钠化钒渣提钒工艺
2019-02-19 12:00:26
直接往含钒铁水中增加6%的纯碱、8%的铁皮，处理后得钠化钒渣。含钒铁水的脱钒率可达60%～80%。钠化钒渣含V2O5达6%以上。主要成分为NaVO3、Na4V2O7、Na3VO4的复合物。硫构成Na2S进入渣相，脱硫率大于80%；磷构成Na3PO4进入渣相，脱磷率60%～80%。所得半钢的硫、磷含量均低于制品钢的规格，因而可在转炉内完成无渣或少渣炼钢。
选用天然碱处理含钒铁水得到的钠化钒渣，曾在四川西昌410厂进行过湿法提钒及收回钠盐的扩展试验。天然碱取自河南吴城及内蒙古西林郭勒盟及鄂尔多斯湖等地。天然碱是Na2CO3及少数NaHCO3、Na2SO4、NaCl的混合物。所得钠化钒渣的成分如下：成分V2O5Na2OPSiO2S%12.8840.861.289.42.09
工艺流程共分6步：1）碳酸化浸取；2）浸取液的氧化及净化；3）深度碳酸化、浓缩结晶分出NaHCO3；4）碱性铵盐沉钒、制取；5）沉钒后液蒸、回来沉钒、后液回来浸取；6）NaHCO3煅烧得纯碱、煅烧得产品V2O5。
此流程在技术上有诱人的远景，扩展试验已成功，产品合格。但纯碱直销严重，故未能施行。
钒渣的浸取及浸取设备
2019-02-21 15:27:24
一、浸取
依据钒渣来历及性质的不同，浸取的溶剂可所以中性、酸性或碱性。
（一）焙烧熟料的中性浸取
通过高温下化焙烧的熟料，钒现已转化为五价钒的钠盐，易溶于水。因而，大部分的钒均可溶解。因为熟猜中残留少数的碱，故溶液呈碱性，pH值约为7.5～9。一些可溶性离子如Fe2＋、Fe3＋、Cr3＋、Mn2＋、Al3＋等均将水解而构成沉积。上述各离子的水解pH值如下：离子Fe2＋Fe3＋Mn2＋Cr3＋水解pH值6.5～7.51.5～2.37.8～8.83.3～44～4.9
（二）焙烧熟料的酸性浸取
当酸度增加时，将使贱价钒酸盐如Ca（VO3）2、Mn（VO3）2、Fe（VO3）2、Fe（VO3）3部分溶解。为此残渣在第2段浸取时将选用酸性浸取，以进步钒的浸取率。
四价钒用硫酸浸取时，可生成安稳的VOSO4：
VO2＋H2SO4＝VOSO4＋H2O
进步酸度虽使钒浸取率进步，但浸取液中的杂质也相应增加，给净化工序增加了困难。
（三）焙烧熟料的碱浸及碳酸化浸取
含钙高的质料及增加氧化钙焙烧的熟料可选用碱性溶液浸取钒。例如：因为CaCO3的溶度积小于Ca（VO3）2，故在上述复分化反应中，使Ca（VO3）2分化构成CaCO3沉积，而 被浸取。通过CO2则可使溶液pH值下降，更有利于Ca（VO3）2的分化与浸取。
（四）直接酸浸
含钒质料的直接酸浸，首要用于处理含钒铀矿，一起收回铀和钒。浸取时一起增加氧化剂如二氧化锰或。运用浓硫酸在挨近沸点下浸取。铀、钒的浸取率可别离到达98%、85%。
（五）加压碱浸
含钒质料的直接碱浸，可在高压下200℃左右，通入压缩空气，使贱价钒氧化为五价钒而溶解。最终以Na3VO4·（5～12）H2O的结晶收回。
含钒原猜中的钒若以五价钒的状况存在，则亦可用浸取法提取。可选用50～300℃，0.1～20MPa，NH32～8mol／L的条件进行浸取。
二、浸取设备
在焙烧进程中会发生烧结及结团现象，为此浸取时仍需细磨以进步浸取率。一般是将熟料先水淬，再进湿球磨，细磨至－100目以下，然后可明显进步钒的浸取率，缩短钒的浸取时刻。一般通过湿球磨后，浆料即已完结浸取，进而送至稠密机进行固液别离。
焙烧熟料的碱浸，湿球磨后需要碳酸化浸取，一般是在机械拌和槽内进行，在槽底鼓入CO2气体（焙烧熟料的尾气或石灰窑气）。也能够运用气体拌和槽，俗称巴秋卡槽。假如质料是疏松多孔的块矿或焙烧球团，则可用渗滤浸取器。以上均参见图1。图1 浸取槽
a－气体拌和槽（巴秋卡槽）；b－浸滤浸取槽
从钒渣提取V2O5的工艺实例
2019-02-19 12:00:26
在炼钢前或炼钢过程中吹炼含钒生铁，可得到钒渣。炼钢前先经雾化吹钒发生的钒渣称为雾化钒渣。其特点是钒含量高，但铁含量也高，而钙等杂质则含量较低。在含钒生铁炼钢过程中发生的炉渣，钙、磷、硅等杂质含量都比较高。现在南非、俄罗斯和我国出产的钒渣基本上都是雾化钒渣。
一、前苏联丘索夫厂
其流程如图1所示。图1 前苏联丘索夫厂湿法流程
