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。     

贵州省石煤型钒矿的工艺矿物学及钒的赋存状态研究

利用多种检测方法,研究了贵州省某钒矿成矿岩石中钒的矿物学特征,在此基础上,研究酸浸出钒工艺。结果表明,钒在石煤中主要富集在云母类矿物中。赋存于钒云母和含碳钒云母中的钒占原矿总量的58.01%,赋存于绢云母中钒占原矿总量的1.35%,赋存于含钒褐铁矿中钒占原矿总钒量的3.28%。矿石中褐铁矿磁性相对较强,而钒云母和含碳质钒云母也有磁性,但磁性极弱,直至磁场强度达到2 000 mT才基本上进入磁性产品,可采用磁选预富集含钒矿物,再进行化学选矿。     

石煤硫酸浸出过程中含钒矿物的浸出行为

以陕西省商南县石煤钒矿为研究对象,研究了直接酸浸、氧化酸浸及活化酸浸的提钒效果,分析了酸浸过程中含钒矿物钒的浸出规律和活化浸出机理。结果表明：在硫酸浓度250 g/L、液固比5 mL/g、温度90℃条件下,浸出12 h,钒浸出率仅为48.55%;在相同条件下,加入3%氯酸钠,氧化酸浸9 h,钒浸出率增加到61.42%;再添加9%氟化钙,仅活化浸出6 h,钒浸出率可达到92.90%。工艺矿物学研究表明：在活化酸浸过程中,氟化钙与硫酸反应生成的氢氟酸,促进了硫酸对含钒矿物结构的破坏,同时参与了含钒云母的反应,促进了含钒矿物中钒的浸出;矿物中含钒云母、钒钛矿、褐铁矿、钒硫化物中钒的浸出率分别为98.47%、42.22%、98.09%、89.70%,与氧化酸浸相比,分别增加了31.77、26.90、18.01、89.70个百分点。     

我国钒页岩提钒技术研究现状及前景

综述了近十年来我国在钒页岩提钒领域的重要研究成果,包括选矿预富集、焙烧、浸出、净化富集及 沉钒等方面的研究现状和最新进展。重点探讨了典型难处理云母型钒页岩焙烧、浸出、净化富集和沉钒技术的研 究工作及最新研究成果,同时介绍了一些新兴强化钒高效提取的方法在钒页岩提钒领域的应用及机理。空白焙烧 工艺适用于钒赋存形式简单且多赋存于氧化物中的钒页岩,而对于钒赋存形式复杂的钒页岩,钒的转价率较低;添 加剂焙烧工艺能够有效破坏含钒矿物晶体结构,强化低价态钒的释放和氧化。直接酸浸工艺能有效浸取以吸附形 式存在的钒页岩中钒,而对于钒以类质同象形式赋存于云母类矿物中的页岩适用性较差;助浸剂及新兴外场浸出 工艺能进一步强化含钒矿物晶格破坏,显著提高钒的浸出率;新型净化富集技术能实现钒与杂质离子的高效分离 富集,提高分离过程的适用性和环保性;新型无铵沉钒工艺可从源头消除传统铵盐沉钒工艺过程的氨氮及大气污 染等环境问题,并获得高附加值钒产品。后续应基于钒页岩工艺矿物学研究,进一步开发高效、低能耗的提钒技 术;同时,探讨提钒技术基础理论,阐明提钒工艺过程控制因素,优化提钒工艺参数,降低生产成本,为我国钒页岩 提钒行业绿色可持续发展提供理论及技术支撑。     

我国钒页岩提钒技术研究现状及前景

综述了近十年来我国在钒页岩提钒领域的重要研究成果,包括选矿预富集、焙烧、浸出、净化富集及 沉钒等方面的研究现状和最新进展。重点探讨了典型难处理云母型钒页岩焙烧、浸出、净化富集和沉钒技术的研 究工作及最新研究成果,同时介绍了一些新兴强化钒高效提取的方法在钒页岩提钒领域的应用及机理。空白焙烧 工艺适用于钒赋存形式简单且多赋存于氧化物中的钒页岩,而对于钒赋存形式复杂的钒页岩,钒的转价率较低;添 加剂焙烧工艺能够有效破坏含钒矿物晶体结构,强化低价态钒的释放和氧化。直接酸浸工艺能有效浸取以吸附形 式存在的钒页岩中钒,而对于钒以类质同象形式赋存于云母类矿物中的页岩适用性较差;助浸剂及新兴外场浸出 工艺能进一步强化含钒矿物晶格破坏,显著提高钒的浸出率;新型净化富集技术能实现钒与杂质离子的高效分离 富集,提高分离过程的适用性和环保性;新型无铵沉钒工艺可从源头消除传统铵盐沉钒工艺过程的氨氮及大气污 染等环境问题,并获得高附加值钒产品。后续应基于钒页岩工艺矿物学研究,进一步开发高效、低能耗的提钒技 术;同时,探讨提钒技术基础理论,阐明提钒工艺过程控制因素,优化提钒工艺参数,降低生产成本,为我国钒页岩 提钒行业绿色可持续发展提供理论及技术支撑。     

