富钒溶液直接制备高纯V2O5的实验研究.pdf

富钒溶液直接制备高纯 Ｖ２Ｏ５的实验研究 ① 张永伟， 宁顺明 （长沙矿冶研究院有限责任公司，湖南 长沙 ４１００１２） 摘 要 采用磷酸铵镁法净化含钒富集液，脱除硅、磷，考察了除杂剂加入量、温度、ｐＨ 值、铵镁比、反应时间等因素对杂质去除率的 影响。 结果表明，最佳净化除杂条件为１００ ｍＬ 含钒富集液中加入 ２００ ｇ／ Ｌ 的氯化铵溶液 ８ ｍＬ，按铵镁比 １．４ 加入氯化铵，直接使 用原溶液（ｐＨ≈１０．２）于室温下搅拌净化 ３０ ｍｉｎ 后过滤得净化液，除磷率达到 ９６％以上，除硅率达到 ８７％，钒损失率可控制在 ２％左 右。 经过沉钒、过滤、洗涤、烘干、煅烧后，获得了纯度 ９９．９３％的高纯五氧化二钒。 经重复性试验验证，此工艺稳定可靠、流程简单， 而且生产成本低，可为高纯 Ｖ２Ｏ５制备提供技术方案。 关键词 五氧化二钒； 高纯五氧化二钒； 高纯偏钒酸铵； 磷酸铵； 钒； 磷； 硅 中图分类号 Ｏ６⁃３３２文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０２１．０１．０１８ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０２１）０１－００７６－０４ Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ Ｓｔｕｄｙ ｏｎ Ｄｉｒｅｃｔ Ｐｒｅｐａｒａｔｉｏｎ ｏｆ Ｈｉｇｈ Ｐｕｒｉｔｙ Ｖ２Ｏ５ ｆｒｏｍ Ｖａｎａｄｉｕｍ⁃Ｒｉｃｈ Ｓｏｌｕｔｉｏｎ ＺＨＡＮＧ Ｙｏｎｇ⁃ｗｅｉ， ＮＩＮＧ Ｓｈｕｎ⁃ｍｉｎｇ （Ｃｈａｎｇｓｈａ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００１２， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｔｈｅ ｖａｎａｄｉｕｍ⁃ｅｎｒｉｃｈｅｄ ｌｉｑｕｉｄ ｗａｓ ｐｕｒｉｆｉｅｄ ｂｙ ｍａｇｎｅｓｉｕｍ ａｍｍｏｎｉｕｍ ｐｈｏｓｐｈａｔｅ ｔｏ ｒｅｍｏｖｅ ｓｉｌｉｃｏｎ ａｎｄ ｐｈｏｓｐｈｏｒｕｓ， ａｎｄ ｔｈｅ ｅｆｆｅｃｔｓ ｏｆ ｔｈｅ ａｄｄｉｎｇ ａｍｏｕｎｔ ｏｆ ｉｍｐｕｒｉｔｙ ｒｅｍｏｖｅｒ， ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ， ｐＨ ｖａｌｕｅ， ａｍｍｏｎｉｕｍ⁃ｍａｇｎｅｓｉｕｍ ｒａｔｉｏ， ｒｅａｃｔｉｏｎ ｔｉｍｅ ａｎｄ ｏｔｈｅｒ ｆａｃｔｏｒｓ ｏｎ ｔｈｅ ｒｅｍｏｖａｌ ｒａｔｅ ｏｆ ｉｍｐｕｒｉｔｉｅｓ ｗｅｒｅ ｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｅｄ． Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ａｆｔｅｒ ａｄｄｉｎｇ ８ ｍＬ ｏｆ ｍａｇｎｅｓｉｕｍ ｃｈｌｏｒｉｄｅ ｓｏｌｕｔｉｏｎ （２００ ｇ／ Ｌ） ａｎｄ ｓｏｍｅ ｐｒｅｐａｒｅｄ ａｍｍｏｎｉｕｍ ｃｈｌｏｒｉｄｅ ｗｉｔｈ ａｍｍｏｎｉｕｍ⁃ ｍａｇｎｅｓｉｕｍ ｒａｔｉｏ ｏｆ １．４， １００ ｍＬ ｖａｎａｄｉｕｍ⁃ｅｎｒｉｃｈｅｄ ｓｏｌｕｔｉｏｎ （ｐＨ≈１０．