低钙化焙烧—碳酸钠浸出提钒试验

某厂高钒低钙渣,含V 9.28%,Ca 1.85%,钒的主要存在矿物为钒铁尖晶石。试验结果表明,Na2CO3溶液对V2O5和Ca V2O6都有良好的浸出能力,具备处理低钙化焙烧钒渣的能力,确定采用低钙化焙烧—碳酸钠浸出对其进行处理。通过试验获得最佳焙烧条件为不添加Ca O,温度850℃,焙烧120min,此时钒浸出率达到77.2%。     

伊利石型含钒石煤空白焙烧—酸浸提钒试验研究

为研究伊利石型含钒石煤空白焙烧-酸浸提钒工艺的可行性,以陕西商洛地区某伊利石型石煤钒矿为研究对象,考察了焙烧温度、焙烧时间、焙烧粒度及浸出温度、硫酸浓度、浸出时间、液固比对钒浸出率的影响。试验结果表明：焙烧温度对钒的浸出率有显著影响,主要因为在一定的焙烧温度下,焙烧能有效破坏伊利石矿物晶体结构,使释放出来的低价钒氧化成高价态含钒化合物。对于850℃条件下空白焙烧后的石煤原料,在低酸(浓度为5%)、浸出温度90℃、浸出时间2小时、液固比4：1的条件下,钒浸出率可达72.43%,这表明对伊利石型含钒石煤进行空白焙烧提钒是可行的。浸渣样品的SEM分析结果表明,石煤焙烧过程中对钒发生的“铁束缚-硅包裹”和部分未从伊利石中释放的钒是造成钒损失的主要原因。     

低品位钒矿硫酸化焙烧——浸出提钒工艺试验研究

为实现某低品位钒矿中钒的有效提取,采用低温硫酸化焙烧预处理技术,强化含钒矿物伊利石在焙烧过程中晶体结构破坏和物相转变,为焙砂水浸提取钒创造有利条件。重点考察了焙烧温度、焙烧时间、原矿粒度、硫酸用量等因素对钒浸出率的影响及焙烧过程中的物相演变规律。结果表明:在焙烧温度为250℃、焙烧时间为2 h,原矿粒度为-0.096 mm、硫酸用量为40%的最佳焙烧条件下,钒浸出率可达83.64%。原矿、焙砂及浸出渣的XRD分析结果表明:在硫酸和升温的协同作用下,原矿中铝硅酸盐矿物晶格被有效破坏,伊利石与硫酸反应生成了重钾矾和易于浸出的水钒钠矿,脉石矿物方解石则反应生成石膏,为水浸提取钒创造了有利条件。焙烧过程的热力学计算进一步验证了低温硫酸化焙烧—水浸提钒工艺的可行性。     

高钙高磷钒渣提钒工艺研究进展

为了给解决高钙高磷钒渣难利用问题提供参考,在归纳目前已提出的钠化焙烧—水浸提钒、钙化焙烧—酸浸提钒、钙化焙烧—碳酸钠浸出提钒、含钒溶液溶剂萃取提钒、含钒溶液离子交换提钒等主要的钒渣提钒工艺基础上,着重介绍了其中的钠化焙烧—水浸提钒工艺、钙化焙烧—酸浸提钒工艺、钙化焙烧—碳酸钠浸出提钒工艺以及新提出的钙化焙烧—碳酸铵浸出提钒工艺和钙化焙烧—草酸盐浸出提钒工艺在处理高钙高磷钒渣方面的研究进展,最后针对这些工艺尚存在的缺陷,指出寻找钙化焙烧除磷添加剂、减少碳酸铵浸出时的浸出剂用量、简化草酸盐浸出时的浸出剂种类等应该是高钙高磷钒渣提钒工艺今后的研究方向。     

含钒石煤富氧焙烧工艺研究

以陕西某含钒石煤为原料, 进行了富氧焙烧工艺研究。考察了焙烧温度、焙烧时间、磨矿粒度和焙烧气氛等因素对焙砂中钒氧转率的影响。实验得出最佳焙烧条件为: 焙烧温度850 ℃, 焙烧时间30 min, 磨矿粒度-74 μm, 氧气浓度80%, 在此条件下可以得到钒氧转率78%以上的焙砂。     

