Calcified roasting-acid leaching process of vanadium from low-grade vanadium-containing stone coal

The low-grade vanadium-containing stone coal used in this experiment was collected from Wuxi Country, Chongqing City, China. The experiment focused on the vanadium recovery from roasted residue through optimizing the process conditions of an effective and environmentally-friendly technology, named calcified roasting-sulfuric acid leaching technology. By single-factor experiments and orthogonal experiments, the effects of roasting temperature, roasting time, sulfuric acid concentration and leaching time on the leaching ratio of vanadium were analyzed. The results showed that the leaching ratio of vanadium reached 85.5% under the proper technological conditions of roasting temperature=950℃, roasting time=4 h, 40% concentration of sulfuric acid and leaching time=6 h.

高含碳煤渣硫酸熟化——水浸法回收钒、镍

印度某高含碳含钒煤渣含钒3.57%、镍1.19%,具有较高回收价值,但该渣碳含量较高(14.61%),采用传统直接浸出效果较差。首先采用氧化焙烧对该含钒煤渣进行脱碳预处理,然后采用硫酸熟化—水浸技术提取其中的钒和镍。重点研究了焙烧、硫酸熟化和水浸工艺参数条件对钒、镍的浸出的影响。结果表明,最优焙烧温度和时间分别为800℃、2h;焙砂的最佳浸出粒度为-0.075mm占比90%;最佳熟化工艺参数条件为:酸料比1.5∶1、熟化温度200℃、熟化时间1h;最佳水浸条件为:固液比4∶1、水浸温度95℃、水浸时间2.5h;在上述最佳工艺参数条件下,钒的浸出率可高达96%,镍的浸出率约53%。

含钒煤渣提钒对比试验研究

随着化工产业的发展,含钒煤渣的产生量与日俱增,其碳含量和钙含量较高,不宜采用直接浸出和钠化焙烧工艺。含钒煤渣首先进行焙烧脱碳,然后进行酸浸提钒试验,分别对氯盐钠化焙烧、硫酸钡焙烧、焙烧-硫酸浸出、焙烧-盐酸浸出进行对比分析。研究结果表明,氯盐钠化焙烧、硫酸钡焙烧对含钒煤渣提钒影响不大,焙烧-盐酸浸出为最佳工艺方案。

石煤氢氟酸浸钒试验研究

采用氢氟酸作为浸出剂浸出石煤矿石中钒,考查了矿样细度、氢氟酸浓度、浸出时间、浸出温度和液固比对钒浸出率的影响。结果表明,各因素对钒浸出率有显著影响,适宜的浸出条件为矿样-0.074 mm含量占75%、氢氟酸浓度3.5 mol/L、浸出时间8 h、浸出温度60℃、液固比3∶1、搅拌转速600 r/min,在此条件下,钒浸出率可达到97.91%。氢氟酸能取得较好浸钒指标的原因是其能溶解矿样中的含硅矿物,破坏矿样的晶体结构。

含钒石煤硫酸化焙烧—超声浸出试验

为了解决传统石煤提钒工艺存在的污染大、酸耗高、钒浸出率低等问题,以湖南某地石煤为研究对象,对硫酸化焙烧—超声浸出提钒工艺条件进行了研究。结果表明:在硫酸用量(与石煤的质量比)为18%、液固比为1.2∶1 mL/g、焙烧温度为240℃、焙烧时间为2.5 h,焙砂超声浸出时的磷酸用量(与石煤的质量比)为8%、液固比为2∶1mL/g、超声功率为100 W、浸出温度为80℃、浸出时间为60 min情况下,钒浸出率可达88.21%;该工艺浸钒效果优于硫酸化焙烧—机械搅拌浸出工艺和钙化焙烧—超声浸出工艺,其原因在于超声波的搅拌作用、空化作用、热效应和化学效应有助于改变钒的聚集状态,加快钒的浸出,使钒浸出过程较为充分。

湖北某石煤湿法浸钒试验

湖北某石煤矿中钒主要赋存于铝硅酸盐矿物中,单独使用硫酸浸出,钒的浸出率只有30%左右。考察了单独添加助浸剂A或B以及同时添加这2种助浸剂对钒浸出率的影响。结果表明,分别添加助浸剂A或B时,钒的浸出率均有所提高;在硫酸浓度为30%,矿石粒度为-0.178 mm,浸出温度为90℃,浸出时间为8 h,液固比为1∶1,助浸剂A添加量为4%、B添加量为2%的条件下,钒的浸出率可达到88.5%,为实现该矿石的全湿法提钒提供了技术保证。

钒钛磁铁矿直接还原试验研究

在热力学分析的基础上研究了实验室条件下钒钛磁铁矿配煤直接还原的特点,考察了还原机理及还原温度、反应时间和配碳量对金属化率的影响.结果表明:采用直接还原可使钒钛磁铁矿中铁的氧化物优先还原为金属铁,钛仍以氧化物的形态存在;随着温度升高,球团金属化率呈上升趋势,且上升趋势随之减缓;在xC/xO=0.9∶1时,延长反应时间金属化率增加,但反应时间过长金属铁会被再氧化,反应时间控制在20 min为宜;在xC/xO=1.1∶1时,40 min内未出现再氧化现象;低配碳(xC/xO=0.8∶1)时,球团的金属化率随还原时间、还原温度的增加而增加,1 300℃下还原10 min后金属化率即达到了90%以上.