钒云母氧化焙烧机理研究

通过TG-DSC、XRD、SEM分析以及化学浸出试验,研究了氧化焙烧过程中钒云母晶体结构和钒赋存状态的变化情况,以及这些变化对钒浸出效果的影响,探讨了钒云母的氧化焙烧机理。结果表明:1在升温过程中,钒云母依次失去层间吸附水、结晶水和羟基水。2钒云母晶体结构非常稳固,焙烧温度小于850℃时,钒云母仅发生晶体结构调整。焙烧温度低于600℃,主要发生V~(3+)的氧化反应;焙烧温度为600~850℃,V~(3+)和V~(4+)的氧化反应同时存在,但主要发生V~(4+)的氧化反应;焙烧温度大于850℃,羟基的脱除导致云母层间结合力减弱,矿物结构失去原有的稳定性,出现松散解体趋势,V~(3+)和V~(4+)的氧化反应均达到平衡;焙烧温度大于1 000℃,钒云母的晶体结构遭到破坏,原有的矿物形态逐渐消失,向非晶态玻璃相转化。     

石煤循环氧化法提钒焙烧过程氧化机理研究

含钒石煤是我国重要的钒矿资源,氧化焙烧是从石煤提钒的基础。以湖北某地含钒石煤为研究对象,采用电位滴定、Ｘ衍射分析、能谱分析和电子探针分析等手段对氧化焙烧过程中钒的价态和赋存状态变化及相变进行了研究,在此基础上对钒的氧化动力学进行了探讨。研究结果表明：石煤中的钒主要赋存在伊利石中,焙烧过程中相变的结果是含钒伊利石相消失,钾钠长石相和可溶性钒酸盐形成;钒的氧化过程是逐级氧化过程（V(Ⅲ)→V(Ⅳ)→V(Ⅴ)）;钒的氧化反应受扩散动力学控制,其动力学表观活化能为81.19 kJ/mol。     

钙化焙烧-酸浸提钒过程中含钒物相结构及其演变规律研究

对钒渣、熟料和残渣中含钒物相微观结构、形貌以及钒元素走向进行了分析, 考察了钙化焙烧-酸浸提钒过程中含钒物相结构及其演变规律。结果表明: 钙化焙烧过程中钒尖晶石由初始光滑致密的多边形逐渐氧化成多孔状态, 直至最后生成凹凸不平的“圆粒状”氧化铁和“短柱状”铁板钛矿, 钒元素也由最初富集在钒尖晶石中逐渐向钒酸钙、氧化铁、铁板钛矿和硅酸盐中转移; 酸浸过程中熟料中凹凸不平的含钒氧化物(氧化铁、铁板钛矿和钒酸钙)逐渐变为“镂空状”铁板钛矿相, 大部分钒元素被硫酸浸出, 残留的钒元素主要赋存于氧化铁、铁板钛矿和硅酸钙中。     

湖北某石煤型钒矿石工艺矿物学研究

为了给湖北某石煤型钒矿石中钒的回收工艺研究提供指导,采用化学分析、显微镜观察、单矿物化学成分能谱分析、MLA矿物自动定量检测技术等手段对该矿石进行了工艺矿物学研究,得出的主要结论为：① 矿石V₂O₅含量为0.96%,含钒矿物有钒云母（纤维钒云母、含碳钒云母和片状钒云母）、含钒褐铁矿、钒钙榴石及水钒铁矿、羟钒铜矿、钒钡铜矿等;② 虽然矿石中含钒矿物种类较多,但回收钒的主要对象为钒云母、含钒褐铁矿和钙钒榴石,这三者的V₂O₅分配率合计达97.08%;③ 含钒褐铁矿和钙钒榴石具有一定磁性,而钒云母磁性极弱。根据以上结论,建议先通过强磁选预富集含钒褐铁矿和钙钒榴石、通过浮选预富集含钒云母,然后采用直接酸浸工艺回收强磁选精矿中的钒、采用加助浸剂的酸浸工艺或焙烧-酸浸工艺回收浮选精矿中的钒。     

对空白氧化焙烧提钒中影响钒焙烧转化率因素的探讨

<正> 含钒石煤提钒,当前存在的主要问题是如何提高钒的焙烧转化率和防止污染。我们曾对杨家堡含钒石煤进行了空白氧化焙烧提钒试验的研究(又称无附加剂提钒试验)。也研究了铀钒分离的问题。同时通过石煤中主要含钒单矿物的焙烧和浸出,来探讨     

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。     

贵州某褐铁矿磁化焙烧—磁选试验

贵州某褐铁矿石为低硫磷褐铁矿石,铁品位为47.14%,铁矿物主要有褐铁矿,纤铁矿、硬锰矿、软锰矿、黄铁矿少量,褐铁矿呈不规则胶状、土状分布,与脉石矿物共生关系密切,磨矿过程不仅难以实现有用矿物与脉石矿物的有效分离,而且容易泥化,因而直接强磁选或重选均难以获得理想的分选指标。为解决该褐铁矿石资源的开发利用问题,采用磁化焙烧—磁选工艺对该矿石进行了选矿试验。结果表明,在无烟煤(2~0 mm)与矿样(3~0 mm)质量比为5%,焙烧温度为850℃,保温时间为40 min,焙烧产物的磨矿细度为-0.074 mm占97.5%,中磁选磁场强度为218.95 kA/m情况下,可获得铁品位为66.23%、铁回收率为97.53%的铁精矿。     

