CN106834727A - 处理转炉钒铬渣的系统和方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提出了处理转炉钒铬渣的系统和方法,其中系统包括:直接还原装置具有转炉钒铬渣入口、还原剂入口和还原焙砂出口,分离装置具有还原焙砂入口、铁出口和除铁钒铬渣出口;氧化钠化焙烧装置具有除铁钒铬渣入口、钠盐入口、空气入口和水溶性钒/铬酸钠熟料出口;水浸装置具有水溶性钒/铬酸钠熟料入口、钒铬水浸液出口和浸出渣出口;酸性铵盐沉钒装置具有钒铬水浸液入口、第一酸度调节剂入口、铵盐入口、多聚钒酸铵出口和铬液出口;还原沉淀‑煅烧提铬装置具有铬液入口、第二酸度调节剂入口、硫化钠入口、三氧化二铬出口和提铬废液出口。利用该系统可以实现转炉钒铬渣中铁、钒和铬元素的综合回收利用。
Description
技术领域
本发明属于冶金领域,具体来讲,涉及处理转炉钒铬渣的系统和方法。
背景技术
我国是一个贫铬的国家,97%的铬矿都依赖于进口。值得注意的是,攀枝花红格地区的高铬型钒钛磁铁矿中铬含量高达900万吨,铬与钒在原矿中的含量相当。国内对这种红格钒钛磁铁矿的处理方法为首先经过高炉冶炼成含钒铬铁水,然后在转炉中氧化吹炼出转炉钒铬渣(或简称钒铬渣)。转炉钒铬渣属钒铬相当或低钒高铬的高铬型钒渣,其铬含量(5%~13%)是普通钒渣的近10倍,具有较大的应用价值。现有技术对于该钒铬渣进行高温氧化钠化焙烧-水浸得到的低钒高铬溶液,含有较多的硅、铁、铝、磷等杂质,沉钒产品纯度不高,且得到的高铬溶液中含少量钒难以去除,目前条件下无法获得合格的铬产品。
钒铬的提取分离目前主要采用钠化焙烧-水浸-铵盐沉钒-废水还原沉淀铬的工艺,但该工艺目前仅适用于铬含量较低的低铬型钒渣。对于高铬型钒渣的钒铬分离,有先钙化焙烧提钒、再钠化焙烧提铬的分步提取工艺,但该方法经济性较差,且制得钒、铬产品纯度不高。不同来源的钒钛磁铁矿,得到钒铬含量不同的含铬钒渣,经不同的焙烧-浸出方法再得到不同的钒铬溶液体系,钒铬溶液的组分差异较大,这就加大了分离回收钒、铬的难度。针对传统的含铬钒渣,中科院过程所采用亚熔盐法分离回收钒、铬,钒和铬的浸出率可达95%和90%,但是高碱条件对反应器、管道、阀门、法兰等设备材质要求很高,实现工业化应用有一定难度。
迄今为止,钒铬渣中钒、铬提取及分离尚未有工业化生产的工艺技术,其主要的技术难点在于钒、铬难于实现高效提取且分离困难,钒铬资源的高效、清洁利用更是一大难题。因此,目前对于钒铬渣的处理技术有待进一步改进。
发明内容
本发明旨在至少在一定程度上解决相关技术中的技术问题之一。为此,本发明的一个目的在于提出处理转炉钒铬渣的系统和方法,通过采用该处理转炉钒铬渣的系统和方法,不仅可以实现转炉钒铬渣中钒、铬的高效分离,并回收钒铬渣中的铁元素,还能大幅提高回收得到的钒、铬、铁终产品的品位。
根据本发明的一个方面,本发明提出了一种处理转炉钒铬渣的系统。根据本发明的实施例,该系统包括:
直接还原装置,所述直接还原装置具有转炉钒铬渣入口、还原剂入口和还原焙砂出口;
分离装置,所述分离装置具有还原焙砂入口、铁出口和除铁钒铬渣出口,所述还原焙砂入口与所述还原焙砂出口相连;
氧化钠化焙烧装置,所述氧化钠化焙烧装置具有除铁钒铬渣入口、钠盐入口、空气入口和水溶性钒/铬酸钠熟料出口,所述除铁钒铬渣入口与所述除铁钒铬渣出口相连;
水浸装置,所述水浸装置具有水溶性钒/铬酸钠熟料入口、钒铬水浸液出口和浸出渣出口,所述水溶性钒/铬酸钠熟料入口与所述水溶性钒/铬酸钠熟料出口相连;
酸性铵盐沉钒装置,所述酸性铵盐沉钒装置具有钒铬水浸液入口、第一酸度调节剂入口、铵盐入口、多聚钒酸铵出口和铬液出口,所述钒铬水浸液入口与所述钒铬水浸液出口相连;
还原沉淀-煅烧提铬装置,所述还原沉淀-煅烧提铬装置具有铬液入口、第二酸度调节剂入口、硫化钠入口、三氧化二铬出口和提铬废液出口,所述铬液入口与所述铬液出口相连。
由此,通过采用本发明上述实施例的处理转炉钒铬渣的系统,不仅可以有效解决现有技术中钒铬渣中钒、铬分离困难的难题,实现钒铬渣中钒、铬的高效分离,并回收钒铬渣中的铁元素,显著提高钒铬渣的综合利用率,同时还能大幅提高回收得到的钒、铬、铁终产品的品位,使钒铬渣资源的得到高效、清洁的利用。
另外,根据本发明上述实施例的处理转炉钒铬渣的系统还可以具有如下附加的技术特征:
在本发明的一些实施例中,所述直接还原装置为转底炉或气基竖炉,所述分离装置为熔分装置或者磨矿磁选装置,优选,所述磨矿磁选装置为球磨机和磁选机的联动装置,所述氧化钠化焙烧装置为回转窑、隧道窑、多层焙烧炉或转底炉,所述还原沉淀-煅烧提铬装置为还原沉淀设备和煅烧设备的联动装置,优选,所述煅烧设备为煅烧炉。由此,可以进一步提高处理转炉钒铬渣的效率。
根据本发明的第二方面,本发明提出了一种采用前面实施例的系统处理转炉钒铬渣的方法,该方法包括:
(1)将转炉钒铬渣在直接还原装置内于1100~1280℃下进行直接还原处理,得到还原焙砂;
(2)将所述还原焙砂供给至分离装置进行分离处理,以便得到铁和除铁钒铬渣;
(3)将所述除铁钒铬渣和钠盐混合后供给至氧化钠化焙烧装置内进行氧化钠化焙烧处理,以便得到水溶性钒/铬酸钠熟料;
(4)将所述水溶性钒/铬酸钠熟料供给至水浸装置内进行水浸处理,以便得到钒铬水浸液和浸出渣;
(5)将所述钒铬水浸液供给至酸性铵盐沉钒装置内进行酸性铵盐沉钒处理,以便得到多聚钒酸铵和铬液;
(6)将所述铬液供给至还原沉淀-煅烧提铬装置内进行还原沉淀-煅烧提铬处理,以便得到三氧化二铬和提铬废液。