从西北某石煤钒矿中提取钒的试验研究

西北某石煤钒矿中V2O5质量分数为1.07%,研究了采用氧化焙烧—常温浸出—中和—还原—溶剂萃取—铵盐沉淀工艺提取V2O5。最佳条件下,钒浸出率大于85%,总回收率大于80%,产品中V2O5质量分数大于98%,符合GB3283—1987冶金98质量标准。

循环流态化焙烧加压浸出从极难浸石煤中提取钒

以广西某极难浸石煤钒矿为研究对象,研究循环流态化焙烧试样在加压浸出条件下的钒浸出率。结果表明:在相同酸浸条件下,循环流态化空白焙烧试样的钒浸出率高于钠化焙烧的钒浸出率。系统的焙烧浸出工艺对比研究表明:该石煤钒矿只有在循环流态化焙烧并加压高浓度酸浸作用下才能获得最高的钒浸出率,应属于极难浸石煤钒矿。在V(H2SO4):V(HF)=1:1和MnO2添加量(质量分数)为3%的条件下,循环流态化空白焙烧矿的最佳酸浸条件为液固比1:1、浸出温度150℃、浸出时间6 h,钒浸出率可达98.11%。同时,研究循环流态化空白焙烧矿加压浸出的动力学模型、浸出控制步骤及表观活化能。循环流态化空白焙烧能避免钠化焙烧产生的Cl2及HCl等有害气体的排放问题。从焙烧反应设备的创新应用着手,探索试验工艺条件,为极难浸石煤钒矿的工业化利用提供参考和依据。

钒在石煤提钒区水稻土中的吸附-解吸特征

采用静态平衡实验,研究了不同p H值、温度和初始钒浓度条件下,钒在石煤提钒区水稻土中的吸附-解吸特性.结果表明,不同钒含量水稻土对钒的吸附等温线均符合Langmuir方程和Freundlich方程,Elovich方程和双常数方程可较好地描述水稻土对钒的吸附动力学过程.水稻土钒的吸附-解吸量随温度和溶液初始钒浓度增加而增加,随p H升高而减少.低钒含量土壤(140 mg·kg-1)对钒的最大吸附量为2813 mg·kg-1,高于高钒含量土壤(650 mg·kg-1)的最大吸附量(2038 mg·kg-1).土壤钒的解吸量随吸附量的增加而增大,解吸率为10.7%—29.3%,两者呈幂函数关系.酸性条件和较高温度下水稻土吸附的钒较易解吸,进入环境的风险较高,因此,我国石煤提钒区外源钒进入水稻土壤后其潜在迁移风险值得关注.

提高石煤钒矿中钒浸出率的研究

对陕西五洲矿业公司中村钒矿进行了系统的浸出研究,采用特效的助浸剂A,进行了工业试验。结果表明,浸出率从原工艺的80.15%提高到93.05%,取得了理想的效果。

循环流化床中含钒石煤料球的焙烧特性试验研究

为避免传统提钒工艺所存在的问题,采用循环流化床钙法焙烧工艺,以添加钙基原料的石煤料球为焙烧原料,在热输入功率为1 MW的循环流化床燃烧试验台上进行了含钒石煤焙烧特性试验,研究了燃烧稳定性、燃烧效率、污染物排放特性、燃烧后灰渣特性和灰渣钒浸出特性.结果表明:在以烟煤为助燃燃料的条件下,石煤料球可以在1 MW循环流化床试验台上稳定焙烧运行,且燃烧效率较高;料球中的钙基添加剂有较好的脱硫作用,但对于高硫石煤,要达到国家污染物排放标准,必须采取尾部烟气脱硫措施;焙烧产物以飞灰为主,飞灰中V2O5浸出率接近70%,表明循环流化床对石煤中的钒矿物具有良好的焙烧氧化作用.

某石煤综合利用工程辐射环境影响研究

针对某石煤综合利用项目提出辐射环境影响评价方法,预测了公众和职业人员受照剂量水平。结果表明,该项目对环境造成的辐射影响较小,对公众和职业人员造成的辐射影响较小。同时给出了灰渣用于建材生产的配比要求。

某石煤型钒矿选矿新工艺研究

针对江西某石煤型钒矿中的钒主要赋存于钒云母、含钒云母及褐铁矿中,且部分含钒矿物具有弱磁性的特点,采用磁-浮联合工艺,浮选中使用高效抑制剂抑制GZS及胺类捕收剂TAN回收钒.在给矿钒品位为0.86%的条件下,获得钒品位1.41%、回收率84.01%的钒精矿,为冶金提钒预先抛弃了50.80%的脉石矿物,大大降低了生产成本,有效地提高了钒资源的利用率.

