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。

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。

作为固体润滑剂，不仅要求纯度，而且对产品细度要求也很严格（见表1及表2）。                             表1  国际二硫化钼粒度标准  标  准等级粒径（μm）筛析（目）+30-20 +20-20 +10-10 +5-5 +2-2+100-100 +200-200 +325-325国际贸易标准非微粉50201783.81.2052075微粉   204733    克莱麦克斯 1971年标准非微粉   2  051085微粉平均粒度0.55~0.85μm（产品为0.70μm）   表2a  国产MoS2粒度标准  粒径 含量（%） 产品标准粒 径（μm）＜2＜4＜7.5＜10＞325目沪Q/HG0050#≥955  ≤0.51# ≥955 ≤0.52#   ≥95≤0.5西北有色金属研究院微粉≥80    平均＜0.5μm超＜1μm平均＜0.3μm微粉≥97μm   表2b  国产MoS2粒度标准  粒径 含量（%） 产品标准粒 径（μm）＜1＜23~56~7＞7沪Q240/80080107.0301 907.220.82 5525155       要达到平均粒度为1μm左右，常规胶体磨已难完成此重任。通常要采用超音速气流式粉碎机。它的工作过程是：由空压机产生的0.8~1.2MPa气流由喷嘴送入破碎腔，由高速气流按射流原理将二硫化钼粉由给料口吸入，送进破碎腔。在Laval喷嘴口，气流流速已达2~3马赫（约2.625~780m/s），二硫化钼颗粒在喷嘴口、破碎腔里受到撞击、剪切、摩擦、压缩等作用而粉碎。粉碎后产品在分级腔分级。不合格粗颗粒自动返回喷嘴及破碎腔。磨成胶体的合格产品随气流排出粉碎机，经多级旋风收尘器和布袋收尘器分离，几乎不含固体粉末的废气排空，收集到的固体已分级成不同细度的二硫化钼胶体。气流粉碎是一种新兴技术，除了二硫化钼的胶体化，在石墨等要求加工成极细粒径产品时也不失为一种最佳选择。只是系统的密封、收尘要千万注意。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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     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。

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。

续上表标准号牌号化学成分（质量）/%Mg杂质不大于≥FeSiNiCuAlPbMnSnTiZnCl其他成分杂质总和国际标准化组织Mg-99.9899.980.0020.0030.00050.00050.0040.050.0020.005　0.005Fe+Ni+Cu0.01　ISO/DIN8287Mg-99.9599.950.0030.010.0020.0050.0050.0050.010.0050.010.0050.05　Mg-99.8099.80.050.050.0050.020.02　0.1　　　　日本一级99.90.010.010.0010.0050.01　　0.01　0.05　　　JISH2150二级99.80.050.050.0010.020.050.10.05中国GB/T3499-1995Mg-99.9699.960.0040.0040.00020.0020.006　0.003　　　0.003　0.04Mg-99.9599.950.0040.0050.00070.0030.0060.010.0140.0030.05Mg-99.9099.90.0410.010.0010.0040.020.03　0.0050.1Mg-99.8099.80.050.030.0020.020.050.06　0.0050.2

3.萃取设备    高效率的萃取器对实现良好的萃取工艺具有重要意义，它不仅关系到萃取过程能否实现，而且极大地影响着萃取工厂的经济效益。目前主要萃取器有三种：箱式（又称混合一澄清器）、萃取塔和离心萃取器。    (1)萃取塔分无搅拌萃取塔和机械搅拌萃取塔两类。前者有喷雾塔、填料塔和孔板（筛板）塔三种，见示意图2。    后者又根据机械运动的形式可分为旋转搅拌塔和往复（或震动）板塔，在众多的旋转搅拌塔中，最为突出的有希贝尔（Scheibel）塔转盘塔和奥尔德舒一拉什顿（Oldshue-Rushton）多级混合塔。    萃取塔主要应用在石油化工、制药、废水处理以及铀的提取，在冶金上，特别是有色冶金上应用比较少，具体内容从略。其典型形式见图3。[next]     往复板萃取塔第一个被利用的是脉冲式接触，经改进后目则获得工业应用的是多孔型结构，具有大径孔、大孔隙度（约58%）和板型是小孔径、孔的有效面积少的待点。则者被应用在北美，后者则应用在东欧和前苏联。除此之外还有脉冲塔。    多孔型往复板塔示意图见图4。