由此,根据本发明实施例的处理转炉钒铬渣的方法通过将转炉钒铬渣在1100~1280℃下进行直接还原处理,以便使铁被还原而钒、铬不被还原,得到还原焙砂,进而将还原焙砂进行分离处理,将还原焙砂中的铁分离,得到铁和除铁钒铬渣;进一步地,将除铁钒铬渣通过氧化钠化焙烧处理得到水溶性钒/铬酸钠熟料,水溶性钒/铬酸钠熟料经过水浸后得到的钒铬水浸液进行酸性铵盐沉钒,得到多聚钒酸铵和铬液,从而将钒与铬分离开;最后铬液还原沉淀-煅烧提铬处理得到三氧化二铬产品。由此,通过采用本发明实施例的处理转炉钒铬渣的方法,不仅可以有效解决现有技术中钒铬渣中钒、铬分离困难的难题,实现钒铬渣中钒、铬的高效分离,并回收钒铬渣中的铁元素,显著提高钒铬渣的综合利用率,同时还能大幅提高回收得到的钒、铬、铁终产品的品位,使钒铬渣资源的得到高效、清洁的利用。
另外,根据本发明上述实施例的处理转炉钒铬渣的方法还可以具有如下附加的技术特征:
在本发明的一些实施例中,步骤(1)中,所述转炉钒铬渣中Cr2O3的含量为8~16重量%,V2O5的含量为8~16重量%,Fe的含量为20~35重量%。
在本发明的一些实施例中,步骤(1)中,所述还原焙砂的铁金属化率不低于80%。由此可以进一步提高铁的回收率。
在本发明的一些实施例中,步骤(2)中,所述除铁钒铬渣中铁的含量不大于8重量%。由此,可以在提高铁回收率的同时,显著提高后续得到的多聚钒酸铵产品中的钒品位和回收率以及重铬酸钠产品中的铬品位和回收率。
在本发明的一些实施例中,步骤(3)中,所述除铁钒铬渣与所述钠盐的混合质量比为100:(20~40)。由此可以进一步提高钒铬回收率。
在本发明的一些实施例中,步骤(3)中,所述氧化钠化焙烧处理是在1050~1200℃的温度下进行1~2h完成的。由此可以进一步提高钒铬回收率。
在本发明的一些实施例中,步骤(5)中,所述酸性铵盐沉钒处理包括:调节所述钒铬水浸液的pH值至1.0~2.5,并升温至85~95℃;向所述钒铬水浸液中加入铵盐进行反应1~2h并过滤,以便得到多聚钒酸铵和铬液,其中,所述铵盐为NH4Cl或(NH4)2SO4,所述铵盐的加入量为所述钒铬水浸液中V2O5质量的0.5~1.0倍。由此可以进一步提高钒的回收率。
在本发明的一些实施例中,步骤(6)中,所述还原沉淀-煅烧提铬处理包括:利用碱液对所述铬液进行中和处理;向经过所述中和处理的铬液中加入Na2S进行还原并过滤,以便得到氢氧化铬沉淀和提铬废液;将所述氢氧化铬沉淀进行煅烧处理,以便得到Cr2O3。由此可以进一步提高铬回收率和Cr2O3的品位。
附图说明
图1是根据本发明一个实施例的处理转炉钒铬渣的系统流程示意图。
图2是根据本发明一个实施例的处理转炉钒铬渣的方法流程示意图。
具体实施方式
下面详细描述本发明的实施例,实施例的示例在附图中示出,其中自始至终相同或类似的标号表示相同或类似的元件或具有相同或类似功能的元件。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的,旨在用于解释本发明,而不能理解为对本发明的限制。
在本发明的一个方面,本发明提出了处理转炉钒铬渣的系统。下面对本发明具体实施例的处理转炉钒铬渣的系统进行详细描述。
根据本发明的实施例,参考图1,该系统包括:直接还原装置100、分离装置200、氧化钠化焙烧装置300、水浸装置400、酸性铵盐沉钒装置500和还原沉淀-煅烧提铬装置600。其中,直接还原装置100具有转炉钒铬渣入口110、还原剂入口120和还原焙砂出口130;分离装置200具有还原焙砂入口210、铁出口220和除铁钒铬渣出口230,还原焙砂入口210与还原焙砂出口130相连;氧化钠化焙烧装置300具有除铁钒铬渣入口310、钠盐入口320、空气入口330和水溶性钒/铬酸钠熟料出口340,除铁钒铬渣入口310与除铁钒铬渣出口230相连;水浸装置400具有水溶性钒/铬酸钠熟料入口410、钒铬水浸液出口420和浸出渣出口430,水溶性钒/铬酸钠熟料入口410与水溶性钒/铬酸钠熟料出口340相连;酸性铵盐沉钒装置500具有钒铬水浸液入口510、第一酸度调节剂入口520、铵盐入口530、多聚钒酸铵出口540和铬液出口550,钒铬水浸液入口510与钒铬水浸液出口420相连;还原沉淀-煅烧提铬装置600具有铬液入口610、第二酸度调节剂入口620、硫化钠入口630、三氧化二铬出口640和提铬废液出口650,铬液入口610与铬液出口550相连。
下面参考图1对根据本发明实施例的处理转炉钒铬渣的系统进行详细描述:
根据本发明的实施例,直接还原装置100具有转炉钒铬渣入口101、还原煤入口102和还原焙砂出口103,直接还原装置100适于采用还原煤将转炉钒铬渣进行直接还原处理,以便使铁被还原而钒铬不被还原,得到还原焙砂。具体地,钒铬渣是红格钒钛磁铁矿经高炉冶炼和转炉氧化吹炼后得到的尾矿,其主要物相为FeO·(Cr,V,Ti)2O3和2FeO·SiO2,钒、铬和部分铁主要以钒铁和铬铁尖晶石的形式存在,还有一部分铁以铁橄榄石的形式存在。
根据本发明的实施例,转炉钒铬渣中Cr2O3质量分数为8~16%,Fe质量分数为20~35%,V2O5的质量分数为8~16%,具有较大的回收利用价值。根据不同金属的活泼程度不同,可以实现不同金属的分步还原。而通过将转炉钒铬渣在1100~1280℃下进行直接还原处理,可以使铁被还原而钒铬不被还原,得到还原焙砂,其中,对铁化合物的还原主要包括如下反应:
2FeO·SiO2+2C+CaO=2Fe+CaO+SiO2+2CO
2FeO·SiO2+2CO+CaO=2Fe+CaO+SiO2+2CO2
FeO·(Cr,V,Ti)2O3+C=(Cr,V,Ti)2O3+Fe+CO
FeO·(Cr,V,Ti)2O3+CO=(Cr,V,Ti)2O3+Fe+CO2
根据本发明的一个具体实施例,直接还原处理优选在1100~1280℃下进行,由此,可以进一步提高铁的回收率;同时,发明人发现,如果直接还原处理的温度过高,将会使转炉钒铬渣中的钒、铬与铁同时被还原,导致钒、铬无法与铁分离;如果直接还原处理的温度过低,铁的还原反应不能进行或进行效率低下。