高氯高铁型四氯化钛除钒尾渣焙烧提钒工艺研究

针对氯化法生产钛白粉工艺中除钒固体废弃物难以有效再利用的问题,研究了除钒尾渣钠化焙烧?水浸脱氯提钒工艺中Na2 CO3添加量、焙烧时间及温度对钒浸出率的影响,实现高氯高铁型四氯化钛除钒尾渣资源的二次利用.结果表明,采用液固比10 mL/g的水洗工艺,可大幅降低尾渣中NaCl对沉钒率的影响;水洗后的除钒尾渣在Na2 CO...     

循环氧化法石煤提钒新工艺试验研究

提出一种采用自主开发的低钠复合添加剂进行氧化焙烧,在两段水浸后增加稀酸浸出工艺,然后将酸浸液亚铁沉钒后作为中间产品返回再氧化焙烧,最后从水浸出产品的循环氧化法石煤提钒新工艺.并在氧化焙烧之前,增加预焙烧,除去石煤中的有机质和黄铁矿等还原性矿物对钒的氧化抑制,同时能充分利用石煤的低热值能源,还可使钒得到一定程度的富集.并应用新工艺以江西某地石煤为对象进行了实验研究.研究结果表明,实验过程最佳条件和指标分别为：预焙烧中焙烧温度750 ℃,焙烧时间30 min,残碳量小于2％;氧化焙烧中焙烧温度为780~820 ℃,焙烧时间90 min,复合添加剂用量9%,酸浸中间产品3%~5%.在此条件下,钒的浸出率可达85.5%,总回收率可达76.3%.     

石煤焙烧—加压酸浸提钒研究

为探索提高石煤中钒的浸出效率,以湖北通山某石煤矿石为研究对象,进行了石煤焙烧—加压酸浸提钒工艺研究。结果表明:在焙烧温度为850℃、焙烧时间为60 min、釜内压力为1.0 MPa、硫酸初始浓度为15%、液固比为1.5 m L/g、浸出温度为150℃、浸出时间为120 min条件下,钒浸出率可达80.51%。采用红外光谱法分析了加压浸出前后云母矿物的晶体结构,并从动力学的角度揭示了浸出温度对钒浸出的影响机理。结果表明:加压浸出可以破坏云母晶格,进而有利于释放云母晶格中的钒,提高钒浸出效果。浸出过程动力学分析结果表明:浸出温度对浸出过程影响显著,浸出温度为60~120℃时,表观活化能为41.603 k J/mol,浸出过程受化学反应控制;150~210℃时,表观活化能为4.319 k J/mol,浸出过程受内扩散控制;加压浸出能够将浸出温度提高至100℃以上,有效提高了硫酸破坏云母晶格的速率,是提高钒浸出效率的关键。     

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。     

攀枝花钒铁精矿钠化焙烧提钒新工艺研究

研究了焙烧温度、焙烧时间、钠化剂种类、配比等对攀枝花钒铁精矿焙烧的影响, 得出了焙烧阶段最佳条件为焙烧温度为1 300 ℃、焙烧时间为120 min、Na₂CO₃含量为6%。试验结果表明, 钒铁精矿采用钠化焙烧水浸提钒工艺, 比火法提钒的回收率高,钒的转浸率能达到86.91%。     

废催化剂中钼、钒回收工艺的研究

比较了加碱焙烧浸出和焙烧碱浸方法。选择焙烧碱浸工艺进行试验,使用碳酸钠为浸出剂,考察了焙烧温度、焙烧时间及碳酸钠浓度等条件对钼、钒浸出率的影响。确定焙烧温度为650℃,焙烧3 h,碳酸钠加入量为50 g/L的一次逆流浸出工艺,在该工艺下钼的浸出率达91%,钒的浸出率达77.17%。考察沉降温度及氯化铵浓度对钒的沉降率的影响,确定温度在80～90℃,氯化铵浓度为90 g/L时,钒的沉降率达到97%。     

酸碱性添加剂对硅质含钒页岩焙烧效果的影响

以鄂西某地硅质含钒页岩为研究对象,研究了酸性、碱性添加剂对其焙烧效果的影响。试验结果表明,在焙烧温度为800 ℃,保温时间1 h,加入1%碱性添加剂Na₂CO₃和2%YL情况下,钒的水浸率可达74.63%;在焙烧温度为850 ℃,保温时间为1.25 h,加入5%酸性添加剂Na₂SO₄和2%YL情况下,钒的水浸率可达85.36%。结合不同焙烧熟样的SEM检测,解释了2种添加剂对该页岩焙烧的影响。