铌钽氧化物能够用在空气中加热金属、碳化物氧化、氮化物氧化等办法制取，生产上一般选用中和沉积法和晶体热分化法制取。此外还有氯化物水解法。制备办法不同，氧化物的一些物理化学性质不尽相同。例如，氧化铌的密度可在4.3～5.2g/cm3之间改变；中和法和水解法氧化物残留有F或Cl，简略受潮；晶体分化法产品无F或Cl污染问题，粒度细，不受潮。       一、中和沉积法   中和沉积法是工业上使用最多的办法。质料主要是含钽或铌的反萃取液，用作沉积剂，反应为：   H2NbF7＋7NH3＋5H2O＝Nb（OH）5↓＋7NH4F H2NbOF5＋5NH3＋4H2O＝Nb（OH）5↓＋5NH4F H2TaF7＋7NH3＋5H2O＝Ta（OH）5↓＋7NH4F       中和为放热反应，沉积结尾pH＝8～9，中和时沉积物易吸附F－、SO4－等，为下降氟等杂质的吸附，操控沉积温度为80℃，沉积物过滤也用80～90℃的纯水洗刷，至滤液中含F－＜0.1g/L。所得滤饼先烘干，然后进行热解，氢氧化物热解进程分别为：       此办法的缺点在于：过滤难度大；所得的氢氧化物沉积吸附性强，难于彻底脱除F－；沉积、过滤、洗刷、枯燥、煅烧需求很多设备。       二、晶体分化法       晶体分化法的质料为草酸铌晶体。该晶体由溶剂萃取的反萃取液蒸腾浓缩或将氢氧化铌溶于草酸溶液中取得。工艺上选用工业氧化铌和工业草酸，溶解温度70～75℃，溶解后趁热过滤除掉固体杂质，随之冷却结晶，离心过滤后的晶体再重结晶一次即可取得合格晶体。最终将晶体进行热分化。分化时晶体在100℃下脱去结晶水，180℃开端分化（焚烧），350℃氧化铌开端向嫩黄色（氧化铌晶格氧缺点引起）改变，500℃时分化结束。分化反应为：   2（NH4）3[NbO（C2H4）3]＋21O2→Nb2O5＋6NH3↑＋12CO2＋15H2O       该办法的工艺、设备和设备原料、操作等都很简略。产品不含氟，纯度高（＞99.99%），有利于使用。       我国工业级和高纯级氧化铌和氧化钽国家标准见表1～表4。   表1  五氧化二铌国标（GB3627－83）（不大于）     （%）元  素FNb2O5－1FNb2O5－2FNbO－3元  素FNb2O5－1FNb2O5－2FNbO－3Ta0.050.10.3Cu0.0030.0050.005Ti0.0010.0040.01Al0.0030.0050.05F0.0030.010.03Si0.0050.020.04Mo0.0020.005－As，Sb，Pb－－0.005Cr0.0020.005－S，P－－0.01Mn0.0020.005－F－－－0.15Fe0.0050.020.04粒度/目－60－60－60Ni0.0050.020.04       表2  五氧化二钽世界（GB3626－83）（不大于）     （%）元  素FTa2O5－1FTa2O5－2FTa2O5－3元  素FTa2O5－1FTa2O5－2FTa2O5－3Nb0.0030.050.3Ni0.0040.01－Ti0.0010.0050.03Cu0.0040.01－F0.0010.006－Al0.0020.0040.015Mo0.0010.0030.005Si0.0040.020.05Cr0.0010.004－F－0.100.150.15Mn0.0010.0040.005粒度/目－80－80－80Fe0.0040.020.003       表3  高纯氧化铌国标（GB10578－89）（不大于）    （10－4%）杂质元素特级 FNb2O5－045一级 FNb2O5－04二级 FNb2O5－035杂质元素特级 FNb2O5－045一级 FNb2O5－04二级 FNb2O5－035Ta1530100Mo3510Al3510Ni2310B2－－Pb3－－Bi1－－Si71350Cr2310Sn135Cu3510Ti135F5090150F－3510Fe3510粒度/目－60－60－60Mn135       表4  高纯氧化铌国标（GB10577－89）（不大于）    （10－4%）杂质元素特级 FTa2O5－045一级 FTa2O5－04二级 FTa2O5－035杂质元素特级 FTa2O5－045一级 FTa2O5－04二级 FTa2O5－035Nb153080Mo3510Al3510Ni1310B1－－Pb3－－Bi1－－Si71350Cr1310Sn135Cu3510Ti135F3070150F－3510Fe3510粒度/目－60－60－60Mn135

控制信息 五氧化二钒(剧毒) 　　本品依据《易制毒化学品管理条例》受公安部门控制。 称号 中文称号：五氧化二钒 　　中文别号：五氧化钒，无水钒酸，氧化钒(V) 　　英文别号：Vinylchloroformate，Vanadic acidanhydride，Vanadium pentoxide 化学式 V2O5 相对分子质量 181.880 性状 液体。对湿灵敏。相对密度(d?25)1.160。沸点67～69℃。折光率(n?20D)1.4100。闪点-4℃。易燃。有刺激性和催泪性。有毒。产品常加0.05%2，6-二叔丁基对或0.02%对二酚一甲酯作稳定剂。 五氧化二钒原矿石 贮存 充氩密封4℃枯燥保存。 用处 基和羟基的维护试剂。工业上硫氧化法制硫酸工艺中SO2转变为SO3过程地催化剂。

跟着近几年来，五氧化二钒市场报价的坚硬，职业效益的进步，各种提钒技能不断涌现，现首要分为两大派系：一是湿法提钒法，二为火法提钒法。 湿法提钒技能首要由核工业部下的一个研究院开发出来也叫酸化提钒技能，此技能对矿石的选择性强，出产中耗酸量大，100吨矿石需求15～25吨硫酸，相应在液体处理时需把液体调成中性，然后耗碱量也较高，吨本钱中间原材料过高，别的废渣的堆放给环境形成必定的污染。此技能规划化实践使用是陕西山阳区域部分钒厂，2006年因为污染严峻被政府强制性封闭;火法技能是将矿石经过焙烧，然后浸出提取钒。此技能的关键是焙烧办法与添加剂的不同。现对国内近几年来涌现出的焙烧办法做一总述，供贵公司参阅，在选定工艺道路时，少走弯路，缺乏之处请纠正。 一、平窑焙烧法 平窑焙烧法是一种经典的焙烧办法。经过长期的实践查验，它是比较有用的一种焙烧办法，一起在实践中也发现了它的缺乏。最大的缺陷是转浸率不安稳，一年四季转化率误差大，就是在一天也有误差。这首要是因为气流上升速度不同所形成的。因为此种焙烧办法是预先将矿料发热量配好，假如气流上升速度发生变化，只要经过调理烟囱风门来操控。此种调整办法很难找到最佳点，所以焙烧转化率一般只能安稳在40～50%之间。 二、多膛炉焙烧法 我国最早运用多膛炉焙烧法用于提钒职业是四川攀枝花钢铁公司，在出产中用于焙烧钒渣，钒渣高温带的焙烧温度为720～800℃。2006年辰溪庞大钒业有限公司在出产中也选用了此种焙烧办法，但效果均不抱负，形成这种成果的首要原因是矿石在高温段逗留时刻不行。含钒石煤矿高温段最佳焙烧温度带比较窄，只要10～20℃的误差起伏，又因为钒在焙烧进程中是一个不断氧化和转化的进程，需在最佳温度点逗留5～6个小时，才干到达最高转化率。而此种焙烧办法是预先配好发热量，经过鼓入的空气量来调理温度的。而料从上至下是一个不断耗费热量的进程，想要在某一个温度点逗留5～6个小时是不可行的。故此种炉型要用于含钒石煤矿的焙烧，还需求许多的工业实践来调整。 三、欢腾炉焙烧法 现在欢腾炉用于含钒石煤矿提钒职业，成功的只是在矿石脱碳这一步，其转化率只要10%以下。到现在为止还没有看到转化率在40%以上的事例。尽管现在有许多关于欢腾炉焙烧含钒石煤矿效果极佳的专利技能，但也仅仅只是文字的东西，在出产实践中使用很少，危险极大。欢腾炉焙烧含钒石煤矿，其难点在于矿石在炉内逗留时刻过短，要延伸逗留时刻，只要无限扩展欢腾炉的容积，此计划出资大危险大。欢腾炉焙烧另一个缺陷就是矿料和添加剂的触摸不充沛，达不到抱负的转化率，此种焙烧办法还需许多的实践和技能完善才干断定其经济性。 四、回转窑焙烧法 回转窑焙烧法用于五氧化二钒提钒职业，我国最早的是四川攀枝花钢铁公司用于钒渣的焙烧，其焙烧高温段为720～800℃，钒渣中添加必定量的碳酸钠，选用长火焰焚烧器，高温段长度为20米左右，钒的转化率在90%以上。此焙烧原理是将钒渣在碳酸钠的效果下，烧成熔体，使钒转变成钒酸钠，钒渣在炉内不需求较长期;另一点是钒渣含钒量一般在20%左右，添加剂相对于钒量的比值小。而含钒石煤矿的含钒量一般在1%左右，若依照矿石含量的12～15%添加，本钱过高;其二是有的矿石不必定适用添加碳酸钠。2000年我在吉首建材化工总厂使用自治州的钒矿和本来烧硫化的回转窑试烧了两个月，成果没有成功，经过实践得出以下定论：要矿石到达最佳转化率，矿石在高温段930℃左右的逗留时刻保持在5～6个小时，而回转窑要正常焚烧其高温点最低不能低于1100℃，而矿石的熔点不超越1000℃，所以矿石转化率所需求的最佳焙烧温度限制了回转窑的正常焚烧。 要战胜此弊端，有必要采纳多个喷火点。依据产值的巨细需添加5～10个喷火点，一个喷火点需求一个支点，本来回转窑的承要点为三组托轮，若喷火点添加的情况下，要使8～13个支点在加热受重的状态下都在一条直线上工作，从机械规划和制作视点动身，不经过许多的试验和实践运用，在厂商实践出产中是不能够选用的，故此种焙烧办法现阶段用于实践出产建设出资过大，危险极大，只要待实践老练后方可选用。 五、步进式焙烧法 自己经过各种炉型的焙烧原理结合含钒石煤矿取得最佳转化率的机理，规划了一种新式炉型——步进式焙烧炉。 此炉型在河南省平顶山一供应商现已规划化出产，矿石的均匀转化率安稳在70%以上，不论任何一种炉型都有其长处和缺陷，现把此种炉型一年多的出产所表现出的优缺陷做一总结：长处 1、粉尘低，工作环境好。 2 、焙烧合格率高，一般在98%以上。 3、没有烧好的料能够回来重烧。4、矿石和添加剂钙盐触摸充沛，转化率一般安稳在70%以上。 5、机械化程度高，避免了气候、人为因素等等对转化率的影响， 出产人员比平窑出产所需人员节约近40%。6、简单操控，出产安稳 缺陷 1、需求外热，能量使用率低，100吨矿石需5吨煤 2、出资较平窑大，平等规划需添加10%资金 结束语 从现在在无氧化二钒焙烧工序，成功的炉型只要平窑和咱们开发的步进式焙烧炉，其它的炉型要使用于实践还需求一段时日。

本标准适用于钒渣或其他含钒矿物经焙饶、浸出、沉淀、分解、熔化制得的冶金、化工等用的片状或粉状五氧化二钒。 1 技术要求 1.1 牌号和化学成分 1.1.1 产品按用途和五氧化二钒品位分为三个牌号，其化学成分应符合下表的规定： 适用范围牌 号化学成分，%物理状态 V2O5SiFePSAsNa2O+K2OV2O4 不小于不大于 冶金V2O599990.150.20.030.010.011-片状 V2O598980.250.30.050.030.021.5- 化工V2O597970.250.30.050.10.0212.5粉状 1.1.2 需方如有特殊要求，可协商供应杂质含量更低的产品。 1.1.3 需方要求时，可协商提供表列以外其他元素的实测数据。 1.2 物理状态 冶金用五氧化二钒以片状交货，片径不大于55×55mm，厚度不大于5mm;化工用五氧化二钒以分解后自然粉状交货。 2 试验方法 2.1 取样 化学分析用试洋的采取按附录A所规定的方法进行。 2.2 制样 化学分析用试样的制取按附录B所规定的方法进行。 2.3 化学分析 五氧化二钒的分析暂按各生产厂现行分析方法进行，如有异议，通过协商解决。 3 检验规则 3.1 产品质量的检查和验收，由供方技术监督部门进行，需方有权按规定对产品质量进行复验。如有异 议，应在到货后30天内提出。 3.2 同一牌号的产品可以归为—‘批交货，其批量—般在4—10t之间，或由供需双方商定。 4 包装、标志、储运和质量证明书 4.1 包装 产品采用铁桶包装，桶内壁须刷一层防护漆。每桶净重一般不大于250kg，或由供需双方商定。 4.2 标志、储运和质量证明书 产品标志、储运和质量证明书应符合GB 3650-83《铁台金验收、包装、储运、标志和质量证明书的—般规定》的要求。

五氧化二钒是氧化物，酸性大于碱性，溶于强碱生成钒酸盐，溶于强酸构成钒氧离子VO或VO3+。橙黄或砖赤色固体。无臭、无味、有毒性。微溶于水，生成淡黄色酸性溶液。热分化或三氯氧钒与水效果都可制得五氧化二钒。 2NH4VO3 V2O5+2NH3+H2O 2VOCl3+3HO2 V2O5+6HCl 五氧化二钒是钒氧化物中使用最广泛的产品，在钒资源勘探、出产和国际贸易中，一般都以五氧化二钒作为核算单位。 五氧化二钒是出产金属钒、钒铁合金、和其它钒基合金的中间产品，也是制作钒催化剂的质料，还可用于、邻二等有机组成的催化剂，还用于制作彩色玻璃和陶瓷。 五氧化二钒的收回工艺： (1)从钒渣中收回：钒渣是含钒较高的提钒质料，收回技能比较老练。现在通用的流程是钠化焙烧工艺，选用的设备不同，大型厂商一般都选用回转窑，而有些厂商则选用焙烧炉。工艺进程是将钒渣与钠盐(一般为碳酸钠或芒硝)混合，在必定的温度下焙烧，使钒转为可溶性的钠盐，焙砂再通过浸出，使钒酸盐进入溶液，溶液通过滤，滤出废渣，再通过沉积、精美等进程得到五氧化二钒。国外有的厂商直接使用含钒高的钒钛磁铁矿出产五氧化二钒，首先将矿石制成精矿，然后与熔剂混合，进入回转窑中焙烧，焙砂用水浸出，含钒溶液用铵盐处理，最终沉积。 (2)从石煤中收回：从石煤中提钒的工艺主要是钠化焙烧工艺，钠化氧化焙烧—水浸出—水解沉钒—碱溶铵盐沉钒—热解脱—精钒的工艺流程。该工艺是我国从石煤中提钒遍及选用的工艺，特点是工艺简略，而且充分使用了石煤的热能。缺陷是收回率较低，一般在60%以下。美国选用以上工艺，但选用稀硫酸浸出、溶剂萃取技能，收回率可达70%。 (3)从石油废催化剂中收回：美国、日本等国从上个世纪70年代就开端从石油含钒废催化剂中收回钒，技能现已老练，加工工艺许多，有许多工艺现已申报专利。国际上通用的技能是钠化焙烧法：配料→焙烧→磨碎→浸出过滤→沉钒→煅烧→五氧化二钒产品↓ 溶液→萃取收回钼→钼酸铵产品 ↓ 渣→进一步收回镍→金属镍。 各国收回工艺中的经济技能参数虽然不同，但根本上参照以上工艺，我国从石油工业废催化剂中收回钒的厂商选用的工艺也根本与其相同。 (4)从硫酸工业废催化剂中收回：从硫酸工业的废催化剂中收回五氧化二钒早已引起世界各国的注重，前苏联在此起步较早，技能比较老练，日本、美国也有许多专利报导。我国硫酸工业废钒催化剂中收回钒的作业展开较早，在上个世纪80年代，南化公司、成都工学院、北京矿业学院、镇江冶炼厂、平顶山987化工厂等都作过很多试验，其间平顶山987化工厂现已投入出产。现在选用的技能有火法—湿法联合工艺和全湿法工艺，后者使用比较广泛。工艺如下：废催化剂→破坏→浸出→过滤→加水解→沉钒→精粹→煅烧→产品。湿法流程工艺简略，出资少，总收回率在90%以上。缺陷是发生的废液量较大，不能作到平衡。现在我国从硫酸工业废钒催化剂中收回五氧化二钒的厂商都选用以上工艺，火法湿法联合工艺没有选用。   定论：从含钒物料中提炼钒的工艺有火法、湿法和火法、湿法联合流程，最老练的技能是：钠化焙烧、浸出、沉钒工艺，也是提钒技能的经典。从硫酸工业废钒催化剂中收回五氧化二钒一般都选用酸性直接浸出工艺。