根据本发明的具体实施例,直接还原处理可以为煤基直接还原处理或气基直接还原处理。
根据本发明的具体实施例,直接还原处理得到的还原焙砂的金属化率不低于80%,由此,可以显著提高铁的回收率。
根据本发明的实施例,直接还原装置200的种类并不受特别限制,本领域技术人员可以根据实际需要进行选择,根据本发明的具体实施例,直接还原装置200可以为转底炉或气基竖炉。由此可以进一步提高铁的还原效率。
根据本发明的实施例,分离装置200具有还原焙砂入口201、铁出口202和除铁钒铬渣出口203,还原焙砂入口201与还原焙砂出口103相连,分离装置200适于将还原焙砂进行分离处理,以便得到铁和除铁钒铬渣。经检测,分离得到的铁中铁的质量分数不小于95%,铁的回收率不小于85%,而除铁钒铬渣中铁的质量分数不大于8%。由此不仅实现了铁与钒铬的有效分离和钒铬的富集,同时获得了高品质的铁,还可以进一步提高后钒铬终产品的品质。
根据本发明的具体实施例,分离装置可以为磨矿磁选装置或者熔分装置。
根据本发明的一个具体实施例,当采用熔分装置对金属化球团进行分离处理时,熔分处理可以在非还原性气氛中,1500~1600摄氏度的温度下进行,由此,可以进一步提高分离得到的铬铁合金产品中铬与铁的品位。根据本发明的实施例,非还原性气氛优选气氛中含O2体积浓度3~25%,由此可以保证在熔分过程中金属更好的分离。
根据本发明的具体实施例,磨矿磁选装置为球磨机和磁选机的联动装置,熔分装置可以为电炉,由此可以显著提高分离处理的效率。
根据本发明的实施例,氧化钠化焙烧装置300具有除铁钒铬渣入口310、钠盐入口320、空气入口330和水溶性钒/铬酸钠熟料出口340,除铁钒铬渣入口310与除铁钒铬渣出口230相连。氧化钠化焙烧装置300适于对除铁钒铬渣和钠盐混合后进行氧化钠化焙烧处理,以便得到水溶性钒/铬酸钠熟料。
根据本发明的实施例,通过氧化钠化焙烧处理,除铁钒铬渣中的三氧化二钒和三氧化二铬发生氧化钠化焙烧反应得到水溶性的钒/铬酸钠,并进一步通过水浸与渣分离。由此可以进一步纯化钒和铬,提高钒和铬的纯度。
根据本发明的具体实施例,氧化钠化焙烧处理过程中发生的主要反应包括:
Na2O+V2O3+O2=2NaVO3
4Na2O+2Cr2O3+3O2=4Na2CrO4
由此,除铁钒铬渣中的三氧化二钒和三氧化二铬转化为水溶性钒酸钠和铬酸钠,进而可以通过水浸提纯。
根据本发明的具体实施例,可以将除铁钒铬渣与钠盐按照100:(20~40)质量比进行混合并发生氧化钠化焙烧反应。由此可以使得除铁钒铬渣中的三氧化二钒和三氧化二铬充分地转化为水溶性钒酸钠和铬酸钠。进而有效地回收除铁钒铬渣中钒和铬,提高钒和铬回收率。
根据本发明的具体实施例,氧化钠化焙烧处理具体可以在1050~1200℃的温度下进行1~2h完成的。发明人发现,在上述温度下可以有效地使得三氧化二钒和三氧化二铬与氧化钠发生反应,进而提高钒和铬回收率。发明人发现,若温度过低,反应进行不彻底,若温度过高,得到的水溶性钒/铬酸钠在高温下可能会继续反应生成非水溶性的复杂化合物,造成钒、铬损失,发明人通过大量试验意外发现,氧化钠化焙烧处理在1050~1200℃的温度下进行1~2h,钒和铬回收率最高。
根据本发明的具体实施例,氧化钠化焙烧装置可以为回转窑、隧道窑、多层焙烧炉或转底炉,由此可以进一步提高氧化钠化焙烧反应效率,提高钒和铬的回收率。
根据本发明的实施例,水浸装置400具有水溶性钒/铬酸钠熟料入口410、钒铬水浸液出口420和浸出渣出口430,水溶性钒/铬酸钠熟料入口410与水溶性钒/铬酸钠熟料出口340相连。水浸装置400适于对上述氧化钠化焙烧处理得到的水溶性钒/铬酸钠熟料进行水浸处理,以便得到钒铬水浸液和浸出渣。由此进一步对钒和铬进行去渣提纯,提高后续钒和铬产品品位。
根据本发明的实施例,酸性铵盐沉钒装置500具有钒铬水浸液入口510、第一酸度调节剂入口520、铵盐入口530、多聚钒酸铵出口540和铬液出口550,钒铬水浸液入口510与钒铬水浸液出口420相连。酸性铵盐沉钒装置500适于对钒铬水浸液进行酸性铵盐沉钒处理,以便得到多聚钒酸铵和铬液。由此通过在酸性条件性对钒铬水浸液铵盐沉钒处理,可以有效地将钒转化为多聚钒酸铵沉淀,进而与铬分离开。
根据本发明的具体实施例,酸性铵盐沉钒处理包括:调节钒铬水浸液的pH值至1.0~2.5,并升温至85~95℃;向钒铬水浸液中加入铵盐进行反应1~2h并过滤,以便得到多聚钒酸铵和铬液,其中,铵盐为NH4Cl或(NH4)2SO4,铵盐的加入量为钒铬水浸液中V2O5质量的0.5~1.0倍。发明人发现,当在85~95℃进行酸性铵盐沉钒处理可以显著提高反应效率,提高多聚钒酸铵沉淀的产率。发明人通过大量试验发现,当温度低于85℃时,不会有多聚钒酸铵生成;当温度高于95℃时,水的蒸发严重不利于控制溶液pH。当钒铬水浸液的pH值在1.0~2.5,温度85~95℃,向钒铬水浸液中加入铵盐进行反应1~2h,多聚钒酸铵的生成反应进行的最彻底。
根据本发明的具体实施例,酸性铵盐沉钒处理过程中发生的主要反应包括:
10VO3 -+6H+=H2V10O28 4-+2H2O
3H2V10O28 4-+10NH4 ++2H+=5(NH4)2V6O16↓+4H2O
具体地,在pH=1.0~2.5,温度85~95℃条件下,此时V以H2V10O28 4-形式存在,向钒铬水浸液中加入NH4Cl或(NH4)2SO4,NH4Cl或(NH4)2SO4的加入质量为钒铬水浸液中V2O5质量的0.5~1.0倍,反应时间60~120min,最终钒以多聚钒酸铵的形式通过沉淀、过滤分离出来,而铬留在溶液中形成铬液。