伊利石型含钒石煤无添加剂焙烧-酸浸提钒工艺研究

以陕西商洛某伊利石型石煤钒矿为原料,采用无添加剂焙烧-酸浸法从石煤中提取钒,分析了焙烧温度、焙烧时间及浸出温度、硫酸浓度、浸出时间、液固比对钒浸出率的影响。结果表明,焙烧温度对钒的浸出率有显著影响,焙烧温度过低和过高,钒都难以被浸出,只有在适当焙烧温度范围内,钒的浸出效果较好。以850℃条件下焙烧2h后的石煤焙烧料,在硫酸浓度5%、浸出温度90℃、浸出时间1h、液固比4∶1mL/g的条件下,钒浸出率达72.53%,表明伊利石型含钒石煤采取无添加剂焙烧提钒是可行的。浸渣样品的SEM分析结果表明,石煤焙烧过程中生成的钒包裹体和部分未从伊利石中释放的钒是造成钒损失的主要原因。     

低钙化焙烧—碳酸钠浸出提钒探索实验

某厂高钒低钙渣,含V9.28%,Ca1.85%,V的主要存在相态为钒铁尖晶石。通过探索性实验,证明Na2CO3溶液,对V2O5和CaV2O6都有良好的浸出能力,具备处理低钙化焙烧钒渣的能力,确定采用低钙化焙烧—碳酸钠浸出对其进行处理。通过单一变量的控制,获得最佳焙烧条件：不添加CaO,温度850℃,焙烧120min,此时浸出率达到77.2%。     

高钙低钒渣碱熔活化—超声波强化浸出提钒研究

采用氢氧化钠碱熔活化—超声波辅助碳酸钠强化浸出提钒技术回收氧化铝生产过程中沉钒渣中的钒。研究了活化温度、活化时间、碱用量等参数对钒提取的影响。结果表明:氢氧化钠添加量为钒渣的35%,在950℃下活化焙烧90 min的活化效果较好;超声波功率为180 W,液固比为5 m L/g,碳酸钠浓度为2.0 mol/L,浸出温度为60℃,辐射时间为60 min条件下,钒的浸出率可达92.7%。     

焙烧方式对石煤提钒效果的影响

湖北某石煤矿石V₂O₅品位为0.72%,钒主要赋存在白云母等铝硅酸盐矿物中。为了低耗、高效提取其中的钒,对粒度为0.45～1 mm的试样进行了静态和流态化焙烧对比试验。结果表明,在较低的焙烧温度和较短的焙烧时间情况下,流态化焙烧可以取得较理想的焙烧效果,在750 ℃下流态化焙烧15 min,钒浸出率可达83.52%;在800 ℃下静态焙烧60 min,钒浸出率为74.93%。对焙烧产物的XRD和SEM分析表明：焙烧可以改善石煤浸钒效果的主要原因在于,焙烧可以破坏石煤中白云母的结构,将以类质同象形式赋存在白云母晶格中的钒释放出来,为酸性浸出液进入焙烧产物内部并浸出钒创造了条件。因此,流态化焙烧是改善石煤浸钒效果的低耗、高效手段。     

难溶含铀碱渣氧化焙烧酸浸试验研究

为了回收难溶渣中的铀,对难溶渣进行了氧化焙烧预处理,研究了预处理工艺参数对难溶渣中铀浸出效果的影响。结果表明,难溶渣原样粒度-0.074 mm、焙烧温度1000 ℃、焙烧时间2 h条件下氧化焙烧预处理,所得焙烧渣再经硝酸浸出,铀浸出率为91.65%、渣铀品位为0.192%,渣剩余率为78.86%。试验结果可为现场处理难溶渣提供技术指导。     