（一）除铁：先选用手选除掉大块铁，然后磨细至1.0mm，磁选别离铁粒；
（二）化焙烧：配加钠化剂Na2CO3、NaCl、Na2SO4，在850～950℃之间焙烧，所用回转窑直径2.5m，长42m，处理量2500～3200kg/h。焙烧后钒的水溶转浸率为85%～92%。
（三）浸取：先加水中性浸取，液固比3.5/1，40～50℃，过滤后残渣含0.6%的V2O5，送到第二步加酸浸取。
（四）沉钒：选用酸性水解沉钒，得红饼。最终得熔片含89%～90%的V2O5。
二、峨嵋铁合金厂
针对攀枝花钢厂雾化钒渣所选用的流程如图2所示。图2 峨嵋铁合金厂提钒流程钒渣的粒度20目60目80目100目筛余/%2331.247.955.8钒渣成分：V2O5FeSiO2Al2O3含量/%15.0844.0311.863.52
（一）试剂：纯碱，Na2CO3 98%；硫酸铵，工业品；芒硝，Na2SO4 98%；硫酸，工业品；氯化钙，工业品。
（二）浸取、净化：在湿球磨浸取并加CaCl2除磷，加亮为0.5～1.5kg/m³溶液，净化后的溶液成分见表1。
表1 攀钢雾化钒渣净化后液成分 （g/L）样 号VPSiFeK2ONa2OpH值注17.70.00770.270.001360.0197.39.5二次渣液315.70.00760.270.00320.004831.99.5二次渣液
（三）沉钒：所用设备为机械搅拌罐，转速16r/min，直接蒸汽加热，先打入定量的净化后液，然后缓慢参加硫酸，调理pH值至2～3再参加硫酸铵，通蒸汽加热至85℃，60min，硫酸加量系数为1～1.3。沉钒结尾控制在上清液含钒0.1g/L以下。沉钒率为99%，钒酸铵熔片含V2O5 98%以上。
因为沉积夹藏约50%的游离水，故应运用1%～2%的硫酸铵溶液洗刷，以脱除游离水中的Na2O。
（四）的脱熔化：熔化在12m³的水冷熔化炉中进行。燃料用煤气，热分化第一阶段为600℃，第二阶段为800～900℃。V2O5熔片的成分如表2所示。
表2 V2O5熔片的成分 （%）炉号V2O5SiO2FePSAsK2ONa2O398.870.2750.2690.02740.01630.001850.120.967299.50.150.1970.01810.00590.0550.389
中华人民共和国国家标准-钒渣
2018-12-10 09:51:30
中华人民共和国国家标准
钒渣
GB5062-85
本标准运用于含钒生铁提炼的钒渣。
1技术要求
1.1牌号和化学成分
1.1.1钒渣按五氧化二钒品位分为六个牌号，其化学成分应符合下表规定：牌号钒渣11钒渣13钒渣15钒渣17钒渣19钒渣21代号FZ11FZ13FZ15FZ17FZ19FZ21化学成分V2O510.0-12.0>12.0-14.0>14.0-16.0>16.0-18.0>18.0-20.0>20.0P一组不大于0.08二组0.35三组0.70CaO一组1.0二组1.5三组2.5SiO2一组22.0二组24.0三组34.0四组40.01.1.2块状钒渣的金属铁含量不得大于22％。
1.2物理状态
钒渣以块状或粉状交货，块状钒渣的粒度不得大于200mm×200mm，粉状钒渣的粒度及金属铁含量由供需双方议定。
1.3交货要求
交货钒渣不得混入明显杂质。
2试验方法
2.1取样
块状钒渣试样的采取按附录A（补充件）所规定的方法进行。
2.2制样
块状钒渣试样的制备按附录3（补充件）所规定的方法进行。
2.3铁含量测定
块状钒渣金属铁含量的测定暂按各厂现行的试验方法进行。
2.4化学分析
化学分析方法按YB547-67《钒渣化学分析方法》进行。
2.5其他
粉状钒渣的试验方法除化学分析外均由供需双方协议。
3检验规则
3.1交货钒渣按车验收，每一车厢钒渣为一交货批。
3.2钒渣质量的检查和验收，由供方技术监督部门负责进行。需方有权进行复验，如有异议，应从到货之日起一个月内向供方提出。
4包装、运输和质量证明书
4.1块状钒渣为散装、敞车运输，如需方要求，可用棚车或简易棚车装运。
4.2粉状钒渣的包装和运输由供需双方协商确定。
4.3交货钒渣按批附复验试样和质量证明书。
质量证明书中应注明：
a.钒渣牌号，组、级、类、化学成分和金属铁含量；
b.重量及基准量.