由此,本发明实施例的处理转炉钒铬渣的系统预先利用直接还原装置100将转炉钒铬渣脱除铁后,利用氧化钠化焙烧装置300将钒和铬转化为水溶性的钒/铬酸钠熟料,最后利用酸性铵盐沉钒装置500在酸性条件下使得钒与铵盐发生反应生成多聚钒酸铵沉淀从而与铬进行分离。因此,本实施例的处理转炉钒铬渣的系统能够有效地将钒与铬进行分离,同时还可以进一步提高钒和铬的回收率和品位。
根据本发明的实施例,还原沉淀-煅烧提铬装置600具有铬液入口610、第二酸度调节剂入口620、硫化钠入口630、三氧化二铬出口640和提铬废液出口650,铬液入口610与铬液出口550。还原沉淀-煅烧提铬装置600适于对铬液进行还原沉淀-煅烧提铬处理,以便得到三氧化二铬和提铬废液。由此实现对铬的最终回收,同时采用还原沉淀-煅烧提铬处理可以进一步提高三氧化二铬纯度。
根据本发明的具体实施例,还原沉淀-煅烧提铬处理包括:利用碱液对铬液进行中和处理;向经过中和处理的铬液中加入Na2S进行还原并过滤,以便得到氢氧化铬沉淀和提铬废液;将氢氧化铬沉淀进行煅烧处理,以便得到Cr2O3。由此,通过利用Na2S可以地还原Na2CrO4可以得到Cr(OH)3沉淀,进而有效地实现铬的回收。
根据本发明的具体实施例,还原沉淀-煅烧提铬处理过程中发生的主要反应包括:
8Na2CrO4+6Na2S+2H2O=8Cr(OH)3↓+3Na2S2O3+22NaOH
2Cr(OH)3=2Cr2O3+3H2O
具体地,对铬液首先用碱液进行中和处理,再向中和后的铬液中加入Na2S进行还原,铬以氢氧化铬Cr(OH)3沉淀的形式分离,最后将氢氧化铬Cr(OH)3进行煅烧处理得到Cr2O3。
本发明实施例的处理转炉钒铬渣的系统,利用还原沉淀-煅烧提铬装置600对铬液进行还原沉淀-煅烧提铬处理,可以有效地将水溶性钒酸钠转化为氢氧化钠沉淀,进而通过焙烧回收得到三氧化二铬产品。采用该系统可以有效回收转炉钒铬渣中的铬,同时还可以进一步提高铬的品位。
根据本发明的具体实施例,还原沉淀-煅烧提铬装置600可以为还原沉淀设备和煅烧设备的联动装置,具体地,煅烧设备可以为煅烧炉。由此通过采用还原沉淀设备和煅烧设备的联动装置可以进一步提高对铬液进行还原沉淀-煅烧提铬的效率,同时还可以进一步提高三氧化二铬产品的纯度。
根据本发明的第二方面,本发明提出了一种采用前面实施例的系统处理转炉钒铬渣的方法。根据本发明的实施例,该方法包括:(1)将转炉钒铬渣在直接还原装置内于1100~1280℃下进行直接还原处理,以便使铁被还原而钒铬不被还原,得到还原焙砂;(2)将还原焙砂供给至分离装置进行分离处理,以便得到铁和除铁钒铬渣;(3)将除铁钒铬渣和钠盐混合后供给至氧化钠化焙烧装置内进行氧化钠化焙烧处理,以便得到水溶性钒/铬酸钠熟料;(4)将水溶性钒/铬酸钠熟料供给至水浸装置内进行水浸处理,以便得到钒铬水浸液和浸出渣;(5)将钒铬水浸液供给至酸性铵盐沉钒装置内进行酸性铵盐沉钒处理,以便得到多聚钒酸铵和铬液;(6)将铬液供给至还原沉淀-煅烧提铬装置内进行还原沉淀-煅烧提铬处理,以便得到三氧化二铬和提铬废液。
下面参考图2对根据本发明实施例的处理转炉钒铬渣的方法进行详细描述。根据本发明的实施例,该方法包括:
S100:直接还原处理
该步骤中,采用还原煤将转炉钒铬渣在1100~1280℃下进行直接还原处理,以便使铁被还原而钒铬不被还原,得到还原焙砂。具体地,钒铬渣是红格钒钛磁铁矿经高炉冶炼和转炉氧化吹炼后得到的尾矿,其主要物相为FeO·(Cr,V,Ti)2O3和2FeO·SiO2,钒、铬和部分铁主要以钒铁和铬铁尖晶石的形式存在,还有一部分铁以铁橄榄石的形式存在。
根据本发明的实施例,转炉钒铬渣中Cr2O3质量分数为8~16%,Fe质量分数为20~35%,V2O5的质量分数为8~16%,具有较大的回收利用价值。另外本发明实施例的处理转炉钒铬渣的方法可以有效针对高铬型钒渣进行处理,进而提高该方法的适用范围。本发明根据不同金属的活泼程度不同,可以实现不同金属的分步还原。而通过将转炉钒铬渣在1100~1280℃下进行直接还原处理,可以使铁被还原而钒铬不被还原,得到还原焙砂,其中,对铁化合物的还原主要包括如下反应:
2FeO·SiO2+2C+CaO=2Fe+CaO+SiO2+2CO;
2FeO·SiO2+2CO+CaO=2Fe+CaO+SiO2+2CO2;
FeO·(Cr,V,Ti)2O3+C=(Cr,V,Ti)2O3+Fe+CO;
FeO·(Cr,V,Ti)2O3+CO=(Cr,V,Ti)2O3+Fe+CO2。
根据本发明的一个具体实施例,直接还原处理优选在1100~1280℃下进行,由此,可以进一步提高铁的回收率;同时,发明人发现,如果直接还原处理的温度过高,将会使转炉钒铬渣中的钒、铬与铁同时被还原,导致钒、铬无法与铁分离;如果直接还原处理的温度过低,铁的还原反应不能进行或进行效率低下。
根据本发明的一个具体实施例,直接还原处理可以为煤基直接还原处理或气基直接还原处理。
根据本发明的一个具体实施例,直接还原处理得到的还原焙砂的金属化率不低于80%,由此,可以有效提高转炉钒铬渣中铁的回收率,进而提高后续回收钒、铬终产品的品质。
S200:分离处理
该步骤中,将还原焙砂在分离装置内进行分离处理,以便得到铁和除铁钒铬渣。经检测,分离得到的铁中铁的质量分数不小于85%,铁的回收率不小于85%,而除铁钒铬渣中铁的质量分数不大于8%。由此不仅实现了铁与钒铬的有效分离和钒铬的富集,同时获得了高品质的铁,还可以进一步提高后钒铬终产品的品质。
根据本发明的实施例,分离处理的条件并不受特别限制,本领域技术人员可以根据实际需要进行选择,根据本发明的具体实施例,可以采用磨矿磁选装置或者熔分装置对金属化球团进行分离处理。
根据本发明的一个具体实施例,当采用熔分装置对金属化球团进行分离处理时,熔分处理可以在非还原性气氛中,1500~1600摄氏度的温度下进行,由此,可以进一步提高分离得到的铬铁合金产品中铬与铁的品位。根据本发明的实施例,非还原性气氛优选气氛中含O2体积浓度3~25%,由此可以保证在熔分过程中金属更好的分离。