五氧化二钒技术现状简介1、 加盐焙烧提钒技术 加盐焙烧提钒技术（工业盐添加量8－15％）属于在九十年代初期提出的取缔关停淘汰落后技术，存在的主要问题是空气污染严重和废水中无机盐含量高。在九十年代，一些企业采用了减少食盐添加量的低盐焙烧提钒技术（工业盐添加量5－6％），但并没有效解决加盐焙烧提钒技术的环境污染弊端，由于废水中无机盐含量高，废水循环利用率低，生产过程产生大量外排废水，在企业的周边区域造成严重的环境纠纷！目前我国存在石煤提钒行业的省份，对新建企业大多采取禁止采用加盐（含低盐）焙烧提钒技术的产业政策，比如河南、湖北、重庆、陕西、新疆、贵州等。 2、 无盐焙烧提钒技术（空白焙烧技术）九十年代初，湖南省煤炭研究所联合有关企业开发研究无盐焙烧提钒技术（不添加任何添加剂），目前该技术仅在湖南省怀化的个别企业采用，矿石中钒的总收率在38－45％之间，经过技术改进，收率有所提高。该技术对矿石有很强的选择性，而且收率低，不具备工业化推广价值。 3、 强酸浸出提钒技术（湿法提钒技术）强酸浸出技术包括矿石预焙烧后强酸浸出技术和无焙烧强酸浸出技术。该项技术主要由核工业总公司北京化工冶金研究院开发。无焙烧强酸浸出提钒技术（湿法提钒技术）虽有矿石不需焙烧过程的优点，但酸用量大、投资大（设备腐蚀严重）、生产成本高、废水、废渣难以处理（废水、废渣中无机盐含量高）、经济性差，而且对矿石也有一定的选择性，工业化推广有一定的局限性。 4、 其它技术改进包括用于焙烧过程的多元复合焙烧添加剂，用于浸出过程的多元复合浸取剂等，都只是对工艺过程的一种配方式改进，且均有一定的局限性，不属于新工艺新技术的范畴。

一、工艺流程     矿石破碎→球磨→酸浸→固液别离→预处理→萃取反萃取沉钒→红钒热解→五氧化二钒。     石煤钒矿石破碎后湿式球磨至粒度－60目占80％以上，然后用占矿石质量15%的硫酸接连拌和，温度85℃，液固体积质量比（0.85～1）：1，钒以四价方式转入溶液。固液别离后，矿渣堆积，溶液预处理后，以P 204＋TBP ＋磺化火油为萃取剂，经7级箱式半逆流萃取，然后用1～1. 5mol/L的硫酸5级反萃取，得到质量浓度80～120 g/L的含钒溶液，加热氧化沉积得红钒（），红钒于550℃下加热分化得五氧化二钒。     二、工艺原理及运用     陕西山阳县境内的石煤钒矿石中的钒一部分在云母中以类质同象方式置换六次配位的三价铝而存在于云母晶格中｛云母分子式为K （Al，V）2[AlSi3O10]（OH）2｝，若从云母中浸出钒有必要损坏云母结构，故这部分钒难于浸出。直接用酸损坏云母结构，即在必定温度和酸度下，让氢离子进入云母晶格中置换A13+，使离子半径发生变化，将钒释放出来。钒被氧化成四价后用酸溶解，反应式为： （V2O3）·x＋2H2SO4＋1/2O2→ V2O2（SO4）2＋4H2O＋x， V2O2（OH）4＋2H2SO4→ V2O2（SO4）2＋4H2O，     得到的是蓝色的溶液，经过后续处理得五氧化二钒产品。     该工艺在陕西山阳县10余家钒加工厂得到广泛运用，总收率达65%～71%，出产成本控制在5.5～6.8万元/t。出产废水中的Fe2+，Fe3+、A13+等金属离子经过氧化、沉积、过滤、弄清去除，态氮经过调pH、加热、吹脱可除掉90%，废水可循环运用；出产过程中不发生有害气体，对大气无污染。

含钒黑色页岩（也称石煤）是我国首要的钒矿资源之一。一般以为，钒档次到达0.7%以上就具有工业挖掘价值。从黑色岩中提取钒的研讨较多，但多选用平窑焙烧、静态浸出、清液离子交换及精钒制取等工艺，生产流程比较简单，出资少，但也存在许多缺乏：（1）有害气体较多，且无序排放不方便会集处理，对环境污染严峻；（2）焙烧转化率仅50%～60%，归纳利用率40%～50%；（3）只能间歇操作，无法完成机械化、接连化及规模化；（4）产品质量不稳定。 依据广西某石煤钒矿勘探成果和选冶实验材料，对钒的赋存状况、浸出、萃取、沉钒等办法进行了较为系统的研讨，取得了较好的实验成果。一起结合当时五氧化二钒报价跌落，进一步用微波加工制备了氮化钒，它与传统的电阻炉加热方法比较，微波加热缩短了反响和冷却时刻，节省了能耗，简化了工艺，下降了本钱。 一、矿石性质与化学成分 石煤矿样经XRF（X荧光）分析，其首要成分列于表1。由表1可以看出，石煤中钒含量为0.703%，相当于含V2O51.27%。为了了解钒在矿样中的赋存状况，进行了钒的价态分析，成果列于表2。从表2可以看出石煤钒矿首要是3价钒，其次是5价钒和4价钒。 表1  石煤矿首要成分XRF分析成果元素VFeMgAlSiPSCaK含量∕%0.7035.8012.4016.01223.1200.3210.7655.9301.752 表2  实验矿样钒价态分析钒价态V3＋V4＋V5＋总钒量钒含量∕%0.580.080.300.96占有率∕%60.428.3331.20100.00 二、五氧化二钒的提取 （一）样品的制备与焙烧 取2kg钒矿石经烘干、破碎、细磨并筛分至悉数经过100目标准筛。焙烧在马弗炉内进行，焙烧温度为850℃左右。考虑了焙烧时刻对矿藏的影响，焙烧成果列于表3。 表3  不同焙烧时刻实验矿样钒价态分析（焙烧温度均为850～900℃）试样称号V3＋V4＋V5＋总钒量焙烧1h钒含量∕%0.0800.550.421.05占有率∕%7.6252.3840.00100.00焙烧2h钒含量∕%0.0700.550.451.07占有率∕%6.5451.4042.06100.00焙烧3h钒含量∕%0.0500.520.471.04占有率∕%4.8150.0045.19100.00 表3成果标明，跟着时刻的延伸，3价钒逐步变为4价或5价，如焙烧3h，4价的钒占有率到达50%，而5价钒到达40%，这对后续浸出是有利的。但许多研讨者发现，焙烧时刻超越3h后，云母类矿藏的结构逐步被损坏，硅铝酸盐、碱金属盐、二氧化硅构成低共熔玻璃相结构，反而不利于后边的浸出。 （二）浸出 含钒石煤矿焙烧后进行H2SO4浸出。该实验进行了浸出温度、浸出时刻、酸浓度、氧化剂类型及浓度、助浸剂类型及浓度以及与酸的配比等实验。成果标明，在温度、时刻一守时，仅靠加酸，浸出率最高只也有60%，氧化剂的参加，可将浸出率进步到70%。参加复合助浸剂能使浸出率到达80%以上。实验标明，影响浸出率的关键是损坏云母的结构。得到的最佳浸出条件是：硫酸浓度≥30%，固液比为1∶1，浸出温度80～90℃，浸出时刻12h，复合助浸剂浓度10%～15%。在此条件下，钒的浸出率到达83%。 （三）萃取和反萃 1、萃取实验 溶剂萃取具有别离作用好、选择性强、回收率高、本钱低、易于接连操作和完成自动化、节省水资源等长处，近半个世纪来在冶金和石油化工等范畴已得到广泛应用。实验选用P2O4＋TBP＋火油的萃取系统富集纯化V2O5浸出液。用2 NH2SO4作为反萃剂。 萃取的条件是pH＝2～2.5（用铁粉复原，NH3调理pH），O／A＝1，混合时刻10min。料液钒浓度为3.31g／L。 选用六级逆流萃取。实验成果标明：六级逆流萃取实验的萃余水相中V2O5浓度为0.15g／L，萃取率为95.47%。 2、反萃实验 对钒浓度为4.043g／L的负载有机相溶液进行反萃。反萃操作条件是：反萃剂：2N H2SO4；反萃级数：５级；比较O／A＝10／1；温度：室温；混合时刻：7min。实验成果标明：经五级反萃后贫有机相中V2O5浓度为0.036g／L，反萃率为99.11%。 （四）沉钒 将反萃液加热到60℃，参加必定量的NaClO3，拌和30min，溶液由蓝色当即转变为浓黄色，再用将pH值调至2左右，在95℃下，拌和3h后将溶液过滤，所得滤饼枯燥后在550℃下，于马弗炉内煅烧3h，得到黄色V2O5。实验成果标明，沉钒率为99.39%。五氧化二钒产品质量分析成果列于表4，已达国家GB3283－87化工和冶金一级标准。 表4  五氧化二钒产品质量分析组成V2O5Na2OCl－FeSiPbPSAs含量∕%99.3%＜0.3＜0.050.020.036＜0.01＜0.0150.021＜0.01 三、五氧化二钒的氮化 将上述五氧化二钒和碳按必定份额均匀混合，参加30mL含4%聚乙烯醇的水溶液，然后用金属液压机限制成圆柱型，压强为20MPa。将限制好的样品放入微波高温炉中，抽真空至20Pa，通入氮气并坚持炉内微正压后，中止通氮气。复原温度到达933K，时刻为60min后，进步微波功率，当温度到达1273K时，通入氮气，氮化一守时刻后，冷却至温度为373K以下出炉。在此过程中，探讨了混合物的配碳比、氮化温度、氮化时刻、氮气的流量等要素对产品氮含量的影响，成果如图1～图4所示。图1  碳配比对产品氮含量的影响  图2  氮化温度对产品氮含量的影响图3  氮化时刻对产品氮含量的影响图4  氮气流量对产品氮含量的影响 成果标明：配碳比为35%，混合物压型的压强为20MPa，复原最高温度为933K，复原时刻为60min，氮化温度为1723K，氮化时刻为120min，氮气流量为2L／min。产品经过XRD分析为纯相氮化钒，如图5所示。其间的氮含量为12.6%，钒含量79.2%，碳含量4.6%，体积密度为4.5g／cm3。产品可以契合V－N12A钒氮合金国家标准。图5  产品ＸＲＤ 四、定论 （一）选用氧化焙烧→硫酸浸出→溶剂萃取→铵盐沉钒→枯燥煅烧工艺从石煤中提钒取得了满足的成果。V2O5浸出率＞80%，萃取率＞95%，反萃率＞99%，取得V2O5产品的纯度为99.3%，契合国家GB3283－87化工和冶金一级标准。可是，该工艺也存在酸耗较高、杂质较多等缺陷，往后应该在下降酸耗，操控杂质方面进行更深化的作业。 （二）一起，为了进一步进步产品性价比，把上述提取的五氧化二钒与碳在微波炉中经烧结氮化，调查了一些反响要素，产品成果经过XRD分析为纯相氮化钒。其间的氮含量为12.6%，钒含量79.2%，碳含量4.6%，体积密度为4.5g／cm3。产品可以契合V－N12A钒氮合金国家标准。

一、工艺流程     石煤钒矿石破碎→烘干→球磨→加钙盐制球焙烧→酸浸→固液别离→萃取反萃取（或离子交流）→沉积→热解→五氧化二钒。     石煤钒矿石经破碎、烘干、球磨，粒度－80目占90％以上，加石灰石或许石灰混合制球，球粒在900～950℃下焙烧3～4 h，用1%～3%的硫酸二次间歇浸出，操控液固体积质量比(2～3）:1。液固别离后，矿渣堆积，溶液中钒质量浓度2～4 g/L。可选用萃取－反萃取工艺（同无盐焙烧工艺），也可选择离子交流工艺从溶液中富集钒。选用离子交流工艺时，树脂可选择D290强碱性大孔阴离子树脂，溶液pH=2. 5时，D290树脂的交流容量为212.3 mg/mL湿树脂；溶液pH为2～3时，交流速度为0. 03～0. 04 mL/（min·mL湿树脂），淋洗剂选用40 g/L NaOH＋80 g/LNaCl，流速为0. 03 ～ 0. 04 mL/ (min·mL湿树脂），解吸液均匀钒质量浓度为30～45 g/L。调pH至9左右，参加氯化铵，加热拌和，静置，过滤，洗刷，固体在550℃下焙烧得五氧化二钒产品。     二、工艺原理及运用     石煤钒矿石钙化焙烧是将石灰或许石灰石按必定份额添加到矿石中，混合后进行氧化焙烧，使矿石中的钒氧化并生成钒酸钙。化学反应式为： V2O3＋O2= V2O5， V2O5＋CaCO3=Ca（VO3）2CO2↑。     在1%～3%的硫酸溶液中，钒以钒酸方式转入溶液，钙以硫酸钙方式沉积与溶液别离，含钒溶液进入后续工序提取钒。     钙化焙烧提取五氧化二钒工艺无污染，已在湖南、湖北、重庆、贵州、甘肃、河南、新疆、陕西等地的石煤钒矿进行工艺实验并建厂投产，总收率达55%～70%，出产成本在5.5～6.8万元/ t。该工艺选用低酸浸出，交流余液和沉钒母液可循环运用。处理树脂的碱性洗水经717树脂吸附收回钒后与处理树脂的酸性洗水混合，经石灰中和后合格排放。石灰石在焙烧进程中有固硫效果，因而出产进程中发生的气体主要为CO2，无有害气体，对大气没有污染。

1．工艺原理 ** 根据矿物的高温反应研究结果，含钒页岩（石煤）中的钒焙烧后，石煤中的钒主要以硅钒酸钙和钙钛钒氧化物的形式存在。 ** 硅钒酸钙的分子式为：（Ca5.97,Fe0.03,Mg0.02）6.02【（Si1.02O4）（V0.96,Ti0.04O4）2】,该矿物的化学性质不稳定，在很弱的酸性介质中能迅速溶解。 2. 石煤钙化步进式焙烧提钒技术优点** 用钙盐（石灰、石灰石）替代食盐，完全消除了钠法焙烧技术的含HCl,Cl2等有毒有害气体气体的废气污染问题。** 对焙烧炉的选型和设计做了显著的技术革新，焙烧过程实现机械化，温度控制精度在10度左右，生产效益高，劳动卫生条件好。 由我公司主持研发的步进式钒矿焙烧炉已经成功的在河南某厂运行近三年，日处理矿石200T,是全国同行业唯一工业化规模运行的新型环保型钒矿焙烧炉。 ** 焙烧料为低酸浸出(配酸浓度1－2％，硫酸)，生产成本低，液体含杂质较少，利于工艺水循环利用。 ** 浸出渣采用机械过滤和洗涤，提高了收率，减少了矿渣在堆放过程中造成的地表水和地下水污染。 ** 采用浸出液除杂新技术，产品质量可以稳定的达到国标要求，并有效的降低了废水中污染性物质的浓度。 ** 强化废水处理和循环过程，废水循环利用率高，废水实现零排放。研发的废水处理和回收工艺及技术，在贵州省环保局通过专家评审，属于全国同行业首创。