２） ｗａｓ ｄｉｒｅｃｔｌｙ ｓｔｉｒｒｅｄ ａｔ ｒｏｏｍ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ ａｎｄ ｔｈｅｎ ｓｕｂｊｅｃｔｅｄ ｔｏ ａ ３０⁃ｍｉｎｕｔｅ ｐｕｒｉｆｉｃａｔｉｏｎ． Ｔｈｅ ｐｕｒｉｆｉｅｄ ｓｏｌｕｔｉｏｎ ｗａｓ ｏｂｔａｉｎｅｄ ａｆｔｅｒ ｆｉｌｔｒａｔｉｏｎ， ｓｈｏｗｉｎｇ ｔｈｅ ｐｈｏｓｐｈｏｒｕｓ ｒｅｍｏｖａｌ ｒａｔｅ ｏｖｅｒ ９６％ ａｎｄ ｔｈｅ ｓｉｌｉｃｏｎ ｒｅｍｏｖａｌ ｒａｔｅ ｕｐ ｔｏ ８７％， ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｖａｎａｄｉｕｍ ｌｏｓｓ ｒａｔｅ ｃｏｎｔｒｏｌｌｅｄ ａｔ ａｂｏｕｔ ２％． Ａｆｔｅｒ ｔｈｅ ｐｒｏｃｅｓｓｅｓ ｏｆ ｖａｎａｄｉｕｍ ｐｒｅｃｉｐｉｔａｔｉｏｎ， ｆｉｌｔｒａｔｉｏｎ， ｗａｓｈｉｎｇ， ｄｒｙｉｎｇ ａｎｄ ｃａｌｃｉｎａｔｉｏｎ， ｔｈｅ ｖａｎａｄｉｕｍ ｐｅｎｔｏｘｉｄｅ ｗｉｔｈ ａ ｐｕｒｉｔｙ ｏｆ ９９．９３％ ｗａｓ ｏｂｔａｉｎｅｄ． Ｉｔ ｉｓ ｖｅｒｉｆｉｅｄ ｗｉｔｈ ｒｅｐｅａｔｅｄ ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔｓ ｔｈａｔ ｔｈｉｓ ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ｔｅｃｈｎｉｑｕｅ ｉｓ ｓｔａｂｌｅ ａｎｄ ｒｅｌｉａｂｌｅ， ｗｉｔｈ ｓｉｍｐｌｅ ｐｒｏｃｅｓｓ ａｎｄ ｌｏｗ ｐｒｏｄｕｃｔｉｏｎ ｃｏｓｔ， ｗｈｉｃｈ ｃａｎ ｐｒｏｖｉｄｅ ａ ｔｅｃｈｎｉｃａｌ ａｌｔｅｒｎａｔｉｖｅ ｆｏｒ ｔｈｅ ｐｒｅｐａｒａｔｉｏｎ ｏｆ ｈｉｇｈ⁃ｐｕｒｉｔｙ Ｖ２Ｏ５． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｖａｎａｄｉｕｍ ｐｅｎｔｏｘｉｄｅ； ｈｉｇｈ⁃ｐｕｒｉｔｙ ｖａｎａｄｉｕｍ ｐｅｎｔｏｘｉｄｅ； ｈｉｇｈ⁃ｐｕｒｉｔｙ ａｍｍｏｎｉｕｍ ｍｅｔａｖａｎａｄａｔｅ； ａｍｍｏｎｉｕｍ ｐｈｏｓｐｈａｔｅ； ｖａｎａｄｉｕｍ； ｐｈｏｓｐｈｏｒｕｓ； ｓｉｌｉｃｏｎ 高纯 Ｖ２Ｏ５主要应用于航空航天、核工业、新能源 以及氧化钒基纳米材料及器件行业，是一种高附加值 产品。 例如，作为新能源代表之一的钒电池（全钒氧 化还原液流电池，ＶＲＢ）关键组成之一 钒电解液， 就是用高纯 Ｖ２Ｏ５来制备的。 钒电池因其有着独特优 势［１－３］，在绿色环保、储能系统等领域引起了广泛关 注，并且已经在新能源汽车、储能系统上得到应用。 钒 电池行业对 Ｖ２Ｏ５的纯度有着非常高的要求，传统的 化工行业、冶金行业用 Ｖ２Ｏ５已不能满足需求。 我国 钒资源丰富，是世界上钒储量和钒矿产量最大的国 家［４］，尤其是我国特有的矿床 石煤钒矿储量极为 丰富［５－９］；同时我国也是世界上最大的钒生产和消费 国家［１０］；因此，开发高纯 Ｖ２Ｏ５制备技术在我国具有特 殊的资源与市场优势。 ①收稿日期 ２０２０－０８－０９ 作者简介 张永伟（１９８４－），男，河南信阳人，工程师，硕士，主要从事有色金属冶金及废水处理工艺开发和研究。 第 ４１ 卷第 １ 期 ２０２１ 年 ０２ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．４１ №１ Ｆｅｂｒｕａｒｙ ２０２１ 万方数据 一般采用粗 Ｖ２Ｏ５或低纯度成品多钒酸铵（或偏 钒酸铵）经碱返溶后再除杂，得到纯净的富钒溶液，再 进行铵盐沉钒，经煅烧后得到高纯 Ｖ２Ｏ５。 这种方法综 合流程长、能耗高，生产过程产生大量的废水对环境造 成严重威胁。 