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公开(公告)号：CN108754191A
公开(公告)日：2018-11-06
申请号：CN201810514682.6
申请日：2018-05-25
Applicant: 中国科学院过程工程研究所
IPC: C22B60/02 , C22B34/34 , C22B34/22 , C22B26/22 , C22B26/10 , C22B21/00 , C22B30/04 , C01G31/00 , C01F7/76 , C01G43/00 , C01G39/00 , C01G49/02 , C01F5/00
Abstract: 本发明提供了一种处理石煤酸浸液的方法，所述方法包括：1)一次结晶副产品明矾；2)一级净化分离回收钼和铀；3)二级净化回收铁沉淀物；4)树脂离子交换富集钒；5)三级净化磷、硅、砷；6)铵盐沉淀钒酸铵产品；7)四级净化选择性回收重金属；8)二次结晶副产品镁氮复盐和水回用；本发明提供的方法过控制溶液氧化还原电位，采用吸附法和结晶法分离回收多种金属有价组分，采用吸附法净化分离有害组分，主产品钒酸铵产品纯度高，同时联产多种副产品，本发明不产生硫酸钠以及氨氮废水，工艺水全部回用。本发明具有钒产品纯度高、有价组分高效分离、工艺成本低、操作简单、清洁环保等优势。
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公开(公告)号：CN108707748A
公开(公告)日：2018-10-26
申请号：CN201810514673.7
申请日：2018-05-25
Applicant: 中国科学院过程工程研究所
CPC classification number: C22B3/22 , C22B3/44 , C22B21/0015 , C22B26/10 , C22B34/22
Abstract: 本发明提供了一种净化石煤酸浸液并回收铝、钾和铁的方法。所述方法包括：1)对石煤酸浸液进行冷却结晶，固液分离，得到明矾和分离液；2)调整步骤1)所述分离液的pH，然后调整氧化还原电位，反应后得到处理后溶液；3)加热步骤2)所述处理后溶液，控制溶液的pH和氧化还原电位，固液分离，得到铁沉淀物和分离液；4)对步骤3)所述铁沉淀物进行产品分离，得到铁产品和硫酸盐溶液，所述铁产品为氧化铁或氢氧化铁。本发明的方法净化了含钒溶液，有利于后续得到高纯的钒产品，而且得到了多种具有高附加值的产品，具有成本低、操作简单、清洁环保等优势。
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公开(公告)号：CN108642306A
公开(公告)日：2018-10-12
申请号：CN201810513772.3
申请日：2018-05-25
Applicant: 中国科学院过程工程研究所
Abstract: 本发明涉及一种石煤湿法提钒的方法，所述方法为：利用浓硫酸对石煤进行浸出，浸出完成后固液分离，得到多金属硫酸盐溶液和滤渣；利用稀硫酸和添加剂对所得滤渣进行浸出，浸出后固液分离，得到含钒浸出液和煤渣。本发明分段浸出钒与伴生金属元素，首先利用浓硫酸浸出破坏石煤结构，同时深度浸出多种杂质金属，低价钒不易被空气氧化浸出，然后采用稀硫酸与添加剂浸出低价钒，得到较纯净含钒浸出液，避免了传统酸浸法杂质与钒一起进入酸浸液中的问题。本发明具有钒与伴生金属元素浸出率高、分离彻底、含钒酸浸液杂质含量低等优点，还能回收伴生金属元素，净化后的硫酸液可循环利用，工艺过程简单，清洁环保，具有良好的经济效益和应用前景。
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公开(公告)号：CN108070717A
公开(公告)日：2018-05-25
申请号：CN201710277309.9
申请日：2017-04-25
Applicant: 中国科学院过程工程研究所
CPC classification number: Y02P10/234 , C22B3/04 , C01B35/121 , C01B35/123 , C01P2006/80 , C22B3/02
Abstract: 本发明提供了一种同时控制液固比和浸洗完成液浓度的逆流串级浸洗方法及系统，所述方法在现有的逆流串级浸洗方法的基础上将逆流串级浸洗过程中当前批第n级浸洗得到的浸洗液分为两部分：第一浸洗液和第二浸洗液，所述第一浸洗液用作后一批第n-1级浸洗的部分浸洗剂，所述第二浸洗液用作后一批第n级浸洗的部分浸洗剂；其中，n为正整数，且n不大于所述逆流串级浸洗的浸洗级数，当n为1时，所述第一浸洗液为浸洗完成液，用于逆流串级浸出的物料为待浸洗物料。所述方法和系统能够同时调控浸洗过程中的液固比和浸洗完成液的浓度，并且操作简单，工业实施难度小，适用范围广。
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公开(公告)号：CN104195346B
公开(公告)日：2017-04-12
申请号：CN201410468101.1
申请日：2014-09-15
Applicant: 中国科学院过程工程研究所
CPC classification number: Y02P10/234 , Y02P10/242