根据本发明的具体实施例,磨矿磁选装置可以为球磨机和磁选机的联动装置,熔分装置可以为电炉,由此可以显著提高分离处理的效率。
S300:氧化钠化焙烧处理
该步骤中,将除铁钒铬渣和钠盐混合后进行氧化钠化焙烧处理,以便得到水溶性钒/铬酸钠熟料。
根据本发明的实施例,通过氧化钠化焙烧处理,除铁钒铬渣中的三氧化二钒和三氧化二铬发生氧化钠化焙烧反应得到水溶性的钒/铬酸钠,并进一步通过水浸与渣分离。由此可以进一步纯化钒和铬,提高钒和铬的纯度。
根据本发明的具体实施例,氧化钠化焙烧处理过程中发生的主要反应包括:
Na2O+V2O3+O2=2NaVO3
4Na2O+2Cr2O3+3O2=4Na2CrO4
由此,除铁钒铬渣中的三氧化二钒和三氧化二铬转化为水溶性钒酸钠和铬酸钠,进而可以通过水浸提纯。
根据本发明的具体实施例,可以将除铁钒铬渣与钠盐按照100:(20~40)质量比进行混合并发生氧化钠化焙烧反应。由此可以使得除铁钒铬渣中的三氧化二钒和三氧化二铬充分地转化为水溶性钒酸钠和铬酸钠。进而有效地回收除铁钒铬渣中钒和铬,提高钒和铬回收率。
根据本发明的具体实施例,氧化钠化焙烧处理具体可以在1050~1200℃的温度下进行1~2h完成的。发明人发现,在上述温度下可以有效地使得三氧化二钒和三氧化二铬与氧化钠发生反应,进而提高钒和铬回收率。发明人发现,若温度过低,反应进行不彻底,若温度过高,得到的水溶性钒/铬酸钠在高温下可能会继续反应生成非水溶性的复杂化合物,造成钒、铬损失,发明人通过大量试验意外发现,氧化钠化焙烧处理在1050~1200℃的温度下进行1~2h,钒和铬回收率最高。
根据本发明的一个具体实施例,在进行氧化钙化焙烧处理前,还可以向除铁钒铬渣配入粘结剂,由此可以将除铁钒铬渣与钙盐和粘结剂混合成型为钒铬球团,再将钒铬球团进行氧化钙化焙烧处理,从而可以进一步提高钒、铬的回收率。
S400:水浸处理
该步骤中,将上述氧化钠化焙烧处理得到的水溶性钒/铬酸钠熟料进行水浸处理,以便得到钒铬水浸液和浸出渣。由此进一步对钒和铬进行去渣提纯,提高后续钒和铬产品品位。
根据本发明的实施例,水浸处理条件为:浸出温度80~95℃,浸出时间20~60min,液固质量比(3~5):1。根据本发明的实施例,在上述条件下对水溶性钒/铬酸钠熟料进行水浸处理,得到的钒铬水浸液中钒的浸出率不低于85%,铬的浸出率不低于80%。由此进一步提高钒和铬回收率以及钒铬产品品位。
S500:酸性铵盐沉钒处理
该步骤中,将钒铬水浸液进行酸性铵盐沉钒处理,以便得到多聚钒酸铵和铬液。由此通过在酸性条件性对钒铬水浸液铵盐沉钒处理,可以有效地将钒转化为多聚钒酸铵沉淀,进而与铬分离开。
根据本发明的具体实施例,酸性铵盐沉钒处理包括:调节钒铬水浸液的pH值至1.0~2.5,并升温至85~95℃;向钒铬水浸液中加入铵盐进行反应1~2h并过滤,以便得到多聚钒酸铵和铬液,其中,铵盐为NH4Cl或(NH4)2SO4,铵盐的加入量为钒铬水浸液中V2O5质量的0.5~1.0倍。发明人发现,当在85~95℃进行酸性铵盐沉钒处理可以显著提高反应效率,提高多聚钒酸铵沉淀的产率。发明人通过大量试验发现,当温度低于85℃时,不会有多聚钒酸铵生成;当温度高于95℃时,水的蒸发严重不利于控制溶液pH。当钒铬水浸液的pH值在1.0~2.5,温度85~95℃,向钒铬水浸液中加入铵盐进行反应1~2h,多聚钒酸铵的生成反应进行的最彻底。
根据本发明的具体实施例,酸性铵盐沉钒处理过程中发生的主要反应包括:
10VO3 -+6H+=H2V10O28 4-+2H2O
3H2V10O28 4-+10NH4 ++2H+=5(NH4)2V6O16↓+4H2O
具体地,在pH=1.0~2.5,温度85~95℃条件下,此时V以H2V10O28 4-形式存在,向钒铬水浸液中加入NH4Cl或(NH4)2SO4,NH4Cl或(NH4)2SO4的加入质量为钒铬水浸液中V2O5质量的0.5~1.0倍,反应时间60~120min,最终钒以多聚钒酸铵的形式通过沉淀、过滤分离出来,而铬留在溶液中形成铬液。
由此,本发明实施例的处理转炉钒铬渣的方法预先将转炉钒铬渣脱除铁后,将钒和铬转化为水溶性的钒/铬酸钠熟料,最后通过在酸性条件下使得钒与铵盐发生反应生成多聚钒酸铵沉淀从而与铬进行分离。因此,本实施例的处理转炉钒铬渣的方法能够有效地将钒与铬进行分离,同时还可以进一步提高钒和铬的回收率和品位。
S600:还原沉淀-煅烧提铬处理
该步骤中,将铬液进行还原沉淀-煅烧提铬处理,以便得到三氧化二铬和提铬废液。由此实现对铬的最终回收,同时采用还原沉淀-煅烧提铬处理可以进一步提高三氧化二铬纯度。
根据本发明的具体实施例,还原沉淀-煅烧提铬处理包括:利用碱液对铬液进行中和处理;向经过中和处理的铬液中加入Na2S进行还原并过滤,以便得到氢氧化铬沉淀和提铬废液;将氢氧化铬沉淀进行煅烧处理,以便得到Cr2O3。由此,通过利用Na2S可以地还原Na2CrO4可以得到Cr(OH)3沉淀,进而有效地实现铬的回收。
根据本发明的具体实施例,还原沉淀-煅烧提铬处理过程中发生的主要反应包括:
8Na2CrO4+6Na2S+2H2O=8Cr(OH)3↓+3Na2S2O3+22NaOH
2Cr(OH)3=2Cr2O3+3H2O
具体地,对铬液首先用碱液进行中和处理,再向中和后的铬液中加入Na2S进行还原,铬以氢氧化铬Cr(OH)3沉淀的形式分离,最后将氢氧化铬Cr(OH)3进行煅烧处理得到Cr2O3。
本发明实施例的处理转炉钒铬渣的方法,通过对铬液进行还原沉淀-煅烧提铬处理,可以有效地将水溶性钒酸钠转化为氢氧化钠沉淀,进而通过焙烧回收得到三氧化二铬产品。采用该方法可以有效回收转炉钒铬渣中的铬,同时还可以进一步提高铬的品位。