c.车号及交货日期；
d.供方名称及检查员代号。
附录A
块状钒渣的取样方法
（补充件）
A.1试样应在发货车厢内用铁锹采取。
A.2试样分两层采取，上、下样层的高度应分别位于钒渣实装高度的3/4和1/4处。各取样点位置应符合下图要求： “○”、“×”分别表示上、下层取样点位置
A.3各取样点取样量应均衡，并不小于10kg，每批钒渣取样总量应不小于该批钒渣实际重量的1％。
A.4钒渣试样的粒度分布应能代表本批钒渣的实际粒度分布。
A.5经供需双方协议，允许定量贮存钒渣，并在装车前预先取样，装车后将组成该批钒渣的份样合并为该批试样。
附录B
块状钒渣试样的制备方法
（补充件）
B.1试验用钒渣样品，由同一交货批的全部试样进行多段破碎、缩分后制取。
B.2试样用破碎机或手工在专用高锰钢板上进行破碎。
B.3将试样平铺在钢板上，用四分法（取对角）按下表规定缩分：破碎前最大粒度,mm破碎后最大粒度,mm铺层厚度,mm缩分次数200100150150100220503100501001205021020450205011020352042010202502033 缩分至2.5kg1052013 缩分至2.5kg53 缩分至2.5kg
B.4用四分法将3mm以下的试样分为四等份，一份作试验用样，一份作副样，保留三个月，交需方，另一份废弃。
B.5化学分析用试样取于经磁选吸除金属铁Ⅰ和金属铁Ⅱ并通过120目的筛下物。
附加说明：
本标准由中华人民共和国冶金工业部提出。
本标准由承德钢铁厂负责起草。
本标准主要起草人周荫军、晋心翠。
本标准委托冶金工业部情报标准研究总所负责解释。
自本标准实施之日起，原冶金工业部部标准YB320—75《钒渣》作废。
峨嵋铁合金厂从钒渣提取V2O5的工艺实例
2019-02-21 13:56:29
峨嵋铁合金厂 针对攀枝花钢厂雾化钒渣所选用的流程如图1所示。图1 峨嵋铁合金厂提钒流程钒渣的粒度20目60目80目100目筛余/%2331.247.955.8钒渣成分：V2O5FeSiO2Al2O3含量/%15.0844.0311.863.52
一、试剂：纯碱，Na2CO3 98%；硫酸铵，工业品；芒硝，Na2SO4 98%；硫酸，工业品；氯化钙，工业品。
二、浸取、净化：在湿球磨浸取并加CaCl2除磷，加亮为0.5～1.5kg/m³溶液，净化后的溶液成分见表1。
表1 攀钢雾化钒渣净化后液成分 （g/L）样 号VPSiFeK2ONa2OpH值注17.70.00770.270.001360.0197.39.5二次渣液315.70.00760.270.00320.004831.99.5二次渣液
三、沉钒：所用设备为机械搅拌罐，转速16r/min，直接蒸汽加热，先打入定量的净化后液，然后缓慢参加硫酸，调理pH值至2～3再参加硫酸铵，通蒸汽加热至85℃，60min，硫酸加量系数为1～1.3。沉钒结尾控制在上清液含钒0.1g/L以下。沉钒率为99%，钒酸铵熔片含V2O5 98%以上。
因为沉积夹藏约50%的游离水，故应运用1%～2%的硫酸铵溶液洗刷，以脱除游离水中的Na2O。
四、的脱熔化：熔化在12m³的水冷熔化炉中进行。燃料用煤气，热分化第一阶段为600℃，第二阶段为800～900℃。V2O5熔片的成分如表2所示。
表2 V2O5熔片的成分 （%）炉号V2O5SiO2FePSAsK2ONa2O398.870.2750.2690.02740.01630.001850.120.967299.50.150.1970.01810.00590.0550.389
前苏联丘索夫厂从钒渣提取V2O5的工艺实例
2019-02-20 11:59:20
前苏联丘索夫厂 其流程如图1所示。图1 前苏联丘索夫厂湿法流程
一、除铁：先选用手选除掉大块铁，然后磨细至1.0mm，磁选别离铁粒；
二、化焙烧：配加钠化剂Na2CO3、NaCl、Na2SO4，在850～950℃之间焙烧，所用回转窑直径2.5m，长42m，处理量2500～3200kg/h。焙烧后钒的水溶转浸率为85%～92%。
三、浸取：先加水中性浸取，液固比3.5/1，40～50℃，过滤后残渣含0.6%的V2O5，送到第二步加酸浸取。
四、沉钒：选用酸性水解沉钒，得红饼。最终得熔片含89%～90%的V2O5。
用硫酸从LD炉渣中浸出钒
2019-01-24 09:37:06