除钒尾渣短流程工艺制备高纯NH4VO3

粗TiCl4除钒尾渣含钒2%~5%,具有较高的回收利用价值。为实现除钒尾渣中钒资源的低成本回收,提出了除钒尾渣直接焙烧—铵盐浸出—沉钒制备偏钒酸铵的新工艺,并开展了相关条件试验,重点考察了 焙烧温度、NH4HCO3用量、浸出温度、浸出时间对提钒效果的影响。结果表明：①除钒尾渣在650 ℃下焙烧150 min,获得的焙烧样中主要物相有金红石型TiO2、锐钛型TiO2、Al2O3、V2O5和SiO2,钒氧化率达78.12%, 可采用铵盐浸出实现钒的低成本提取。②条件试验确定焙烧样适宜的浸出条件为：NH4HCO3用量n(NH4+)/n(V)=2,液固比5 mL/g,浸出温度80 ℃,浸出时间30 min。在上述条件下,钒浸出率可达76.65%,浸出液V浓度 为5.71 g/L。浸出液经4次循环浸出后,V浓度提高至19.66 g/L。该较高浓度的浸出液直接沉钒,获得了纯度＞99%的偏钒酸铵产品,满足标准一级品（YS/T 1022—2015）的要求,XRD分析进一步证实其具有较高的纯 度。研究结果可为除钒尾渣中钒资源的短流程回收提供技术支撑。     

PVC废塑料与石煤混合焙烧—酸浸提钒试验

石煤提钒过程中,为提高钒浸出率,往往会在焙烧阶段添加添加剂,而PVC废塑料则是没有得到很好回收利用的大宗废弃物。针对这一状况,以PVC废塑料为添加剂,进行了石煤提钒工艺条件研究。结果表明:(1)在焙烧过程中加入与石煤质量比为10%的PVC废塑料,在升温速率为10℃/min,焙烧温度为800℃,焙烧时间为60 min,焙砂酸浸的硫酸体积浓度为15%,液固比为1.5 mL/g,浸出温度为95℃,浸出时间为4 h情况下,钒浸出率可达92.60%,与空白焙烧—酸浸工艺相比,钒浸出率提高了6.50个百分点。(2)石煤焙烧阶段加入10%的PVC废塑料后,石煤中各主要元素的浸出率有不同程度的提高,说明PVC的加入有助于破坏石煤的矿物结构,促进后续酸浸过程中钒的浸出,但并不给后续富集钒和沉钒工艺带来不利影响。因此,在石煤提钒焙烧过程中添加PVC废塑料,可改善钒的浸出效果,降低钒的浸出成本,实现PVC废塑料的综合利用,经济效益和环境效益显著。     

钒渣中钒铬提取技术研究进展

钒钛磁铁矿中的有价伴生元素为钒、铬,在冶炼钒渣过程中,同时被氧化进入钒渣,得到含铬型钒渣。由于钒的提取价值较高,目前国内外钒化工产品生产工艺大多针对钒渣中的钒进行回收。针对钒渣多次焙烧钒回收率仍低于80%,且重要伴生重金属铬基本不能被提取的现状,中科院过程所与承钢联合开发的钒渣新型反应介质——亚熔盐高效非常规介质将传统的焙烧工艺中的气固传质过程转化为液固传质过程,从微观介质上改变了钒渣焙烧过程中氧传质的问题,使尖晶石相的氧化分解过程在液相中发生,避免了烧结包裹问题,钒铬可以实现同步清洁高效提取。反应温度为200～400℃时钒回收率由传统工艺的80%提高到95%以上,铬由基本不回收提高至回收率高于85%以上,且可以实现尾渣的综合利用。     

熔融钒渣钙化及酸浸过程动力学研究

针对现有转炉钒渣钙化工艺中存在流程长和能耗高的弊端,本研究直接利用转炉中熔融钒渣的热量,在分离出半钢后,向熔融钒渣中加入氧化钙,使含钒物相发生钙化转型生成易溶于酸的钒酸钙。熔融钒渣可能发生的化学反应的热力学结果由Factsage8.1软件计算得到。研究过程中采用XRF、ICP、XRD和SEM/EDS等技术进行表征。XRD结果表明,随着CaO添加量的增加,熔融钒渣中逐渐形成CaV₂O₅、Ca₇V₄O₁₇、CaVO₃和Ca₃V₂O₈。当CaO添加过多后,也会形成Ca₂SiO₄和CaTiO₃,这些物相会包裹部分钒,降低钒的浸出率。而后对钙化钒渣进行了酸浸提钒试验,考察了钒渣粒度、浸出温度、酸浓度和液固比对钒浸出率的影响,动力学计算结果可知酸浸过程的表观活化能为11.56 kJ.mol_-1^,表明钙化钒渣的酸浸反应为内扩散控制。     