五氧化二钒的收回工艺 (1)从钒渣中收回：钒渣是含钒较高的提钒质料，收回技能比较老练。现在通用的流程是钠化焙烧工艺，选用的设备不同，大型厂商一般都选用回转窑，而有些厂商则选用焙烧炉。工艺进程是将钒渣与钠盐(一般为碳酸钠或芒硝)混合，在必定的温度下焙烧，使钒转为可溶性的钠盐，焙砂再通过浸出，使钒酸盐进入溶液，溶液通过滤，滤出废渣，再通过沉积、精美等进程得到五氧化二钒。国外有的厂商直接使用含钒高的钒钛磁铁矿出产五氧化二钒，首先将矿石制成精矿，然后与熔剂混合，进入回转窑中焙烧，焙砂用水浸出，含钒溶液用铵盐处理，最终沉积。 (2)从石煤中收回：从石煤中提钒的工艺主要是钠化焙烧工艺，钠化氧化焙烧—水浸出—水解沉钒—碱溶铵盐沉钒—热解脱—精钒的工艺流程。该工艺是我国从石煤中提钒遍及选用的工艺，特点是工艺简略，而且充分使用了石煤的热能。缺陷是收回率较低，一般在60%以下。美国选用以上工艺，但选用稀硫酸浸出、溶剂萃取技能，收回率可达70%。 (3)从石油废催化剂中收回：美国、日本等国从上个世纪70年代就开端从石油含钒废催化剂中收回钒，技能现已老练，加工工艺许多，有许多工艺现已申报专利。国际上通用的技能是钠化焙烧法：配料→焙烧→磨碎→浸出过滤→沉钒→煅烧→五氧化二钒产品 ↓ 溶液→萃取收回钼→钼酸铵产品 ↓ 渣→进一步收回镍→金属镍。各国收回工艺中的经济技能参数虽然不同，但根本上参照以上工艺，我国从石油工业废催化剂中收回钒的厂商选用的工艺也根本与其相同。 (4)从硫酸工业废催化剂中收回：从硫酸工业的废催化剂中收回五氧化二钒早已引起世界各国的注重，前苏联在此起步较早，技能比较老练，日本、美国也有许多专利报导。我国硫酸工业废钒催化剂中收回钒的作业展开较早，在上个世纪80年代，南化公司、成都工学院、北京矿业学院、镇江冶炼厂、平顶山987化工厂等都作过很多试验，其间平顶山987化工厂现已投入出产。 现在选用的技能有火法—湿法联合工艺和全湿法工艺，后者使用比较广泛。 工艺如下： 废催化剂→破坏→浸出→过滤→加水解→沉钒→精粹→煅烧→产品。 湿法流程工艺简略，出资少，总收回率在90%以上。缺陷是发生的废液量较大，不能作到平衡。现在我国从硫酸工业废钒催化剂中收回五氧化二钒的厂商都选用以上工艺，火法湿法联合工艺没有选用。 定论： 从含钒物料中提炼钒的工艺有火法、湿法和火法、湿法联合流程，最老练的技能是：钠化焙烧、浸出、沉钒工艺，也是提钒技能的经典。从硫酸工业废钒催化剂中收回五氧化二钒一般都选用酸性直接浸出工艺。五氧化二钒是**氧化物，酸性大于碱性，溶于强碱生成钒酸盐，溶于强酸构成钒氧离子VO或VO3+。橙黄或砖赤色固体。无臭、无味、有毒性。微溶于水，生成淡黄色酸性溶液。热分化或三氯氧钒与水效果都可制得五氧化二钒。 2NH4VO3V2O5+2NH3+H2O 2VOCl3+3HO2 V2O5+6HCl五氧化二钒是钒氧化物中使用最广泛的产品，在钒资源勘探、出产和国际贸易中，一般都以五氧化二钒作为核算单位。五氧化二钒是出产金属钒、钒铁合金、和其它钒基合金的中间产品，也是制作钒催化剂的质料，还可用于、邻二等有机组成的催化剂，还用于制作彩色玻璃和陶瓷。