为了炼钢厂LD（Linz－Donawitz）转炉渣中提取钒，M.Aarabi－Karasgani等研究了一种碱性焙烧－酸法浸出工艺，并确定了各影响因素对钒溶解动力学的影响，浸出渣用XRD、XRF及SEM/EDX分析仪分析。最佳工艺条件：浸出温度70℃，固液质量体积1/5，酸浓度3mol/L，浸出时间150min，在此条件下，钒最大回收率达95%，炉渣粒度对钒的溶解影响很大，当粒度小于0.850mm时，钒浸出率最大。钒在硫酸中的溶解表明浸出动力学分为2个阶段：在初始15min内，钒浸出率迅速增大；随时间延长，浸出率开始下降。炉渣的酸浸动力学可用收缩核心模型来描述，改进后的收缩核心模型表示长时间的浸出过程，此过程中，钒最初回收率（长时间浸出的开始阶段）不是0。结果表明，无论浸出时间长短，低温下的浸出动力不均由化学反应控制，高温下的浸出速率由固体产物的扩散状态决定。
含氟助浸剂对钒矿的硫酸浸出和萃钒的影响
2019-02-21 11:21:37
含钒石煤是我国一种重要的钒资源，从含钒石煤中提钒的办法可大致分为两类；一类是针对特定区域的石煤矿选用传统的焙烧技能进行钠化、钙化、无盐和复合添加剂焙烧，此类办法因在焙烧进程中很多发作S02、HC1、Cl2等有毒气体而导致环境污染而逐步被陶汰；别的一类是选用直接湿法浸出的办法，如陕西中村钒矿选用“硫酸直接浸出-溶剂萃取-盐沉钒-干炎热解”湿法生产工艺提钒，但长期以来，只用硫酸直接浸出中村钒矿，其浸出率不到80%。为了进步钒的回收率，本文在上述工艺基础上，要点研讨了参加含氟助浸剂对硫酸浸出中村钒矿的钒浸出及后续工序如萃取等的影响，并取得了较好成果。
一、试验部分
（一）质料与试剂
含钒石煤（矿山供给）首要成分：0.9% V2O5、1.2%Fe203。该钒矿属吸附型的钒矿，以四价钒为主。
首要矿石类型为炭硅质岩夹泥岩型钒矿石，部分为（炭质）泥石型钒矿石。
试剂：硫酸（98%，工业级）；石灰（优质，工业级）；含氟助浸剂（克己）。
萃取剂：10% P204＋5%TBP＋85%磺化媒油。
（二）试验进程
1、浸出试验。浸出试验在2m3珐琅反响釜中进行，顺次向反响釜中投入500kg石煤钒矿（粒度为－0.018mm粒级占95%）、500kg水、100kg浓硫酸，敞开机械拌和，投入10kg含氧助浸剂，一起加热升温至90℃下反响24h。浸出完成后，用离心机对浸出系统进行过滤和洗刷（洗刷用水500kg），滤液与洗液兼并统称为浸出液，测出其总体积，并取样化验。取样结束后，接着用碱中和调浸出液pH至2～2.5，时刻60min，离心机过滤，滤液经复原后作下一阶段萃取料液（即萃原液），并取样分析。一切样品均在广州有色金属研讨院分析测试中心通过ICP分析（下同）。
2、萃取试验。萃取试验所用设备为有机玻璃质的混合弄清槽（混合室有用容积为1L，混合室与弄清室容积比为1︰3，双叶浆式拌和，转速为800r/min)。
萃取工艺条件为：室温，比较（O/A）为1︰1，10级逆流萃取，混相时刻12 min。其间有机相（0）为10%P204+5%TBP+85%磺化媒油；水相（A）为浸出液经石灰乳中和后的滤液（即萃原液，其间A1为不含氟助浸剂，A2为含氟助浸剂）。
萃取操作为：先在萃取槽混合室和弄清室别离参加一半有机相（0），一半水相（A），并用两个20L下口玻璃瓶作高位槽。其间一个装有机相（0），另一个装水相（A1或A2），发动拌和，在有机相加料口按流量40mL/min接连进有机相，而在水相加料口按流量40mL/min接连进水相（A1或A2），必定时刻后在排萃余液口取萃余液分析。
二、试验成果与评论
（一）含氟助浸剂对钒浸出率的影响
含氟助浸剂对硫酸浸出钒的影响如表1所示。表1 含氟助浸剂对硫酸浸出钒的影响试验条件浸出液萃原液体积/Lρ(V2O5)/
(mg·L-1)ρ(Fe2O3)/
(mg·L-1)V2O5量/gV2O5浸出率/%ρ(V2O5)/
(mg·L-1)ρ(Fe2O3)/
(mg·L-1)ρ(F)/
(mg·L-1)不加含氟助浸剂
加含氟助浸剂980
9803673
42705073
51023599
418580
933342
38864616
4608/
4450
从表1可知，未加含氟助浸剂时钒的浸出率为80%，而加含氟助浸剂时钒的浸出率为93%。含氟助浸剂能有用进步钒的浸出率。究其原因，这首要是含钒石煤的物质组成比较复杂，钒的赋存状况和赋存价态改动多样，在同一矿体中一般有3种以上的钒矿存在，未加含氟助浸剂仅仅浸出易浸钒（Ⅳ）的部分，但参加含氟助浸剂后，较难浸部分钒也被浸出。因为较难浸部分钒矿结构安稳、细密，参加含氟助浸剂后能够损坏其安稳结构，使矿粒疏松多孔，空气中氧气或浸出液中Fe (Ⅲ）易进入孔隙使不溶于酸的三价钒氧化成可溶于酸的四价钒，让钒释放出来。
