钒渣空白焙烧高效清洁提钒技术

针对现有钒渣焙烧提钒工艺中存在焙烧温度高、炉窑结圈、转浸率低、产生大量氨氮废水等问题,研究了钒渣空白焙烧过程钒尖晶石相的氧化过程及机理,得出结论：钒铁尖晶石相在600℃以后即可完全氧化分解,钒渣经过750℃以上的温度一次焙烧后钒转化率＞95％.通过钒渣NaOH水热碱浸实验,在180℃碱浸2h条件下可以使钒浸出率达到95％以上.在空白焙烧-水热碱浸过程中,无有害气体及废水排放,属于高效清洁提钒生产技术.     

粒度对钒渣焙烧转化率的影响

介绍了攀钢生产氧化钒所用钒渣的粒度分布及不同粒度钒渣的化学成分,研究了钒渣粒度对钒转化率的影响规律,优化了氧化钒的生产工艺。在钒渣粒度为80～160目,钒渣:尾渣之比为10:6,碱比为1.4的条件下焙烧熟料钒,其转化率达到86%。     

提钒尾渣脱钠技术研究

提钒尾渣含铁、钒等有价元素,但因钠含量高,返高炉炼铁会带来潜在风险。为解决上述问题,分别研究了提钒尾渣湿法脱钠技术,还原焙烧—磁选分离技术及钠化还原—浸出—磁选分离技术。结果表明,采用氧化钙作为脱钠剂加压浸出,提钒尾渣脱钠率可达到80.5%;提钒尾渣800℃还原后,其中铁还原为磁铁矿,但结晶粒度小,磁选分离效果差,提高还原温度至1 200℃,铁继续还原为金属铁,并聚集长大,分离效果良好;提钒尾渣同时添加钠盐、煤粉还原可实现钒和铁的同时转化,再通过浸出、磁选可实现三者有效分离,其中钠盐可用钙盐部分替代。     

钒渣提钒研究现状及发展趋势

钒是一种重要的稀有金属元素,广泛应用在国民经济的诸多重要领域。文中结合国内外的研究现状,对钒渣提钒的研究现状及发展趋势进行综述。目前,钒渣提钒已成为钒冶金领域的研究热点。钒渣提钒的方法可归纳为:钠化氧化焙烧提钒、钙化氧化焙烧提钒、无盐氧化焙烧提钒、无焙烧加压浸出、熔融态钒渣直接氧化提钒、基于过程强化的钒渣提钒和提钒尾渣的综合利用。钒渣提钒最重要的发展趋势是提钒的高效化、提钒的绿色化、提钒废液和尾渣的循环利用以及高值利用。     

钒渣单复焙烧影响因素及热动力学研究

在钙化焙烧提钒新工艺中,对比研究了钒渣单复焙烧的影响因素、热力学及动力学。结果表明:单复焙烧熟料形貌差异较大,单焙烧熟料成块成球,复焙烧熟料疏松;熟料循环焙烧时循环比为0.50时转化率为90%以上;尾渣复焙烧转化率为16.20%,熟料单焙烧转化率为82.38%,说明单焙烧不完全,采用尾渣与熟料混合循环的复焙烧可以显著提高转化率,尾渣循环比R_2/R_1为0.67时转化率为89.55%;单焙烧钙钒比为0.6～0.8,复焙烧具有较低的钙钒比为0.40且可以再次利用单焙烧剩余钙量;单复焙烧4 h转化率分别约为85%、88%～92%;复焙烧温度较单焙烧温度低约30℃,低温下转化率高5.54～7.18个百分点;单复焙烧在870℃时化学反应平衡常数K分别为35.17、132.44;ΔG分别为-33.84 kJ/mol、-46.48 kJ/mol;ΔS分别为-0.220 9 kJ/mol、-0.198 1 kJ/mol;ΔH分别为216.88 kJ/mol、183.92 kJ/mol;钒渣单复焙烧反应受零级化学反应控制,反应活化能E分别为37.36 kJ/mol、30.65 kJ/mol;指前因子A分别为7.32×10~(13) min~(-1)、3.11×10~(13) min~(-1)。     

钒渣无焙烧加压酸浸过程研究

针对现有产业化钒渣"焙烧-浸出"提钒工艺冶金废弃物多的现状,采用钒渣"无焙烧-加压酸浸"工艺进行了试验研究,考察了浸出温度、液固比、浸出时间、初酸浓度及搅拌速率对转炉钒渣中钒、钛、铁浸出率的影响,绘制了高温(150℃)条件下V-Fe-H2O系E-p H图,并分析了钒渣矿物中各组分在该条件下与H2SO4反应的可能性、有价金属转入溶液的理论限度和生成物的稳定状态。150℃V-Fe-H2O系高温Ep H图结果表明:150℃时,在H2O及Fe2+的稳定区范围内,钒铁尖晶石(Fe O·V2O3)能够在p H1.5的强酸条件下分解,可溶性钒离子主要以VO2+的形式在体系中充分浸出;通过无焙烧-加压酸浸试验,得到粒度-0.075~+0.055 mm钒渣的最优酸浸工艺参数为:浸出温度130℃、浸出时间90 min、初酸浓度200 g·L-1、液固比10∶1、搅拌速率500 r·min-1。结果表明:在最优工艺条件下,通过无焙烧-酸浸能够使钒渣中的钒浸出率达96.93%,铁浸出率为92.33%,钛浸出率为15.95%,并在渣中富集。     