下面参考具体实施例,对本发明进行描述,需要说明的是,这些实施例仅仅是描述性的,而不以任何方式限制本发明。
实施例1
将国内某公司转炉钒铬渣(Cr2O3质量分数为8%,V2O5质量分数为8%,Fe质量分数为20%)在转底炉里1100℃进行煤基直接还原处理,得到还原焙砂,铁金属化率80%。将还原焙烧进行磨矿磁选处理得到除铁钒铬渣(Fe质量分数7.9%)和铁粉(Fe质量分数88%),铁粉可以作为炼钢的优质原料。将除铁钒铬渣与碳酸钠按质量比100:20混合后在回转窑内1050℃进行氧化钠化焙烧处理1.5h,得到水溶性钒/铬酸钠熟料。将水溶性钒/铬酸钠熟料进行水浸得到钒铬浸出液和浸出渣,水浸条件为:浸出温度80℃,浸出时间30min,液固质量比3:1。将钒铬浸出液在pH=1.0,温度85℃条件下,加入钒铬水浸液中V2O5质量的0.5倍的NH4Cl,反应时间60min,最终钒以多聚钒酸铵的形式通过沉淀、过滤分离出来,铬留在溶液中形成铬液。将铬液加碱中和后加入硫酸钠Na2S进行还原沉淀得到Cr(OH)3过滤后与提铬废液分离,最后将Cr(OH)3进行煅烧处理得到三氧化二铬Cr2O3。整个工艺铁回收率85%,钒回收率90%,铬回收率88%。
实施例2
将国内某公司转炉钒铬渣(Cr2O3质量分数为10%,V2O5质量分数为10%,Fe质量分数为24%)在气基竖炉里1150℃进行气基直接还原处理,得到还原焙砂,铁金属化率83%。将还原焙烧进行磨矿磁选处理得到除铁钒铬渣(Fe质量分数7.5%)和铁粉(Fe质量分数89%),铁粉可以作为炼钢的优质原料。将除铁钒铬渣与氢氧化钠按质量比100:30混合后在多层焙烧炉内1100℃进行氧化钠化焙烧处理1h,得到水溶性钒/铬酸钠熟料。将水溶性钒/铬酸钠熟料进行水浸得到钒铬浸出液和浸出渣,水浸条件为:浸出温度85℃,浸出时间20min,液固质量比4:1。将钒铬浸出液在pH=2.0,温度90℃条件下,加入钒铬水浸液中V2O5质量的0.7倍的NH4Cl,反应时间90min,最终钒以多聚钒酸铵的形式通过沉淀、过滤分离出来,铬留在溶液中形成铬液。将铬液加碱中和后加入硫酸钠Na2S进行还原沉淀得到Cr(OH)3过滤后与提铬废液分离,最后将Cr(OH)3进行煅烧处理得到三氧化二铬Cr2O3。整个工艺铁回收率87%,钒回收率92%,铬回收率89%。
实施例3
将国内某公司转炉钒铬渣(Cr2O3质量分数为12%,V2O5质量分数为12%,Fe质量分数为30%)在转底炉里1200℃进行煤基直接还原处理,得到还原焙砂,铁金属化率85%。将还原焙烧进行磨矿磁选处理得到除铁钒铬渣(Fe质量分数6.9%)和铁粉(Fe质量分数91%),铁粉可以作为炼钢的优质原料。将除铁钒铬渣与氯化钠按质量比100:35混合后在隧道窑内1150℃进行氧化钠化焙烧处理1.5h,得到水溶性钒/铬酸钠熟料。将水溶性钒/铬酸钠熟料进行水浸得到钒铬浸出液和浸出渣,水浸条件为:浸出温度90℃,浸出时间50min,液固质量比3.5:1。将钒铬浸出液在pH=2.5,温度95℃条件下,加入钒铬水浸液中V2O5质量的0.8倍的(NH4)2SO4,反应时间120min,最终钒以多聚钒酸铵的形式通过沉淀、过滤分离出来,铬留在溶液中形成铬液。将铬液加碱中和后加入硫酸钠Na2S进行还原沉淀得到Cr(OH)3过滤后与提铬废液分离,最后将Cr(OH)3进行煅烧处理得到三氧化二铬Cr2O3。整个工艺铁回收率90%,钒回收率94%,铬回收率90%。
实施例4
将国内某公司转炉钒铬渣(Cr2O3质量分数为16%,V2O5质量分数为16%,Fe质量分数为35%)在气基竖炉里1280℃进行气基直接还原处理,得到还原焙砂,铁金属化率87%。将还原焙烧进行磨矿磁选处理得到除铁钒铬渣(Fe质量分数6.5%)和铁粉(Fe质量分数93%),铁粉可以作为炼钢的优质原料。将除铁钒铬渣与硫酸钠按质量比100:40混合后在回转窑内1200℃进行氧化钠化焙烧处理2h,得到水溶性钒/铬酸钠熟料。将水溶性钒/铬酸钠熟料进行水浸得到钒铬浸出液和浸出渣,水浸条件为:浸出温度95℃,浸出时间60min,液固质量比5:1。将钒铬浸出液在pH=1.8,温度90℃条件下,加入钒铬水浸液中V2O5质量的1.0倍的(NH4)2SO4,反应时间100min,最终钒以多聚钒酸铵的形式通过沉淀、过滤分离出来,铬留在溶液中形成铬液。将铬液加碱中和后加入硫酸钠Na2S进行还原沉淀得到Cr(OH)3过滤后与提铬废液分离,最后将Cr(OH)3进行煅烧处理得到三氧化二铬Cr2O3。整个工艺铁回收率88%,钒回收率95%,铬回收率92%。
实施例5
将国内某公司转炉钒铬渣(Cr2O3质量分数为8%,V2O5质量分数为8%,Fe质量分数为20%)在转底炉里1100℃进行煤基直接还原处理,得到还原焙砂,焙砂中铁金属化率80%,残碳质量分数1.5%。将还原焙砂进行熔分处理得到除铁钒铬渣(Fe质量分数5.8%)和铁水(Fe质量分数95.5%),铁水可以作为炼钢的优质原料。将除铁钒铬渣与碳酸钠和粘结剂按质量比100:20:3混合后在圆盘造球机上造球得到钒铬球团。将钒铬球团在回转窑内1050℃进行氧化钠化焙烧处理1.5h,得到水溶性钒/铬酸钠熟料。将水溶性钒/铬酸钠熟料进行水浸得到钒铬浸出液和浸出渣,钒的浸出率92%,铬的浸出率90%,水浸条件为:浸出温度80℃,浸出时间30min,液固质量比3:1。最后将钒铬浸出液进行酸性铵盐沉淀得到多聚钒酸铵,再将提钒后的铬液进行还原沉淀处理得到氢氧化铬。整个工艺铁回收率85%,钒回收率90%,铬回收率88%。
实施例6
