熔融钒渣析晶调控高效提钒机理

基于熔融钒渣在不同冷却制度下导致钠化焙烧-水浸工艺提钒率波动大的问题,本文采用光学显微镜(OM)、X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM+EDS)及电子探针(EPMA)等表征方法,研究熔融钒渣中钒的析出及钒尖晶石结晶特征对钒提取率的影响,并深入探讨了析晶调控高效提钒机理。结果表明：熔融钒渣的水淬温度对熔融钒渣中钒的析出率、钒尖晶石结晶粒度及钒渣钠化焙烧-水浸过程钒物相转化率及浸出率影响显著。在熔融钒渣降温过程中,1400～900℃为尖晶石快速成核生长期,900℃水淬后,钒基本完成从液相向尖晶石固相中的迁移,结晶相以钒铁尖晶石为主,其中钒呈均匀分散状态;900℃后,尖晶石生长变缓,并以钛铁尖晶石沿钒尖晶石边缘析出为主,尖晶石内部仍呈现钒的“中心聚集效应”。对1400℃、900℃和400℃水淬钒渣(Water-quenched vanadium slag,WQVS)分别进行钠化焙烧-水浸试验,水淬钒渣粒度小于0.15 mm,m(Na₂CO₃)∶m(NaCl)∶m(WQVS)=10∶3∶100,焙烧温度为780℃,焙烧时间为200 min。将焙烧产...     

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℃。     

石煤微波空白焙烧-酸浸提钒工艺

通过微波空白焙烧-酸浸提钒与传统加热焙烧一酸浸提钒和直接酸浸提钒的对比实验,考察H2SO<,4>用量和浸出时间对石煤中钒浸出的影响.结果表明:石煤在700℃下微波焙烧60 min,H2804用量为矿样质量的22%,浸出温度为90℃时,V2O<,5>浸出率达到83.50%,比传统加热焙烧一酸浸提钒和直接酸浸的浸出率提高约30%.通过对焙烧熟料酸浸和直接酸浸时Al2O3浸出率的分析发现,V2O<,5>浸出率与Al2O3浸出率呈正相关性.结合矿物晶体构造与微波加热原理,探讨了微波焙烧改善酸浸提钒的机理,认为微波焙烧可破坏含钒云母的晶体结构,是提高V2O<,5>浸出率的主要原因.     

钒渣和石灰石同步混磨对钙化提钒效果的影响

采用轮碾机对钒渣和石灰石粉实施同步混磨,得到混磨混合料,并与搅拌混合的普通混合料相比较,考察两种混合料的粒度分布、粉末形貌及混匀度,分析焙烧温度和钙钒比对不同预处理混合料焙烧转化率的差异,研究混磨预处理对熟料酸浸过程初始pH值、酸耗及浸出时间的影响。结果表明：在相同的钙钒比下,混磨预处理能显著提高混合料的焙烧转化率;钙钒比为0.6时,混磨后的混合料在870℃下焙烧转化率比普通混合料高约2%;在同一转化率水平下,采用混磨预处理可降低石灰石用量,钙钒比为0.4的混磨混合料在870℃下的焙烧转化率为90.18%,与钙钒比为0.6的常规混合料焙烧转化率(90.76%)相当;在酸浸过程中,混磨混合料经焙烧所得熟料浸出初始pH值较常规熟料低,耗酸量减少约13%,且可缩短浸出时间。混磨预处理可以降低生产成本、提高生产效率,具有一定的应用前景。     

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。     

钛白废酸加压酸浸转炉钒渣提钒的研究（英文）

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-p H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%。     

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.     