为此有必要开发出能够直接从含钒浸出 液中获得纯净富钒溶液的技术，省去沉粗钒及粗钒返 溶的操作过程。 １ 实验原料 原料为湘西某石煤矿经浓硫酸熟化⁃水浸⁃离子交 换法获得的含钒富集液，其主要化学成分见表 １。 表 １ 含钒富集液主要化学成分／ （ｍｇＬ －１ ） Ｖ２Ｏ５ ＰＳｉＳＫＮａ ４３ ９３０６８．１３６１．０５１ ０５０２２．９０３９ ２３０ ＣａＦｅＡｌＭｇＣｒＡｓ １．９３３１．１８１．９５０．１８２．１３１９．１３ 由表 １ 可以看出，含钒富集液中主要杂质为 Ｎａ、 Ｓ、Ｐ、Ｓｉ、Ｋ、Ｆｅ、Ａｓ 等，其中主要杂质 Ｓ 是石煤矿硫酸熟 化时以 ＳＯ４ ２－ 的形式进入溶液中的；杂质 Ｎａ 是在对浸 出液进行富集吸附时进入溶液的，它们在沉钒时可通 过控制沉钒及洗涤条件将其与钒分离。 这里通过试验 确定其他杂质对产品纯度的影响并制定相应的分离 方法。 ２ 实验原理及方法 ２．１ 实验原理 前人研究成果表明，在净化工序中除 Ｐ、Ｓｉ 的同 时，亦能有效去除 Ｆｅ、Ｃａ 等杂质；Ｎａ＋、Ｋ＋、Ｍｇ ２＋ 、ＳＯ４ ２－ 、 Ｃｌ－可通过控制沉钒和洗涤条件有效除去。 常见的除 Ｐ、Ｓｉ 方法有钙盐沉淀法、镁盐沉淀法、 铁盐沉淀法、铵镁盐沉淀法等，经过初步对比试验，这 里采用磷酸铵镁法除硅、磷，其原理如下 ＮＨ４ ＋ ＋ Ｈ ２ＰＯ４ － ＋ Ｍｇ ２＋ ＋ ６Ｈ２Ｏ􀪆􀪆 ＭｇＮＨ４ＰＯ４６Ｈ２Ｏ↓ ＋ ２Ｈ ＋ （１） ＮＨ４ ＋ ＋ ＨＰＯ４ ２－ ＋ Ｍｇ ２＋ ＋ ６Ｈ２Ｏ􀪆􀪆 ＭｇＮＨ４ＰＯ４６Ｈ２Ｏ↓ ＋ Ｈ ＋ （２） ＮＨ４ ＋ ＋ ＰＯ４ ３－ ＋ Ｍｇ ２＋ ＋ ６Ｈ２Ｏ􀪆􀪆 ＭｇＮＨ４ＰＯ４６Ｈ２Ｏ↓（３） 生成的 ＭｇＮＨ４ＰＯ４６Ｈ２Ｏ 为白色固体，微溶于冷 水，溶于热水和稀酸，溶度积常数Ｋｓｐ＝２．５１０ －１３ （２５ ℃）［１１］。 磷酸铵镁法除磷具有渣量少、钒损失率小的特点，而且 本文所用原料的 ｐＨ 值约为 １０，适于使用磷酸铵镁盐 除磷。 除磷时，在溶液中加入氯化铵调节 ｐＨ 值至 ８～９ 时， 硅酸根离子水解沉淀，由于硅酸在水溶液中溶解度很 小，因此，在弱碱性溶液中含量很低，可以除得很彻底。 另外，加镁除磷时，由于有 Ｍｇ ２＋ 存在，溶液中存在 反应 Ｍｇ ２＋ ＋ ＳｉＯ ２－ ３ 􀪆􀪆ＭｇＳｉＯ３ Ｋｓｐ＝ １．２９ １０ －１２ （４） 硅酸根离子以硅酸镁沉淀的形式析出。 ２５ ℃时， 如溶液中镁离子的平衡浓度 ｃ（Ｍｇ ２＋ ）＝ １１０ －４ ｍｏｌ／ Ｌ 时，溶液中 ｃ（ＳｉＯ ２－ ３ ）＝ １．２９１０ －８ ｍｏｌ／ Ｌ，因此，在净化 时适当增加溶液中 Ｍｇ ２＋ 浓度，溶液中硅几乎全部除去。 ２．２ 实验方法 净化除杂取一定量含钒富集液，置于恒温水浴锅 中加热到指定温度，用硫酸溶液（Ｖ（Ｈ２Ｏ） ∶Ｖ（浓硫酸）＝ ４∶１）或 ＮａＯＨ 溶液（５ ｍｏｌ／ Ｌ）调节溶液 ｐＨ 值，然后在 搅拌的条件下加入铵盐及镁盐，反应结束后过滤获得 净化液。 取样分析净化液中 Ｖ、Ｐ、Ｓｉ 等浓度，并计算 净化除杂操作的钒损失率、除杂率。 制备 Ｖ２Ｏ５取一定量含钒溶液，置于恒温水浴锅 中加热到 ４５ ℃，调节溶液 ｐＨ 值，然后在搅拌的条件下 加入铵盐沉钒，待 ＮＨ４ＶＯ３沉淀析出后，静置、过滤、洗 涤、烘干，得到白色的中间产品 ＮＨ４ＶＯ３；最后将干燥的 ＮＨ４ＶＯ３粉末置于马弗炉升温至 ５００ ℃ 煅烧 ２．５ ｈ 获 得产品 Ｖ２Ｏ５。 ３ 实验结果与讨论 ３．