（二）含氟助浸剂对萃取率的影响
含氟助浸剂对萃取率的影响如表2所示。
表2 10级逆流萃取萃原液对萃取的影响编号萃余液/(mg·L-1)萃取率/%补白V2O5Fe2O3FV2O5Fe2O3F1927.0//72.26//A1，10h2272.3//91.85//A1，15h3100.2//97.00//A1，20h433.5//99.0//A1，25h533.04099/99.111.2/A1，30h61081//72.18//A2，10h7315.2//91.89//A2，15h8113.6//97.10//A2，20h938.5//99.0//A2，25h1037.04050429099.212.13.6A2，30h
从表2可知，当萃取槽接连进料25h，萃取到达了平衡，此刻含氟系统与不含氟系统钒萃取率别离为99.2%和99.1%，铁的萃取率别离为12.1%和11.2%；一起发现在未到达平衡时各时段钒的萃取率根本共同，因而阐明含氟助浸剂对钒的萃取及别离根本无影响。究其原因，这首要与萃取剂特性有关，P204是归于酸性萃取剂，酸性萃取剂HA只萃取阳离子，萃取作用与阳离子价数及离子半径有关。在硫酸系统中（pH为2），萃原液中的钒以（VO) S04方式存在。VO2+在水相中安稳，VO2+与F-只生成离子型化合物，不会构成络离子，因而虽然系统中有F一存在，但它不改动钒的价态及离子半径，与因而含氟助浸对钒的萃取不受影响。而对P204萃取铁而言，因为萃原液中的铁都是Fe2+，Fe2+与F－也不会构成络离子，因而，二种情况下P204萃取铁的作用也根本共同。
（三）含氮萃余液的处理及循环使用
含氟萃余液的首要成份是Fe2+、H+、SO42-、F-，其间ρ(Fe2+）=4.5g/L，ρ（SO42-）=80g/L，ρ(F-)=4.2g/L，酸度为pH=2。选用石灰乳米中和卒余液，中和进程中主安发作如下反响：
Ca(OH）2+H2SO4＝CaSO4＋2H20
Ca(OH）2+FeS04＝Fe（OH）21↓＋CaS04
Ca(OH) 2+2HF＝CaF2＋2H20
跟着Ca(OH）2不断参加，当pH升至7～8时，萃余液中Fe都会沉降下来（实测上清液Fe浓度为80mg/L)，反响生成很多的CaS04也会不断沉积。而ksp（CaF2）＝1.46×10-10，ksp（CaS04）=5.0×10-6，生成CaF2更简单沉积，实测上清液F浓度为0.2g/L，因而用石灰乳中和萃余液的上清液回来浸出槽，F不会累积下来。一起，试验还标明，上清液回来浸出槽，不会影响侵出作用。
三、结语
（一）含氟助浸剂能有用进步钒的浸出率，硫酸直接浸出钒的浸出率为80%，而参加2%含氟助浸剂后钒的浸出率可达93%。
（二）选用10级逆流萃取，加与不加含氟助浸剂，钒的萃取率均可达99%以上，含氟助浸剂对钒的萃取及萃取别离影响不大。
（三）含氟助浸剂的萃余液通过石灰乳中和至pH为7～8后，上清液回来浸出槽不会引起F的堆集。
钨渣提钪废液制备高纯硫酸锰
2019-02-25 13:30:49
现在，从钨渣中提取战略物资钪多选用硫酸为溶剂。在其工艺过程中，产出很多含有硫酸锰、硫酸亚铁和硫酸的废液。该废液假如直接排放，不只严峻污染环境，并且糟蹋很多有价资源。硫酸锰用处广泛，可用作油漆、油墨和涂料的催干剂、有机组成的催化剂、饲料添加剂、农业锰肥，以及制备金属锰、二氧化锰、其他锰盐的质料。跟着工业的高速开展，对硫酸锰的需求量必定日益添加，质量必将日益进步。
一、实验部分 （一）实验质料 废液：含MnSO470.56g/L，H2SO4139.7g/L，FeSO4138.1 g/L。软锰矿：含Mn32.67%，Fe8.45%，Ca0.28%，Mg0.11%（均为质量分数），200目。菱锰矿：含Mn 20.18%，Fe2.89%，Ca4.65%．Mgl.82%，Al2.36%，Si11.63%（均为质量分数），100目。 （二）实验原理 首要，使用软锰矿中的二氧化锰将废液中的二价铁氧化成三价；继之使用菱锰矿中和废液中的硫酸，当PH大于2时，三价铁水解发生沉积，水解所发生的酸相同可以使用菱锰矿来中和；然后参加碳酸锰，水免除铝，一起进一步水免除铁，过滤获得首要含硫酸锰的滤液。有关化学反响式为：在水免除铁、铝后的滤液中参加硫化锰，除掉钴、镍、铜、锌、铅等重金属。其化学反响式为：