Study on Extraction of Vanadium Pentoxide from Chlorite Specialty ：Applied Chemistry ABSTRACT    A technology for recovering V2O5 from chlorite and the optimum process conditions are described in this article. The mineral of chlorite carried in Shan’xi is roasted and leached after preparing in the experiment; then this paper makes sure the conditions of leaching for exaltation, and studies on the rate of leach to leach times ,temperature, roasting process and so on ，and extraction of V2O5 from chlorite containing Vanadium is investigated. Finally, this paper makes sure the optimum technology recovering V2O5 from chlorite with the properties of the mineral and the rate of vanadium conversion.  In this article, the recovering of V2O5 by roasting with Na2CO3－water leaching is the optimum technology. This paper also uses the extract and the counter－extract. This method pollutes slightly, the craft operation is simple, and the production craft is stable, process conditions is good and easy to realize the automatic control.     KEY WORDS:  Chlorite, Vnadiumpentoxide, Roasting, Leaching, extract, sink vanadium, pollute slightly 目  录英文摘要 1前语 1.1钒与钒化合物 1.2提钒工艺简述 1.3国内外的研讨情况及展开趋势 1.4提取五氧化二钒的新技能 1.5本课题的选题含义 2实验部分与检测办法 2.1实验试剂 2.2实验仪器及设备 2.3实验办法 2.4 检测办法 3湿法提钒研讨 3.1直接酸浸工艺研讨 3.2钠化焙烧－酸浸工艺研讨 3.3钠化焙烧－水浸工艺研讨 3.4钠化焙烧－碱浸工艺研讨 3.5定论 4浸出物萃取与沉钒研讨 4.1萃取进程 4.2反萃取进程 4.3沉钒及灼烧 5定论与展望 5.1 定论 5.2 缺乏与展望 参考文献 1 前语1.1 钒与钒化合物[1] 1801年,A.M.DelRio在墨西哥发现了23号元素,1830年,N.G..Sefstrom将其命名为Vanadium,钒。 钒是ds区过渡族元素,在地壳中的丰度为136ppm，坐落悉数已知元素中的第19位。产值最丰厚的国家有南非、前苏联、我国和美国。 钒是一种重要的战略物资，人类在160年前就已发现钒元素，但直到20世纪初才被广泛运用于工业出产上。纯金属钒呈银灰色，纯度>99.9%时，具有杰出的可塑性和可锻性。钒的产品品种繁复，既有高纯金属钒、钒铝合金、钒碳化物及钒碳氮化物等冶金产品，也有五氧化二钒、、、钒酸钠、氢氧化钒及氯化钒等化工产品。其间，五氧化二钒是钒的重要氧化物，也是金属钒、硫化钒或氮化钒等氧化后的终究产品。 钒首要用于钢铁工业，在钢中起脱氧、脱氮作用，然后改进钢的功用，钒的高价氧化物是化学工业和石油工业中的重要催化剂。此外，在电子、玻璃、印刷、电影、照相和陶瓷等工业，钒的化合物亦得到广泛运用。 五氧化二钒的半导体性质的发现和其在光学工业中作为抗静电涂层的运用为它的研讨拓荒了新。近年来，对作为功用材料的V2O5的研讨现已受到了广泛的注重，它的溶胶－凝胶制备技能也取得了鼓舞人心的前进。具有层状结构的V2O5凝胶膜显现出风趣的电子、离子、电化学性质，此外，V2O5还具有光电导性质。例如，V2O5可作普通离子吸收基质材料、湿敏传感器、微电池、电致变色显现材料等。能够预见，跟着现代高科技的展开，V2O5的运用规模将会逐步扩展，需求量也会逐步增加，因而，展开五氧化二钒提取与制备研讨有重要含义。 1.2提钒工艺[3] 1.2.1酸浸碱溶提钒法 运用酸使含钒固废中的钒以VO2＋ ,VO2＋的形状浸出，加碱中和，在弱碱性条件下用氧化剂使钒成为五价离子(如VO3 －)，并使钒与铁的水合氧化物等杂质一同沉积，再用酸碱浸制得粗钒，粗钒经碱溶生成五价钒的钠盐，并除掉杂质硅，后用铵盐二次沉钒得，经焙烧得到高纯V2O5，该工艺已运用低钒钢渣提钒。 1.2.2钠化焙烧提钒法 钠化焙烧提钒是含钒质料提钒运用较多的工艺，研讨也较为透彻，我国陈厚生教授对该工艺技能奉献较大。其根本原理是:以食盐或苏打为增加剂，经过焙烧将多价态的钒转化为水溶性五价钒的钠盐,如Na2O. yV2O5 和NaVO3，再对钠化焙烧产品直接水浸，可得到含钒及少数铝杂质的浸取液，然后参加铵盐（酸性铵盐沉积法)制得沉积，经焙烧得到粗 V2O5，再经碱溶、除杂并用铵盐二次沉钒得，焙烧后可得到纯度大于98%的V2O5。也可用硫酸浸渍焙烧产品，此刻发作反响：2NaVO3＋H2SO4 ＝Na2 SO4＋H2O＋ V2Os，别离得到粗V2O5，后经碱溶、除杂并用铵盐二次沉钒得，经焙烧可得高纯V2O5。该工艺已用于石煤和低钒钢渣提钒。 1.2.3直接焙烧提钒法 一般包括焙烧、浸出、沉钒、制和锻烧几个进程。焙烧时不加任何增加剂，靠空气中的氧在高温下将贱价钒直接转化为酸可溶的V2O5。然后用硫酸将焙烧产品中的V2O5以五价钒离子形状浸出，再对浸出液净化，除掉Fe等杂质，并用水解沉积法或铵盐沉积法沉积红钒，再将红钒溶解于热的烧碱水溶液中，操控恰当浓度和pH值，使溶液中的钒首要以VO3(OH)2－形状存在，弄清后取上清液选用铵盐沉积法制，再锻烧即得高纯V2O5。该法已用于含钒石煤的提钒。 1.2.4钙化焙烧提钒法 将石灰、石灰石或其它含钙化合物作溶剂增加到含钒固废中造球、焙烧，使钒氧化成不溶于水的钒的钙盐，如 Ca ( VO3 ) 2、Ca3 ( VO4) 4 、Ca2V2O7，再用酸将其浸出，并操控合理的pH，使之生成VO2＋ ,V10O28 6－等离子，一同净化浸出液，除掉Fe等杂质。然后选用铵盐法沉钒、制并锻烧得高纯V2O5。钙化焙烧法已运用于石煤提钒中。 1.2.5溶剂萃取提钒法 用焙烧、酸浸、碱浸等手法将含钒固废中的钒转变为水溶性或酸溶性的含钒离子团，如HV10O285－、V O3 (OH) 2－、V2O74－、 V4O122－、VO3－、  V O2＋(溶液pH值不同，离子团也不同)，后用萃取剂(如N－263 、7402)萃取，并发作阴或阳离子交流，如:选用N－263在pH＝5时萃取[HV10O28 ]5－，发作反响： [HV10O28 ]5－＋5R3N＋CH3C1－（O）——(R3 N＋CH3)5[HV10O28 ]5－（O）＋5C1－（（O）表明有机相)，因为其它金属离子大都不能进入有机相中，然后完成了钒与金属杂质离子的别离。经萃取的有机溶液，再用反萃剂(如NH4CI、)反萃，使钒再从有机相转入水相，然后调整pH值，使钒以或的形状沉积，再锻烧沉积物即得高纯V2O5。 因为含钒离子、萃取剂及反萃剂的品种都许多，所以相应提钒工艺也多，但工艺道路大体附近，一般为：制含钒离子－萃取－反萃－沉钒－脱得V2O5。此法已成功运用于石煤、低钒钢渣、废钒催化剂提钒。 1.2.6离子交流提钒法 选用焙烧、酸浸、碱浸等工艺将含钒固废中的钒转化成水溶性的含钒离子，如：VO3－、V4O124－(因溶液pH值不同离子也不同)，再依据物料的不同选用不同的离子交流剂(如717树脂)，并调整溶液pH值，在离子交流柱上发作吸附反响，如选用717树脂对VO3－进行离子交流吸附时发作反响:VO3－＋R －N(CH3) 3C1 ——R－N(CH3) 3 VO3－＋ C1－(R表明烃基)。此刻因为VO3－对717树脂的亲和力大于杂质离子对树脂的亲和力，所以能除掉磷、铁、铝、硅等杂质。上述吸附于离子交流柱上的钒能够用NaCI溶液洗脱，反响为:R－V (CH3) 3VO3－＋ C1－——VO3－＋ R－N (CH3)3C1。经吸附，钒被固定于离子交流柱上，并完成了杂质别离。再经脱附，钒转入洗脱液中，后再用铵盐沉积法沉钒、制，再锻烧得V2O5。 此法在国外起步较早，但直到1991年，加拿大Fort McMurray公司才树立离子交流厂提钒。我国20世纪70年代初进行了一系列离子交流提钒的实验，到90年代初，用717离子交流树脂法对石煤提钒土艺已在湖北通城、丹江口等地运用于出产。现在，离子交流法也成功地用于废钒催化剂的提钒。 1.3 国内外的研讨情况及展开趋势[12] 我国从钒矿和石煤中提取钒绝大多数选用钠盐焙烧－水浸－酸沉积－碱溶－铵盐沉积－热解工艺流程。该工艺在出产中暴露出的首要缺陷是在焙烧进程中发作很多氯化氢、等有毒气体，废水中含有很多盐份，对环境有严峻污染，钒的转化率也低，为处理这两个问题，不少专家做了很多研讨工作，提出了原矿氧化焙烧－碱浸、钙盐焙烧－碳铵浸、原矿酸浸或欢腾炉脱碳酸浸、细菌浸出、钠盐焙烧－水浸渣再酸浸等工艺流程，取得了较好的成果。 在国外提取钒一般选用酸浸或钠盐焙烧－酸浸－溶剂萃取工艺流程，如美国矿业局从华达州的分化岩石中提取钒选用的是钠盐焙烧－溶剂萃取－铵盐沉积工艺流程；英国曼斯菲尔德公司从炼铜的炉渣中提取钒选用的是在回转炉内高温下加盐和硫酸焙烧－水浸－沉积工艺；波兰从含五氧化二钒的石煤中收回钒选用的是硫酸化焙烧－水浸工艺。 核工业北京化工冶金研讨院从20世纪80年代处开端研讨从石煤中提取钒。先后提出了“钠化焙烧－废气制酸－酸浸－溶剂萃取制取精钒”、“氧化焙烧－酸浸－溶剂萃取制取精钒”和“原煤破磨－两段逆流酸浸－溶剂萃取－沉钒－热解制精钒”3个工艺流程，其间第三个工艺流程已于1996年在我国西北地区建成了年产660t五氧化二钒的出产厂。                          1.4提取五氧化二钒的新技能[3] 现有含钒固废提钒工艺虽多，特色也不同，但根本都是由传统提钒工艺移植过来(除钢渣回来法外)，针对性不强，很不习惯含钒固废的资源特性(低档次、大宗量、成份杂)。运用时本钱高、污染大、难以大宗量处理，致使推行一向受到限制。因而，寻求短流程、大规模、低本钱、低污染的固废提钒与残渣归纳运用的新工艺，是含钒固废提钒新技能未来的展开方向。 近30年，针对含有价组分的矿冶二次资源的特性(低档次、大宗量)，国内外出现一些绿色别离和资源有用运用新技能，其原理与办法都具遍及适用性，有的已用于含钒固废提钒土艺的研讨。能够预见，跟着这些技能的逐步完善，有望给含钒固废提钒工艺或办法带来突破性发展。 1.4.1挑选性分出技能 东北大学隋智通教授提出，挑选性分出技能已成功用十硼渣、钛渣体系。基木原理是针对固废内有价元素档次低、且散布于各矿藏相内的资源特色，发明适合的物理化学条件，促进有价元素在化学位梯度的驱动下，挑选性地搬运于规划的矿藏相内富集，一同合理操控相关要素，使富集相挑选性长大，再经磨矿后分出富集相，别离后的残渣用于建筑材料等。该技能具有“短流程、低本钱、大规模、小污染”的特色，现在已用于低钒钢渣提钒的研讨。 1.4.2微生物浸出技能 自上世纪70年代以来，国际上开端广泛将微生物用于冶金土业，现已能用微生物浸出低档次矿石中的铜、金、铀、铬、镍、银、钒、钼、锗等有价元素。其原理是运用微生物自身的生理机能(如氧化特性)或代谢产品(如有机酸、无机酸和Fe3＋)的作用来氧化、溶浸矿藏中的意图组分，再选用络合、吸附等办法将浸出的意图组分富集、别离后提取。  该技能的长处是固定资产投入较低、效率高、本钱低、污染少、能耗少，特别适用于低档次矿藏质料有价组分的提取。缺陷首要是进程的反响速度慢和细菌对矿藏有挑选性。所以，如找到并培养出适合的钒细菌，将其用于含钒固废中钒的浸出，在技能上应是可行的。 1.4.3矿浆电解技能 矿浆电解技能是北京矿冶研讨总院历经20余年的研讨，开宣布的一种新的湿法冶金办法，现在已成功地从多金属复合矿石中收回锡 ,锑、铅、银等有价元素。基木原理为将湿法冶金所包括的浸出、溶液净化、电积3个工序合而为一，运用电积进程的阳极氧化反响来浸出矿藏，其实质是用矿石的浸出反响来替代电积的阳极反响，使一般电积进程阳极反响很多耗能转变为某种金属的有用浸出;一同槽电压下降，电解电能下降，整个流程大为简化。这样，在阳极区可运用矿藏的电氧化次序完成金属的挑选性分出，在阴极区可运用分出电位的不同完成金属别离。 该工艺保留了传统湿法冶金的长处，其首要特色是流程短、操作简洁、出产本钱低价、归纳收回和别离效率高，能一同提取多种低档次杂乱难选的金属和元素。此法很适合低档次、大宗量含钒固废中钒的提取。                                            1.5本课题的选题含义 钒在地壳中的均匀含量为0.015% ，比铜、镍、锌、锡、钴、铅等都多，但因为自然界中的钒首要以三价形状存在，而三价钒的离子半径与三价铝、三价铁的离子半径很挨近，因而，三价钒几乎不生本钱身的矿藏，而是以类质同象部分替代三价铁和三价铝存在于一些铁及铝的矿藏中，如石煤、钒钛磁铁矿、硅铝酸盐和绿泥石中等，这也是钒在自然界高度涣散的首要原因。                                     我国是钒矿资源十分丰厚的国家，从钒矿或石煤中提取钒的传统工艺多为平窖钠化焙烧，它的长处是出产流程比较安稳，可操作性强、出资少，缺陷是焙烧时，发作含体等有害成分，环境污染严峻，为国家明令禁止。一同这种传统工艺钒转换率低、收回率低，构成资源糟蹋严峻。                               现在，我国已着重于湿法冶金提钒。因而，为了呼应国家的召唤，咱们是从绿泥石中经过湿法提取五氧化二钒，现在还很少有人从绿泥石中提取，大部分是从石煤中提取。从绿泥石中提取五氧化二钒不只质料来历便利而且本钱低，是咱们值得研讨的课题。钒土矿在我国只散布在四川 、河北等地，相对资源有限，而我省绿泥石资源丰厚。              本研讨经过对原矿石性质的研讨，试探性的选用与现行不同的工艺提钒。终究，依据矿石的性质及其特色而且结合实验的成果而选定最佳的工艺。 2实验部分与检测办法 2.1 实验试剂 （1）亚           分析纯   天津市红岩化学试剂厂 （2）基   分析纯   天津市化学试剂一厂 （3）脲素               分析纯   天津市东丽区泰兰德化学试剂厂 （4）硫酸亚铁铵         分析纯   天津市耀华化工厂 （5）磷酸               化学纯  ＝1.666g/cm3   纯度≥85%  西安化学试剂厂 （6）浓硫酸                      纯度＝95%～98%  莱阳市双双化工有限公司 （7）浓硝酸             分析纯  纯度≥99.8%  安徽特酒总厂出品 （8）十六烷基三甲基氯化铵  分析纯  上海三浦化工有限公司 （9）氯化铵             分析纯   天津市化学试剂六厂 （10）                    天津易发化学试剂厂 （11）硫酸亚铁           分析纯   天津开发区海光化学制药厂 （12）           分析纯   天津市百世化工有限公司 （13）五氧化二钒（标样）化学纯   纯度≥99.0%  成都化学试剂厂 （14）正辛醇                      西安化学试剂厂 （15）航空火油﹑去离子水 （16）碳酸钠                      天津市天力化学试剂有限公司 2.2实验仪器及设备 （1）马弗炉  （2）真空干燥箱          DZ－2BC型   天津市泰斯特仪器有限公司 （3）电动拌和器 （4）循环式多用真空泵   SHB－B95型    郑州长城科工贸有限公司 （5）电子天平            e＝10d       BS 224S Max 220g d＝0.1㎎  北京赛多利斯仪器体系有限公司 （6）托盘天平            类型HCTP12B1   标准号WS2－90－74  北京宣武天平厂 （7） 250mL分液漏斗、布氏漏斗、定量滤纸、定性滤纸、广泛pH试纸、铁架台、铁圈、夹子、试管刷、洗瓶、石棉网、玻璃棒﹑胶头滴管、坩埚、 酸式滴定管、容量瓶、量筒 锥形瓶、烧杯。 2.3实验办法 2.3.1实验办法一 称取必定量的原矿石，然后将其损坏，再按必定的液固比的与不同配比的溶液混合，将配好的溶液放入恒温干燥箱中按设定的温度和时刻进行浸取，得到的浸取液经过抽滤后，分析滤液中钒含量，核算转浸率。 2.3.2实验办法二 称取必定量的原矿石，然后将其损坏，置于坩埚中，在马弗炉中按设定的温度和时刻进行一段脱碳焙烧，脱碳后的矿石按必定的份额与钠盐研磨均匀后再在马弗炉中按设定的温度和时刻进行二段焙烧，焙烧后的熟料再按必定的液固比与不同配比的溶液混合，用电动拌和器按设定的温度和时刻进行拌和，终究抽滤后，分析滤液中钒含量，核算转浸率。 2.4检测办法 2.4.1原矿石的检测 本矿石送西北有色金属研讨院进行检测。 1）原矿的光谱半定量分析 表2－1　光谱半定量分析成果元素CuPbCrNiMoVCo含量（10－6）202013005005300010元素GaYbYZrSrMnTi含量（10－6）2101002002002003000元素PFeCaMgSiAlNa含量（10－6）2135－101050.02    2）原矿部分元素分析 表2－2　原矿部分元素分析成果成分V2O5K2ONa2OMgOCaOSiO2FeC含量（%）1.100.080.0513.905.2325.482.4426.03    3) X衍射分析 表2－3  X衍射分析成果矿藏称号绿泥石滑石闪石石英含量（%）607210矿藏称号石墨黄铁矿三方氧钒矿（不断定） 二水钒矿（不断定）未检出含量（%）8454     2.4.2浸出液中钒的分析办法     取25ml溶液于 500ml 锥形瓶中，参加20ml的硫磷混酸和20%硫酸亚铁铵溶液1ml,摇匀，滴加KmnO4溶液至摇摆后溶液所出现的微赤色不消失并过量1－2滴，充沛摇摆后，放置5－10分钟，参加10ml的尿素溶液，滴加亚溶液至赤色刚好消失并过量1－2滴，充沛摇摆后，放置1分钟，再参加3滴0.2% N－基指示剂，用硫酸亚铁铵标准溶液滴定至紫赤色变为亮绿色即为结尾。然后依据滴定用的硫酸亚铁铵体积和浓度及所取溶液的体积来核算钒的浸出率。 2.4.3 实验成果的测定办法 1)试剂 i)所需试剂 4%（m/m）硫酸亚铁铵溶液；硫酸溶液：1＋1；3%（m/m）溶液； 10%（m/m）脲素溶液；1%（m/m）亚溶液；0.2% N－基指示剂； 硫酸（GB626－89）；硝酸（GB622－89）；磷酸（GB/T1282－77）； 硫酸亚铁铵标准溶液为0.01moL/L。 ii)试剂的制造 ① 4%（m/m）硫酸亚铁铵溶液：称取2g固体硫酸亚铁铵，溶于50 mL去离子水中。 ② 硫酸溶液（1＋1）：V浓硫酸：V水＝1：1制造60mL溶液。 ③ 3%（m/m）溶液：称取1.5g固体，溶于50 mL去离子水中。 ④ 10%（m/m）脲素溶液：称取5g固体脲素，溶于50 mL去离子水中。 ⑤ 1%（m/m）亚溶液：称取1g固体亚，溶于100 mL去离子水中。 ⑥ 0.2% N－基指示剂：称取0.2g固体N－基，加20 mL50g.L－1的 Na2CO3溶液，用水稀释至100ml。 ⑦ 硫酸（GB626－89）：浓度为95%～98%。 ⑧ 硝酸（GB622－89）：浓度为65%～68%。 ⑨ 磷酸（GB/T1282－77）：浓度为85%。 ⑩ 0.01moL/L硫酸亚铁铵标准溶液：称取1.6907g固体硫酸亚铁铵，溶于500mLH2SO4(5＋95)配成的溶液中。 2) 操作进程 i) 称量已在105 ℃烘干且恒重的样品0.5g（精确至0.0002g），放入250mL锥形瓶中，用水湿润摇散，顺次参加磷酸10mL，硫酸5mL，硝酸2mL混合后置于电炉上加热至试样溶解彻底并冒白烟，取下冷却后沿瓶壁加20mL水，持续加热至冒白烟（防止暴沸，不断摇摆），冷却后加水至80mL，参加硫酸（1＋1）20mL充沛摇摆使可溶盐溶解，冷却后将试样移入250mL容量瓶中，再用水稀释至刻度，摇匀。 ii) 移取100.00mL试样溶液到500mL锥形瓶中，加4%硫酸亚铁铵溶液2～3mL以复原溶液中或许存在的氧化物质。在室温下逐滴参加3%溶液至淡赤色（5 min内不褪色）。然后参加10%脲素10mL，滴加1%亚溶液至淡赤色褪去，再过量2～3滴。充沛摇匀后放置10min，使过剩的亚悉数被脲素分化（摇摆时根本无气泡发作）。 iii) 参加6滴0.2% N－基指示剂，在亮光处用硫酸亚铁铵标准溶液（0.01moL/L）滴定由暗桃赤色至亮绿色为结尾。 iv) 五氧化二钒含量的核算，五氧化二钒含量X，以质量百分数表明（%），按下式核算： X ＝ % ..........（1.1） 式中   C——硫酸亚铁铵标准溶液的摩尔浓度，moL/L；        V——试样溶液测守时所耗硫酸亚铁铵标准溶液体积，mL；        m——试样的质量，g；        V1——试样溶液的总体积，mL；        V2——测守时所取部分试样溶液的总体积，mL；3 湿法提钒研讨 3.1直接酸浸工艺研讨 3.1.1实验办法 依照第二章的实验办法一，称取50g原矿石，用硫酸溶液浸取。 3.1.2浸出液中钒的分析办法 依照第二章的分析办法进行。 3.1.3成果与评论 原矿石中钒首要以三价的方式与其它矿藏伴生，为了使钒能够浸出来，有必要损坏矿石的结构，使离子半径发作变化。然后使钒开释出来，并氧化成四价酸溶解，用硫酸浸取提钒，使钒以VOSO4方式进入溶液通式可表明为： (V2O3).X＋2H2SO4.1/2O2＝V2O2 (SO4)＋ 2H2O＋ XOV2O2 (OH) 4＋ 2 H2SO4＝V2O2 (SO4)＋ 2H2O注：X为矿石结构。 生成物为蓝色溶液。1) 酸度与温度对钒转浸率的影响用酸浸取矿石来损坏矿石的结构，需求在必定的温度和酸度下，才干使钒开释出来，并氧化成四价被酸溶解。假如用浓硫酸浸取，浸取液中或许有五价的钒存在。因为浓硫酸具有强的氧化性。进步酸度是为了使氢离子的浓度进步，然后有利于损坏矿石的结构，这样才干更好的使钒离子开释。进步温度首要考虑的是动力学方面的要素，浸取进程的温度较低，化学反响速度和分散速度都较慢，因而很难到达平衡状况。酸度与温度对钒的转浸率的影响如下表3－1所示。 由实验得，跟着酸度和温度的进步，钒的转浸率是有逐步上升的趋势。因为本矿石的耗酸量太大，本次实验仅仅断定酸浸进程的根本趋势。 表3－1  酸度与温度对钒转浸率的影响V酸：V水 / mL浸取温度 / ℃转浸率1:37014.531:38015.651:39015.901:47013.231:48014.561:49014.851:57012.671:58013.201:59013.80     注：其它浸条件为：浸出时刻24h，浸出液固比1.5:1     2) 酸度与时刻对钒转浸率的影响     酸浸取的进程不只需求必定的酸度和温度，还要考虑时刻对其浸出率的影响。浸取的时刻越长，钒的浸出率越高，致使到达平衡状况。浸取时刻对钒的转浸率的影响首要也的考虑的是动力学方面的要素。酸度与时刻对钒的转浸率的影响成果如下表3－2所示。 表3－2 酸度与时刻对钒转浸率的影响V酸：V水 / mL浸取时刻 / h转浸率1:31814.631:32015.701:32416.201:41813.251:42014.801:42415.251:51812.801:52013.501:52414.20 注：其它浸条件为：浸出温度80℃，浸出液固比1.5:1     3) 酸度与液固比对钒浸出率的影响     液固比对钒浸出率的影响首要是影响氢离子的浓度，所以在酸度必定的情况下宜挑选较小的液固比。因为本矿石耗酸量大，当液固比太低时浸出也很简略饱满，且难过滤。影响成果如下表3－3所示。 表3－3 酸度与液固比对钒浸出率的影响V酸：V水 / mL液固比转浸率1:31:115.531:3 1:1.514.651:3 1:213.901:4 1:114.201:4 1:1.513.561:4 1:212.851:5 1:114.251:5 1:1.513.201:5 1:212.80 注：其它浸条件为：浸出时刻24h，浸出温度80℃ 3.1.4总结 经过对不同的液固比，不同的硫酸浓度，不同的浸取时刻和温度研讨，终究分析滤液中的钒含量，经过核算发现转浸率都不高，最高能到达16％左右，而且耗酸量也挺大的。假如酸的浓度太大，后处理进程也是很杂乱，且引入很多的杂质离子。这也验证了上述对矿石性质的研讨成果，不宜用酸浸的定论。 3.2钠化焙烧－酸浸工艺研讨 3.2.1实验办法 依照第二章的实验办法二，称取50g原矿石，用硫酸溶液浸取。 3.2.2浸出液中钒的分析办法 依照第二章的分析办法进行。 3.2.3成果与评论1)一段脱碳焙烧条件断定 矿石中含很多的碳，焙烧烧失量十分的大，为防止碳在焙烧进程中构成复原气氛影响钒的氧化，因而增加一段脱碳焙烧；为了最大或许地消除碳对钒氧化的影响，对不同的脱碳条件下的烧失量进行了调查，调查成果见表3－4。 表3－4  碳烧失量的调查成果脱碳条件烧失量（％）  600℃              3小时1700℃              2小时8700℃              3小时10700℃              4小时13800℃              3小时16    2)二段焙烧条件的断定     含钒原矿石与增加剂混合于氧化性气氛下高温焙烧，其意图就是损坏钒矿藏的安排结构，将三价或四价钒氧化为五价钒，并与增加剂或矿石自身分化出来的氧化物生成偏钒酸盐。本实验选用的是碳酸钠作为增加剂，其或许的反响如下： V2O3＋ O2＝ V2O5   2V2O4＋ O2＝ 2V2O5 V2O5＋ NaCO3＝ NaVO3＋ CO2 V2O5＋ V2O3＋ NaCO3＋ O2＝ Na4V2O7＋ CO2 V2O5＋ V2O3＋ NaCO3＋ O2＝Na3VO4＋ CO2        i) 碳酸钠参加量对钒浸出率的影响     碳酸钠参加量对钠化焙烧进程中钒转浸率有很大的影响，在其它焙烧条件（焙烧时刻为2小时，焙烧温度800℃）必定的情况下，不同碳酸钠参加量对钒的转浸率如图3－1所示。能够看出，随碳酸钠参加量的增大，钒转浸率逐步升高，当参加碳酸钠为矿石量的2％时转浸率最高，持续增大碳酸钠的量，钒转浸率反而逐步减小，其原因或许有：（a）碳酸钠熔化而构成烧结现象。（b）钠化焙烧进程中碳酸钠的增加量远远大于理论用量时，碳酸钠的增加可使焙烧后所得熟料碱性增强，在浸出液酸度必守时，可使浸出液的酸度下降，然后导致钒的浸出率减小。而碳酸钠缺乏时则不能损坏原矿藏结构。因而把碳酸钠的参加量为矿石的2％ 作为最佳的增加量。   图3－1  碳酸钠参加量对钒浸出率的影响     ii) 温度对钒转浸率的影响     在其它焙烧条件（碳酸钠的参加量为矿石的2％，焙烧时刻为2小时）必定的情况下，不同焙烧温度对钒转浸率的影响见图3－2。钒的转浸率随温度上升显着进步，或许是因为钒的氧化速度、成盐反响速度随温度升高而加速，反响的平衡常数随温度的升高也增加。而到温度超越850℃时，转浸率又下降，这或许是因为炉料表面烧结，构成杂乱的硅酸盐等不溶性物质。因而，适合的温度为800℃左右。   图3－2  温度对钒转浸率的影响     iii)焙烧时刻对钒转浸率的影响     在其它焙烧条件（碳酸钠的参加量为矿石的2％，焙烧时刻为2小时，焙烧温度800℃）必定的情况下，不同焙烧时刻对钒浸出率的影响见图3－3。能够看出，焙烧时刻对钒转浸率也有较大的影响，当焙烧时刻缺乏时，矿藏结构未能彻底损坏，导致氧化不充沛而使钒难以浸出。随焙烧时刻的增加，钒转浸率逐步增大，焙烧2小时，钒的转浸率最高，再增加焙烧时刻，钒的转浸率并没有显着的增加，且消耗更多的动力。所以，选定焙烧时刻为2小时。图3－3焙烧时刻对钒转浸率的影响    4)浸出工艺条件对钒浸出率的影响     在焙烧熟猜中除含有钒酸钠外，还含有镁、钙、铁、锰等金属的钒酸盐。酸浸进程中，它们都会进入溶液中生成钒氧基化合物，酸浸进程中或许发作的化学反响可表明为： NaVO3＋H2SO4＝(VO2)SO4＋ Na2SO4＋H2O                 Ca2V2O7＋ H2SO4＝ (VO2) SO4＋ Ca2SO4＋ H2O     能够看出，浸出后的溶液除含有钒（VO2＋）外，还有很多杂质离子。     i)液固比对钒浸出率的影响     液固比对钒浸出率有必定影响，当液固比太低时浸出液易饱满，且难过滤，不能到达最佳浸出作用；太高时浸出液浓度太低，使富集进程难度加大。实验证明液固比为1.5:1为最佳。     ii)浸出时刻对钒浸出率的影响     在液固比必定的条件下，浸出时刻对钒浸出率的影响如图3－4。图3－4  浸出时刻对钒浸出率的影响     由实验得，当浸出时刻到达1小时，钒的转浸率为19.5％左右，持续增加时刻，钒转浸率不再明显增加。因而，最适合的浸出时刻为1小时。     iii) 酸度对钒浸出率的影响     钒浓度跟着酸度的增加，逐步增大，但当酸的浓度太高，钒浓度增加的一同会引入很多的碱性杂质和其它搅扰离子，比方铬和钛等金属离子。依据原矿石的性质有60%的绿泥石能够溶于酸，所以，要进步钒的浸出率会消耗很多的酸。因而，以上的工艺条件的评论都是把酸度操控在2mol左右。     3.2.4总结 经过对不同的焙烧温度和时刻，不同的增加剂的用量，不同的拌和时刻的研讨，终究分析滤液中的钒含量，经过核算发现转浸率也不高。这种工艺尽管比上一种工艺的浸出率高，最高能到达20％左右，但仍然存在耗酸量大的弊端且能耗也大。相同验证了上述对矿石性质的研讨成果。 3.3钠化焙烧－水浸工艺研讨 3.3.1实验办法 依照第二章的实验办法二，称取50g原矿石，用水溶液浸取。 3.3.2浸出液中钒的分析办法 依照第二章的分析办法进行。 3.3.3成果与评论 1)一段脱碳焙烧条件断定 一段脱碳焙烧条件的断定与钠化焙烧后用酸浸工艺相同。 2)二段焙烧条件的断定 浸出时液固比为1.5:1的条件下进行以下实验：     i)碳酸钠参加量对钒浸出率的影响   图3－5  碳酸钠参加量对钒浸出率的影响     由实验得，碳酸钠参加量对钒浸出率的影响成果同上一章。当碳酸钠的增加量为原矿石的2%时到达最佳。     ii) 温度对钒转浸率的影响图3－6   温度对钒转浸率的影响     由实验得，温度对钒转浸率的影响成果同上一章。当焙烧温度到达 800℃时，钒的转浸率到达最佳。     iii)焙烧时刻对钒转浸率的影响图3－7  焙烧时刻对钒转浸率的影响     由实验得，时刻对钒转浸率的影响成果同上一章，当焙烧时刻为2小时，钒的转浸率根本到达最佳。     3）浸出工艺条件对钒浸出率的影响     在水浸进程中，焙烧熟猜中的NaVO3、Mg(VO3)2等能够溶于水，而Ca ( V O3 )2、FeVO4等难溶于水，这样就会影响钒的转浸率，但不会引入很多的杂质离子。浸出时刻对钒浸出率的影响如图3－8 ：图3－8  浸出时刻对钒浸出率的影响     由实验得，当浸出时刻到达1小时，钒的转浸率为13.5％左右，持续增加时刻，钒转浸率不再明显增加。因而，最适合的浸出时刻为1小时。     3.3.4 总结     经过核算发现转浸率相同也不高，它的转浸率略低与前两种工艺，最高能到达15%左右，但它的长处是后处理进程比前两种工艺都简略，因为不会引入更多的杂质离子。所以，这种工艺仍是优于前两种工艺。     3.4钠化焙烧－碱浸工艺研讨     3.4.1实验办法     依照第二章的实验办法一，称取50g原矿石，用碳酸钠和溶液浸取。 3.4.2浸出液中钒的分析办法 依照第二章的分析办法进行。 3.4.3成果与评论 1）一段脱碳焙烧条件断定 必定脱碳焙烧条件的断定与钠化焙烧后用酸浸工艺相同。 2）二段焙烧条件的断定 浸出时液固比为1.5:1的条件下进行以下实验：     i) 碳酸钠参加量对钒浸出率的影响   图3－9  碳酸钠参加量对钒浸出率的影响     由实验得，碳酸钠参加量对钒浸出率的影响成果同上。当碳酸钠的增加量为原矿石的2%时到达最佳。     ii)温度对钒转浸率的影响   图3－10  温度对钒转浸率的影响     由实验得，温度对钒转浸率的影响成果同上。当焙烧温度到达 800℃时，钒的转浸率到达最佳。     iii)焙烧时刻对钒转浸率的影响   图3－11  焙烧时刻对钒转浸率的影响     由实验得，时刻对钒转浸率的影响成果同上，当焙烧时刻为2小时，钒的转浸率根本到达最佳。     3）浸出工艺条件对钒浸出率的影响     对焙烧熟料萃取碱浸取，使钒以Na4VO(CO3)3方式溶解。因为原矿石中有必定的钙含量，所以选用碱浸取能够使钒酸钙盐溶解，能够时钒的转浸率有必定的进步。或许的化学反响表明为： Ca(VO3)2＋Na2CO3＝CaCO3＋NaVO3     i)碱的浓度对钒浸出的影响     在其它浸出条件（碳酸钠的增加量为原矿石的1％,液固比1.5:1,浸出时刻1小时）必定的情况下，浸出碱的浓度对钒浸出率的影响见下图3－12。图3－12  碱的浓度对钒浸出的影响     由实验得，当碱的浓度逐步进步，钒的浸出率也随之逐步增大，当到达1.5mol左右，钒的浸出率进步不是很明显。所以，选定碱度1.5mol为最佳。     ii)碳酸钠的参加量对钒浸出率的影响 在其它浸出条件（液固比1.5:1,浸出时刻1小时，碱的浓度为1.5mol ）必定的情况下，碳酸钠的参加量对钒浸出率的影响见下图3－13。图3－13  碳酸钠的参加量对钒浸出率的影响     由实验得，浸出是碳酸钠的参加量为原矿石的1％时，钒的转浸率根本达最佳。     iii)浸出时刻对钒浸出率的影响图3－14   浸出时刻对钒浸出率的影响 由实验得，当浸出时刻到达1小时，钒的转浸率为24.5％左右，持续增加时刻，钒转浸率不再明显增加。因而，最适合的浸出时刻为1小时。 3.4.4总结 经过核算发现转浸率相同也不高，他的转浸率尽管比前面三种工艺都高，但也最高只能到达25%左右，但仍然存在耗碱量大的弊端且能耗也大。这种工艺的浸出率比以上几种工艺都高，原因之一或许是因为原矿石中有必定的钙的含量，焙烧进程将其氧化为钒酸盐，浸出时，碳酸钠能够溶解一部分。 3.5定论 归纳以上几种工艺道路，本实验终究选定用钠化焙烧后用水浸的提钒工艺。 第四章节的提钒工艺道路是依照钠化焙烧水浸来处理的。 4 浸出物萃取与沉钒研讨 4.1萃取进程 4.1.1根本原理[4] 经过钠化焙烧－水浸后，水溶液中钒首要以VO3－、V4O124－离子的形状存在。因为钒的浸出率不高，终究还要采纳萃取－反萃取的办法来使钒的浓度能够得到富集。所以，浸出液中参加必定量的酸来调理溶液的pH，使其到达最好的萃取作用。 在 pH＝5的溶液中，五价钒的的存在形状是〔H2VO4〕－。因为钒具有较强的络合才能，会发作杂乱的质子化与聚合反响，生成十聚酸氢根络阴离子： 10〔H2VO4〕_＋ 5H＋＝〔HV10O28〕5_＋ 12H2O     本次实验选用季铵型萃取剂十六烷基三甲基氯化铵C16H33N＋(CH3)3Cl－进行萃取。萃取反响为： 〔HV10O28〕5_＋5 C16H33N＋(CH3)Cl－(o)＝ C16H33N＋(CH3)3.〔HV10O28〕5_(o)＋ 5Cl－ 即发作了水相和有机相之间的阴离子交流，并在有机相构成缔合离子对或离子缔合体。式中下角（o）表明有机相，为加下角者为水相。 有机相以火油为稀释剂。因为萃取剂是表面活性物质，易发作乳化，故需参加相调理剂。本实验挑选正辛醇作为相调理剂。有机相中正辛醇浓度约2%。萃取时相体积比有机相/水相＝1/3。有机相中十六烷基三甲基氯化铵的浓度为16%。 4.1.2实验办法 将抽滤好的浸出液转入烧杯中，然后用必定浓度的硫酸调理含钒溶液的 pH为5左右，终究与配好的有机相混合后转入分液漏斗中摇匀，静置分层进行萃取。有机相以火油为稀释剂，正辛醇浓度约2%，十六烷基三甲基氯化铵的浓度为16%，萃取时相体积比有机相/水相＝1/3。 4.1.3成果与评论 25℃下，不同pH时的萃取成果见下图十五。有图可见在pH＝4－5区间，萃取率q较高。pH变小时，晦气于萃取，在很低的pH下，钒的存在形状终究乃至变为VO2＋，pH >5时，相同对萃取晦气。图4－1 pH对萃取率的影响 4.2反萃取进程 4.2.1根本原理[4] 萃取后的有机相中参加氯化铵即可发作反萃取进程： C16H33N＋(CH3)3·〔HV10O28〕5－(o)＋ 5NH4Cl﹦C16H33N＋(CH3)3Cl－(o)＋(NH4)5〔HV10O28〕    反萃取时用20%的NH4Cl溶液,V(o)：V﹦3：1,2 min即可树立反萃平衡。反萃液两相别离后得到的有机溶剂可循环运用。 4.2.2实验办法 将得到的萃取液再转入烧杯中，然后与配好的20%的NH4Cl溶液混合，终究将混合液再转入分液漏斗中摇匀，静置分层进行反萃取。反萃取时相体积比有机相/水相＝3/1。 4.3沉钒及焙烧 4.4.1沉钒[4] 取基层水相，参加少数4moL/L的NaOH溶液，调理pH≈8.0，参加过量2倍体积的20%NH4Cl溶液，有黄色絮状沉积生成，放置一段时刻。即转变成，并沉积下来： （NH4）5〔HV10O28〕＋5NH4Cl＋5NaOH＝10NH4VO3↓＋5Na＋＋ 5Cl－＋3H2O 实验成果沉积率达99.8%。 4.4.2过滤 过滤上述放置一段时刻后的溶液，滤纸上留有桔黄色固体沉积。 4.4.3灼烧 在室温下安稳，加热则易脱分化： 2NH4VO3 V2O5＋2NH3↑＋H2O↑（520℃）      把滤纸连同沉积一同，放在坩埚里，马弗炉520℃灼烧1.5h后，即得桔黄色五氧化二钒制品。图4－2 五氧化二钒样品     4.4.4成果与评论     经过选用——硫酸亚铁铵滴定法来测定制品中五氧化二钒的含量。依据第二章公式一来核算制品中五氧化二钒的含量并核算提取率。     制品五氧化二钒的纯度X＝＝98.3%     最成功提取率 ＝ 100%＝ 100% ＝0.13%5 定论与展望 5.1定论 (1)归纳几种工艺道路，本实验终究选定用钠化焙烧后用水浸的工艺。 (2)选用钠化焙烧－水浸－萃取－反萃取－沉钒工艺可从含钒绿泥石中制得纯, 度为98％的V2O5产品。 (3)钠化焙烧的最佳工艺条件为：碳酸钠的增加量为矿石的2%,焙烧温度为800℃,焙烧时刻为2小时，在此工艺条件下，钒的转浸率能够到达15％左右。 (4)熟料浸出的最佳工艺条件为：液固比为1.5:1，反响时刻为1小时。 (5)因为钒的浸出率不高，选用萃取－反萃取的办法来使钒得以富集，这需求几组实验才, 能使钒得以沉积。 (6)本实验所选用的增加剂在焙烧进程中不含发作有毒有, , 害气体，不会因而构成大气污染。 (7)矿石中首要脉石矿藏绿泥石含量高达60%，元素CaO、MgO的含量分别为5. 23%和13.90%，不宜选用酸浸出提钒。 (8)我国钒资源极其丰厚，是全球钒资源储量, 大国。但钒土矿在我国只散布在四川 、河北等地，相对资源有限，报价较贵，每吨200元，而我省绿泥石资源丰厚，绿泥石矿藏5元/吨。所以，从它里边提取钒是有含义的。              5.2缺乏与展望 (1)因为实验条件有限，磨矿的颗粒巨细与焙烧的氧化气氛很难操控，然后导致钒的转浸率比较低。 (2)因为矿石自身的性质决议现行的工艺对钒的提取仍是有必定的困难，以上实验也证明了这一点，依据对几种工艺的评论发现钒的浸出率都不高，寻求短流程、大规模、低本钱、低污染的固废提钒与残渣归纳运用的新工艺是提钒新技能的未来。 参考文献 [1 ]  任学佑 . 稀有金属钒的运用现状及市场前景[J ]. 稀有金属 2003，12(3): 52～54. 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一、工艺流程     石煤钒矿石破碎→烘干→球磨→加盐制球→焙烧→水浸→离子交换→沉积→热解→五氧化二钒。     含钒石煤矿石经破碎、烘干、球磨至－80目占90％以上，加氯化钠制球，球粒在750～850℃下焙烧2～4 h后，用水静态浸出。浸出液中钒质量浓度1～3 g/L，浸出渣堆积。选用717强碱性阴离子树脂以离子交换法富集浸出液中的钒，用氯化钠解吸。解吸液中钒质量浓度达18～22g/L，加硫酸铵或氯化铵沉积钒得，在550℃下热解得五氧化二钒产品。     二、工艺原理及使用     钠化焙烧过程中发作如下反响：xNa2O·yV2O5＋xCl2↑，     当有水蒸气存在时发作以下反响： yV2O＋2xNaCl＋xH2O→ xNa2O·yV2O5＋2xHCl↑     氯化钠单独在空气中高温加热（熔点808℃）基本上不分化，但在某些物质，如铁、锰、SO3、V2O5等存在时会发作分化，发生或氯化体，氧化矿藏晶格中的钒，使生成xNa2O·yV2O5： yV2O5＋xNa2O→xNa2O·yV2O5     钒酸钠在水溶液中很简单溶解，使钒转入溶液。     钠化焙烧工艺是一种经典的提钒工艺，钒总收率40%～50%。本钱在4万～5万元/t，因出产过程中发生氯化氢、等有毒有害气体，对环境有污染，所以现在已较少选用。