１ 除杂剂加入量对除杂率、钒损失率的影响 取含钒富集液 １００ ｍＬ（ｐＨ≈１０），分别加入１ ｍＬ、 ４ ｍＬ、８ ｍＬ、１２ ｍＬ、１６ ｍＬ 浓度为 ２００ ｇ／ Ｌ 的氯化镁溶 液，按铵镁摩尔比 ｎ（ＮＨ４Ｃｌ） ∶ ｎ（ＭｇＣｌ２）＝ １．３ 加入氯 化铵，在 ３５ ℃加热搅拌反应 ６０ ｍｉｎ，除杂剂氯化镁加 入量对除杂效果的影响见图 １。 5/5094mL 100 80 60 40 20 0 100 80 60 40 20 0 204610812141618 *B5 ,;5                P*B5 Si*B5 V, 100 80 60 40 20 0 100 80 60 40 20 0 203040506070 *B5 ,;5                P*B5 Si*B5 V;5    图 ２ 反应温度对除杂效果的影响 由图 ２ 可以看出，随温度升高，除磷率、除硅率均 先逐渐下降，至 ５５ ℃时再上升；而钒损失率在反应温 度高于 ３５ ℃后显著增大。 这是因为提高反应温度， 磷酸铵镁溶解度也会增大［１２－１３］，从而造成除磷率降 低；另外，升温会促进 Ｍｇ ２＋ 水解生成 Ｍｇ（ＯＨ）２，造成除 磷率、除硅率降低；继续升高温度，溶液中过量的镁可 能生成更难溶的 Ｍｇ３（ＰＯ４）２沉淀，ＳｉＯ３ ２－ 水解加剧，使 除磷率、除硅率又上升。 另一方面，随温度升高，Ｍｇ ２＋ 在溶液中水解逐渐加剧，水解产生的胶状 Ｍｇ（ＯＨ）２ 以及 Ｍｇ３（ＰＯ４）２等沉淀吸附夹杂钒致使钒损失增大。 除杂率和钒损失率在 ２５～３５ ℃范围内波动不大， 由于除杂反应很快，生成的沉淀物在试验温度下易过 滤，滤液清澈透明，不需要通过提高反应温度来改善净 化反应速度及过滤性能，所以净化反应温度控制在室 温下即可。 ３．３ 铵镁比对除杂率、钒损失率的影响 室温下净化除杂，其他条件不变，铵镁比对除杂效 果的影响如图 ３ 所示。 V5 100 80 60 40 20 0 100 80 60 40 20 0 1.11.01.31.21.41.51.6 *B5  ,;5                       P*B5 Si*B5 V;5    图 ３ 铵镁比对除杂效果的影响 由图 ３ 可以看出，在试验范围内，除杂率变化不 大。 但是当铵镁比大于 １．４ 时，ＮＨ４ＶＯ３溶解度随 ＮＨ４ ＋ 浓度增加而减小［１４］，溶液中高浓度的钒酸根离子会与 ＮＨ４ ＋反应生成偏钒酸铵沉淀析出，从而造成钒损失率 增大。 在试验过程中可以观察到，铵镁比为 １．６ 时，加 入氯化铵搅拌后溶液会变浑浊，静置后有沉淀生成。 因此反应体系铵镁比控制在 １．４ 为宜。 ３．４ 溶液 ｐＨ 值对除杂率、钒损失率的影响 铵镁比 １．４，其他条件不变，ｐＨ 值对除杂效果的影 响如图 ４ 所示。 pHD 100 80 60 40 20 0 100 80 60 40 20 0 8.59.010.09.510.511.011.5 *B5  ,;5                P*B5 Si*B5 V;5    图 ４ 含钒溶液 ｐＨ 值对除杂效果的影响 由图 ４ 可见，ｐＨ ＝ ９．０ 时，除磷效果很差，除磷率 仅为 ３３．３５％ ，但当 ｐＨ 值升至 ９．５ 以后，除磷率可达 ９５％以上，且随 ｐＨ 值增大呈上升趋势。 这可能与磷 酸根离子在溶液中存在的形态与 ｐＨ 值有关。 ｐＨ 值 较低时，溶液中磷酸根离子主要以 ＨＰＯ４ ２－ 形式存在， 加入除杂剂后生成溶解度较大的 ＭｇＨＰＯ４（溶度积常 数 Ｋｓｐ（２９８ Ｋ）＝ ６．５ １０－５［１５］），降低了除杂效果；随 ｐＨ 值 升 高， 溶 液 中 磷 与 铵、 镁 生 成 了 更 难 溶 的 ＭｇＮＨ４ＰＯ４，使磷去除率逐渐升高。 