焙烧-浮选富集石煤中的钒（英文）

在石煤工艺矿物学的基础上,采用焙烧-浮选新工艺富集石煤中的钒。新工艺包括焙烧脱碳、选择性磨矿、脱泥和浮选4个关键步骤。在焙烧脱碳过程中,550°C焙烧脱碳能有效避免原矿中的碳质物和焙烧中方解石分解生成游离CaO对浮选产生的不利影响。通过选择性磨矿,高耗酸性矿物在中间粒级富集,而云母在细粒级和粗粒级中富集。浮选得到的最终精矿V_2O_5的品位为1.07%,回收率为83.30%。此外,最终精矿的钒浸出率相比于脱碳样提高了13.53%。石煤原矿在550°C焙烧脱碳是可行的,对云母浮选几乎没有不利影响。通过对石煤中钒的浮选预富集,可以降低提钒的处理量、酸耗量和生产成本。     

V(Ⅳ)-Cr(Ⅲ)-H_2O体系钒铬分离的热力学分析（英文）

为了从钒铬还原渣中回收钒和铬,以电位-pH和活度-pH的形式总结298 K时V(Ⅳ)和Cr(Ⅲ)分离的热力学。V-Mn-H_2O体系和Cr-Mn-H_2O体系的电位-pH图表明,MnO_2/Mn~(2+)的电极电位高于VO_2~+/VO~(2+)的电极电位,但是低于Cr_2O_7~(2-)/Cr~(3+)的电极电位,这表明采用MnO_2来选择性氧化低价钒是可行的。V(Ⅴ)-H_2O体系和Cr(Ⅲ)-H_2O体系的活度-pH图表明,V(Ⅴ)开始沉淀时的pH远低于Cr(Ⅲ)开始沉淀时的pH,因此可以采用沉淀析出法分离V(Ⅴ)和Cr(Ⅲ)。通过热力学分析,设计了钒铬还原渣中分离回收钒和铬的技术路线。     

高碳石煤流态化氧化焙烧提高钒的浸出率

采用流态化氧化焙烧方式预处理广西某难浸高碳石煤以提高钒的浸出率,对氧化焙烧过程的热力学和钒的氧化动力学进行了分析,并考察了流态化焙烧对钒浸出率的影响。结果表明:石煤在氧化焙烧过程中,碳、黄铁矿的氧化反应在热力学上比V(Ⅲ)氧化反应更易进行,它们的存在对钒氧化具有抑制作用。钒的氧化反应受扩散动力学控制,其表观活化能为347.00 kJ/mol。钒浸出率随焙烧温度的增加先增加后减小,当焙烧温度为700℃和750℃时,钒浸出率随焙烧时间的延长而增加;当焙烧温度为800℃,焙烧时间0.5 h时,钒浸出率最高,达97.51%,延长焙烧时间反而不利于钒浸出。与传统的钠化氧化焙烧法相比,浸出率高,环境污染少。     

热处理条件对介孔Al_2O_3结构性质的影响

以氯化铝和氨水反应制得拟薄姆石为前驱体,研究了拟薄姆石前驱体热处理性质,考察了焙烧温度对介孔Al_2O_3微观结构的影响,通过焙烧升温速率调控了γ-Al_2O_3表面酸碱性,借助XRD、SEM、BET及NH3/CO2-TPD等手段对焙烧产物晶相组成、微观形貌、孔结构及表面酸碱性进行分析表征。结果表明,焙烧温度对介孔Al_2O_3晶相组成、微观形貌、孔结构影响较大。随焙烧温度升高,Al_2O_3结晶度逐渐增大,且焙烧温度不同,Al_2O_3晶型不同,焙烧温度为600℃时制得了比表面积240.23 m~2·g~(-1),介孔孔容0.602 cm3·g~(-1),平均孔径10.71 nm的纳米球形介孔γ-Al_2O_3。升温速率对600℃焙烧制得γ-Al_2O_3表面酸碱性质具有较大影响,焙烧升温速率越快,表面酸碱强度越强。升温速率为5℃·min~(-1)时,表面具有最大弱酸(0.342 mmol·g~(-1))和弱碱量(0.322 mmol·g~(-1))。     

钒渣亚熔盐法钒铬共提工艺清洁生产评价

针对现有钒渣钠化焙烧提钒工艺钒提取率低、铬不能提取、三废环境治理代价高等难题,中科院过程工程研究所和河钢承钢开发钒渣亚熔盐法钒铬共提清洁生产工艺,于2017年建成5万t生产线,目前己运行两年以上,取得可靠的工业化运行和环境保护检测数据.本文通过选取资源能源利用、生产工艺技术、污染物排放、资源综合利用、产品特征、环境管理...     