某石煤钒矿空白焙烧-碱浸提钒工艺研究

文章研究了采用"空白制粒焙烧-碱浸-净化-离子交换-沉淀-煅烧制精钒"工艺流程从湖南某石煤钒矿中提取五氧化二钒。试验研究结果表明:采用该工艺,得到的产品五氧化二钒质量符合GB-3283标准,全流程V2O5回收率≥75%。

湘西北叶溪育含钒石煤矿地质特征及稀土元素分析

叶溪育石煤是湖南省境内一种比较特殊的煤种,其赋矿层位属"下寒武统黑色含矿岩系",主要分布于寒武系下统小烟溪组下段,一般含石煤层3层,个别地段为4-5层。叶溪育石煤矿可采石煤主要为第二层,厚度4.98～9.18m,平均7.49m。该矿石煤分布面积大,层位稳定,连续性较好;原煤发热量3.52～10.23MJ/kg,灰分产率52.12%～74.32%,全硫平均含量1.56%,为中硫、高灰分、低发热量的劣质煤;煤系地层中同时含钒矿体Z1、Z2、Z3,呈似层状、透镜状产出,其中Z1矿体已达中型规模;根据稀土元素地球化学分析,含煤岩系形成于缺氧的还原环境,矿床成因属于生物地球化学沉积矿床。

电容去离子技术分离石煤酸浸液中的钒和铝

采用一种新兴吸附技术—电容去离子技术(CDI),利用活性炭/离子交换树脂复合电极去除石煤空白焙烧—硫酸浸出液中的铝,考察了各工艺条件对钒、铝分离因数的影响。结果表明,当施加电压为2.0V、进料流量25mL/min、溶液初始pH 0.75、电极间距9mm时,对酸浸液中的铝的吸附量为422.4mg/g,钒、铝分离因数为28.3,钒、铝分离效果显著。

湖南某石煤钒矿选煤选钒的探索试验

研究了采用重选脱硫-浮选选煤-浮选选钒工艺处理湖南某石煤钒矿的效果。结果表明:该石煤钒矿在磨矿细度为-0.074mm矿粒占90%条件下,通过重选脱硫-一粗二扫选煤的试验流程,得到含固定碳20.61%、钒0.57%(即V2O5品位约1.02%)、硫2.57%的煤精矿,其发热值是原矿的2.57倍;选煤尾矿经浮选得到含钒0.62%(即V2O5品位约1.11%)的钒精矿。该石煤钒矿经过脱硫-选煤-选钒工艺处理后,固定碳、钒均可得到一定程度的富集,但富集比均较低,属于难选石煤钒矿。

陕西某石煤钒矿酸浸液中钒与铁的分离研究

以陕西某石煤酸浸含钒上清液为原料,先用石灰乳中和、硫代硫酸钠还原预处理,采用P204+TBP+磺化煤油萃取体系萃取富集、纯化五氧化二钒浸出液;采用不同酸度硫酸作反萃剂,对负载有机相反萃取,进行钒、铁分离。结果表明:浸出液经石灰乳中和,硫代硫酸钠还原,控制溶液pH=2.5,溶液电位为-200 mV,当A/O=2,经6级逆流萃取,钒的萃取率达99%以上,而铁萃取率仅为11%;反萃剂酸度控制在1.0～1.25 mol/L,O/A=18,经5级逆流反萃取,钒的反萃取率可达99%以上,铁的反萃取率仅为9%。反萃取水相中V2O5浓度为75.3 g/L,Fe浓度为1.2 g/L,反萃水相中钒铁质量比为62.8,钒铁分离效果较好,满足后续提钒要求。

敦煌平台山石煤钒矿工艺矿物学研究

为了对敦煌平台山石煤钒矿提钒研究提供原矿性质参考,对矿石化学组成、矿物组成、矿石结构构造、煤质特性及矿物嵌布特征等进行了详细研究。结果表明:矿石V_(2)O_(5)品位为0.93%,含钒矿物主要为云母、电气石和褐铁矿,其钒的分布率分别为68.58%、16.19%和13.33%。其中大量钒分布在细粒绢云母中(54.29%),且品位较低(0.78%)。其它矿物主要为石英、碳质和白云石等;煤质分析表明,矿石属于一种超高灰分、特低固定碳的低热值无烟煤,不适宜作为燃料;另外,矿样中V(Ⅲ)含量为82.88%,主要以类质同象存在于含钒白云母-绢云母晶格中。云母、电气石、石英和碳质等紧密共生,嵌布关系复杂。且含钒矿物主要以细粒嵌布为主,各粒级钒品位相差不大。基于此,建议该矿全粒级进入分选作业,先脱碳焙烧产生疏松孔道,再高温焙烧破坏含钒云母晶格结构,进而达到改善提钒作业回收率、提高浸出效率的目的。