一、工艺流程     矿石破碎→烘干→球磨→无盐焙烧→酸浸→固液别离→预处理→萃取反萃取→沉积→红钒热解→五氧化二钒。     石煤钒矿石经破碎、烘干、球磨后，粒度－60目占80%以上。在850～950 ℃下焙烧2～4 h后，用占矿石质量15%的硫酸在85℃下接连拌和，液固体积质量比（1～1.5）:1，使钒以四价、五价方式转入溶液。固液别离后，渣堆积，溶液经氧化中和预处理后，选用箱式萃取器3级逆流萃取钒，萃取剂为N235＋＋磺化火油，然后用NaOH溶液3级反萃取，得钒质量浓度80～90g/L的含钒溶液。溶液加热并加氯化铵拌和，冷却过滤得。在550℃下焙烧得五氧化二钒产品。     二、工艺原理及运用     焙烧是损坏石煤钒矿石矿藏结构的有效途径之一。部分区域的石煤钒矿石通过850～950℃焙烧后，能够脱去大部分碳质物，并使矿藏晶格损坏。焙烧过程中，空气中的氧直接将三价钒氧化为可酸溶的四价钒和五价钒，用酸浸出能够将钒转入溶液。     对湖南益阳、岳阳区域和陕西商南县等地的石煤钒矿石进行无盐焙烧及酸浸实验，钒总收率为55%～60%，生产成本可控制在5.8～7万元/t。工艺废水处理后可循环运用，焙烧时不加任何添加剂，不发生严峻污染环境的废气，对大气无污染，是一项清洁的生产工艺。

