钒铬渣浸出液原位制备VS4试验研究

目前传统的提钒工艺仍以制备钢铁和化工行业的钒产品为主,为进一步促进钒产品深加工,提出含钒浸出液原位制备高附加值含钒材料VS4的新技术,该产品可用于储能和催化等领域.以钒铬渣为原料,分别以不同焙烧、浸出工艺所得含钒浸出液为钒源,硫代乙酰胺为硫源制备了 VS4产品,并对其物相和微观形貌进行表征.结果表明,钒铬渣钠化焙烧水浸...     

含钒钢渣提钒新工艺研究

含钒钢渣产生于钒钛磁铁矿的炼钢过程,可作为提取V_2O_5的重要原料。但由于其CaO和铁的含量高,钒含量低,目前回收利用难度很大。针对现有提钒工艺存在的问题和含钒钢渣的特点,自主开发出一种"选矿预处理、选择性分段浸出、萃取—洗涤—反萃"的选冶湿法提钒新工艺,并重点研究了选矿预处理、选择性分段浸出、净化与富集等工序,取得了较好的结果。新工艺钒总回收率达80%,与传统工艺从含钒固废中提钒时总回收率不足70%相比,指标大幅提升。新工艺取消了焙烧工序,突破了传统火法冶炼的局限,既消除焙烧污染、降低成本和投资,又提高浸出指标。新工艺使用的原料是废弃的含钒钢渣,属于废弃物的综合利用,对充分利用钒资源具有重要意义。     

含钒石煤矿和萤石联合制取五氧化二钒的方法

含钒石煤矿和萤石联合制取五氧化二钒的方法。本发明属于钒的湿法冶金技术,特别是对含钒石煤矿直接浸出分离钒的冶炼技术。本方法是将含钒石煤矿、萤石矿和硫酸调浆后,泵入反应槽中,进行化合和溶解,生成硫酸酰钒而进入溶液,经液固分离后得到含钒浸出液,浸出液经采用铁屑还原、氨水中和、萃取、反萃、氨水沉钒、煅烧等成熟工艺处理后,便产出合格五氧化二钒。     

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。     

有机胺类萃取剂构效关系及其萃钒的研究进展

分析了有机胺类萃取剂的构效关系及其萃钒机理,结果表明:有机胺类萃取剂是以阴离子交换为特征、N原子为萃取功能基的碱性萃取剂;伯胺和叔胺在酸性体系中发生质子化后形成铵盐,季胺盐类不需质子化;伯胺与氢键形成缔合物从而选择性优先萃钒,常用于萃取钒铬渣浸出液中的钒,传统单一伯胺最优萃取pH值一般小于4;叔胺与体系中含钒配合阴离子形成缔合物从而萃钒,其在更低pH值下萃取性能更好,尤其在萃取含铁杂质的浸出液中钒时性能优良,但叔胺饱和容量小、萃取剂消耗量大且易产生第三相;强碱性季胺盐与含钒溶液接触时,含钒阴离子与萃取剂中Cl~-发生交换,从而使钒进入有机相,季胺盐类存在饱和容量低以及分相平衡时间较长的问题。评述了近年来有机胺类萃取剂萃钒的研究进展,指出了今后的研究方向:探索最佳萃取pH值、提高改性剂性能、与其它试剂协同萃钒、优化萃取前的提钒工序等,同时加强胺类萃取剂萃钒机制的探究,开发高效且适应范围广的新型胺类萃取剂。     

P204/P507从硫酸体系中萃取分离钒铁的性能比较

含钒矿物浸出液中存在铁离子等杂质，严重影响钒的分离富集。本文以P204和P507为萃取剂，采用溶剂萃取法从含V(Ⅳ)和Fe(Ⅱ)的模拟浸出液中提钒，考察了pH值、钒浓度和铁浓度对钒萃取效果和钒铁分离效果的影响，同时分析了萃取前后有机相的结构变化。结果表明，pH值变化对钒萃取和钒铁分离的影响显著，P204更适用于强酸性条件下(pH<1)的钒铁分离，而P507更适合于较强酸性条件下(pH=2)的钒铁分离。在pH值为2,V⁴⁺浓度为0.07 g/L,Fe²⁺浓度为14 g/L,O/A相比为1.5,温度为25℃,搅拌时间为10 min的条件下，P507对钒的萃取率达到99%以上，铁的萃取率小于5%,表现出良好的钒铁分离效果。红外光谱显示，P204和P507萃取钒是阳离子交换过程，表现为萃取剂中P—OH官能团的H⁺被VO²⁺取代。     