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。     

几种酸在废弃脱硝催化剂中提钒效果的比较

对比盐酸、硫酸、硝酸和草酸等几种常规酸对废弃脱硝催化剂活性组分五氧化二钒(V_2O_5)的提取效果,并考察酸的种类、浓度以及提钒温度对提钒效果的影响。结果表明:盐酸的提钒效果最佳,可将V_2O_5含量降至0.191%(质量分数),几种酸的提钒效果由大到小的顺序依次为盐酸、草酸、硫酸、硝酸。其次,硫酸的浓度对其提钒量影响最大,浓硫酸的效果是稀硫酸的2.8倍;而处理温度则对草酸的提钒效果影响最为显著,室温下草酸较高温少提取58.4%的V_2O_5。Uv-vis结果显示:V_2O_5经盐酸、硫酸以及草酸提取后,在浸渍液中出现(VO)~(2+)的低价钒离子,这有利于提升酸的提钒效果。此外,酸处理对样品的比表面积影响较为显著,经浓草酸处理比表面积可恢复至60.8 m2/g,相比原有废弃催化剂的提升39.6%。     

粗TiCl4铜丝塔除钒废水沉淀泥浆综合回收工艺

介绍了一种粗TiCl4铜丝塔除钒废水沉淀泥浆综合回收新工艺.该工艺由沉淀泥浆自氧化、碱洗脱氯、脱氯渣一次酸浸生产硫酸铜、一次酸浸渣苏打焙烧提钒和提钒渣二次酸浸5个主要工序组成.实验结果表明,粗TiCl4铜丝塔除钒废水沉淀泥浆在空气中能自氧化.沉淀泥浆在空气中堆放1个月,接近90%的金属铜变成CuCl2·2H2O,Cu2Cl(OH)3和Cu2(OH)3Cl;这些铜的氯氧化合物在碱性溶液中容易转化成Cu(OH)2;在控制液固比4-1,pH值为 11,温度为80 ℃的条件下搅拌1 h,转化率达96%.当酸浸液的pH值为2.0~2.5时,Fe、V、Ti等杂质留在渣中,浸出液蒸发浓缩至密度为1.38 g/cm3,冷却结晶得到的硫酸铜产品符合国标GB437-93的质量要求.酸浸渣按化学计量的2.5倍加苏打后在700 ℃焙烧3 h,焙烧后按液固比3-1加水在70 ℃搅拌1 h浸钒,水浸液按化学计量的3倍加氯化铵沉淀偏钒酸铵,偏钒酸铵在550 ℃热解2 h得到纯度为98.61%的V2O5.提钒渣再经二次酸浸.整个工艺过程铜和钒的总回收率分别达到98.63%和95.65%.     

活性炭强化氧化亚熔盐介质中钒渣分解机理

活性炭强化亚熔盐介质中钒渣分解效果显著,添加10%(质量分数)活性炭即可实现215℃下铬的溶出率由0提高至近85%。以活性炭强化氧化亚熔盐介质中钒渣分解作用机制为重点展开研究。结果表明:活性炭的强化氧化作用主要与其吸附性能及活性氧(ROS)催化氧化性能相关。通过对活性炭表面ROS含量的测定,发现超氧自由基(O_2~-)的存在和生成是活性炭催化氧化亚熔盐介质中矿物分解的主因,且O_2~-随NOH浓度的升高含量大幅增加。活性炭表面的超氧根一方面作为催化剂促进反应的发生,另一方面可附着于活性炭巨大的比表面上和发达的孔隙结构中,通过活性炭与钒渣在液相中的接触对矿物进行氧化分解。     

