钒铬还原渣资源化利用技术进展

钒铬还原渣为有色冶金领域重要危险固体废弃物,产生源头多,成分复杂。由于还原渣中的钒铬性质相似,钒铬分离一直是困扰还原渣资源化的关键难题。本文在阐述还原渣资源化利用必要性的基础上,讨论了还原渣利用的现状,并介绍了还原渣资源化利用的各种技术及其优缺点,提出了加强还原渣资源化利用的建议。     

钒渣中有价元素的富集

目前钒渣只能提取钒,造成了大量的铁、铬的损失.本文对高铬钒渣进行综合利用,基于铁的还原,通过对还原焙烧时煤粉的加入量和煅烧温度不同的研究,磁选富集铁、钒和铬元素.通过XRD,XRF,SEM/EDS等表征手段对样品进行了研究.结果表明,添加煤粉煅烧可分别回收72. 36%的钒,79. 32%的铬和98. 61%的铁.     

从钒铬还原渣中提取钒

钒渣生产五氧化二钒过程中产生的废水含有少量钒和铬,应予回收,使之符合排放废水的标准。处理该废水后得到的钒、铬渣含V10—18％,Cr18—22％。根据钒铬电位,采用选择性氧化和碱浸湿渣法,对分离钒、铬很有效,含钒溶液经净化和沉淀后制成V_2O_5,铬渣另作它用。     

红格矿深还原—熔分过程及钒、铬走向的研究

深还原—熔分固相还原后的金属化球团生产钒铬生铁是利用红格矿的途径之一.由于V2O5与Cr2O3的赋存、分布以及冶炼过程中的走向基本一致,综合回收利用二者可一起考虑.为了提高钒、铬回收率,实现钛和铁的有效分离,通过单因素试验考察了在氩气保护下,配料的碱度、深还原—熔分温度和配碳量对熔分过程和钒、铬走向的影响.结果表明,当熔渣碱度为1.2,配碳量为0.5%,熔分时间为15 min,熔分温度为1 610℃时,渣铁的分离效果较好,且有利于钒、铬熔于铁相.     

亚熔盐法高铬钒渣钒铬高效同步提取工艺研究

根据高铬型钒渣物相特征,采用NaOH亚熔盐液相氧化法提取高铬钒渣中的钒铬,实现钒铬的高效低成本低温同步提取。系统考察NaOH亚熔盐体系反应温度、碱矿质量比、搅拌转速等工艺参数对钒渣分解过程的影响,获得最优工艺参数为:温度220℃,NaOH浓度85%,碱矿比10∶1,搅拌转速950 r/min,常压通氧气流量1 L/min,反应时间6 h;钒、铬的浸出率分别达到95%和90%以上,实现了高铬钒渣中钒铬共提,为高铬型钒渣中钒铬的同步提取提供了一条可行途径,实现了钒渣的综合利用。     

从含钒铬物料中分离提取钒铬的研究进展

含钒铬物料硅铝含量高、成分复杂,钒、铬分离是钒铬物料资源化的关键。综述了从含钒铬物料中分离提取钒、铬的工艺,分析了各工艺的优缺点,认为碱浸法具有更好的应用前景。     

钒铬溶液中钒铬提取及分离工艺研究进展

介绍了从钒铬溶液中分离钒铬的方法,即萃取法、化学沉淀法、离子交换法、结晶法和电化学法,阐述了这5种分离方法的技术原理和工艺流程,分析并归纳了各种方法的优缺点。源自于攀枝花红格矿区的高铬型钒渣,经钠化焙烧-水浸后得到低钒高铬溶液,该溶液体系中杂质含量高,钒铬分离困难。通过综合比较后指出,化学沉淀法具有工艺流程短、操作简单、生产成本低等优点,分离提取钒铬容易实现产业化,对于该钒铬溶液体系的钒铬提取分离比较适用;结晶法分离钒铬,产品纯度高,具有较好应用前景。     

从沉钒上层液中回收钒和铬

采用沉淀多钒酸铵法生产五氧化二钒时,排出的上层液经还原、中和后,其沉渣再经焙烧、沉淀、分解可回收 V_2O_5;浸出渣可冶炼钒铬合金,收到了显著的经济效益并消除了六价铬对环境的污染。     

利用提钒尾渣生产高钒生铁

提钒尾渣是生产钒铁的浸出废渣,我厂从1977年投产以来已堆存万吨。渣中含有铁、钒、铬、锰等元素和少量的浸出废液。为了综合利用其有价值的元素和消除对环境的污染,提出和确定了利用提钒尾渣生产高钒生铁的生产工艺。提钒尾渣的综合利用在国内同类厂家均未进行。国内有关研究部门提出采用水法处理提钒尾渣以消除污染。但此法不仅带来二次污染(废水),并且因工艺流程长,设备     