在试验 ｐＨ 值下， 除硅效果比较稳定，均能保持在 ８７％以上。 钒损失则 在 ｐＨ 值升至 １０ 后逐渐下降并趋于平稳。 试验中发 现，当 ｐＨ ＜ １０．０ 时，向溶液加入氯化铵后，溶液会变浑 ８７矿 冶 工 程第 ４１ 卷 万方数据 浊，且 ｐＨ 值越小浑浊现象越严重，而 ｐＨ＞１０．０ 时却无 此现象。 根据有关文献［１４］，在碱性条件下，偏钒酸铵 的溶解度随 ｐＨ 值增大而增大，当 ｐＨ ＞ １０ 时，偏钒酸 铵溶解度将快速上升。 因此，当 ｐＨ＜１０ 时，钒损失率 较高的原因可能是在该条件下，偏钒酸铵的溶解度小， 溶液中生成了少量偏钒酸铵。 综上所述，ｐＨ＝１０．５ 为最佳净化酸碱度。 由于本 试验所用含钒溶液 ｐＨ 值为 １０．２，与最佳 ｐＨ 值相差不 大，在工业生产中为了降低生产成本，也可不对原液 ｐＨ 值进行调整直接用于净化反应。 ３．５ 反应时间对除杂率、钒损失率的影响 含钒溶液 ｐＨ ＝ １０．２，其他条件不变，反应时间对 除杂效果的影响如图 ５ 所示。 ,A;0min 100 80 60 40 20 0 403020106050708090 *B5 ,;5                100 80 60 40 20 0 P*B5 Si*B5 V;5    图 ５ 反应时间对除杂效果的影响 由图 ５ 可以看出，除杂反应速度很快，即使反应时 间很短的情况下，除磷率也能达到 ９５％以上，除硅率 达到 ８７％以上。 延长反应时间，除磷率及除硅率均有 小幅度提高；当反应时间超过 ３０ ｍｉｎ 后，除磷率、除硅 率不再明显变化，说明除杂反应已经完成。 钒损失率 随反应时间延长先上升后缓慢降低，这是因为在前 ３０ ｍｉｎ 内随反应时间增加，溶液中过量的除杂试剂与 钒逐渐生成了钒酸盐沉淀，造成了钒的损失。 从图 ５ 也可以看出可通过延长反应时间来降低钒损失率，但 会延长生产周期，降低生产效率，因此净化时间选择 ３０ ｍｉｎ 即可。 ３．６ 优化试验 将含钒富集液在上述最佳条件下进行除杂取含 钒富集液按铵镁比 ｎ（ＮＨ４Ｃｌ） ∶ｎ（ＭｇＣｌ２）＝ １．４ 加入氯 化铵和 ８ ｍＬ 浓度为 ２００ ｇ／ Ｌ 的氯化镁溶液，于室温下 搅拌反应 ３０ ｍｉｎ 后直接进行过滤，试验结果见表 ２。 由表 ２ 可见，采用磷酸铵镁法除磷、硅效果好，比较稳 定，经净化后溶液中磷含量约为 ２．４０ ｍｇ／ Ｌ，硅含量约 为 ６．６０ ｍｇ／ Ｌ，而且钒损失率较低。 表 ２ 优化试验结果 组分 Ｐ 含量 ／ （ｍｇＬ －１ ） Ｓｉ 含量 ／ （ｍｇＬ －１ ） 除磷率 ／ ％ 除硅率 ／ ％ 钒损失率 ／ ％ 净化前６８．１３６１．０５ ９６．４５８７．４６２．１７ 净化后２．４０６．６０ 将优化条件下获得的净化液与未净化含钒原液在 相同条件下制备 Ｖ２Ｏ５，产品分析结果如表 ３ 所示。 表 ３ 净化后产品成分对比／ ％ 组分净化前净化后 Ｖ２Ｏ５９８．９２９９．９３ Ｐ０．０１３ Ｓｉ０．０２１＜０．００５ ０ Ｓ０．０３９０．００３ ０ Ｆｅ０．２８００．００６ ６ Ｋ２Ｏ＋Ｎａ２Ｏ０．０５３０．００１ １ 由表 ３ 可以看出，经最佳条件净化后制备的 Ｖ２Ｏ５ 产品中杂质 Ｐ、Ｓｉ 含量都明显降低，特别是 Ｐ，在净化 后的产品中未检出。 此外，Ｓ、Ｆｅ 含量也有显著下降。 Ｓ、Ｎａ、Ｋ 等杂质含量与沉钒和洗涤工序关系较大，通 过强化沉钒与洗涤工序条件来达到去除偏钒酸铵内夹 杂的杂质 Ｓ、Ｎａ、Ｋ 等。 杂质含量满足 ＤＢ １３／ Ｔ ２０５９ ２０１４［１６］Ｖ２Ｏ５９９．９－Ａ 牌号的技术要求，主成分 Ｖ２Ｏ５ 含量由 ９８．