Abstract: 一种高效提取提钒尾渣中铬的清洁工艺方法，提钒尾渣用低浓度氢氧化钠浸出硅的同时加入硅固定剂，将硅转化为碱浸提铬过程中的惰性化合物，再经碱浸提铬得到硅含量较低的铬酸钠碱性液和富铁尾渣，从而实现提钒尾渣中铬的高效提取及有价组分的综合利用。本发明可实现提钒尾渣中铬的高效提取，铬提取率大于85％，且所得铬酸钠碱性液硅含量较低。
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Patent Agency Ranking
公开(公告)号：CN104338728B
公开(公告)日：2017-02-22
申请号：CN201310341016.4
申请日：2013-08-06
Applicant: 中国科学院过程工程研究所
IPC: B09B3/00
Abstract: 本发明涉及一种含六价铬废渣的生物质湿法解毒方法。所述方法包括以下步骤（：1）将铬渣浆化得到浆料；（2）调节上述浆料的pH至7.0～10.0；（3）将浆料加热后，加入生物质，搅拌，进行浆化处理；（4）过滤后得到六价铬含量达标的合格铬渣。经本发明处理方法所得铬渣符合《铬渣污染治理环境保护技术规范（HJ/T301-2007）》规定的浸出毒性[Cr(Ⅵ)]≤3mg/L，同时符合《危险废物填埋污染控制标准（GB18598-2001）》规定的浸出毒性[Cr(Ⅵ)]≤2.5mg/L，可以作为一般工业固体废弃物进行填埋。本发明方法使用的原料是廉价易得的生物质，解毒温度低，处理成本低，流程简单，适用于工业化生产，具有较好的工业应用前景。
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公开(公告)号：CN104313361B
公开(公告)日：2016-11-23
申请号：CN201410549725.6
申请日：2014-10-16
Applicant: 中国科学院过程工程研究所
CPC classification number: Y02P10/212 , Y02P10/242
Abstract: 本发明涉及一种含铬钒渣提钒及联产铬基合金的工艺方法，包括如下步骤：(1)钒渣选择性氧化得到焙砂；(2)将所得焙砂用浸取剂浸取提钒，液固分离后得到含钒浸出液和提钒尾渣；(3)将所得提钒尾渣任选地加入一定比例的铬铁矿后，与还原剂和造渣剂混合配料，冶炼，制备不同类型铬基合金。本发明可实现钒渣的钒回收率大于90％，铬回收率大于85％，铁回收率大于90％，并实现了钒渣中钒与铬等有价组分高效分离，避免了钒、铬的相互夹带。提钒尾渣冶炼铬基合金，不但使含铬提钒尾渣彻底解毒，而且充分利用铬、铁资源。此外，本发明所述工艺方法实现了废水的近零排放及炉渣的资源化，清洁无污染。
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公开(公告)号：CN105237059A
公开(公告)日：2016-01-13
申请号：CN201510655181.6
申请日：2015-10-12
Applicant: 中国科学院过程工程研究所
IPC: C05F17/00
CPC classification number: Y02W30/43
Abstract: 本发明提供了一种铬渣生物解毒并制备生物有机肥料的方法，所述方法为：将生物固体废弃物、铬渣和有机调理剂混合后进行好氧堆肥，得到六价铬含量达标的生物有机肥料。本发明采用生物固体废弃物与有机调理剂堆肥解毒铬渣，实现以废治废，具有投资少、成本低、处理方式多样、解毒效果好等特点，且堆肥后制备的生物有机肥料可直接实现铬渣的资源化利用。
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公开(公告)号：CN105016387A
公开(公告)日：2015-11-04
申请号：CN201510428141.8
申请日：2015-07-20
Applicant: 中国科学院过程工程研究所
IPC: C01G37/00
Abstract: 本发明涉及一种氯酸盐厂铬盐泥无害化处理与铬的分离回收方法，包括如下步骤：将铬盐泥与水混合加热进行洗脱后，液固分离得到滤液和滤渣；得到的滤渣与水混合均匀，然后进行氧化和浸铬，再液固分离得到浸出液和浸出渣；得到的浸出渣进行洗涤得到脱铬尾渣，洗涤后的洗涤液进行循环利用；得到的浸出液调节pH后，加入还原剂进行还原脱铬，然后进行液固分离得到脱铬液和氢氧化铬；得到的脱铬液进行结晶分离，分离后得到硫酸盐，结晶分离后的母液循环利用。本发明所述的工艺方法可以实现氯酸盐厂铬盐泥中铬的高效分离回收，脱铬尾渣解毒彻底。本发明工艺简单，成本低，具有较好的工业应用前景。
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公开(公告)号：CN104876815A
公开(公告)日：2015-09-02
申请号：CN201410072006.X
申请日：2014-02-28
Applicant: 中国科学院过程工程研究所
Abstract: 一种制备固体二甲酸钠的方法，以甲酸和氢氧化钠或碳酸钠为原料，一步合成二甲酸钠。将固体氢氧化钠或碳酸钠缓慢地加入到甲酸中，在40-90℃，反应0.5-6h；反应产物冷却结晶后，经固液分离后，得到二甲酸钠产品。由于采用固体钠源，反应后得到的溶液无需减压浓缩，循环母液浓缩蒸发水量小，且所得二甲酸钠产品纯度高，甲酸含量大于39.50%，钠含量大于19.70%。
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