轮窑焙烧高硅钒矿提取钒的工业试验

在国内首次用轮窑焙烧提取高硅钒矿中的钒,使传统的钠化焙烧工艺取得了较好指标：钒转化率６５．４９％,总回收率５４．７０％。根据该种窑的特性重点作了焙烧条件试验,由此提出了进一步提高钒转化率的措施。     

提钒尾渣中钒铬的浸出与萃取

采用硫酸浸出和萃取分离从提钒尾渣中回收有价元素。结果表明,尾渣经80%质量浓度的硫酸溶液浸出后,钒、铬浸出率分别达98.2%、84.8%;以20%P204+80%磺化煤油(体积百分数)为萃取剂,对浸出液进行三级萃取并反萃后,钒的回收率可达56.2%,萃取过程中铬的损失率低于4%,萃余液水解后可得到纯度为89.6%的Cr_2O_3产品。实现了浸出液中钒、铬的分离和回收。     

从某低品位石煤钒矿中浸出钒的工艺研究

研究了从某低品位石煤钒矿中浸出钒,主要考察了硫酸直接浸出、氧化焙烧—酸浸、氧化焙烧—碱浸和钙化焙烧—碳酸钠浸出等工艺对钒浸出率的影响。结果表明:造球氧化焙烧—酸浸流程工艺指标较好;在焙烧温度850℃、焙烧时间2h、酸用量为矿石质量60%条件下浸出6h,五氧化二钒浸出率达62.5%。     

高硅氧化锌矿浸出脱硅工艺的研究

在分析原矿特性的基础上，参考高硅氧化锌矿多种浸出脱硅工艺，针对原工艺缺点提出原矿中和脱硅，二次酸浸工艺，取得了酸碱消耗减半，锌浸出率96％的指标。     

酸浸-萃取-氨沉淀法从石煤钒矿中提取钒

采用氧化焙烧脱炭-硫酸氧化浸出-P204+TBP溶剂萃取-氨水沉钒的工艺方法,从江西某石煤钒矿中提取V2O5,考察了硫酸用量、萃取及反萃次数、反萃液pH值对工艺过程的影响。试验结果表明:钒矿破碎后在硫酸溶液中用氯酸钠进行氧化浸出,钒的浸出率可达到96%以上;用P204+TBP溶剂萃取和稀硫酸溶液反萃,再用氨水沉淀钒,最终得到纯度98.0%以上的V2O5产品;从石煤钒矿到V2O5的总收率可达86.14%～93.09%。该工艺对钒的回收效果明显,操作简单,生产成本低,对环境污染较小。     

从高氟硫酸铍溶液中萃取铍工艺研究

高氟铍矿石中的成分复杂,其中氟、磷、硅、铝、铁等杂质在传统法工艺中对氧化铍的回收率及质量影响很大;萃取法生产氧化铍过程中,P204对铍浸出液中的阳离子进行交换,浸出液中的阴离子氟、硅、磷等基本不被萃取;利用阳离子在P204中的萃取顺序,将铁还原成二价铁,并在还原气氛中减少铝铁与铍同萃机会。同时高氟铍矿石中的氟与铝的络合作用可抑制铝的萃取,萃入有机相中的铝铁经洗涤后基本可除去。洗后的有机相经反萃、水解沉淀、煅烧得到合格的工业氧化铍。     

高硅氧化锌矿浸出脱硅工艺的研究

在分析原矿特性的基础上,参考高硅氧化锌矿多种浸出脱硅工艺,针对原工艺缺点提出原矿中和脱硅,二次酸浸工艺,取得了酸碱消耗减半,锌浸出率96%的指标。     

酸浸法从石煤中提钒的中间试验研究

根据“从走马石煤中提钒工艺流程小型试验研究”中选定的工艺流程及参数,采用了石煤脱碳焙烧－－硫酸浸出－－固液分离－－清液萃取－－铵盐沉钒工艺流程,进行了从走马石煤钒矿中提取Ｖ２Ｏ５的中间试验,试验在年产５ｔ精钒产品的生产车间进行。日处理规模为：碳氧化焙烧２．２ｔ石煤钒矿,硫酸浸出１．２ｔ焙灰,溶剂萃取２．５ｍ＾３硫酸浸出液,连续运转３４ｄ。在石煤Ｖ２Ｏ５晶位为０．８８％时,Ｖ２Ｏ５浸邮率为７６．１％     