（三）电阻一电弧熔炼    电阻一电弧熔炼是使用电极与炉料之间发生的电弧和电流通过炉料发生的电阻热来熔炼金属的冶金进程，是有色金属冶炼中使用广泛的一种电热冶金办法。其炉子的主体结构与电弧熔炼炉相似。熔炼时电极都刺进炉猜中。熔炼中的热量除来自电极和炉料之间的电弧外，电流通过炉料所发生的电阻热也占相当大的比例。在加热办法这一点上，与电弧熔炼有很大差异，矿石或烧结矿是电阻一电弧熔炼的首要原料，因而又称为矿热熔炼。成套的电阻一电弧炉首要由炉体、电极设备和电源设备三部分组成（见图4）。有石墨电极（或碳素电极）和自焙电极两种。自焙电极是一种用无烟煤、焦炭和沥青拌和成的电料在电炉作业进程中自行烧结而成的。大多数电阻一电弧熔炼都选用自焙电极。电阻一电弧炉熔炼首要用于出产铁合金、、铜锍、镍锍、等冶金及化工产品。    （四）感应熔炼    感应熔炼是使用电磁感应和电热转化所发生的热量来熔炼金属的冶金进程。感应熔炼在感应炉内进行。感应炉相似一台变压器，其感应器为一次绕组，金属炉料自身或铁芯为二次绕组和负载，感应器和炉料之间为耐火坩埚熔池，见图5。当感应器接通电源时，在其中间便构成交变磁场，使处在磁场中的金属炉料内部发生感应电动势和感应电流，进而依靠金属炉料的电阻，将电能转化成为热能，用于加热和熔炼金属。感应熔炼按其电源频率分为高频（10-300 kHz）、中频（0.15-10 kHz）和工频（50Hz或60Hz）三种：按炉子的结构特色或电磁原理，分为有芯（闭槽式）和无芯（坩埚式）两类。有芯感应电炉因为感应器内有铁芯而能削减漏磁，有利于进步功率要素和电热功率，但熔炼温度较低，首要适用于铸铁、有色金属及其合金的熔炼。无芯感应电炉感应器内没有铁芯，漏磁较严峻，电热功率低，但熔炼温度较高，首要用于熔炼钢和合金。与其他电热冶金办法比较，感应熔炼的特色有：没有碳质电极和电弧下的高温区，冶炼进程中不会使熔炼金属增碳和吸收解离的气体分子，因而能熔炼出含气体极低的无碳或超低碳的特种合金和钢；交变磁场对坩埚中的金属具有拌和作用，能加快冶金反响完全完结；功率调理简洁，炉温易于控制，简单完成真空或特殊气氛下的冶炼进程。[next]    （五）电子束熔炼    电子束熔炼是使用电能发生的高速电子动能作为热源来熔炼金属的冶金进程，又称电子炮击熔炼。该法具有熔炼温度高、炉子功率和加热速度高、提纯作用好的长处，但也存在金属收率低、比电耗大等缺陷。首要使用于出产高熔点和活性金属和耐热合金钢。电子束熔炼炉首要由真空室、电子和用电源构成。电子束发射体系为其中心部分，电子结构方式繁复，常用的是近阴极的环状和远距离的磁聚集两种。环状是用环状金属钨丝作电子的阴极，与环状聚束极共处在负高电位，被熔炼的金属棒（或熔池）为阳极，处于零电位。