亚熔盐法钒渣高效清洁提钒技术

针对目前钒渣焙烧提钒工艺钒资源利用率低、铬无法同步提取、"三废"环境污染严重等问题,基于亚熔盐非常规介质优异的物理化学性能,通过反应分离耦合工艺设计,提出了亚熔盐法高效清洁提钒新技术。亚熔盐新技术可将钒渣分解温度由传统工艺的850℃降至200～400℃,钒一次转化率可达95%以上,铬回收率提高到80%以上,可望突破传统钒渣提钒方法的资源环境制约。     

钠化焙烧钒渣时氯化挥发镓的实验研究

本研究在200～1000℃范围内对单独添加NaCl以及同时添加Na_2CO_3和NaCl焙烧钒渣时镓的氯化挥发规律进行了探索。只添加NaCl与钒渣混合焙烧,镓挥发率(ηGa)随NaCl添加量增加而提高,但提高趋势不大,且钒转化为水溶性的比率很小。同时添加Na_2CO_3和NaCl与钒渣混合焙烧,在配料比W钒渣/(W_(Na_2CO_3)+W_(NaCl)))=8/2,W_(Na2CO_3)/W_(NaCl)=2时,800℃下焙烧1h,钒转化率为85％,ηGa=30％,效果较好;ηGa随焙烧温度升高而增加,但为保证钒转化率,焙烧温度应控制在800～900℃之间。     

钙化提钒尾渣碳酸氢铵脱硫及酸浸提钒工艺研究

针对钙化提钒尾渣难以实现有效提钒利用的现状，提出采用碳酸氢铵脱硫-酸性浸出的工艺对钙化提钒尾渣进行处理。研究了脱硫过程中反应温度、碳酸氢铵加入量、液固比对脱硫效果的影响；酸浸过程中温度、pH、液固比对提钒效果的影响，并采用曲面响应的研究手段进行了条件优化，获得了最佳反应参数。结果表明：在脱硫反应温度为30℃，碳酸氢铵用量与脱硫理论值之比为1.4∶1，脱硫液固比（L∶S）=5∶1时，脱硫率为94.58%；在酸浸温度30℃，酸浸液固比L∶S=6∶1，酸浸pH=1.0的条件下，尾渣钒的浸出率为56.79%。通过曲面响应试验得到了最佳工艺参数：浸出pH为0.977，浸出温度为39.36℃，液固比4.455∶1。在该条件下，钒的浸出率的预测值为56.80%，验证性试验浸出率为56.77%，比预测值仅低0.03个百分点。研究结果表明该工艺操作简单，脱硫率高，提钒效果较好，有利于钙化提钒尾渣的有效利用，具有良好的发展前景。     

提钒尾渣资源化利用技术

介绍了提钒尾渣的物理性能,开发了提钒尾渣配矿烧结-高炉炼铁技术、提钒尾渣高效提钒-尾渣脱钠-富铁尾渣高炉炼铁技术、提钒尾渣的高值化利用技术。通过添加适量提钒尾渣替代低钒铁精粉,可以改善烧结矿质量,回收利用了提钒尾渣的有价金属元素;利用碱性介质分解提钒尾渣,并对富铁尾渣进行脱钠处理,可实现钒的高效回收、铁组分的富集,使终渣Na_2O含量低于2%,富铁尾渣配矿用于配矿炼铁。继续推动提钒尾渣在钒钛黑瓷和太阳能集热板领域的应用,实现提钒尾渣大规模、清洁化增值利用。     

湖南湘西某钒矿提取五氧化二钒试验研究

研究了湘西某石煤钒矿提取五氧化二钒的工艺条件：分别考察了添加剂种类与用量、焙烧温度、焙烧时间、原矿磨矿粒度、硫酸加入量、浸出时间、浸出温度等对钒浸出率的影响。试验得出结果：空白焙烧870℃、焙烧时间4h、原矿磨矿粒度-74μm≥71％情况下,添加1．8％硫酸,室温浸出1h。在此条件下,钒的提取率可达87％以上。该含钒浸出液用717树脂离子交换一沉钒一煅烧工艺可以提炼出YB／T5304—2006冶金用99钒,该钒矿总回收率为84．5％。     

某石煤矿浓酸熟化两段逆流浸出钒的研究

以湖南岳阳某石煤钒矿为原料,对其进行了浓酸熟化处理和两段逆流浸出提钒研究。结果表明,首先在硫酸加入量26%、物料粒度-2.0mm、熟化温度150℃、熟化时间3.5h条件下进行熟化,熟化料随后在常温下按液固比1.5∶1进行两段逆流浸出,每段浸出时间为3.0h,矿石中钒总浸出率可达94%左右,该流程具有无焙烧烟尘污染、钒浸出率高、工艺流程简单等优点。     