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。     

含铬钒渣的资源化综合利用研究

介绍了磷化工行业钒铬废渣高值化清洁利用工艺路线,并对其关键技术进行了研究,包括新型萃取体系的研发与优化、萃取机理的探讨、萃取中间层形成机理与控制方法等。在此基础上,与上下游单元无缝链接,形成了钒铬废渣全组分综合利用工艺包,并建成了1.5万t/a规模的钒铬废渣示范工程,获得了良好的经济、社会、环境效益。     

含铬浸出渣与副产盐酸综合利用试验研究

通过对铬浸出渣资源综合利用试验可得:Cr^6+平均浸出率为99.94%,∑Cr平均浸出率为86.55%,Fe平均浸出率为94.72%。通过萃取-反萃取-沉淀工序可以获得99%以上的氢氧化铁和98.5%以上氢氧化铬;通过萃余液处理工艺试验,获得符合工业标准的主品位97%以上的硫酸钙(晶须)、40%以上的碳酸镁和98%以上的工业氯化钠,处理后的萃余液返回浸出工序循环使用,实现了副产盐酸和铬资源的综合利用。     

攀枝花钒钛磁铁矿冶炼过程中主要稀散元素分布走向研究

本文以攀枝花矿区所产多元素共生钒钛磁铁矿作为基本原料的钢铁冶炼和选钛工艺流程为主线,具体针对攀钢钒冶炼工艺流程的技术特点和关键控制环节,重点选取烧结矿、高炉渣、钒渣、钢渣等样品作为稀散元素分布走向研究的监测和调查对象,开展了镓、钪、铬、钴、镍、铌、锆的调查研究.通过资料调研和检测分析,尤其是引入富集比和总回收率的概念,综合对比分析,从必要性和可能性两个方面阐明了攀枝花矿(攀钢钒)应重点考虑钒渣中铬、铌元素和高炉渣中镓、钪、锆元素为综合利用的可行性及主攻方向,为进一步深入全面地综合开发利用攀枝花钒钛磁铁矿资源提供了可靠的依据.     

锌浸出渣综合利用技术适用性评估

针对锌浸出渣产量大、环境危害性高、富含可利用的有价金属、综合利用技术种类多而缺乏适用性评估等问题,通过分析多种锌浸出渣综合利用技术的优缺点及现状,构建了锌浸出渣综合利用技术评价指标体系,并采用定量评价方法,计算了各种锌浸出渣综合利用技术的加权平均综合指数,给出了推荐和可行两个层次的综合利用技术分类,可为锌冶炼厂的工艺选择或提标改造提供借鉴。     

Extraction of vanadium from V-Cr bearing reduced residue by selective oxidation combined with alkaline leaching

The extraction of vanadium from the V-Cr-bearing reduced residue formed from the waste water by reduction and neutralization in the process of extracting vanadium from vanadium slag was investigated by selective oxidation combined with alkaline leaching. Vanadium pentoxide is used as the selective oxidant. The effects of leaching temperature, leaching time, solution pH and vanadium pentoxide addition were studied. Under the most suitable conditions including a leaching temperature of 95°C, leaching time of 3?h, solution pH 13.0 and vanadium pentoxide addition of 4.55?wt-%, the leaching of vanadium reached 93.4% and the leaching of chromium was 17.1%.     

含钒转炉渣中和钛白废酸的试验研究

 攀钢在钒钛资源综合利用过程中产生了大量的含钒转炉渣和钛白废酸固、液废弃物,通过实施“以废治废”的新型利用理念,在常温下,液固比为5∶1进行配比,浸泡1 h后钒浸出率达到71.16％,酸浸液可作为提钒原料使用,而酸浸渣则可作为石膏替代品,在达到中和目的的同时,实现废弃资源的再利用。     

Extraction of vanadium from direct acid leach solution of converter vanadium slag

Direct acid leaching of converter vanadium slag by titanium dioxide waste is eco-friendly and efficient, but with low selectivity. This novel technique can result in a vanadium solution which contains chromium(III), aluminium(III), magnesium(II), manganese(II) and high amount of iron(II) and iron(III). Bis (2-ethylhexyl) phosphoric acid (D2EHPA) and tri-butyl-phosphate (TBP) diluted with sulphonated kerosene were applied for vanadium extraction from the multi-element leach solution. The effects of the initial pH, concentration of D2EHPA, ratio of organic to aqueous phase, and the extraction time on the extraction efficiency of vanadium were investigated in saponification and unsaponifiable systems, respectively. The results showed that the vanadium extraction percentage can be up to 97% and the iron extraction percentage can be less than 10% in a thirteen-stage counter-current simulation test and the separation coefficient between vanadium and iron can reach to 109.8. Furthermore, vanadium(IV) can also be separated from other impurities such as aluminium(III), magnesium(II), manganese(II), chromium(III) efficiently. The loaded organic phase was stripped by 184?g?L^?1 sulphuric acid solution in a three-stage counter-current stripping process and with the total vanadium stripping percentage of greater than 99.5%. In the end, the vanadium pentoxide products with a purity of 99.14% were obtained.     

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。