阴极、聚束极和阳极构成加快电场，钨丝上的热电子被加快和聚集（电场聚集），构成高速电子流直接炮击金属棒或熔池，使金属熔化；磁聚集电子是用球面热金属钽、钨或其他合金作阴极，与灯罩形的聚束极共处于负高电位，带孔阳极（又称加快阳极）处于零电位，三个电极构成加快电场。阴极上的热电子被加快和聚集（电场聚集），穿过阴极中心孔构成高速运动的电子束，再用一个或多个磁透镜的磁场聚集和一个磁偏转场，使电子束引向金属棒和熔池，使金属熔化。电子束熔炼示意图见图6。电子束熔炼温度可达3000℃以上，炉内真空度达0.133-0.0133 Pa，极有利于真空下碳氧充沛反响，能得到杰出的脱氧作用。在熔炼进程中蒸气压比意图物金属高的杂质都能以金属蒸气方式逸出，一般通过两次熔炼可取得高纯度的金属材料。 [next]     （六）等离子熔炼    等离子熔炼是使用电能发生的等离子弧作为热源来熔炼金属的冶金进程。该法具有熔炼温度高、物料反响速度快的特色，常用于熔炼、精粹和重熔高熔点金属和合金。一般把正电荷和负电荷浓度持平的电离气体称为等离子体。电离气体的离子数与总质点数之比值称为电离度。电离度随电离温度升高和压力下降而增大，电离度为1，温度最高（106K）的等离子体称为高温等离子体。温度约为103-104K级规模，部分电离的等离子体称为低温等离子体。冶金上用得都是低温等离子体。冶金使用的直流等离子弧的弧心温度可达24000-26000℃。发生等离子体的设备，一般叫做等离子，有电弧等离子和高频感应等离子两类，等离子体一般由高熔点金属钨、钽作非自耗阴极，由喷嘴或加热物料作阳极构成。把作业气体通入等离子中，中有发生电弧或高频（5-20MHz)电场的设备，作业气体受作用后电离，生成由电子、正离子以及气体原子和分子的混合物组成的等离子体。等离子体从等离子喷口喷出后，构成高速、高温的等离子弧焰（其温度高于一般的弧焰）。等离子能够用惰性气体（氩）、复原性气体（氢）及两者的混合物或其他气体作介质，然后到达不同的冶金意图。例如，用惰性气体的等离子体，能够熔炼高熔点金属、生动金属，并对金属或合金进行提纯。用氢或含体作介质，能够从氧化物取得金属（铁、铝、银、钽、锆、钨等），如将氧化钨投入氢等离子弧（约2000-5000℃），即可制得特细(0.02-0.1μm)的非自燃钨粉，回收率达98%。用氩气和氧气作为作业气体和反响气体氧化TiCl4，在1500℃下反响时间仅10-2-10-3 s，所得TiO2晶粒粒度＜1μm，适用于作特殊颜料。等离子体用作镍和镍钻合金进行蒸腾精粹，可脱除铅、锌、锡。高熔点金属钛、铌、铬等的重熔和提纯则选用真空等离子炉。