用P204从废钒催化剂中萃取钒

用P204+TBP+磺化煤油体系从废钒催化剂还原酸浸液中萃取回收钒,考察萃取相比(O/A)、P204浓度及待萃液初始pH对萃取钒的影响。结果表明,P204萃取钒最优条件为:萃取剂组成20%P204+10%TBP+70%磺化煤油、相比O/A=2、料液初始pH=2.2、萃取5 min。在此优化条件下,VO2+萃取率可达98.73%。用1.5mol/L硫酸反萃6min,VO2+反萃率达93.35%,且制得V2O5产品达GB 3283-1987冶金99级V2O5的标准。     

从石煤浸出液中萃取钒

采用P204-煤油萃取体系从含钒浸出液中萃取钒,确定了有机相中钒饱和容量和萃取剂体积含量之间的关系,根据单一条件的萃取效果,进行了多级逆流萃取及反萃试验,结果表明:若要使钒的萃取率大于95%,需进行6~7级的逆流萃取,若要使钒的反萃率大于98%,需进行10~11级的逆流反萃。     

高硅质石煤钒矿浸出机理研究

对高硅质石煤钒矿进行工艺矿物学分析和在硫酸体系下浸出机理的研究。结果表明,钒钛矿及含钒金红石、硫钒铜矿在硫酸直接浸出以及添加氟化物条件下,钒均难以浸出;钒酸盐、褐铁矿在硫酸体系下,钒易于浸出,氢离子破坏其晶体结构;含钒云母类矿物采用硫酸直接浸出,钒浸出率低于50%,在添加氟化物条件下,钒浸出率高于90%。氟化物强化含钒云母类矿物的浸出机理是HF与F-形成络合离子,在H_3O~+的促进下,破坏硅酸盐矿物晶体结构中的Si-O键,实现钒的浸出,HF在浸出过程起催化作用。     

硅质钒矿硫酸熟化常温水浸提钒

以陕西某地硅质钒矿为研究对象,进行了单一硫酸浸出、硫酸助浸、空白焙烧—浸出、硫酸熟化—常温水浸提钒探索试验,确定出硫酸熟化—常温水浸工艺更适用于硅质钒矿,同时考察了熟化温度、熟化时间、熟化硫酸及水用量、矿石粒度、浸出温度对钒浸出率的影响。结果表明,在熟化硫酸用量15%、熟化水用量10%、熟化温度130℃、熟化时间4 h、原矿粒度-8 mm、熟料浸出液固比1.5、常温浸出3 h的条件下,可获得78%左右的钒浸出率。该硅质钒矿经硫酸熟化后水浸,浸出温度对钒浸出率影响小,可采用"熟化-柱浸(堆浸)"工艺进行提钒。     

钒矿石无盐焙烧提取五氧化二钒试验

对钒矿石进行了无盐焙烧-硫酸浸出-P204有机萃取-铵盐沉钒提取五氧化二钒的工艺研究.结果表明,该钒矿石于800 ℃焙烧1.5 h、焙烧矿磨矿粒度小于1.19 mm占84%的条件下,用硫酸浸出, 钒的浸出达90%以上;用P204和TBP的磺化煤油溶液萃取、再用氨水沉钒,最终得到纯度98.74%的五氧化二钒,全流程钒回收率达85%以上.     