在除重金属后的滤液中参加新制备的水合二氧化锰，吸附除硅。然后，在除硅后的滤液中参加氟化锰，除掉钙、镁、稀土元素(RE)。其化学反响式为：（三）实验办法 在2000mL烧杯中，参加提钪废液，加热升温至85℃，拌和下按必定份额参加软锰矿，反响30min；然后，拌和下缓慢参加适量菱锰矿，保持反响温度为85℃，反响50min；接着，拌和下参加新制备的碳酸锰浆液调理PH为在5.0～5.5，水解沉积除铁、铝，煮沸15min，过滤。滤渣用30～40℃蒸馏水洗刷。将滤液加热升温至90℃，拌和下参加适量硫化锰浆液，持续煮沸60min，重金属生成硫化物沉积，静置，过滤除掉不溶物。在隙重金属后的滤液中，于室温下参加适量新制备的水合二氧化锰，吸附除硅，持续拌和30～40min，静置，过滤除掉不溶物。将除硅后的滤液加热煮沸，拌和下滴加适量氟化锰饱满溶液，持续拌和30min，钙、镁、稀土元素生成氟化物沉积，静置，过滤除掉不溶物。将已净化除杂质的滤液加热浓缩，分出硫酸锰结晶，趋热过滤，用适量的近饱满的纯硫酸锰热溶液洗刷结晶，最终于120℃枯燥2h获得高纯硫酸锰。 二、成果与评论 （一）反响温度对锰浸出率的影响 保持废液、软锰矿、菱锰矿用量及反响时间不变，仅改动反响温度。反响结束，用3mol/L调理PH为5.5～6.0，煮沸，抽滤并洗刷。测定滤液中锰的含量，核算锰浸出率。反响温度的改动对锰矿中锰浸出作用的影响，见图1。从图1可以看出，跟着温度的升高，锰的浸出率增大，当温度高于353K，即80℃时，锰的浸出率增幅很小。可挑选反响温度为358K，即85℃。
图1 反响温度对锰浸出率的影响
（二）菱锰矿用量对锰浸出率的影响 保持废液和软锰矿用量、反响时间及反响温度不变，仅改动菱锰矿用量。反响结束，用3mol/L调理PH为5.5～6.0，煮
沸，抽滤并洗刷。测定滤液中锰的含量，核算锰浸出率，成果见图2。
图2 菱锰矿用量对锰浸出率的影响从图2可以看出，跟着菱锰矿用量的添加，锰的浸出率减小。归纳考虑锰的浸出率和废液中硫酸的使用率，挑选菱锰矿用量为220～230g/L较为合理，此刻菱锰矿中和反响的终究PH约为3.5。 （三）菱锰矿反响时间对锰浸出率的影响 保持废液、软锰矿、菱锰矿用量、反响温度及软锰矿的反响时间不变，仅改动菱锰矿的反响时间。反响结束，用3mol/L调理PH为5.5～6.0，煮沸，抽滤并洗刷。测定滤液中锰的含量，核算锰浸出率。菱锰矿反响时间对锰浸出作用的影响见图3。
图3 菱锰矿反响时间对锰浸出率的影响 从图3中可以看出，跟着菱锰矿反响时间的添加，锰的浸出率增大，当菱锰矿的反响时间大于40min后，锰的浸出率增幅不大。可挑选菱锰矿的反响时间为50min。 （四）硫酸锰溶液的净化 通过碳酸锰中和水解法除铁和铝；硫化锰法除重金属；水合二氧化锰吸附法除硅；氟化锰法除钙、镁和稀土元素。使用锰盐除杂质，不会带入阳离子杂质；结晶时也不会分出复盐如硫酸锰铵等。
2.5 高纯硫酸锰的质量指标 将已净化除杂质的滤液加热浓缩，分出硫酸锰结晶，趋热过滤，用近饱满的纯硫酸锰热溶液洗刷，最终枯燥获得高纯硫酸锰。在结晶母液中，参加碳酸氢铵制备碳酸锰；参加硫化铵制备硫化锰；参加过氧化氢和制备水合二氧化锰。将碳酸锰溶于浓制备氟化锰。
三、定论 使用软锰矿氧化废液中的二价铁；使用菱锰矿中和废液中的硫酸；再通过碳酸锰中和水解法除铁、铝；硫化锰法除掉钴、镍、铜、锌、铅等重属；水合二氧化锰吸附法除硅；氟化锰法除掉钙、镁、稀土元素；最终，浓缩结晶，过滤洗刷和枯燥，获得高纯硫酸锰。本实验除杂质办法可以获得令人满意的除杂作用，硫酸锰的质量指标优于国标一级品质量要求，锰的收率可达90%左右。本工艺充分使用了钨渣提钪废液中的有价资源，一起消除了污染。
硫酸烧渣提金新工艺和新设备
2019-02-21 15:27:24
一、硫酸烧渣提金技能现状与研讨方向
现在我国黄金资源的运用显着呈现勘探跟不上出产要求的局势，限制着我国黄金产量的进步，与此同时，从含金废料中和难选矿石中收回金的技能和扶持方针却不行抱负，这部分金资源没有得到充沛的运用.含金硫酸烧渣收回金技能急待开发。
我国每年发生含金硫酸烧渣几十万吨，现在仅大于3克/吨的烧渣得以运用.每年仅有7.5万吨的处理才能，其他烧渣或废崐弃或以十几元/吨的报价出售给水泥厂做质料，所含黄金白白丢失，非常惋惜。