熔融钒渣直接提钒新工艺

现行钒渣焙烧工艺中的钒渣高温物理热被浪费,对"熔融钒渣直接氧化钠化提钒"新工艺的可行性进行分析,并进行实验室模拟试验。结果表明,新工艺条件下,试验过程中熔融钒渣流动性良好,焙烧后钒渣水浸率为50%～80%,焙烧后钒渣中的钒主要以偏钒酸钠的形式存在。新工艺是合理可行的,具有工业生产价值。     

钒渣物相结构及钙化焙烧相变对钒转化率的影响因素探讨

运用马弗炉焙烧钒渣得到不同温度阶段的熟料,采用偏光显微镜、扫描电子显微镜、电子探针以及能谱仪等对钒渣物相结构、形貌以及焙烧过程中物相组成变化规律等进行详细分析。通过偏光显微镜观察得出钒渣主要由钒尖晶石、金属铁、硅酸盐及钛铁矿等物相组成;通过能谱成分分析得出钒尖晶石为主要含钒物相;通过扫描电镜和电子探针观察钒渣焙烧过程形貌变化,得出钒尖晶石最终氧化分解形成铁板钛矿、氧化铁以及钒酸钙相,认为钒渣物相结构(钒尖晶石晶粒大小、硅酸盐粘结相分布和分散金属铁量的多少)、熟料中钒的存在形式、钒酸钙相的生成含量以及高熔点硅酸盐的形成等都可能会影响钒的转化率高低。     

A Clean and Efficient Method for Recovery of Vanadium from Vanadium Slag: Nonsalt Roasting and Ammonium Carbonate Leaching Processes

A cleaner method has been developed for the extraction of vanadium from vanadium slag. Compared to the traditional alkaline salts roasting followed by the water leaching process, in the nonsalt roasting process because no additives are added, the chromium spinel in the raw vanadium slag will not be converted to carcinogenic chromate salts and exhaust gas will not be produced. The ammonium metavanadate is precipitated from the water leach solution. The wastewater from the vanadate precipitation process can be recycled into the leaching process. The leaching residue can be comprehensively utilized in conjunction with an iron-making process using blast furnace. The nonsalt roasting mechanism was systematically investigated in a laboratory study. The XRD and morphology analysis of roasted vanadium slag showed that the oxidation of vanadium spinel occurred in the following steps: (1) the destruction of vanadium spinel and the formation of solid solution of Fe₂O₃·V₂O₃; (2) the oxidation of solid solution of Fe₂O₃·V₂O₃ to Fe₂O₃·V₂O₄ and a portion of the V(IV) in the Fe₂O₃·V₂O₄ was reacted with basic oxide such as MgO to generate the low-valence vanadate Mg₂VO₄; (3) the formation by further oxidation of highest-valence vanadates Mn₂V₂O₇ and Mg₂V₂O₇. The effects of particle size, oxygen concentration, gas flow rate, and temperature on vanadium recovery were investigated. Simultaneously, the effects of leaching variables, including ammonium carbonate concentration and temperature, were examined. The thermodynamics of the system are also reported.     

钒渣钙化焙烧试验研究

通过对焙烧温度、焙烧时间及钙钒比的正交试验和单因素试验,掌握了钒渣钙化焙烧最优参数组合。分析了钒渣钙化焙烧过程中钒、铁及碳酸钙的变化情况,同时针对冷却制度对钒渣焙烧效果的影响进行了讨论。试验表明,适合工业生产的控制方案为:焙烧温度890～920℃、焙烧时间1.5～2.5 h,内配钙钒比(CaO/V2O5)0.5～0.7,冷却时间40～60 min、冷却结束温度400～600℃,在此条件下进行焙烧,钒渣的转浸率为87.27%。     

Extraction Behavior of Vanadium and Chromium by Calcification Roasting-Acid Leaching from High Chromium Vanadium Slag: Optimization Using Response Surface Methodology

Calcification roasting-acid leaching were conducted to investigate the extraction behavior of vanadium and chromium from high-chromium vanadium slag (HCVS). The conditions were optimized by response surface methodology (RSM). Results showed that when HCVS and CaO were mixed in m(CaO)/m(V₂O₅) of 0.62, then roasted from room temperature to 840 °C and maintained for 170 min, a maximum vanadium leaching rate of 87.74% was achieved. Additionally, 0.68% chromium was co-leached, achieving the separation of vanadium and chromium. The roasting factors affecting vanadium extraction followed this order: roasting temperature>m(CaO)/m(V₂O₅)=holding time. For the chromium extraction, the interaction between m(CaO)/m(V₂O₅) and roasting temperature was significant.     

石煤钒矿粒度对酸浸提钒的影响

研究了石煤钒矿不同粒度矿物的性质及其对酸浸提钒的影响。结果表明,矿样中的CaO含量及浸出矿浆黏度均随粒度减小而逐渐增加;在+0.300-0.038 5mm的粒度区间内,随着粒度的减小,钒浸出率先增加后降低,在-0.074+0.045mm时浸出率最高,达93.04%,-0.045mm时,钒浸出率开始降低。在本试验条件下的适宜粒度区间为-0.300+0.045mm。