将国内某公司转炉钒铬渣(Cr2O3质量分数为10%,V2O5质量分数为10%,Fe质量分数为24%)在气基竖炉里1150℃进行气基直接还原处理,得到还原焙砂,焙砂中铁金属化率83%,残碳质量分数1.0%。将还原焙砂进行熔分处理得到除铁钒铬渣(Fe质量分数5.5%)和铁水(Fe质量分数96.5%),铁水可以作为炼钢的优质原料。将除铁钒铬渣与氢氧化钠按质量比100:30混合后在多层焙烧炉内1100℃进行氧化钠化焙烧处理1h,得到水溶性钒/铬酸钠熟料。将水溶性钒/铬酸钠熟料进行水浸得到钒铬浸出液和浸出渣,钒的浸出率93%,铬的浸出率91%,水浸条件为:浸出温度85℃,浸出时间20min,液固质量比4:1。最后将钒铬浸出液进行酸性铵盐沉淀得到多聚钒酸铵,再将提钒后的铬液进行还原沉淀处理得到氢氧化铬。整个工艺铁回收率91%,钒回收率92%,铬回收率89%。
实施例7
将国内某公司转炉钒铬渣(Cr2O3质量分数为12%,V2O5质量分数为12%,Fe质量分数为30%)在转底炉里1200℃进行煤基直接还原处理,得到还原焙砂,焙砂中铁金属化率85%,残碳质量分数0.8%。将还原焙砂进行熔分处理得到除铁钒铬渣(Fe质量分数5.2%)和铁水(Fe质量分数97%),铁水可以作为炼钢的优质原料。将除铁钒铬渣与氯化钠按质量比100:35混合后在隧道窑内1150℃进行氧化钠化焙烧处理1.5h,得到水溶性钒/铬酸钠熟料。将水溶性钒/铬酸钠熟料进行水浸得到钒铬浸出液和浸出渣,钒的浸出率94%,铬的浸出率92%,水浸条件为:浸出温度90℃,浸出时间50min,液固质量比3.5:1。最后将钒铬浸出液进行酸性铵盐沉淀得到多聚钒酸铵,再将提钒后的铬液进行还原沉淀处理得到氢氧化铬。整个工艺铁回收率92%,钒回收率94%,铬回收率90%。
实施例8
将国内某公司转炉钒铬渣(Cr2O3质量分数为16%,V2O5质量分数为16%,Fe质量分数为35%)在气基竖炉里1280℃进行气基直接还原处理,得到还原焙砂,焙砂中铁金属化率87%,残碳质量分数0.5%。将还原焙砂进行熔分处理得到除铁钒铬渣(Fe质量分数5.0%)和铁水(Fe质量分数98%),铁水可以作为炼钢的优质原料。将除铁钒铬渣与硫酸钠按质量比100:40混合后在回转窑内1200℃进行氧化钠化焙烧处理2h,得到水溶性钒/铬酸钠熟料。将水溶性钒/铬酸钠熟料进行水浸得到钒铬浸出液和浸出渣,钒的浸出率95%,铬的浸出率94%,水浸条件为:浸出温度95℃,浸出时间60min,液固质量比5:1。最后将钒铬浸出液进行酸性铵盐沉淀得到多聚钒酸铵,再将提钒后的铬液进行还原沉淀处理得到氢氧化铬。整个工艺铁回收率94%,钒回收率95%,铬回收率92%。
在本发明中,除非另有明确的规定和限定,术语“安装”、“相连”、“连接”、“固定”等术语应做广义理解,例如,可以是固定连接,也可以是可拆卸连接,或成一体;可以是机械连接,也可以是电连接;可以是直接相连,也可以通过中间媒介间接相连,可以是两个元件内部的连通或两个元件的相互作用关系。对于本领域的普通技术人员而言,可以根据具体情况理解上述术语在本发明中的具体含义。
在本发明中,除非另有明确的规定和限定,第一特征在第二特征“上”或“下”可以是第一和第二特征直接接触,或第一和第二特征通过中间媒介间接接触。而且,第一特征在第二特征“之上”、“上方”和“上面”可是第一特征在第二特征正上方或斜上方,或仅仅表示第一特征水平高度高于第二特征。第一特征在第二特征“之下”、“下方”和“下面”可以是第一特征在第二特征正下方或斜下方,或仅仅表示第一特征水平高度小于第二特征。
在本说明书的描述中,参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中,对上述术语的示意性表述不必针对的是相同的实施例或示例。而且,描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外,在不相互矛盾的情况下,本领域的技术人员可以将本说明书中描述的不同实施例或示例以及不同实施例或示例的特征进行结合和组合。
尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例,可以理解的是,上述实施例是示例性的,不能理解为对本发明的限制,本领域的普通技术人员在本发明的范围内可以对上述实施例进行变化、修改、替换和变型。
Claims (10)
1.一种处理转炉钒铬渣的系统,其特征在于,包括:
直接还原装置,所述直接还原装置具有转炉钒铬渣入口、还原剂入口和还原焙砂出口,
分离装置,所述分选装置具有还原焙砂入口、铁出口和除铁钒铬渣出口,所述还原焙砂入口与所述还原焙砂出口相连;
氧化钠化焙烧装置,所述氧化钠化焙烧装置具有除铁钒铬渣入口、钠盐入口、空气入口和水溶性钒/铬酸钠熟料出口,所述除铁钒铬渣入口与所述除铁钒铬渣出口相连;
水浸装置,所述水浸装置具有水溶性钒/铬酸钠熟料入口、钒铬水浸液出口和浸出渣出口,所述水溶性钒/铬酸钠熟料入口与所述水溶性钒/铬酸钠熟料出口相连;
酸性铵盐沉钒装置,所述酸性铵盐沉钒装置具有钒铬水浸液入口、第一酸度调节剂入口、铵盐入口、多聚钒酸铵出口和铬液出口,所述钒铬水浸液入口与所述钒铬水浸液出口相连;以及
还原沉淀-煅烧提铬装置,所述还原沉淀-煅烧提铬装置具有铬液入口、第二酸度调节剂入口、硫化钠入口、三氧化二铬出口和提铬废液出口,所述铬液入口与所述铬液出口相连。
2.根据权利要求1所述处理转炉钒铬渣的系统,其特征在于,所述直接还原装置为转底炉或气基竖炉,所述分离装置为熔分装置或者磨矿磁选装置,优选,所述磨矿磁选装置为球磨机和磁选机的联动装置,所述氧化钠化焙烧装置为回转窑、隧道窑、多层焙烧炉或转底炉,所述还原沉淀-煅烧提铬装置为还原沉淀设备和煅烧设备的联动装置,优选,所述煅烧设备为煅烧炉。
3.一种采用权利要求1或2所述的系统处理转炉钒铬渣的方法,其特征在于,包括:
(1)将转炉钒铬渣在直接还原装置内于1100~1280℃下进行直接还原处理,得到还原焙砂;