从国内外的技能文献看，从烧渣中收回金的技能也只限于化工艺，重选、浮选、磁选、工艺等均处于研讨阶段。
现时的化工艺仅合适处理金档次高于2.5克/吨的硫酸烧渣，档次再低则赢利太低，出资难以在短期内收回，因而尽管具有较好的社会效益，但经济效益不显着而无建提金厂的积极性；堆浸法尽管能使出产本钱下降，但不能连续出产并且冬天无法出产，因而这种工艺也难以推行；重选、磁选和浮选均能崐收回烧渣中的一部分金，但收回率不如化法高并且从发生的精矿中再收回金时收回率不抱负，也难以推行。法药剂本钱高且浸出条件不易控制，溶液中金的收回尚满足的办法，还处在探究阶段，距工业运用尚远。
咱们以为，影响从烧渣中提金的主要因素有两个，一是出资过大、二是出产本钱过高.假如能处理这两个问题，低档次硫酸烧渣提金技能将被顺畅推行。
通过对我国推行运用的化法工艺进行研讨，发现该工艺存在如下问题：
（一）长春黄金研讨院的多年研讨证明，硫酸烧渣不须再磨化浸出率就能确保，选用磨矿工段的意图只是是为了确保化反响时矿浆被拌和均匀，不沉槽.磨矿工段出资达40余万元，出产本钱高达15元/吨，假如能通过其它办法砍掉该工段，化法的崐出资和出产本钱会大幅度下降。
（二）因为靠排放磨矿后稠密机溢流进行洗矿－除掉烧渣中溶出的铁铜等杂质，在磨矿进程中就不能加，因而贫液也不能悉数循环运用，贫液处理后排放不光使出产本钱进步，还发生环境污染问题，在一些环境质量要求高的区域，环保部门就不会同意建化厂。
（三）不少硫酸厂建在城市内，无满足的场所建较大的尾矿库.选用现在的化工艺时，不管用锌粉置换仍是用炭浆法，都有必要过滤尾别离出废渣，用机动车把渣运到它处。过滤工段添加了出资，又因磨矿使渣粒度变细添加了过滤难度、添加了出产本钱。
（四）选用锌粉置换将使贫液中锌浓度不断添加，恶化浸出条件，形成金收回率下降；因为烧渣硬度大，用炭浆法炭磨损大，金丢失多，出产本钱增高。
（五）化法的最大缺乏不在于反响时刻太长，一般至少要16小时，这就要求建很大体积的浸出槽，出资增大、电耗添加，厂房面积添加。
综上所述，从低档次硫酸烧渣中提金有必要开发新的浸出技能或新的工艺，下降出资和本钱。其详细研讨内容包含以下几个途径：
1、运用新的浸出设备，不磨矿即可确保浸出反响顺畅进行。并且浸出电耗不添加或添加较少。
2、运用浸出速度快的浸出办法，浸出时刻仅几小时或更短。可添加拌和强度来确保浸出效果，因为反响时刻短，单位电耗也不会添加许多。
3、选用贫液全循环工艺，不外排废水，节省废水处理费用，节省浸出药剂。
4、用固定床吸附法从贵液中收回金，不设洗刷工段或炭浆工段，浸后直接过滤，进步贵液金浓度以使吸附剂上金档次进步，削减设备出资和出产本钱。
通过很多的研讨和实验，挑选了水氯法工艺.小试结果表明，浸出率比化法高，其原因是化进程中烧渣颗粒上金表面发生阻止金浸出和分散的膜。均由烧渣的性质决议－尾渣制酸时的焙烧温度致关重要。二、新工艺和新设备的技能经济目标
（一）技能工艺目标
金收回率：55%
浸出时刻：3min 石灰耗量：3kg/t
电 耗：15kwh/t水 耗：0.15m3/t 耗量：3kg/t
投 资：80万元
出产本钱：38.6元/t 出产人员：35人
（二）黄金产量和产量、赢利
按每年出产300天，处理才能为100m3/d，烧渣金档次1.5g/t，收回率55%计，产金量如下：
每吨烧产金量： 1×1.5×55%＝0.825g
日产黄金： 100×0.825＝82.5g
年产金量： 300×82.5＝24750g
每吨烧渣产量： 0.825×96＝79.2元
日产量： 100×79.2＝0.792万元
年产量： 300×0.792＝237.6万元
年赢利： 300×100×（79.2－38.6）＝120万元
按100万元出资核算，返还期为10个月。
用本工艺提金的最低经济档次为0.75g/t。
（三）新工艺与惯例化工艺比较
新工艺：
┌──除杂──┐ ↓ │ 烧渣→ 浸出→别离─→吸附→冶炼→制品金 ↓ 废渣 原化工艺： ┌────┬───────┐ ↓ ↓ │ 烧渣→球磨→分级→稠密→浸出→过滤或洗刷──┐ │ ↓ │ │ 废渣 │ │ │ │ 制品金←冶炼←吸附或置换←─┘ │ │ │ │ │ └───────┘
（四）新式固液别离设备的特色惯例固液别离设备有板框压滤机、带式过滤机、稠密机，板框压滤机的配套高压泵易损不易防腐，并且在压滤前要设拌和槽平衡流量，设备出资达150万元，电耗大；带式真空过滤机过滤带易损，不易防止氯的腐蚀，出资达200万元；稠密机不易处理大颗粒物料。并且防腐也不易，占地大，出资达150万元。