基于硫酸铵+硫酸混合助剂的石煤焙烧─酸浸提钒

为了了解含钒石煤焙烧过程助剂硫酸铵+浓硫酸对焙烧—酸浸提钒效果的影响,以四川广元某V2O5含量为0.82%的含钒石煤试样为研究对象(33.03%的钒赋存在有机质中,59.45%的钒赋存在硅酸盐矿物中),在混合助剂硫酸铵与浓硫酸的物质的量之比为1∶1的情况下,考察了焙烧温度、混合助剂添加量、试样的粒度和浸出温度对钒提取率的影响。结果表明,在添加硫酸铵+浓硫酸助剂的情况下,250℃焙烧导致试样中的云母相消失,伴随着硫酸铁铵、硬石膏新相的生成;焙烧温度上升到400℃,硫酸铁铵的衍射峰强度达到最强;继续提高焙烧温度至500℃,硫酸铁铵的衍射峰强度减弱;在320℃的焙烧熟料中有新相硫酸铝铵生成,至350℃处于增强阶段,至400℃硫酸铝铵相又全部消失。细度为-120目的试样按SO2-4与Al2O3+Fe2O3的物质的量之比3.5添加硫酸铵+浓硫酸,350℃下的焙烧熟料在90℃下进行硫酸酸浸,钒浸出率可达95.67%。     

铜冶炼渣固废资源制备珠铁的研究

为了最大程度地回收铜渣中的铁资源、得到高品质的珠铁产品, 在实验室条件下模拟转底炉, 使用高温炉焙烧还原由铜渣、还原煤、石灰石制备的含碳球团, 直接还原生成珠铁和渣, 再通过人工挑选的方式实现渣铁分离。研究了焙烧温度、焙烧时间、还原煤用量、石灰石用量等因素对焙烧效果、珠铁全铁品位、铁回收率的影响, 确定较佳的球团配料比为铜渣∶还原煤∶石灰石=100∶20∶10, 较佳的焙烧条件为焙烧温度1 400 ℃、焙烧时间40 min, 最终可获得铁回收率91.04%、全铁品位94.72%、C含量1.23%的高品质珠铁。     

Na2CO3促进某硅质页岩中低价钒的钠化氧化作用研究

在对含钒硅质页岩添加NaCl进行氧化焙烧提钒过程中引入Na₂CO₃可促进钒的氧化和后续浸出。在对促进效果进行考察的基础上，通过对复合添加剂焙烧产物及浸出渣的化学成分、XRD及SEM-EDS等的分析，研究了Na₂CO₃的促进机理。结果表明：①在NaCl+Na₂CO₃（质量比为3∶2）与试验原料质量比为10%，焙烧温度800 ℃，焙烧时间180 min，焙烧产物在液固比10 mL/g、浸出温度80 ℃、浸出时间120 min条件下搅拌浸出（600 r/min），钒浸出率达到84.96%。②焙烧过程中，原料中的白云母、伊利石等矿物铝氧八面体晶格被破坏，转变为主要含元素Na、K、Al、Si、O的熔融颗粒并析出钠长石。Na₂CO₃增加焙烧原料碱度，使石英反应活性增强并与熔融颗粒共熔产生多孔颗粒。③加入NaCl和Na₂CO₃后，熔融颗粒及石英共熔产生的微孔结构及焙烧过程中充填于熔融颗粒间的长石形成的气相通道，均使焙烧料内部O₂的扩散性增强，与低价钒接触几率增加，加速钒氧化进程，使钒氧化焙烧效果变好。     

共生铅-锌混合精矿硫酸化焙烧分离铅、锌研究

采用硫酸化焙烧工艺对某共生铅-锌混合精矿进行了铅锌分离试验研究。在硫酸化焙烧过程中, 硫化铅和硫化锌与氧气反应生成硫酸铅和硫酸锌; 利用硫酸锌易溶于水、硫酸铅不溶于水的特性, 采用水浸工艺对焙烧产品进行铅、锌分离。结果表明: 在焙烧物料球团直径小于8.0 mm、空气流量1.0 L/min、焙烧温度650 ℃、焙烧时间2.5 h、硫酸钠用量2.4%、硫酸钙用量3.6%、常温常压下浸出1.5 h、浸出液固比1.5∶1, 得到了锌浸出率96.05%～96.68%、平均96.35%, 铅渣品位56.89%～57.25%、平均57.11%的指标, 铅、锌分离效果明显。