钽资源少，报价昂贵，二次资源运用具有特殊含义。铌钽二次资源包含两部分：一部分是钽铌冶炼和加工过程中发作的废料，另一部分是钽铌和铌制品在运用过程中作废的元器件。现在从二次资源收回的钽，约占钽原料量的15%～20%。按废料形状分，钽铌废料首要有纯金属、化合物和合类。纯金属废料一般经化学清洗后选用真空熔炼、电子束熔炼和氢化制粉等火灶台冶炼办法收回。化合物和合金等废料品种多、成分杂乱，为此开发了各种收回工艺。以下为较有代表性的湿法工艺。一、硬质合金是以碳化钨为根本的复合碳化物(WC-TiC-TaC-NbC)和钛钴一同组成的合金，成分杂乱，钽铌含量较低，一般仅作为富集物收回。 (一)锌处理法该法工艺流程见图1。烧结碳化物先在800℃下用液态锌进行分化处理使碳化物粒子与金属钛钴间的结合键开裂。分化物再用真空蒸馏别离锌，并循环运用。脱锌后的产品经细磨并氧化，然后进行碱处理和水浸，钨以NaWO3方式进入浸出液(从中制取仲钨酸铵)，脱钨渣再用硫酸浸出钴和钛(再从硫酸液中进一步别离和收回钴和钛)，浸出渣即为钽铌富集物。图1 硬质合金废料收回钽铌 (二)熔融富集法硬质合金废料先在700～800℃下和一同进行熔融处理，使硬质合金碳化物发作分化和氧化，首要反响和25.3.1节所触及的反响相同。所得熔融物先用水浸出钨(随后提取钨)，过滤后的渣用浸出钴(随后收回钴)，钽和铌最终富集在浸出渣中。所得富集物含Ta2O530.4%，WO31.26%，TiO238.6%。二、钽电容器废料处理废钽电容器收回比较杂乱，特别是金属包壳的液体型钽电容器须先用化学法(电解法、酸洗等)或机械化办法除掉外壳，然后用钠还原法或碳还原法脱氧，再进行电子束熔炼得到钽锭。树脂包壳固体型钽电容器先用硫酸处理去除塑料外壳;对片型电容器则破坏后用磁选方未予拣出导线，用重选办法别离掉塑料，剩余的阳极块用浸出锡，用硝酸溶解银，用浸出锰，用钠还原法脱氧，然后用电子束炉熔炼得到钽锭。工艺简图见图2。图2 固体电容器收回钽工艺简图 三、废钽酸锂、铌酸锂单晶收回开发了多种收回办法火法首要有铝热还原法，即用铝作还原剂，将单晶粉体还原成铌铁或金属钽或铌，再用电子束炉熔炼得到纯钽或铌。湿法首要有碱处理法，工艺流程见图3。废钽酸锂单晶破坏后在700～800℃下和熔融，熔合反响为：2LiTaO3+10NaOH=2Na2TaO5+Li2O+5H2O 熔体进行水解处理，使Na2TaO5转化为Na2O·Ta2O5水合物：6Na5TaO5+36H2O=4Na2O·3Ta2O5·25H2O+22NaOH沉淀物用6mol/L的处理，使钽水合物转化为Ta2O5·xH2O，锂生成LiCl而与钽别离。 废钽酸锂收回工艺简图4Na2O·3Ta2O5+8HCl+(x-7)H2O=3Ta2O5·xH2O+8NaCl 最终得到纯度为98%的Ta2O5。该办法可一起收回氢氧化锂。

一、导言 钒在地壳中的均匀含量为0.015％，比铜、镍、锌 、锡 、钴 、铅等都多，但因为自然界中的钒首要以三价形状存在，而三价钒的离子半径与三价铝、三价铁的离子半径很挨近，因而，三价钒几乎不生成自身的矿藏 ，而是以类质同象部分替代三价铁和三价铝存在于一些铁及铝的矿藏中，如钒钛磁铁矿和硅铝酸盐，这也是钒在自然界高度涣散的首要原因。传统提钒办法为了损坏钒矿藏的结构，都有一道添加钠盐为转化剂的焙烧工序，绝大部分添加NaCI。因为添加NaCI后在焙烧进程中发生很多含HCI、CI2等强腐蚀性气体的尾气，管理难度大，对工厂周边环境形成严峻污染，损害人们的生命及产业安全。 2005年以来国家环保总局加大了对小钒厂的整治力度，封闭、炸毁了选用NaCI为添加剂的小钒冶炼厂，仅湖南 2005年6月以来就封闭和整治小炼钒厂近100家。湖北、河南、陕西等省也相继展开了相似整治举动。但是，钒作为钢铁工业不行短少的添加剂以及在石化、电子、玻璃与陶瓷等职业的运用日益广泛，其在世界市场上的报价稳步攀升，如档次为98％的五氧化二钒从2003年头的1.5美元／磅涨至2005年4月底的30美元／磅，上涨了20倍。尔后虽有回落，但至2005年10月稳定在10美元／磅 ，比2003年头仍要高出6倍。其不菲的经济价值，对我国许多蕴藏有钒矿床的贫穷偏僻山区来讲，钒矿床就是一座财库。近年来，国内一些科研、生产部门，为进步矿石中V2O5的总回收率、简化工艺流程、下降钒生产成本、削减“三废”对环境的污染，做了很多的实验研讨工作，提出了石煤直接酸浸一溶剂萃取、石煤氧化焙烧一碱浸、钙化焙烧一碳酸化浸出、空白焙烧一酸浸等新的工艺。近两年来，湖南有色金属研讨院冶金所在对全国各地托付的十几个钒矿样进行探究实验或小型实验研讨时，发现有一类钒矿石选用无盐焙烧一硫酸漫出一溶剂萃取工艺提取五氧化二钒，其焙烧一浸出段钒回收率可达90％以上，全流程钒回收率到达85％，大大超越一般钒生产厂50％回收率的水平。因为是无盐焙烧，焙烧进程中无HCI、C12等强腐蚀性气体发生，废气、废水与废渣稍加管理即可合格排放，因而是一项有出路的清洁生产工艺。笔者对该工艺的焙烧、浸出与萃取进程进行了较为具体的小型实验研讨，并进行了2.5 kg级的扩展闭路循环实验。 二、实验质料 （一）矿样该钒矿样首要矿藏组成有玉髓、石英、粘土矿藏类，少数长石、褐铁矿、赤铁矿、方解石。钒首要赋存于粘土矿藏类，以高岭石、伊利石为主。钒矿石多元素化学分析成果见表1，物相分析成果见表2。表2的物相分析成果标明，钒首要以V3类质同象方式置换6次配位的Al 而存在于云母类矿藏中，其次存在于氧化铁及粘土矿藏中，还有一小部分存在于电气石及石榴石中。钒的价态分析成果标明，该矿样中贱价钒占了绝大部分，到达74.14％五价钒25.86％。 表1  钒矿石多元素化学分析成果表2  钒矿石物相分析成果（二）试剂 硫酸：分析纯(95％～98％，密度 1.84g／mL)； ：分析纯；：工业级，NH3约20％；铁粉：工业级；P2O4：工业级。 三、实验原理和办法在硅铝酸盐矿藏中以V3类质同象方式置换次配位的AP而存在于云母晶格中的钒，有必要损坏云母结构并使之氧化才能够溶出。含钒质料直接或许与添加剂混合后于氧化性气氛下高温焙烧，其意图就是损坏钒矿藏的安排结构，将三价或四价钒氧化为五价钒，并与添加剂或矿石自身分化出来的氧化物生成偏钒酸盐。焙烧进程中生成的碱金属和镁的偏钒酸盐可溶于水与酸，Fe（VO3）2、Fe（VO3）3、Mn（VO3）2、Ca（VO3）2以及未彻底氧化的四价钒化合物不溶于水，但溶于酸。 酸浸进程没有选择性，除了钒化合物溶解外，许多杂质也溶解进人溶液，因而得到的浸出液杂质较多，需进一步净化处理。钒矿石硫酸浸出液的净化有多种办法，既能够直接沉钒后再碱溶提纯，或许离子交换直接提纯，也能够选用溶剂萃取的办法净化后沉钒。本实验选用 P2O4(二(2一乙基 己基 )磷酸 )与 TBP(磷酸三丁酯)的磺化火油溶液萃取的办法，P2O4可萃取四价或五价钒阳离子，且萃取V4＋的才能比V5＋强。P2O4对V4＋的萃取系数颇大，萃取 反响可标明为：    (1) 式中，HA为P2O4。当nl>1时萃取进程中生成多核络合物。 在实践萃取进程中，P2O4的浓度一般在 10％～20％，另参加5％的。TBP协同萃取，磺化火油用量为75％～85％。萃取进程 pH维持在2左右。萃取前溶液用铁粉、或处理，将溶液中的v5＋ 复原为。溶液中的Fe3＋也被复原为非萃取状况的Fe2＋。反萃 P2O4中的钒一般用l5％的硫酸溶液或许10％的碳酸钠溶液，本实验选用l5％硫酸溶液作为反萃剂。 反萃液中的钒是以四价形状存在，有必要氧化成五价钒后方可铵盐沉钒。本实验选用作为氧化剂。V2O5在 pH=1.9～2.2条件下的溶解度最小，这也是沉钒的最佳酸度，因为反萃剂为硫酸溶液，沉钒时用调pH值，溶液中和发生过量的硫酸铵，故用调pH到2.2即可到达沉钒意图。进步温度可加快钒的沉积，一般每进步 l0℃沉积速度可加快1.6～2倍。拌和能使沉积物均匀分散，进步反响速度，特别是在沉钒后期溶液中钒浓度不断下降时，拌和的影响愈加显着。别的，沉钒时加一些先期沉积的钒化合物作晶种能够加快沉积进程，进步沉积率。沉积后的红钒枯燥后于马弗炉内涵 550℃温度下煅烧3 h，即可得到V2O5产品。 小试选用单要素条件实验断定焙烧温度、焙烧时刻、浸 出温度等工艺参数，扩展闭路循环实验选用小型实验得到的最佳条件进行。扩展实验工艺流程见图1。四、实验成果与分析 （一） 磨矿粒度1、原矿磨矿粒度 原矿磨矿粒度对钒浸出率的影响非常大，因为在硅铝酸盐矿藏中钒是以V3＋类质同象方式置换6次配位的Al而存在于云母晶格中，磨矿粒度越细，越简单损坏云母结构，其间的钒也就更简单被氧化。 原矿磨矿粒度的条件实验做了两组：①原矿磨细至小于0.074 mml(以下标明为－0.074 mm)占50％时钒浸 出率为76.2％；②原矿 磨细至－0.074mm占71.5％时钒浸出率为94.39％。磨矿粒度越小，磨矿费用越高，在－0.074mm占71.5％粒度条件下已到达了90%以上的钒浸出率，所以，没有必要用更细的粒度作实验。故选定原矿磨矿粒度为－0.07mm目占71.5%即可。 2、焙烧矿磨矿粒度 焙烧之后的矿（烧结矿），其磨矿粒度对钒浸出率的影响实验标明，焙烧矿磨细至小于1.19mm（以下标明为－1.19mm）占50%，钒浸出率82.4%；焙烧矿磨细至－1.19mm占84%，钒浸出率可到达90%以上；粒度再细，对钒浸出率的添加不显着。所以，选取焙烧矿的磨矿粒度为－1.19mm占84%。 （二）焙烧准则 将原钒矿磨细至－0.074mm占71.5%，加水制成φ8mm～φ20mm颗粒，枯燥后焙烧，以断定最佳焙烧准则。 1、焙烧温度进行了不同焙烧温度 (650、750、800、850、950、1050 ℃，焙烧时刻1h)对钒浸出率的影响实验，成果见图2。由图2能够看出，焙烧温度在 650℃时钒浸出率只要48％；750℃时钒浸出率86.2％；800℃时钒的浸出率最高，达93.8％，再升高焙烧温度钒浸出率反而下降。这是因为物料烧结使得钒被包裹或许生成了捆绑钒的方钠石类与霞石类矿藏，使钒难以浸 出。而较低焙烧温度贱价钒的氧化不彻底，导致浸出率偏低。所以，选定800℃为基准焙烧温度。2、焙烧时刻进行了不同焙烧时刻(1.0、1.5、2.0、3.0h，焙烧温度800℃)对钒浸出率的影响实验，成果见图3。由图3能够看出，焙烧时刻1h，钒浸出率仅87％，很显然焙烧时刻缺乏，矿藏结构未能彻底损坏，导致贱价钒氧化不充分而使钒难以浸出；焙烧1.5h，钒浸出率最高，达94.4％；再添加焙烧时刻，钒的浸出率并没有添加，且消耗更多的动力。所以，选定焙烧时刻为1.5h。（三）浸出条件的断定焙烧矿磨细至 －1.19 mln占84％，在液∶固 =1.2∶1的条件下进行浸出实验。1、硫酸参加量进行了不同硫酸参加量 (按焙烧矿量的2％、4％、6％、8％、10％、l2％参加)对钒浸出率的影响实验，成果见图4。由图4能够看出，只需参加焙烧矿量 6％的硫酸，即可到达90％以上的浸出效果。当溶液中钒浓度大于2.55 g／L、pH=2—3时，V2O5水解沉积；当pH约 1.8时，V2O5的溶解度最小。该焙烧矿中有多达65％的水溶性钒存在，而焙烧矿中含有必定量的耗酸物质，因而，当浸出时硫酸参加量下降至2％－4％，浸出液 pH即升高至 1．8－3，导致现已浸出的五价钒水解沉积，使钒的浸出率大大下降。浸出时硫酸用量在6％的基础上再添加，对钒浸出率的进步不显着。所以，选定浸出用酸量为焙烧矿量的6％。2、浸出温度不同浸出温度(30、60、90℃)对钒浸出率的影响见图5。由图 5能够看出，温度对钒浸出率的影 响不显着，各温度条件下(30～90℃)钒的浸出率都在90％以上，考虑到高温浸出时动力消耗与对浸出 设备的更高要求，实验选定常温浸出。3、浸出时刻进行了不同浸出时刻(0.5、0.67、1.0、2.0、12 h)对钒浸出率的影响实验，成果见图6。由图6可见，浸出时刻0.5h，钒浸出率仅72.5％；浸出时刻0.67h，钒浸出率87.54％；浸出时刻1h，钒浸出率93.4％；再 延伸浸 出时刻，钒浸出率进步不大，因而，选定浸出时刻为1h。上述实验得到的最佳条件为：原钒矿磨细至一0.074mm占 71.5％，加水制粒 (粒径φ8mm～φ20mm )，枯燥后焙烧。焙烧温度800℃，时刻1.5h；焙烧矿磨细至－1.19mm占84％；浸出温度常温，时刻1h；浸出液：固 =1.2∶1；浸出时的硫酸用量为焙烧矿量的6％。（四）全流程扩展实验按上述单要素条件实验得到的最佳条件，进行了2.5 kg级的全流程扩展(闭路)实验。实验流程见图1。扩展实验 的目标为：钒浸出率均匀为 91.6l％，到达了条件实验时的水平；中和复原进程钒损失率为3.97％；选用六级萃取(A／O=1)，钒萃取率为 99.44％；六级反萃(A／O=10)，钒的反萃率璐墨为99.23％；加沉钒，沉钒率99.05％；煅烧进程钒回收率99.24％。实验产品V2O5含量为98.74％， 产品质量到达国家 GB3283－1987冶金用五氧化二钒质量标准。扩展实验(闭路)全流程钒回收率为 85.33％。假如考虑部分溶液的循环运用，钒的总回收率还可进一步进步。 实验浸出废渣首要成分为(％)：V2O5 0.10，Si0256.84，TFe1.56，A1203 1.59。因为焙烧与浸出进程中未参加其它试剂，所以废渣没有污染物。废渣的pH值为3—4，加石灰中和至 pH=7后能够到达国家 GB8978--1996工业废渣排放标准。 本工艺进程发生的废水首要为萃余水相，其他如负载有机相洗水、沉钒母液、红钒洗水等均可回来到装备浸出液或许洗刷浸出渣用，所以只要萃余水相需求处理。萃余水相可考虑部分回来浸出，剩下的用石灰中和到 pH>7，铁、铝等杂质以氢氧化物方式沉积，硫酸根则以硫酸钙方式沉积。因为氢氧化铁、氢氧化铝都有必定的絮凝效果，在沉积进程中还可带着其它有害元素共沉积，所以水中的其它有害元素也一起得到了净化。处理后的废水明澈通明，有害元素含量到达国家工业废水外排标准。废水多元素化验成果见表3。 表3  废水化学成分及相关国标本工艺实验进程中有两处发生废气。1、生球焙烧进程依据对相似钒厂φ2.4m×45m的回转窑焙烧钒矿生球核算，生球焙烧进程产出的废气组成为(体积百分数，％)：CO29.43，S02 0.031，O25.17，N271.3，H2Ol4.02。工业生产中严格控制燃煤硫含量的情况下，废经收尘器处理后即能够直接由烟囱合格排放。2、用硫酸沉钒，生成六，其煅烧反响为：在氧化性气氛中四价钒被氧化为五价钒。六煅烧时排出对环境无污染的氮气与水蒸气。考虑到工业生产时因为洗刷不洁净，沉积所得红钒或许带着微量硫酸铵，硫酸铵在煅烧进程中分化释放出气与二氧化硫 ，可规划一级水喷淋吸收塔予以吸收。五、定论（一）该钒矿 选用无盐焙烧一硫酸浸出一有机溶剂萃取的工艺提取五氧化二钒，焙烧一浸出段钒回收率可达90％以上，全流程钒回收率到达 85.33％实验产品V2O5含量为 98.74％，产品质量到达国家GB3283－1987冶金用五氧化二钒质量标准。（二）与现行工业生产运用的其他提钒工艺比较本流程钒回收率高，产出的废气、废水、废渣稍加处理即可合格排放，各技术目标超越一般钒厂生产水平，是一项很有出路的清洁生产工艺。