新式固液别离设备相似池浸用的浸出池，多池串联，上部设溢液口，下部设散布板，矿浆进入后，大颗粒物料很快沉降到池下部，水颗粒物料将通过溢液口向后面的池中流去，通过较长时刻的沉降，较清的贵液从固液别离设备中流出，进入吸附工段。待前面的池中充溢浸渣后，翻开散布板下面的排液阀并从池上部加水洗刷，从散布板下液出的贵液也进入吸附工段。新设备用混凝土制成，涂以防腐材料即可。出资仅30万元。
三、新工艺和设备的长处
浸出办法的长处：
（一）本浸出办法运用工业上广泛运用的（开始运用少数食盐）做浸出药剂及少数助剂，防止了的污染，运用的助剂下降的耗费，使其药剂本钱低于化法。
（二）本办法浸出时刻仅3分钟，因而浸出设备有用容积仅为化法的0.2%～0.4%，以处理才能100t/d的工厂为例，浸出设备有用容积仅0.3立米。不光出资可削减20%，浸出的电耗也可下降4～5kwh/t。
新式浸出设备的长处：
选用新式反响器，习惯大颗粒物料的浸出。惯例浸出设备只适用于处理200目以下的矿浆，不然就会呈现“沉槽”、压拌和浆等毛病。本设备容积很小，选用其它办法处理反响器问题，防止拌和不均。
新式固液别离设备具有出资少、出产本钱低、易防腐等特色。现有的过滤设备不能解防腐问题，并且报价很高，大约需求出资100万元，新式固液别离设备出资仅30万元。
新工艺的长处：
（一）省去了磨矿及相应的分级、稠密设备，削减出资40%左右；节省占地400平米；削减材料耗费10元/t；削减电费5元/t；削减操作工3～6人。
（二）不磨的烧渣自身粒度较大，一般在－80目占70%以上，40－80目占25%左右，其他5%在20－40目之间，沉降速度快。特别合适用新式固液别离设备进行液固别离。这种设备易于操作。与化工艺比较，省去了稠密机和压滤机，易于控制浸出液物量平衡。
（三）选用活性炭吸附法收回浸出液中的金，考虑到在吸附进程中或许发生沉积物，选用我单位已获专利的吸附槽。吸附设备出资仅2万元。
（四）因为在酸性含氯溶液中吸附金氯络合物，并使金离子终究转变为单质金。因而载金炭上金档次至少可富集到10kg/t，选用燃烧－溶解－复原的联合工艺即可出产出纯金。冶炼工艺设备简略，仅运用惯例药剂，与化法比，冶炼工段节省设备出资30万元，冶炼本钱也低于惯例工艺。
（五）贫液中杂质主要是铁、锌和铜，可用石灰沉积，别离掉杂质的溶液可循环运用；因为不断加氯，浸出液的酸度将不断添加，加石灰除杂的进程还会起到调理酸度的效果。
（六）与惯例化工艺比较，选用本工艺建造100t/d处理才能的提金厂，可节省设备出资80万元，下降出产本钱30元/t。使那些用化法处理没有赢利的低档次烧渣提金成为或许，换句话说，使烧渣的提金经济档次大幅度下降。
以处理才能100t/d的工厂为例，出资60～80万元，供电不超越50kw，处理本钱约40元/t，即便烧渣档次低至1.5g/t，浸出率为55%，年赢利也可到达100万元。
我国有这类烧渣的工厂至少10座，金档次都在2g/t以下，假如推行本工艺，每年至少收回金250kg。赢利1000万元以上。
四、硫酸烧渣提金工艺规划
（一）工艺数据
1、处理才能： 100t/d 2、浸出液浓度： 1.5kg/M3 PH＝1.5－2.5 Cl－4kg/M3
3、液固比： 2～5∶1
4、反响时刻： 3 分钟
5、反响类型： 全返混
6、液固别离办法：新式固液别离设备
7、贵液中金收回办法：活性炭固定床吸附法
8、贫液循环办法：石灰中和沉积杂质后再循环
9、金浸出率：55%
10、废气处理办法： 烧碱液吸附再运用
（二）质料
1、烧渣金档次：1.67克/t
2、
3、石灰
4、活性炭：木质炭或果核炭
5、自来水
6、烧碱
（三）物料流量
1、硫酸烧渣： 4.17t/h
2、浸出液流量： 8.34～20M3/h
3、活性炭吸附剂用量： 1t
4、废气处理 排气量： >500M3/h
5、吸收液流量： 2－4M3/h
（四）工艺流程
┌──────────────────────────┐ ↓ │螺旋加料机─→浸出设备─→别离器─→炭吸附槽─→石灰中和─→杂质别离 ─┘ ↑ ↓ │ ↓ │ 废烧渣 └─────┐ 重金属 └────────────┐ ↓ │ 焙烧含氯废气─→固液吸附塔─→次溶液─— ┘ │ ↑ ↓ │ 提纯铸锭
硫酸渣提锌