９２％提高到 ９９．９３％。 ４ 结 论 采用磷酸铵镁法净化含钒富集液，脱除磷、硅，最佳 净化除杂条件为１００ ｍＬ 含钒富集液中加入 ２００ ｇ／ Ｌ 的 氯化铵溶液 ８ ｍＬ，按铵镁比（物质的量比）１．４ 加入氯 化铵，直接使用原溶液（ｐＨ≈１０．２）于室温（２５～３５ ℃） 下，搅拌净化 ３０ ｍｉｎ 后过滤得净化液。 净化液沉钒、 过滤、洗涤、烘干、煅烧后获得纯度为 ９９．９３％的高纯 Ｖ２Ｏ５，含量满足 ＤＢ １３／ Ｔ ２０５９２０１４ Ｖ２Ｏ５９９．９－Ａ 牌 号的技术要求。 经重复性试验验证，试验样品质量稳 定、工艺流程简单，而且生产成本较低。 参考文献 ［１］ 朱朋朋． 杂质离子对全钒液流电池电解液稳定性及电化学性能的 影响［Ｄ］． 沈阳沈阳理工大学环境与化学工程学院， ２０１４． ［２］ 彭声谦，许国镇，杨华栓，等． 用从石煤中提取的 Ｖ２Ｏ５制备钒电 池用 ＶＯＳＯ４的研究［Ｊ］． 无机盐工业， １９９７（１）３－６． ［３］ 张永伟，吴 杰，宁顺明． 含钒石煤脱碳浸出新工艺的研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１６，３６（Ｓ）４４１－４４４． ［４］ 赵海燕． 钒资源利用概况及我国钒市场需求分析［Ｊ］． 矿产保护 与利用， ２０１４（２）５４－５８． （下转第 ８４ 页） ９７第 １ 期张永伟等 富钒溶液直接制备高纯 Ｖ２Ｏ５的实验研究 万方数据 ３ 结 论 １） 提出了一种选择性分解铁酸锌方法，即在较高 温度下使铁酸锌充分还原为氧化锌和氧化亚铁，然后 在较低温度、ＣＯ２弱氧化气氛下将氧化亚铁转化为磁 铁矿。 ２） 热力学分析结果表明，铁酸锌在分解过程中不 可避免地会过还原为 ＦｅＯ，且升高温度不仅有利于铁 酸锌分解，还促进 ＦｅＯ 的生成。 ＣＯ２在低温环境下可 将方铁矿转化为磁铁矿，且温度越低，越有利于反应的 进行，但降低温度会减缓反应速度、延长氧化时间和增 加 ＣＯ２流量均在一定程度上促进方铁矿的转化。 ３） 最佳还原焙烧条件为 ＶＣＯ／ （ ＶＣＯ ＋ Ｖ ＣＯ２） 比 ６７％、ＣＯ 浓度 ２０％、焙烧时间 ９０ ｍｉｎ、温度 ７５０ ℃，此时 可溶锌率可达到 ９６．６３％。 对还原焙砂进行氧化焙烧， 当氧化温度６００ ℃、氧化时间７５ ｍｉｎ、ＣＯ２浓度 １．２ Ｌ／ ｍｉｎ 时，氧化焙砂比磁化率达 １．１７１０－１０ｍ３／ ｋｇ。 参考文献 ［１］ 窦明民． 锌冶金中铁酸锌生成及离解机理研究［Ｊ］． 云南冶金， ２００３（Ｓ１）６３－６５． ［２］ Ｍａｃｈａｄｏ Ｊａｎａｎａ Ｇｏｎａｌｖｅｓ Ｍａｒｉａ ｄａ Ｓｉｌｖａ， Ｂｒｅｈｍ Ｆｅｌｉｃｉａｎｅ Ａｎ⁃ ｄｒａｄｅ， Ｍｏｒａｅｓ Ｃａｒｌｏｓ Ａｌｂｅｒｔｏ Ｍｅｎｄｅｓ， ｅｔ ａｌ． Ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｚａｔｉｏｎ ｓｔｕｄｙ ｏｆ ｅｌｅｃｔｒｉｃ ａｒｃ⁃ｆｕｒｎａｃｅ ｄｕｓｔ ｐｈａｓｅｓ［Ｊ］． Ｍａｔｅｒｉａｌｓ Ｒｅｓｅａｒｃｈ， ２００６，９（１） ４１－４５． ［３］ 许继芳，杨 莹，郭恒睿，等． ＣＯ 还原气氛下铁酸锌选择性分解过 程研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１９，３９（１）８６－９０． ［４］ 王碧侠，刘 欢，张晨露，等． 