旋转闪蒸枯燥设备作业原理滤饼加到加料罐中，旋转破碎后压人螺旋加料机，参加闪蒸枯燥机下部；与从加热炉来的热空气充沛触摸换热，经过旋转破坏成细粒，使枯燥的细料吹起，进入布袋收尘器，搜集下来为制品；没有干透、大颗粒的钛又落下来，持续与热空气换热，直到枯燥吹出停止。被加热的热空气从枯燥器底部进人，使枯燥器内呈流化运送状况。经布袋收尘器别离出的干料由底部排出。废气经风机抽出，排走。    2.枯燥流程及设备的比较    上述三种枯燥流程及主体设备在国内钛职业都有运用，各有利益。枯燥流程及设备运用状况见表8。    德国APV远东有限公司出产的旋转闪蒸枯燥机设备在美礼联、克尔麦吉、凯米拉等厂运用；我国上海设办事处经销；我国沈阳远大科技实业有限公司可制作成套设备，曾为国内某硫酸法钛白厂制作年产万吨的设备。    （五）破坏工艺及设备    枯燥后的物料进行超细破坏的一起可进一步脱去水分使含水量≤0.5％；在破坏的一起参加有机分散剂，使物料从头具有杰出分散性，进步消色力。    破坏设备国内、外各厂根本都选用气流破坏机。国内几个大厂的气流破坏机都是从国外进口（首要为Фl000mm上出料型）的。目前国内已把握制作气流破坏机的技能。能够出产Ф280mm,Ф450mm,Ф600mm下出料的气流破坏机。气流破坏机最首要的部件要求耐磨，喷嘴环内层材料为硬质合金，可用硬质合金焊条涂焊的加工工艺处理。破坏室的上、下腔体用耐磨陶瓷材料镶砌而成，喷嘴为碳化钨材料制成。    气流破坏机工艺流程有两种，分为干法和湿法处理，首要差异在于气固别离后废气的处理办法不同（见图11、图12）。[next]     上述两种流程国内都有运用。湿法收尘耗费能量高，旋风收尘器能收下来大部分物料，其他进湿法收尘器，被淋洗下来。湿法体系易阻塞，毛病多，致使气流破坏机的产能低。干法流程工艺简略，尽管需求耐高温滤袋，一次出资较大，但进口覆膜滤袋过滤效率高，简直100％的细粉料悉数搜集下来，使气流破坏机的产能进步。冷凝水又能得到收回使用，节能、高效，很值得引荐。    （六）钛冷却、包装工艺及设备    气流破坏后的物料温度很高(150℃以上），有必要冷却后才干包装。冷却办法有多种，即冷却筒冷却、螺旋运送冷却、气力运送冷却等。选用前两种设备冷却工艺简略，操作便利，但在换热器表面常会有钛附着构成料层影响传热，冷却作用不太抱负。    气力运送冷却物料的流程尽管杂乱一点，动力耗费较大，但冷却作用好，出产能力大，大型钛厂多选用此种冷却办法。国内钛厂在技能改造中正在试用这种冷却办法。    钛制品包装很重要，除要求计量精确、差错小外，还要求清洁漂亮和包装进程效率高。国外公司包装全进程都完成主动化。从机械手套袋、主动计量称重、电子秤复核质量与包装机构成连锁信号反应调理；到主动码袋、整形，塑料包覆防潮等工序流水作业主动化。并且现场清洁，计量精确，出产能力大。    国内尽管引进了一些包装机，但全体水平距国外相差甚远。应注重包装袋的规划、材料的挑选。特别是吹气进料包装机用的包装袋有必要有很好的透气孔，不然计量禁绝，包装袋易崩破。

三氧化二铝又名活性氧化铝。    活性氧化铝（分子式Al2O(3-x)(OH)2x,0＜x＜0.8)是当前世界上大量使用的无机化工产品之一。由于活性氧化铝具有多孔结构，高比表面积且处于不稳定的过渡态，因而具有较大的活性。在石油化工、化肥工业中，广泛用作催化剂、催化剂载体。活性氧化铝又具有吸附特性，因而用作气体和液体的干燥剂、气体净化的吸附剂、饮水除氟剂、工业污水的颜色和气味消除剂等。当今得到的主要的工业活性氧化铝产品都是靠快速脱水法生产的。活性氧化铝是指经过充分细磨、以原晶尺寸大小1μm的α- Al2O3为基本组成（20%-90%）的煅烧氧化铝。    高性能的活性氧化铝在不定形耐火材料配料中能带来以下好处：提高坯体密度、流动性、强度，提高二次莫来石生成量等，降低加水量和气孔率。此外，活性氧化铝还能做干燥剂，吸水量大、干燥速度快，能再生（400 -500K烘烤)。活性氧化铝属于化学品氧化铝范畴，主要用于吸附剂、净水剂、催化剂及催化剂载体，根据不同的用途，其原料和制备方法不同。    在催化剂中使用的三氧化二铝的通常专称为“活性氧化铝”，它是一种多孔性、高分散度的固体材料，有很大的表面积，其微孔表面具备催化作用所要求的特性，如吸附性能、表面活性、优良的热稳定性等，所以广泛地被用作化学反应的催化剂和催化剂载体。    该纳米氧化铝XZ-L14显白色蓬松粉末状态，晶型是α型。粒径是20nm；比表面积≥50m/g。粒度分布均匀、纯度高、高分散、α-Al2O3，其比表面低，具有耐高温的惰性，但不属于活性氧化铝，几乎没有催化活性；耐热性强，成型性好，晶相稳定、硬度高、尺寸稳定性好，可广泛应用于各种塑料、橡胶、陶瓷、耐火材料等产品的补强增韧，特别是提高陶瓷的致密性、光洁度、冷热疲劳性、断裂韧性、抗蠕变性能和高分子材料产品的耐磨性能尤为显著。由于α相氧化铝也是性能优异的远红外发射材料，作为远红外发射和保温材料被应用于化纤产品和高压钠灯中。此外，α相氧化铝电阻率高，具有良好的绝缘性能，可应用于YGA激光晶的主要配件和集成电路基板中。    了解更多有关三氧化二铝的信息，请关注上海 有色 网。 

三氧化二氯俗称氧化铝概要　　三氧化二铝，刚玉型晶体接近于原子晶体，其它晶型的基本上是离子晶体，熔点为2050℃，沸点为3000℃，真密度为3.6g/cm。 　　三氧化二铝的流动性好，难溶于水，能溶解在熔融的冰晶石中。它是铝电解生产中的主要原料。 　　有四种同素异构体β－氧化铝 δ－ 氧化铝 γ－氧化铝 α－氧化铝 ，主要有α型和γ型两种变体，工业上可从铝土矿中提取。 　　名称 氧化铝;刚玉;白玉;红宝石;蓝宝石;刚玉粉;corundum 　　化学式 Al?O?外观 白色晶状粉末或固体物理属性　　式量 101.96 amu   熔点 2303 K 　　沸点 3250 K 　　真密度 3.97 g/cm3 　　松装密度：0.85g/mL（325目~0）0.9g/mL（120目~325目） 　　晶体结构 三方晶系 (hex) 　　导电性 常温状态下不导电 　　热化学属性 　　ΔfH0liquid −1620.57 kJ/mol 　　ΔfH0solid −1675.69 kJ/mol 　　S0liquid, 1 bar 67.24 J/mol•K 　　S0solid 50.9 J/mol•K安全性　　食入 低危险 　　吸入 可能造成刺激或肺部伤害 　　皮肤 低危险 　　眼睛 低危险 　　在没有特别注明的情况下，使用SI单位和标准气温和气压。 　　氧化铝是铝和氧的化合物，分子式为Al?O?。在矿业、制陶业和材料科学上又被称为矾土。编辑本段应急处理　　隔离泄漏污染区，限制出入。建议应急处理人员戴防尘面具（全面罩），穿防毒服。避免扬尘，小心扫起，置于袋中转移至安全场所。若大量泄漏，用塑料布、帆布覆盖。收集回收或运至废物处理场所处置。用途　　1. 红宝石、蓝宝石的主成份皆为氧化铝，因为其它杂质而呈现不同的色泽。红宝石含有氧化铁和氧化钛而呈红色，蓝宝石则含有氧化铬而呈蓝色。 　　2. 在铝矿的主成份铁铝氧石中，氧化铝的含量最高。工业上，铁铝氧石经由Bayer process纯化为氧化铝，再由Hall-Heroult process转变为铝 金属 。 　　3. 氧化铝是 金属 铝在空气中不易被腐蚀的原因。纯净的 金属 铝极易与空气中的氧气反应，生成一层致密的氧化铝薄膜覆盖在暴露于空气中铝表面。这层氧化铝薄膜能防止铝被继续氧化。这层氧化物薄膜的厚度和性质都能通过一种称为阳极处理（阳极防腐）的处理过程得到加强。 　　4. 铝为电和热的良导体。铝的晶体形态金刚砂因为硬度高，适合用作研磨材料及切割工具。 　　5. 氧化铝粉末常用作色层分析的媒介物。 　　6. 2004年8月，在美国3M公司任职的科学家开发出以铝及稀土元素化合成的合金制造出称为transparent alumina的强化玻璃。 　　资料刚玉粉硬度大可用作磨料，抛光粉，高温烧结的氧化铝，称人造刚玉或人造宝石，可制机械轴承或钟表中的钻石。氧化铝也用作高温耐火材料，制耐火砖、坩埚、瓷器、人造宝石等，氧化铝也是炼铝的原料。煅烧氢氧化铝可制得γ-Al2O3。γ-Al2O3具有强吸附力和催化活性，可做吸附剂和催化剂。刚玉主要成分α-Al2O3。桶状或锥状的三方晶体。有玻璃光泽或金刚光泽。密度为3.9～4.1g/cm3，硬度9，熔点2000±15℃。不溶于水，也不溶于酸和碱。耐高温。无色透明者称白玉，含微量三价铬的显红色称红宝石；含二价铁、三价铁或四价钛的显蓝色称蓝宝石；含少量四氧化三铁的显暗灰色、暗黑色称刚玉粉。可用做精密仪器的轴承，钟表的钻石、砂轮、抛光剂、耐火材料和电的绝缘体。色彩艳丽的可做装饰用宝石。人造红宝石单晶可制激光器的材料。除天然矿产外，可用氢氧焰熔化氢氧化铝制取。 　　氧化铝化学式Al2O3，分子量101.96。矾土的主要成分。白色粉末。具有不同晶型，常见的是α-Al2O3和γ-Al2O3。自然界中的刚玉为α-Al2O3，六方紧密堆积晶体，α-Al2O3的熔点2015±15℃，密度3.965g/cm3，硬度8.8，不溶于水、酸或碱。γ-Al2O3属立方紧密堆积晶体，不溶于水，但能溶于酸和碱，是典型的两性氧化物。 　　Al2O3+6H+=2Al3++3H2O 　　Al2O3+2OH-=2AlO2-+H2O当能源 价格 不断攀升之时，世界各大铝业公司开始把建设铝业生产基地的目光转向电价低廉的中东和非洲。通过降低左右生产成本的电费，确保铝业生产的 价格 竞争力，成为世界各大铝业公司的着眼点。从国内政策面上分析，国家 产业 政策给铝 行业 定位在满足国内需求上，且在对高精尖产品和低技术含量产品在政策上将会有区别。因此，上下游铝企业对于 行业 所出现的政策性和结构性拐点，应着眼于内销 市场 ，扩大铝在国内 市场 的应用；扩大铝应用领域，提高铝应用的附加值、提升技术含量。另外，铝生产企业应该多关注相关 行业 和下游 行业 发展动向，特别是掌握交通运输、电力、包装、家电等 行业 发展趋势，同时加大技术攻关和科技投入。

表5  世界各国铝土矿储量及品位表序号国别储量/亿吨年开采量/万吨品位/%矿物类型Al2O3SiO21几内亚93.8156040~50　三水铝石2澳大利亚46361947~524~5三水铝石3巴西33.287555　三水铝石4越南33　　　　　　　　　　三水铝石5牙买加301150502~3一水软铝石6印度26.520045~601~5三水铝石7苏里南19.7343552~3三水铝石8喀麦隆18.8　40~44　三水铝石9中国18　6510~12一水硬铝石10印尼17.6513554三水铝石