升温速率对高电压正极材料LiNi_(0.5)Mn_(1.5)O_4晶粒形貌及电化学性能的影响

采用低温固相法合成LiNi_(0.5)Mn_(1.5)O_4正极材料,考察升温速率对LiNi_(0.5)Mn_(1.5)O_4正极材料结构、晶粒尺寸和形貌以及电化学性能的影响。结果表明:升温速率对LiNi_(0.5)Mn_(1.5)O_4正极材料的晶粒形貌和电化学性能有重要的影响。当升温速率为10℃/min时,LiNi_(0.5)Mn_(1.5)O_4的晶粒尺寸较小,形貌不规则,电化学性能不理想;当提高升温速率到20℃/min时,LiNi_(0.5)Mn_(1.5)O_4的晶粒尺寸变大,同时大部分的晶粒形貌变成规则的八面体状,样品不仅容量高而且具有非常优异的倍率性能;当继续提高升温速率到30℃/min时,样品的晶粒尺寸基本不变,但表面出现破碎,破坏了晶粒八面体的完整性,样品的容量和倍率性能降低。因此,在低温固相合成时,升温速率控制是一种调控LiNi_(0.5)Mn_(1.5)O_4正极材料晶粒形貌和电化学性能非常简单而有效的方法。     

钒渣钙化焙烧相变过程的机理分析

采用X射线衍射、扫描电镜及能谱分析对钒渣钙化焙烧相变机理进行研究。结果表明:钒渣主要物相为不规则多边形铁钒尖晶石和铁橄榄石,660℃时均已开始氧化分解,前者产物为固溶体R2O3和部分铁板钛矿微晶聚体及晶间少量钒酸锰,铁橄榄石740℃时已显著分解、结构破坏。随着温度的提高(660~900℃),氧化产物逐渐增多,微晶粒长大聚合,钒酸盐形态由少量浸染状逐渐向微质点、无定形熔态带状变化,并向渣粒外侧迁移。低于900℃时,钒酸盐中Mn含量较高,Ca含量偏低,实际生成的为钒酸锰盐;900℃以上时,Mn和Ca含量则逆向变化,形成焦钒酸钙;940℃时,渣粒出现液相,使部分焦钒酸钙与R2O3和玻璃相混杂,阻碍氧化反应。     

悬浮焙烧法强化从难选石煤中提取钒（英文）

提出一种难选石煤在空气气氛下悬浮焙烧-酸浸强化的提钒新技术。在焙烧温度为800℃、焙烧时间为20 min、气体流量为400 m L/min的条件下钒的浸出率从过去的20%提高到目前技术的47.14%。在焙烧过程中，石煤表面逐渐变得粗糙和不规则，颗粒比表面积增加，硅酸盐矿物的片状结构被破坏，促进了钒的释放。同时，石煤中的钒被氧化为V(Ⅴ)或V(Ⅳ)。结果表明，由于悬浮焙烧过程中钒的释放和转化，因此，其浸出率得到了提高。     

钒对中铬白口铸铁组织和抗高温氧化性能的影响

采用SEM与EDS对试样进行组织与成分分析,利用氧化增重法测定了不同钒含量(3.30%、6.80%、9.08%)的含钒中铬白口铸铁在500℃、600℃和750℃下的恒温氧化动力学曲线,采用X射线衍射法(XRD)对氧化试样的表面和氧化产物进行了物相分析.结果表明:随着V含量的增加.中铬白口铸铁的组织得到细化,基体上弥散分布大量VC颗粒,使得该材料有潜在的良好耐磨性能;在较低温度下(500℃、600℃)下,含钒中铬白口铸铁的恒温氧化动力学曲线符合抛物线规律,而在较高温度下(750℃),符合直线规律,最终高温氧化产物为Fe2O3以及少量的FeCr(VO4)2和Cr2O3,随着钒含量的增高,在较高温度下(750℃),含钒中铬白口铸铁的抗氧化性能有所改善.