造球焙烧-低酸浸出五氧化二钒试验研究

对某石煤钒矿采用造球焙烧-低酸浸出五氧化二钒试验研究,结果表明:该钒矿在粒度-200目75%造球焙烧预处理,焙砂在硫酸浓度4%、浸出时间1h、矿浆液固比2、常温浸出的条件下,五氧化二钒浸出率可达88.15%。      

石煤钒矿提钒工艺技术的研究进展

介绍了国内外石煤钒矿的资源概况,阐述了石煤钒矿的钠化焙烧、无盐焙烧、钙化焙烧和酸(碱)浸出提取五氧化二钒的工艺,并讨论了各工艺的优点及存在的问题。     

新技术 新设备

<正>贵州开发清洁提钒新工艺通过评审的《贵州江古钒矿选冶扩大试验报告》指出,采用分段浸出提钒—萃取—反萃—铵盐氧化沉钒—热解制取五氧化二钒新工艺,可实现五氧化二钒萃取率98.10%、综合回收率达到     

废钒触媒提钒工艺研究

废钒触媒中通常含五氧化二钒(V_2O_5)5%～10%,本研究系统考察了钠化焙烧-水浸、NaOH浸出和Na_2CO_3浸出等工艺对废钒触媒浸出率的影响。试验结果表明,随着废钒触媒钠化焙烧Na_2CO_3含量增加,钒浸出率也逐渐提高,当Na_2CO_3含量为12%时,钒浸出率为83.14%,随着Na_2CO_3含量的进一步增加,钒浸出率升高的趋势变缓,当Na_2CO_3含量为20%时,钒浸出率为84.49%,综合考虑生产成本及后续提钒尾渣脱钠,废钒触媒钠化焙烧的碱含量应控制在12%左右;对比碳酸钠与氢氧化钠直接浸出两种工艺,两者对废钒触媒的浸出率在浓度为20%时,钒浸出率均在80%以上,但碳酸钠成本低廉,溶出杂质较少,且后续对接现有工艺更为容易。     

黑色页岩型银钒矿综合回收银钒试验研究

针对黑色页岩型银钒矿的矿物特点, 确定了除炭富集银精矿的浮选制度, 并对分离后的钒矿进行了焙烧-浸出试验, 实验表明, 采用钙化焙烧-酸浸和钙化焙烧-碱浸2种方法处理该类矿都可以达到较理想的浸出效果, 钒浸出率分别达到74.5%和65%。     

含钒石煤硫酸化焙烧—超声浸出试验

为了解决传统石煤提钒工艺存在的污染大、酸耗高、钒浸出率低等问题,以湖南某地石煤为研究对象,对硫酸化焙烧—超声浸出提钒工艺条件进行了研究。结果表明:在硫酸用量(与石煤的质量比)为18%、液固比为1.2∶1 mL/g、焙烧温度为240℃、焙烧时间为2.5 h,焙砂超声浸出时的磷酸用量(与石煤的质量比)为8%、液固比为2∶1mL/g、超声功率为100 W、浸出温度为80℃、浸出时间为60 min情况下,钒浸出率可达88.21%;该工艺浸钒效果优于硫酸化焙烧—机械搅拌浸出工艺和钙化焙烧—超声浸出工艺,其原因在于超声波的搅拌作用、空化作用、热效应和化学效应有助于改变钒的聚集状态,加快钒的浸出,使钒浸出过程较为充分。     

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。     

钒尾矿制备高附加值产品白炭黑工艺研究

借鉴工业中水玻璃及白炭黑的生产工艺特点,采用钒尾矿作为主要硅质原料进行了制备白炭黑的可行性试验,试验分别对工艺中的焙烧阶段、浸出阶段及陈化阶段进行了研究。试验结果表明:通过添加矿药质量比为1∶2.5的CS组合药剂,经中温焙烧—水浸—铵盐陈化工艺后,钒尾矿SiO2浸出率达80%以上,获得的白炭黑产品SiO2含量达90%以上,满足了普通工业用品的标准要求,对钒尾矿的综合利用提供了一条新型的技术路线。     

湿法浸出粘土钒矿中钒的研究

针对钠化熔烧法提钒能耗较大,且污染环境问题,开展了以二氧化锰为氧化剂,硫酸直接酸浸法从淅川含钒牯土矿中浸出五氧化二钒的可行性研究.对酸浸提钒阶段各种影响因素进行了分析,同时对浸出条件进行了优化.实验结果表明,在MnO2用量3%、温度90℃、液固比2:1、反应时间9h、硫酸的浓度为20%、搅拌速度为1500r/min的优化条件下,五氧化二钒浸出率为92%,比钠盐焙烧工艺高出10%以上,环境污染和能源消耗也得到有效控制.     