三氧化二镍Ni2O3 又称氧化高镍。黑色有光泽粉末。密度4.83。不溶于水，溶于硫酸和硝酸放出氧，溶于盐酸放出氯，也溶于氨水。在600℃时还可还原一氧化镍。用作陶瓷、玻璃、搪瓷的颜料，并用于制镍粉。由温和地加热硝酸镍、碳酸镍或氢氧化镍而得。 硫酸镍溶液与碳酸钠溶液进行复分解生成碳酸镍，经过滤、浓缩、冷却结晶、离心分离、干燥得到干燥的碳酸镍固体，再经煅烧、球磨粉碎，制得三氧化二镍。三氧化二镍制备硫酸镍溶液与碳酸钠溶液进行复分解生成碳酸镍，经过滤、浓缩、冷却结晶、离心分离、干燥得到干燥的碳酸镍固体，再经煅烧、球磨粉碎，制得三氧化二镍。 三氧化二镍用途用作玻璃、陶瓷和搪瓷的着色材料，也用于制造镍粉和磁性体的研究。操作注意事项： 密闭操作，局部排风。操作人员必须经过专门培训，严格遵守操作规程。建议操作人员佩戴防尘面具（全面罩），穿连衣式胶布防毒衣，戴橡胶手套。避免产生粉尘。避免与酸类接触。搬运时要轻装轻卸，防止包装及容器损坏。配备泄漏应急处理设备。倒空的容器可能残留有害物。 　　三氧化二镍储存注意事项： 储存于阴凉、通风的库房。远离火种、热源。应与酸类、食用化学品分开存放，切忌混储。储区应备有合适的材料收容泄漏物。 

湖南湘西自治州保靖县天瑞钒业有限公司是一家经州环保局、州科技局等相关部分同意建立的专门从事石煤提钒及钒产品深加工的科研型民营厂商，公司在依托北京天瑞利达科技发展有限公司研制的《浓酸二段热化石煤提钒》基础上，自主研制的《微波制备淡化钒》技能取得国家科技部支撑，公司选用湿磨制浆出产的无尘埃、无废气、无污水等有害污染，各项环保目标均到达或超越国家答应排放标准，归纳提钒率达85%，出产的纯度达98%。(Ivy)

3.中国的氧化铝厂    见表3。表3   中国氧化铝厂一览表序号厂名设计产能/（万吨/年）生产方法序号厂名设计产能/（万吨/年）生产方法1山东铝厂50烧结法4山西铝厂120联合法2郑州铝厂80联合法5河南中州铝厂20烧结法3贵州铝厂40联合法6广西平果铝厂30拜耳法     4.氧化铝生产的特点    (1)生产方法多样、工艺流程长由于处理的原料不同，需要使用不同的生产方法。工业上使用的生产方法有：拜耳法——处理二氧化硅含量低的铝土矿；烧结法——处理二氧化硅含量高的原料；联合法——拜耳法与烧结法联合，同时在一个工厂中使用。目前世界上90％以上的氧化铝都是由拜耳法生产的，只有中国及俄罗斯、乌克兰、哈萨克斯坦采用烧结法。    氧化铝生产流程是热量及碱的闭路循环过程，工厂的前半部是原料处理系统，工厂的后半部为纯化工过程，是溶液的闭路循环过程。拜耳法工厂一般分成5个主要生产车间、35个主要工序；烧结法工厂一般也分成5个主要生产车间、22个主要生产工序；联合法工厂一般分成6个主要生产车间、42个主要生产工序。    (2)生产技术要求高，要有充分的物资基础条件由于生产方法不同，而各工序的工艺流程也有所不同，整个工艺流程又是物料及热量的闭路循环系统，因此要求有较高的生产操作技术及管理技术。    要有足够量的及质量稳定的铝矿石供应。每生产It氧化铝要消耗新水10-15 t，电350-500度，煤It。因此生产氧化铝要求充足的水源，稳定的电力供应和高质量的煤。    (3)氧化铝生产的原料资源在自然界中含铝的矿物有上百种，主要的铝矿物如表4。

二氧化硅又称硅石。在自然界分布很广，如石英、石英砂等。白色或无色，含铁量较高的是淡黄色。密度2.2 ～2.66.熔点1670℃（鳞石英）；1710℃（方石英）。沸点2230℃，相对介电常数为3.9。不溶于水微溶于酸，呈颗粒状态时能和熔融碱类起作用。用于制玻璃、水玻璃、陶器、搪瓷、耐火材料、硅铁、型砂、单质硅等。　　二氧化硅的结构可认为是4个氧原子位于四面体的顶点上。多面体中心是一个硅原子。这样，每4个氧原子近似共价键合到硅原子，满足了硅的化合价外壳。如果每个氧原子是两个多面体的一部分，则氧的化合价也被满足，结果就成了称为石英的规则的晶体结构。在熔融石英中，某些氧原子，成为氧桥位，与两个硅原子键合。某些氧原子没有氧桥，只和一个硅原子键合。可以认为热生长二氧化硅主要是由人以方向的多面体网络组成的。与无氧桥位相比，有氧桥的部分越大，氧化层的粘合力就越大，而且受损伤的倾向也越小。干氧氧化层的有氧桥与无氧桥的比率远大于湿氧氧化层。因此，可以认为，SiO2与其说是原子晶体，却更近似于离子晶体。氧原子与硅原子之间的价键向离子键过渡。　　二氧化硅矿物是指分子表达式相同（SiO2），但结构有差异的矿物，这些矿物统称为类质异像体，主要包括石英、方石英和鳞石英。这些矿物在地球上主要存于花岗岩、砂岩和黑硅岩中，而月球上几乎缺乏，主要原因是：化学成分演化上，月球形成一个低硅、高铝的月壳，高硅的花岗质岩石极为稀少；月球在演化上缺乏像地球一样有一个可以结晶出二氧化硅矿物的水系和热水体系。尽管二氧化硅矿物在月球岩石上极为稀少，但对月球岩石的分类和成因的研究具有重要的作用。　　二氧化硅是制造玻璃、石英玻璃、水玻璃、光导纤维、电子工业的重要部件、光学仪器、工艺品和耐火材料的原料。

化学式SnO 2摩尔质量150.71 g·mol −1外观白色无味粉末，低压下可能亦有黑色变体产生密度6.95 g/cm 3熔点1630 °C沸点1800–1900 ºC (升华)溶解度 （ 水 ）不溶于水溶解度 （其他）溶于浓硫酸折光度nD2.006二氧化锡是一种投资者想知道，因为了解它可以帮助操作。 性质　　式量150.7，白色，四方、六方或正交晶体，密度为6.95克/厘米3，熔点1630℃，于1800～1900℃升华。难溶于水、醇、稀酸和碱液。缓溶于热浓强碱溶液并分解，与强碱共熔可生成锡酸盐。能溶于浓硫酸或浓盐酸。.用途　　用于制造不透明玻璃,瓷铀和玻璃擦光剂；用于制锡盐、催化剂、媒染剂，配制涂料，玻璃、搪瓷工业用作抛光剂。本产品用作电子元器件生产、搪瓷色料、锡盐制造、大理石及玻璃的磨光剂;制造不透明玻璃、防冻玻璃和高强度玻璃等， 还可用于对有害气体的监测。（SnO2为敏感材料制成的“气——电”转换器。）制备　　天然产的是锡石.可由锡在空气中灼烧而制得.锡在空气中灼烧或将Sn(OH)4加热分解可制得。如果你想更多的了解关于二氧化锡的信息，你可以登陆上海 有色 网进行查询和关注。

一、工艺流程。 如图1。图1  火法出产氧化铋工艺流程 二、首要技能条件。 将1号精铋熔化，缓慢呈细流参加水淬池中水淬成疏松多孔、粒度为5毫米以下的颗粒。 硝酸溶解：将硝酸体积用蒸馏水稀释一倍，常温下参加水淬铋，其反响为： Bi＋4HNO3＝Bi（NO3）3＋NO＋2H2O 为避免氮氧化物很多逸出，水淬铋应缓慢参加。反响后之溶液即溶液。 浓缩结晶：浓缩温度控制在100℃左右，溶液体积蒸发到50%再冷却结晶，10小时后溶液中所含的有60%～70%结晶分出来；将分出之结晶别离后，一次母液再进行浓缩，体积缩小一倍，还可得到20～30%的结晶，杂质悉数留在二次母液中，将二次母液加热并用水处理以构成碱式沉积，将Bi（OH）2NO3滤出后再回来用硝酸溶解：将分出的结晶用少数含酸水洗刷（H2O∶HNO3＝5∶2），常温下风干，此进程将开释部分氮氧化物尾气。 煅烧：温度控制在600℃左右，焚烧时刻为3～4小时，此刻有很多氮氧化物气体逸出。其反响为： 4Bi（NO3）2＝2Bi2O3＋12NO2＋3O2 煅烧至无氮氧化物逸出停止，然后降温，取出煅烧后的氧化铋，用瓷球磨机破坏至粒度一60目。 三、首要设备。 马弗电炉一台；瓷球磨机一台。

芬兰劳塔鲁基公司的奥坦马基矿含40%的磁铁矿，含V 0.25%～0.3%。钒存在于钛磁铁矿晶格中。矿石先磁选去掉脉石，然后细磨至0.1～0.2mm，湿式磁选得含钒磁铁矿精矿，成分如下： 成分     V       Fe     TiO2     SiO2 %     0.65     69.5     1.8      0.5 该流程的特色为用球团矿在竖炉中焙烧。加3%～6%的纯碱制成10～12mm的球团入炉，1200℃逗留约11h。冷却至600～700℃出炉。用水浸36h。钒浸取率大于95%。加Al2（SO4）3除硅，清液加硫酸铵沉淀出。浸取后的球团作为炼铁质料。 木斯塔瓦拉是该公司在1962年发现的新基地，1976年建成投产。矿石含Fe 17%、V 0.2%。其工艺流程基本上与奥坦马基类似。钒的总回收率为77%。沉钒率为99.8%，年产V2O5 3kt。制品成分如下：制品V2O5V2O4Fe2O3SiO2Na2OK2ONH3H2O钒酸铵/%900.60.020.10.10.15.63.2熔片/%926.00.050.150.10.1

氧化膜无色或呈乳白色，水氧化膜是γ水铝石型氧化铝，其结构细密，pH在3.5～9之间膜非常安稳，可作为油漆的底层。逾越100℃的过热蒸汽有利于膜的构成，实践技能为75120℃纯水中处置数分钟。为了前进膜厚，在纯水中添加或三乙醇胺，可得到多孔性氧化膜。将铝合金浸在沸水中，铝的天然氧化膜会不断增厚，终究抵达0.7～2m。 　　1、化膜无色或呈乳白色，水氧化膜是γ水铝石型氧化铝，其结构细密，pH在3.5～9之间膜非常安稳，可作为油漆的底层。逾越100℃的过热蒸汽有利于膜的构成，实践技能为75120℃纯水中处置数分钟。为了前进膜厚，在纯水中添加或三乙醇胺，可得到多孔性氧化膜。添加处置的氧化膜颜色为白色，颜色均匀。的最侍添加规划为0.3%～0.5%。 　　2、锆盐氧化法 　　含锆溶液替代铬酸盐用于铝基表面的预处置已被我们所接受，特别适合于铝合金件涂装前的化学转化成膜处置，可添加涂层与基体的联络力，前进耐腐蚀功用，一起氧化膜本身也具有必定的防腐蚀才能。 　　3、钛盐氧化法 　　钛与铬性质非常相似，在几乎一切的自然环境中都不腐蚀。其极好的腐蚀阻力源于在其表面上所构成的连续安稳、联络健壮和具有保护功用的氧化膜层。钛的高反响活性以及与氧极强的亲和力使得其金属表面露出于空气中或潮温环境中能当即构成氧化膜。事实上，如同铬酸盐化学氧化膜相同，只需环境中微量的氧或水(潮气)存在，因为钛与氧极强的亲和力，遭到损坏的氧化钛膜就可以当即自我批改。 　　4、稀土金属盐氧化法 　　稀土金属盐化学氧化膜将来有可以替代铬酸盐化学氧化膜，材料可以选用浸渍法处置，处置溶液一般需求加热才能在底子金属表面发生保护层。它的耐蚀性是靠在金属表面构成稀土氧化崇拜供应的。其时铝合金稀土处置技能一般选用稀土金属盐、氧化剂、成膜促进剂、铺助成膜剂构成的混合溶液的处置方法。稀土盐主要指铈盐如CeCl3、Ce(NO3)3、Ce(SO4)2、(NH4)2Ce(NO3)6等，成膜促进剂有NaOH、HF、SrCl2、(NH4)2ZrF等，氧化剂有H2O2、KMnO4、(NH4)2S2O8等。在处置液中不加氧化剂的处置技能有稀土bohmite层技能。这种技能是使铝合金先与热水在其表面构成bohmite层，然后再浸到稀土盐溶液中，构成含稀土的bohmite层。该技能的特点是不需求用H2O2、KMnO4等强氧化剂来缩短处置时刻，但处置的温度较高。 　　5、高锰酸盐氧化法 　　一般来说，高锰酸盐对铝及合金不光不是一种出色的缓蚀剂，并且能加快腐蚀。但铝及合金在KMnO4溶液中经恰当处置可构成出色的防护膜。其技能包括：连续在酸钠、蒸馏水、Al(NO3)3-LiNO3溶液和KMnO4溶液中浸泡，所得膜的成分为Al2O3?MnO2。假设再用K2SiO3溶液封闭氧化膜细孔，效果更佳。KMnO4氧化膜的防护大约是铬酸盐膜的70%左右(以盐雾实验同期计)。对纯铝及含铜、锌或铁不很高的铝合金，在水溶液中处置1min可构成与铬酸盐氧化膜邻近的均匀黄色膜。对具有较高腐蚀倾向的铝合金，为得到更厚的防护膜，应先在沸水中或蒸汽中处置，以构成氧化崇拜，然后对这种膜再进行二次或三次封闭处置。一次是在铝盐中进行封闭，一次是在KMnO4溶液中封闭，这样构成的氧化膜功用可与铬酸盐膜比较，关于含铜高，且不涂装的铝合金，为得到最好的防护性膜，可再加一道95～100℃硅酸钾溶液处置1.5min的技能，与铬酸盐膜比较，这种膜的最大利益是单调温度逾越65℃和长时刻寄存不会下降其防护性。氧化膜和铬酸盐氧化膜对漆膜下丝(纤维)状腐蚀的防护功用完全相同。

一、工艺流程。 如图1。图1  湿法出产氧化铋工艺流程 包含溶解、中和、枯燥等工序，产出氧化铋；滤液经转化、结晶，产出。 二、首要技能条件。 水淬与硝酸溶解同火法出产。中和：与液碱反响如下式： 2Bi（NO3)3＋6NaOH＝Bi2O3＋6NaNO3＋3H2O 将固体碱用蒸馏水溶解制成30%的NaOH溶液，弄清后撇去悬浮物，取上清液备用。要求上清液清亮通明，不染杂色。然后取体积1.5～2.5倍于硝酸溶液的NaOH溶液加热至95℃左右，将饱满的溶液逐步缓慢注入加热后的NaOH溶液，边加边拌和边升温，使生成的氧化铋沉积呈黄色。留意不能加得太快，太快则易发生白色的氢氧化铋与碱式沉积。 当参加之饱满溶液体积约为NaOH溶液之一半时，尽管此刻溶液中NaOH浓度仍约为5N，但不能再加，再加则生成白色絮状氢氧化铋胶体物。持续拌和及保温半小时，使生成的氧化铋由浅黄色转变为澄黄色，再转变为暗黄色，然后坚持暗黄色不变。 过滤洗刷：中和后中止加温拌和，弄清过滤，沉积即Bi2O3粉末，用水屡次淋洗至洗水呈中性，枯燥后的氧化铋粉末（约200目）即产品。 硝酸转化：滤液中除NaNO3外，尚有NaOH存在，缓慢参加HNO3于滤液中，使NaOH转化为NaNO3，其反响为：当溶液呈中性时，阐明已悉数转化为溶液，然后加温浓缩结晶，分出副产物。 三、首要设备。 不锈钢溶解槽一只：中和罐一个、浓缩结晶罐一个、选用夹套式珐琅反响釜，附机械拌和：离心机一台；烘箱一台。 四、产品质量。 当用自来水出产时，可达工业纯级，其成分为（%）：Bi2O3＞98.5%，Fe＜0.01，碱金属硫酸盐低于0.1，不溶物低于0.1；当用蒸馏水出产时，可达化学纯级，其成分为（%）：Bi2O3高于99.5，Fe＜0.005，碱金属硫酸盐低于0.03，不溶物低于0.005。

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