倍,渣-金界面面积增量最大值增大3.67倍。渣层密度由2000 kg/m^(3)增大到5000 kg/m^(3),气泡夹带量增大了62.3%,渣-金界面面积最大值增大了13.1%。渣-金界面张力和黏度增大,气泡夹带量和渣-金界面面积均降低。渣-金界面张力从0.65 N/m增大到1.10 N/m,气泡夹带量减小了30.6%,渣-金界面面积最大值减小6.4%。渣层黏度由0.05 Pa·s增大到2.0 Pa·s时,气泡夹带量降低18.4%,渣-金界面面积最大值减小10.2%。     

复杂钴白合金硫化焙烧酸浸过程中钴的提取行为

本文针对钴白合金中钴难以实现高效节能回收的研究现状,以复杂钴白合金为研究对象、辉钼矿为焙烧硫化剂,通过钴白合金硫化焙烧-常压硫酸浸出工艺实现了钴的高效选择性提取。考察了焙烧温度、辉钼矿添加量和焙烧时间等对钴浸出的影响,并且通过XRD分析了焙烧及酸浸过程中的物相转变。结果表明：在焙烧温度1050℃、辉钼矿和钴白合金的质量比2∶1、焙烧时间90 min的条件下,钴白合金与辉钼矿反应转化为高浸出性能的三元硫化物(M_xMo₆S₈,M=Co, Fe, Cu;x=0～2),随后在常压硫酸浸出过程中,钴和铁被选择性浸出,浸出率均大于99%;而钼和铜不被浸出,以Cu_0.5Mo₃S₄和Mo₃S₄的形式富集于浸出渣中。此外,辉钼矿中的钼被转化为三元硫化物(MxMo6S8),钼的浸出性能也大大提高。     

铵盐焙烧-酸浸法从石油重整废催化剂中富集回收铂的研究

采用铵盐焙烧-酸浸法进行了从石油重整废催化剂中富集回收铂的研究。结果表明,适宜的铵盐焙烧条件为:硫酸铵与废催化剂质量比为7.5,焙烧温度350℃,焙烧时间5 h;稀酸浸出条件:液固比12.5,浸出温度80℃,硫酸浓度为0.5 mol/L,浸出时间3 h。在上述条件下,铂的富集倍数达到274倍以上。通过XRD分析,焙烧产物的物相主要以硫酸铝铵形式存在,焙烧产物通过稀酸浸出,实现铂的富集回收。     

铜冶炼渣的矿物学特征及氧压酸浸

采用人工重砂分析、电子显微镜和电子探针成分分析、化学物相分析、XRD、SEM-EDS等分析手段,对铜冶炼渣进行了矿物学研究.结果表明:铜冶炼渣中的含铜矿物主要以冰铜的形式存在,含铁矿物主要以磁铁矿的形式存在,脉石矿物主要以硅酸铁的形式存在.渣中铜、铁互相嵌布且分布均匀,多种矿物互相包裹,难以直接利用.采用加压氧气低酸度...