(2)将所述还原焙砂供给至分离装置进行分离处理,以便得到铁和除铁钒铬渣;
(3)将所述除铁钒铬渣和钠盐混合后供给至氧化钠化焙烧装置内进行氧化钠化焙烧处理,以便得到水溶性钒/铬酸钠熟料;
(4)将所述水溶性钒/铬酸钠熟料供给至水浸装置内进行水浸处理,以便得到钒铬水浸液和浸出渣;
(5)将所述钒铬水浸液供给至酸性铵盐沉钒装置内进行酸性铵盐沉钒处理,以便得到多聚钒酸铵和铬液;
(6)将所述铬液供给至还原沉淀-煅烧提铬装置内进行还原沉淀-煅烧提铬处理,以便得到三氧化二铬和提铬废液。
4.根据权利要求1中所述处理转炉钒铬渣的方法,其特征在于,步骤(1)中,所述转炉钒铬渣中Cr2O3的含量为8~16重量%,V2O5的含量为8~16重量%,Fe的含量为20~35重量%。
5.根据权利要求3所述处理转炉钒铬渣的方法,其特征在于,步骤(1)中,所述还原焙砂的铁金属化率不低于80%。
6.根据权利要求3所述处理转炉钒铬渣的方法,其特征在于,步骤(2)中,所述除铁钒铬渣中铁的含量不大于8重量%。
7.根据权利要求3所述处理转炉钒铬渣的方法,其特征在于,步骤(3)中,所述除铁钒铬渣与所述钠盐的混合质量比为100:(20~40)。
8.根据权利要求3所述处理转炉钒铬渣的方法,其特征在于,步骤(3)中,所述氧化钠化焙烧处理是在1050~1200℃的温度下进行1~2h完成的。
9.根据权利要求3所述处理转炉钒铬渣的方法,其特征在于,步骤(5)中,所述酸性铵盐沉钒处理包括:
调节所述钒铬水浸液的pH值至1.0~2.5,并升温至85~95℃;
向所述钒铬水浸液中加入铵盐进行反应1~2h并过滤,以便得到多聚钒酸铵和铬液,
其中,所述铵盐为NH4Cl或(NH4)2SO4,所述铵盐的加入量为所述钒铬水浸液中V2O5质量的0.5~1.0倍。
10.根据权利要求3所述处理转炉钒铬渣的方法,其特征在于,步骤(6)中,所述还原沉淀-煅烧提铬处理包括:
利用碱液对所述铬液进行中和处理;
向经过所述中和处理的铬液中加入Na2S进行还原并过滤,以便得到氢氧化铬沉淀和提铬废液;
将所述氢氧化铬沉淀进行煅烧处理,以便得到Cr2O3。
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Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN112028031A (zh) * | 2020-08-04 | 2020-12-04 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 一种工业硫酸钠熔融还原制备硫化钠的方法 |
CN114408972A (zh) * | 2022-01-26 | 2022-04-29 | 重庆科技学院 | 从含钒钢渣钠化焙烧水浸液中综合回收钒和铬的方法 |
Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN101058853A (zh) * | 2007-05-18 | 2007-10-24 | 葫芦岛辉宏有色金属有限公司 | 利用含钒、铬、铁和磷的工业渣回收化工产品的方法 |
CN101117660A (zh) * | 2007-09-10 | 2008-02-06 | 攀枝花锐龙冶化材料开发有限公司 | 一种用转底炉还原-磨选综合利用钒钛铁精矿的方法 |
CN102021345A (zh) * | 2010-12-30 | 2011-04-20 | 甘肃锦世化工有限责任公司 | 一种回收五氧化二钒和重铬酸钠的方法 |
CN102220495A (zh) * | 2011-04-01 | 2011-10-19 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 沉钒母液的净化方法 |
-
2017
- 2017-03-31 CN CN201710209762.6A patent/CN106834727A/zh active Pending
Patent Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN101058853A (zh) * | 2007-05-18 | 2007-10-24 | 葫芦岛辉宏有色金属有限公司 | 利用含钒、铬、铁和磷的工业渣回收化工产品的方法 |
CN101117660A (zh) * | 2007-09-10 | 2008-02-06 | 攀枝花锐龙冶化材料开发有限公司 | 一种用转底炉还原-磨选综合利用钒钛铁精矿的方法 |
CN102021345A (zh) * | 2010-12-30 | 2011-04-20 | 甘肃锦世化工有限责任公司 | 一种回收五氧化二钒和重铬酸钠的方法 |
CN102220495A (zh) * | 2011-04-01 | 2011-10-19 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 沉钒母液的净化方法 |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN112028031A (zh) * | 2020-08-04 | 2020-12-04 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 一种工业硫酸钠熔融还原制备硫化钠的方法 |
CN114408972A (zh) * | 2022-01-26 | 2022-04-29 | 重庆科技学院 | 从含钒钢渣钠化焙烧水浸液中综合回收钒和铬的方法 |
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