高硅高钙低品位钒渣提取五氧化二钒的研究

以碳酸钠为添加剂,采用氧化焙烧-水浸工艺从高硅高钙低品位钒渣中提取五氧化二钒.考察了碳酸钠加入量、焙烧温度、焙烧时间、浸出温度、浸出时间、浸出液固比等对钒浸出率的影响.结果表明:氧化焙烧过程对钒的提取影响显著,而水浸过程影响较小.通过氧化焙烧使钒转化为可溶性的钒酸钠与不溶性的钒酸钙.在水浸过程中,钒酸钠溶于水;而钒酸钙与磷酸钠或硅酸钠反应转化为可溶性的钒酸钠,可同时除去浸出液中的杂质硅和磷.通过实验获得了优化工艺参数:碳酸钠加入量为18％,焙烧温度为700℃,焙烧时间为2.5h;浸出温度为90℃,浸出时间为30 min和液固比为5∶1 ml·g-1.在此优化条件下,钒浸出率可达到89.5％以上,浸出液中主要杂质为Si,P和Cr.产物五氧化二钒的纯度大于99％.     

高铅硅锌渣绿色回收锗铟的新工艺研究

针对锌渣中铅、硅含量高的特点,采用中性浸锌—二段氧压浸出—一段萃取提铟—钙盐蒸馏提锗工艺,锗、铟回收率分别达到93.2%和95.6%,是一个安全、绿色、高效、经济型新工艺。     

高硅天然氧化锌矿浸出新工艺的研究

针对高硅天然氧化锌矿常规处理时存在的矿浆难压滤、液固比过小、Zn浸出回收率低等问题 ,进行了试验研究。试验设计并验证了能有效处理高硅天然氧化锌矿的“二次半—反向浸出”新工艺。试验结果说明 ,按该工艺处理高硅天然氧化锌矿 ,浸出液固比可有效控制在 ( 4～ 5 )∶1,矿浆过滤及洗涤效果良好 ,Zn浸出回收率 ,小试 91 13 %,工业试验 80 10 %。     

某炭硅质钒矿提钒工艺的选取

简述了某炭硅质含钒页岩钒矿性质,介绍了原矿直接酸浸提钒和空白氧化焙烧-酸浸提钒两工艺的试验结果.两工艺的技术经济比较分析表明,采用原矿直接酸浸提钒虽然其原矿处理单位成本高4.8％,但投资省20.1％、项目投资财务内部收益率(所得税前)高1.85％、项目投资回收期缩短0.28年,且流程短,工艺简单成熟,节能环保,更容易实现工业化,可供类似钒矿借鉴和推广应用.     

P204萃取石煤提钒酸浸液乳化的成因研究

对采用P204萃取某石煤空白焙烧酸浸溶液时在萃取界面产生严重乳化现象的原因进行系统研究,并初步探讨了预防界面乳化物生成的措施。结果表明,有机相中的杂质和降解产物,以及水相中的铁、镁、铝、硅等杂质离子水解络合聚集的沉淀物是引起乳化物生成的主要原因。     

用D201树脂从石煤钒矿酸浸液中提钒

对离子交换法从石煤钒矿酸浸液中提钒进行了研究。主要考察了原液pH、速比、交换前液钒浓度对钒吸附率的影响。结果表明,在pH=1.85、吸附速度与树脂体积比1.5 h-1、交换前液钒浓度4 g/L条件下,钒的吸附效果较佳。中试试验证明,原液V2O5含量4 g/L左右,采用“三柱串联吸附—优化调节—两柱串联再吸附”流程,当吸附尾液体积是树脂总体积约20倍,尾液钒品位稳定在约0.13 g/L,平均含钒低至约0.11 g/L时,V2O5吸附率为97.17%。以4%NaOH+4%NaCl配比的解吸剂对饱和D201进行动态解吸,解吸液中V2O5含量达到峰值为119.49 g/L,利用4倍树脂体积的解吸剂,最终得到富钒解吸液中V2O5浓度为57.36 g/L。解吸液无需净化处理,即可实现酸性铵盐一步沉钒法制备高纯V2O5产品,最终五氧化二钒品位为98.36%,产品符合YB/T 5304—2017要求,级别为粉钒V2O598.0-P级。