选择性还原法分离高炉粉尘中锌和 铁的研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１９，３９（４）９４－９７． ［５］ ＰＥＮＧ Ｎ， ＰＥＮＧ Ｂ， ＣＨＡＩ Ｌ Ｙ， ｅｔ ａｌ． Ｄｅｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎ ｏｆ Ｚｉｎｃ Ｆｅｒｒｉｔｅ ｉｎ Ｚｉｎｃ Ｌｅａｃｈｉｎｇ Ｒｅｓｉｄｕｅ ｂｙ Ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ Ｒｏａｓｔｉｎｇ［Ｊ］． Ｐｒｏｃｅｄｉａ Ｅｎｖｉ⁃ ｒｏｎｍｅｎｔａｌ Ｓｃｉｅｎｃｅｓ， ２０１２，１６（４）７０５－７１４． ［６］ ＰＥＮＧ Ｎ， ＰＥＮＧ Ｂ， ＣＨＡＩ Ｌ Ｙ， ｅｔ ａｌ． Ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ｉｒｏｎ ｆｒｏｍ ｚｉｎｃ ｃａｌ⁃ ｃｉｎｅｓ ｂｙ ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ ｒｏａｓｔｉｎｇ ａｎｄ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ［Ｊ］． Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｅｎ⁃ ｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， ２０１２，３５（Ｃｏｍｐｌｅｔｅ）５７－６０． ［７］ 黄柱成，郭宇峰，杨永斌，等． 浸锌渣回转窑烟化法及镓的富集回 收［Ｊ］． 中国资源综合利用， ２００２（６）１３－１５． ［８］ Ｘｉａ Ｄ Ｋ， Ｐｉｃｋｌｅｓ Ｃ Ａ． Ｋｉｎｅｔｉｃｓ ｏｆ ｚｉｎｃ ｆｅｒｒｉｔｅ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｉｎ ｃａｕｓｔｉｃ ｍｅｄｉａ ｉｎ ｔｈｅ ｄｅｃｅｌｅｒａｔｏｒｙ ｐｅｒｉｏｄ［Ｊ］． Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， １９９９，１２ （６）６９３－７００． ［９］ 岳 明，孙宁磊，邹 兴，等． 锌浸出液三价铁直接水解赤铁矿法 除铁的探讨［Ｊ］． 中国有色冶金， ２０１２，４１（４）８０－８５． ［１０］ 吴远桂，谈定生，丁伟中，等． 针铁矿法除铁及其在湿法冶金中的 应用［Ｊ］． 湿法冶金， ２０１４（２）１４－１７． ［１１］ 黎红兵，周志辉，陈志飞，等． 黄钾铁矾法炼锌的沉矾过程研究［Ｊ］． 湖南有色金属， ２０１０，２６（４）２７－２９． ［１２］ 谢 冰． 湿法炼锌工艺过程除铁技术的发展［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１２，３２（２）１００－１０２． ［１３］ ＬＩＵ Ｗ， ＨＡＮ Ｊ Ｗ， ＱＩＮ Ｗ Ｑ， ｅｔ ａｌ． Ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ ｒｏａｓｔｉｎｇ ｏｆ ｈｉｇｈ ｉｒｏｎ ｂｅａｒｉｎｇ ｚｉｎｃ ｃａｌｃｉｎｅ ｆｏｒ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ｚｉｎｃ ａｎｄ ｉｒｏｎ［Ｊ］． Ｃａｎａｄｉａｎ Ｍｅｔ⁃ ａｌｌｕｒｇｉｃａｌ Ｑｕａｒｔｅｒｌｙ， ２０１３，５３（２）１７６－１８２． ［１４］ ＨＡＮ Ｊ Ｗ， ＬＩＵ Ｗ， ＱＩＮ Ｗ Ｑ， ｅｔ ａｌ． Ｉｎｎｏｖａｔｉｖｅ ｍｅｔｈｏｄｏｌｏｇｙ ｆｏｒ ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ ｈｉｇｈ ｉｒｏｎ ｂｅａｒｉｎｇ ｚｉｎｃ ｃａｌｃｉｎｅ［Ｊ］． Ｓｅｐａ⁃ ｒａｔｉｏｎ ａｎｄ Ｐｕｒｉｆｉｃａｔｉｏｎ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， ２０１５，１５４２６３－２７０． ［１５］ ＨＡＮ Ｊ， ＬＩＵ Ｗ， ＱＩＮ Ｗ， ｅｔ ａｌ． Ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ｚｉｎｃ ａｎｄ ｉｒｏｎ ｆｒｏｍ ｈｉｇｈ ｉｒｏｎ ｂｅａｒｉｎｇ ｚｉｎｃ ｃａｌｃｉｎｅ ｂｙ ｓｅｌｅｃｔｉｖｅ ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ ｒｏａｓｔｉｎｇ［Ｊ］． Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｉｎｄｕｓｔｒｉａｌ ａｎｄ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ Ｃｈｅｍｉｓｔｒｙ， ２０１５，２２２７２－２７９． ［１６］ 韩俊伟，刘 维，覃文庆，等． ＣＯ 还原焙烧铁酸锌的选择性分解 行为［Ｊ］． 中国有色金属学报， ２０１６，２６（６）１３２５－１３３１． ［１７］ 韩俊伟． 选冶联合清洁处理高铁锌焙砂新技术研究［Ｄ］． 长沙 中南大学资源加工与生物工程学院， ２０１４． ［１８］ 闫 缓． 基于铁酸锌选择性还原的锌浸出渣处理研究［Ｄ］． 长 沙中南大学冶金与环境学院， ２０１４． ［１９］ 李 密． 锌焙砂选择性还原与铁锌分离的基础研究［Ｄ］． 长沙 中南大学冶金与环境学院， ２０１３． 引用本文 邬桂婷，刘 维，韩俊伟，等． 铁酸锌还原⁃氧化选择性分解行 为研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０２１，４１（１）８０－８４． 􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎 （上接第 ７９ 页） ［５］ 邓志敢． 石煤氧压酸浸萃取提钒新工艺研究［Ｄ］． 昆明昆明理工 大学冶金与能源工程学院， ２００８． ［６］ 翟可新． 攀枝花市五氧化二钒及钛精矿（岩矿）产品质量分析［Ｄ］． 成都成都理工大学材料与化学化工学院， ２０１４． ［７］ 唐光荣，刘 靖，欧德宇． 中国钒产业发展影响因素及趋势预测分 析［Ｊ］． 攀枝花学院学报， ２０１２，２９（５）９８－１０４． ［８］ 宁顺明，马荣骏． 我国石煤提钒的技术开发及努力方向［Ｊ］． 矿冶 工程， ２０１２，３２（５）５７－６１． ［９］ 文 涛． 石煤提钒绿色工艺及节能减排关键技术研究［Ｄ］． 长沙 湖南大学环境科学与工程学院， ２００８． ［１０］ 王发明，李金鑫． 钒产业 ２０１０ 至 ２０１５ 年市场走势分析及预测［Ｊ］． 科技经济市场， ２０１２（６）２４－２６． ［１１］ 汤 琪． 磷酸铵镁脱氮除磷技术及其应用研究［Ｄ］． 重庆重庆 大学城市建设与环境工程学院， ２００８． ［１２］ 孙大琦，陆 斌，王 彪，等． 磷酸铵镁平衡条件溶度积相关影响 因素的实验探究［Ｊ］． 水处理技术， ２０１５，４１（３）３７－４０． ［１３］ 刘 志，邱立平，王嘉斌，等． ｐＨ 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