O216萃取分离钒与铬的工艺研究

采用O216—3~#惰性溶剂为萃取剂溶液,以钠化焙烧钒铬渣浸出液为原料,研究了浸出液萃前pH值、萃取剂溶液浓度、萃取温度、萃取反应时间、相比等因素对钒铬的萃取分离的效果,测定最佳工艺下萃取剂溶液的饱和容量。得到的最佳工艺条件为:浸出液pH为1.8、体积浓度为40%、温度为30℃、萃取时间为5 min、相比为1∶1,钒的单级萃取率达98.79%、铬的单级萃取率达36.42%,分离系数为142.90;O216萃取剂溶液对于钒铬的饱和容量分别为:V_2O_5:41.46 g/L,Cr_2O_3:3.62 g/L。O216—3~#惰性溶剂为萃取剂溶液用于钒铬分离,具有良好的分离效果。     

锂云母浸出母液的萃取除杂试验研究

目前,锂云母硫酸盐法生产碳酸锂的技术存在很大缺陷。本文采用溶剂萃取法,根据过程中浸出母液的特点,用P507萃取浸出液中的铝、锰、铁,从而分离出锂。实验考察了萃取剂浓度、皂化率、有机相和水相体积比、料液pH值和萃取时间等因素对杂质萃取率的影响,确定出最优工艺参数。研究结果表明,在适宜条件下,可以达到锂云母浸出母液净化除杂的目的。     

钠盐处理含钒铁水及钠化钒渣水浸提钒

本研究采用钠盐处理含钒铁水的方法,实现了同时脱磷、脱硫和回收钒。钠盐处理后可直接得到水溶性的钠化钒渣。这种钒渣不经钠化焙烧即可直接进行水浸提钒,所得纯净铁水由于含磷、硫极低,可实现无渣炼钢。实验是在15公斤及100公斤规模上采用两种方法进行的,一为搅拌法,一为吹氧法。实验结果表明,两种方法平均脱钒率可达80—90％;平均脱磷率大于75％;平均脱硫率大于70％。钠化钒渣的钒浸出率为95—99％。对钒渣浸出液采用电渗析脱钠,除硅净化,伯胺萃取提钒,最后可得到纯度大于99％的五氧化二钒产品。     

石煤脱炭焙烧水浸提钒工艺研究

介绍了采用脱炭氧化、钠化焙烧、水浸从石煤中提钒的工艺方法。研究了复合附加剂种类、温度、时间等对石煤焙烧钒转化率的影响;液固比、温度、时间、浸出液钒浓度对浸出的影响及浸出液净化条件等。研究结果表明,焙烧温度、附加剂、液固比是影响钒转浸率的重要因素。本研究适宜的工艺条件是：石煤脱炭温度860℃,钠化焙烧温度820℃,焙烧时间4h,附加剂为氯化钠碳酸钠混合．浸出采用循环富集,液固比为1：1,浸出水温度80℃。     

N1923萃取钒渣无焙烧浸出液中钒的实验探究

针对传统提钒技术中焙烧段能耗巨大和污染严重等问题,提出了用钛白废酸为浸出剂,无焙烧加压浸出钒渣的新工艺.通过正交设计实验及单因素实验考察 N1923 对此工艺体系中浸出液中钒萃取的状况.正交试验结果表明,常温下,20 %N1923-5 %仲辛醇-75 %磺化煤油体系中,水相初始 pH=1.4,水相有机相体积比（V_A/V_O）=1:3,萃取时间为 2 min 时,钒单级萃取率可达 77.69 %以上,经 4 级逆流萃取,钒总萃取率达 99.9 %,并与杂质元素分离效果明显.      

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.     

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%.     

提钒尾渣资源化综合利用的研究进展

 由于含钒产品需求量的不断增加,提钒尾渣的产量也逐年增加,若不能对其实现有效的综合利用,不仅占用了大量土地,造成大量有价金属的浪费,而且会对环境造成严重污染。结合提钒尾渣的物化特性,对提钒尾渣在有价组分回收、制备特种功能材料、有害元素脱除和生产建筑材料等4个方面的研究进展进行了综述。目前,提钒尾渣的综合利用虽然取得了一定的进展,但仍存在不够经济环保、消纳量有限等缺点。而随着人们环境保护意识的不断提高,以及高品位富矿储量的逐年减少,未来对提钒尾渣的综合利用也必将向多种有价元素综合回收,以及降低提钒尾渣产品中有毒、放射性元素含量等方面发展。同时,还需进一步简化工艺流程,利用提钒尾渣制备高附加值产品,以此来降低生产成本,扩大产品的使用范围,提高提钒尾渣的消耗量,实现环境保护和经济增长的可持续发展。     

还原焙烧- 氧化浸出对石煤钒浸出率的影响

以湖北某地石煤钒矿为研究对象,此石煤钒矿中的钒大部分存在于钒云母中,其次为炭质包裹钒和游离态钒。为了更好地研究还原焙烧对钒云母中钒浸出率的影响,首先通过TG- DSC分析结合盐酸酸浸探究了提取石煤中游离态钒和碳质包裹钒的试验条件,然后研究了还原焙烧的焙烧温度、还原剂添加量以及氧化浸出过程中添加氧化剂对钒云母中钒浸出率的影响。结果表明,氧化浸出过程中加入氧化剂KMnO4对钒云母中钒的浸出率几乎没有影响,但在还原焙烧过程中加入还原剂铝可显著提高钒云母中钒的浸出率。     