石煤复合碱循环浸出提钒研究

采用空白焙烧-复合碱循环浸出工艺从石煤钒矿中浸出钒,结果表明,当焙烧温度850℃、焙烧时间3 h、16% NaOH和12%Na_2CO_3复合碱作为浸出剂、浸出温度95℃、浸出时间2 h、液固比为2时,钒浸出率可达84.28%。复合碱循环浸出过程中平均浸出率的变化不大,但浸出液中钒浓度得到了显著提高,且碱用量大大降低。     

溶剂萃取-铵盐沉钒法从石煤酸浸液中提取五氧化二钒的研究

采用D2EHPA-TBP-磺化煤油混合体系萃取-硫酸反萃-酸性铵盐沉钒方法从石煤酸浸液中分离、回收五氧化二钒。结果表明:在酸性介质中钒萃取率取决于溶液pH值,当溶液初始pH值≤2.5,钒萃取率高,杂质离子不发生水解沉淀,利于钒的分离、富集。以10%D2EHPA、5%TBP、85%磺化煤油的有机相做萃取剂,在相比为1∶1,溶液初始pH值2.45的条件下,经7级逆流萃取,钒的萃取率为96.7%。以1.5mol/L的硫酸溶液做反萃取剂,在相比(O/A)为5∶1的条件下,负载有机相经3级逆流反萃取,钒的反萃率大于99%,采用酸性铵盐沉钒,在550℃条件下煅烧脱氨后得到的五氧化二钒产品纯度为99.01%。     

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。     

某钒矿酸法提钒新工艺试验研究

针对某大型页岩钒矿现行提钒工艺存在问题及该资源特点,确定采用两段逆流硫酸溶液浸出-中和-还原-萃取-铵盐沉钒的工艺。试验结果表明:在原料粒度为-120目、浸出液固比为1、浸出温度为90℃时,V2O5浸出率大于75%;用于富集浸出液中钒的萃取体系为15%P204+10%TBP+75%磺化煤油;该工艺提取V2O5总回收率大于70%,产品中V2O5含量大于99%。     

四川广旺地区石煤资源开发利用研究

四川广旺含钒石煤主矿层属品位较富的钒矿资源，研究表明石煤中钒主要以Ｖ（Ⅲ）形式赋存于粘土矿物里。提钒过程中，焙烧是关键。它直接影响石煤中Ｖ（Ⅲ）向Ｖ（Ｖ）的价态转化率（ηｖ（ｖ））、Ｖ（Ｖ）进一步向可溶性的钒的转化率（η焙）及钒的浸出与沉淀。采用复合钠盐（ＮａＣｌ＋Ｎａ２ＳＯ４）焙烧比单一钠盐可提高焙烧转化率２％－５％。焙烧过程中钒的价态转化率与焙烧转化率存在着内在联系。     

从废钒催化剂中回收五氧化二钒的研究

从生产硫酸用过的废钒催化剂中,用Na_2SO_3-H_2SO_4溶液浸出钒,浸出率为92％。浸出液经二步沉淀,可得V_2O_5含量大于99％的产品。计算的钒总回收率为90％,实际总回收率约80％。采用该流程从上述废钒催化剂中回收V_2O_5具有明显的经济效益。     

酸性铵盐沉钒制备高纯V_2O_5的试验研究

以石煤提钒水浸—离子交换所得富钒液为研究对象,分析了富钒液中钒及杂质含量,以及酸性铵盐沉钒pH值、温度、时间、铵盐类型和加铵系数等因素对制备高纯V2O5的影响。试验结果表明,采用酸性铵盐沉钒,在最佳工艺条件下可制备高纯度粉体V2O5。     

高浓度盐酸体系下叔胺N235三相萃取钒试验

含钒石煤经盐酸浸出后所得浸出液通常酸度较高,p H较低。为在不调节浸出液p H的条件下,以叔胺N235为萃取剂从高浓度盐酸—钒体系中萃取钒的最佳工艺,考察了萃取剂的组成、萃原液盐酸浓度、萃取相比(O/A)、萃取时间对钒萃取率的影响,并通过FT-IR分析探讨了在不同盐酸浓度下N235萃取钒形成的萃合物结构。试验结果表明:对盐酸浓度为2 mol/L,钒浓度为1.82 g/L的模拟酸浸液,在有机相N235体积浓度为20%,萃取时间为2min,萃取温度为25℃,相比(O/A)为0.5情况下的钒单级萃取率为83.93%,三级逆流萃取钒总萃取率为98.37%。利用叔胺N235从盐酸介质中萃取钒时,均会出现三相。在萃原液盐酸浓度≥3.1 mol/L时,萃合物结构为(R_3NH)_4·(H_2O)_n·H_2V_(10)O_(28·)(HCl)x;萃原液盐酸浓度3.1 mol/L时,萃合物结构为(R_3NH)_4·(H_2O)_n·H_2V_(10)O_(28)。     

某低品位石墨型钒矿的浮选研究

针对江西某低品位石墨型钒矿的特点,采用优先浮石墨—石墨尾矿再选钒的工艺,在钒浮选作用,用GZS作抑制剂,用混合胺作捕收剂回收石墨和钒.在原矿碳品位6.71％、V2O5品位0.41％时,获得碳品位92.06％、回收率95.85％的石墨精矿和V2O5品位2.26％、回收率77.86％的钒精矿,实现了石墨和钒的综合回收.