Extraction of vanadium from black shale using pressure acid leaching

The extraction of vanadium from black shale was attempted using pressure acid leaching. The effects of the several parameters which included reaction time, concentration of sulfuric acid, leaching temperature, liquid to solid ratio and concentration of additive (FeSO₄) upon leaching efficiency of vanadium were investigated and a two-step counter-current leaching approach was developed. The results showed that the leaching efficiency of vanadium in the two-step process could reach above 90%. Vanadium was effectively separated and enriched by solvent extraction after leachate pretreatments, including the reduction of Fe³⁺ and adjustment of pH value. The extraction and stripping yields of vanadium were both > 98%. Ammonia was added to a stripping liquor to precipitate vanadium and then the ammonium poly-vanadate produced was calcined at 550 °C for 3 h to produce the high purity V₂O₅ powder. The overall yield of vanadium through all process stages was about 85%.     

钒资源现状及有机磷类萃取剂萃钒的研究进展

介绍了全球的钒资源的主要分布、储量情况及其市场供需与应用状况。从中心结构、有效基团与空间效应、离子交换协同萃取三个方面综述了机磷(膦)类萃取剂的萃钒机理及其近年来萃钒的新型磷(膦)类萃取剂的研发与应用进展,指出了新型磷(膦)类型萃取剂的研发、新工艺的应用以及协同萃取是目前磷(膦)类萃取剂萃钒的主要研究方向。分析了酸性磷(膦)类萃取剂萃钒、中性磷类萃取剂萃钒和其他新型磷(膦)类萃取剂萃钒的不同萃取体系的萃钒机制。分析认为有机相的损失,萃取和反萃钒的步骤,萃取和分离时间较长,出现乳化现象等是当前萃取钒体系普遍存在的难点。因此需要不断开发新型高效萃取剂,发展清洁绿色萃取技术,在原萃取剂的基础上利用协同效应,探索新的萃取剂组合方式,更好地推进中国钒工业的发展。      

过氧化氢分光光度法测定湿法提钒工艺中钒

为了提高湿法提钒工艺过程控制效率,采用以过氧钒离子(VO(O₂)⁺)显色特性为基础的过氧化氢分光光度法测定钒含量,实现了样品中钒含量的现场快速测定。首先通过在试样溶液中加入适量氢氧化钠溶液,调整溶液pH值至9～10,然后加入过氧化氢将低价态钒全部氧化至钒(V),再加入硫酸调整溶液至酸性,钒(V)与过氧化氢在室温下形成稳定的红棕色过氧钒离子(VO(O₂)⁺),于450 nm处测定吸光度。钒质量浓度在2.0~400 mg/L内与吸光度值符合比尔定律。采用实验方法测定3种湿法冶金提钒液体试样(包括钒浸取溶液、钒盐沉淀后溶液以及废水等)中钒,结果的相对标准偏差(RSD,n=10)分别为0.38%、3.5%和7.6%;与高锰酸钾氧化-硫酸亚铁铵滴定法结果相一致。     

X射线光电子能谱分析钒渣熟料中钒的价态

将转炉钒渣和碳酸钠混合, 在800 ℃下通过控制空气氧化时间制备一系列氧化程度不同的钒渣熟料, 对这些熟料进行水浸试验与X射线衍射(XRD)物相分析, 并使用X射线光电子能谱(XPS)分析法, 对钒渣熟料中钒元素的价态进行了定量研究。试验结果表明, XPS全谱得到的钒渣熟料元素与原始成分基本相符。窄扫图谱拟合过程得到了熟料各价态V 2p_3/2的结合能与半峰高宽的数据, 钒价态拟合结果显示随着氧化时间的增加, 熟料中V和V含量分别增加和减少, V含量先升高后降低, 结果与熟料的水浸结果以及XRD分析结果相符。     

减少转炉提钒过程碳烧损

摘要：为了有效减少了转炉提钒过程的碳烧损量,在硅钼炉内进行氧化性炉渣与铁水在不同温度下的渣金反应实验,发现炉渣与铁水的反应速率随温度的升高而加快;温度越高铁红(Fe2O3)将钒氧化到极值的速度越快,但达到极值后钒会被还原回铁水中,且还原速度也随温度的升高而提高;温度越高钒渣中的钒被铁水中碳还原的量越大。根据实验结果对转炉提钒工艺进行了优化,吹炼温度为1340～1350℃时加入冷却剂,控制较低的终点温度,在钒氧化率不降低的情况下,碳烧损率从19.39%降到17.91%、碳烧损量从0.82%减少到0.76%,有效减少了转炉提钒过程的碳烧损。