表7    苏联高档钨精矿质量标准 表8    国外优质钨精矿质量参考资料国家和区域区域或 公司产品名称WO3% 不小于杂质，不大于%SnAsPSSiMoCaFeMnCuPbBiZnSbTiAl澳大利亚金岛白 钨公司(King island scheelite Co)白钨精矿71~ 730.010.010.010.010.91.8140.80.030.020.010.030.010.010.050.02采矿控股有限公 司(R。B。Mining Co)黑钨精矿(一级）700.040.070.040.350.940.021.07  0.01 0.02    白钨精矿(一级）70~ 720.020.080.040.4 0.01   0.010.030.2 0.05  玻利维亚Kami黑钨精矿70.10.170.080.180.02 0.120.219.020.880.710.050.110.090.04  世界矿 业公司(Interationl Mining Co)黑钨精矿(典型）69.620.930.06微0.37 微0.1418.371.000.02微 0.01   加拿大加拿大钨采矿公司(Canada Tunfsten Mining Co)白钨精矿(确保）70 0.050.030.5 0.025     0.07    白钨精矿(典型）77.09 0.050.020.32 0.011     0.04    南朝鲜朝鲜钨矿采矿公司(Korea Tungsten Mining Co)白钨精矿(确保）700.010.010.030.051.791.7017.191.200.080.010.010.020.020.01  葡萄牙帕什凯拉(Panasquiera)黑钨精矿(典型)730.020.060.020.3SiO2 2.5   MnO 2.5       瑞典Abstatogravor白钨精矿(低钼)68~ 760.050.050.01~ 0.150.05~ 0.150.09~ 0.470.02~ 0.0714.29~ 15.720.16~ 0.54微0.02~ 0.1微0.05微微  白钨精矿（高钼）62~ 720.050.050.01~ 0.150.1~ 0.50.09~ 0.470.7~ 2.015.72~ 17.150.16~ 0.54微0.02~ 0.1微0.05微微  美国克莱马克斯钼公司（Climax Molybdemuw Co）黑钨精矿（典型）700.250.010.010.01 0.05CaO 0.18.011.00.010.01     [next]     六、首要选矿办法及副产品的收回    大大都钨矿床都是低档次矿。我国钨矿的原矿档次50时代约在0.5%WO3，单个达0.7%WO3，70时代后下降至0.25~0.33%WO3。国外钨矿原矿档次单个达1%WO3，如加拿大的坎通(Cantung)钨矿。不同类型的矿石选用不同的选矿办法和工艺流程进行选别，现就黑钨矿和白钨矿的首要选矿办法分述如下：    1. 黑钨矿的选矿    （1） 预先富集    大都黑钨矿采矿贫化率高，常在80%以上,在重选前尽量将粗而贫的废石预先丢掉极为重要。我国黑钨矿选矿厂,依据含矿脉石与围岩之间界限清楚，色彩清楚，简单区分的特色，将矿石洗矿分级,选用人工手选能丢掉很多废石。特别是对粗粒级矿石实施窄级距反手选，可进步拣选功率，手选废石率一般可达50%，高的可达70%，低的约35%。选出的废石档次在0.015~0.04%WO3比重选的尾矿档次低，其作业收回率达96.5～99%。    重介质选矿70时代曾在湘东、洋塘和红岭三个钨选矿厂投入出产,用黄铁矿作加剧剂,别离在旋流器和涡流分选器中分选，均获得较好的技能经济目标。如湘东钨矿选用手选与重介质选矿相结合，废石选出率由本来单一手选的43%进步到57%，选矿出产本钱下降5~11%。洋塘选矿厂废石选出率由本来的40%进步到53%,选矿本钱下降8.1%。红岭选矿厂用涡流分选器废石选出率50~59%,选矿本钱下降2.3%。后因矿山资源干涸或伴生金属遭到丢失等原故,致使几家钨矿的重介质选矿又暂停运用。    光电拣选是依据含矿脉石和围岩之间的色彩不同进行分选的，由赣州有色冶金研讨所、大吉山钨矿和瑶岗仙钨矿等先后研发了几种类型的光电拣选机，在一些矿山处理20~40毫米的矿石，可替代部分人工手选。    国外一些黑钨矿选厂对预先富集也很注重，如葡萄牙的帕拉什凯拉（Panasqueira）钨矿,80%的原矿经过重介质预先富集，运用的设备是单500毫米的重介质旋流器，用硅铁作介质，分选密度为2.72~2.75克/厘米3，分选矿石的粒级为0.5~2.5毫米，丢掉的轻产品占给矿的95%,相当于原矿产率的76%,废石档次为0.025%。英国的赫麦顿(Hemetaon)钨选厂选用新式的狄纳涡流分选器（Dyna Whirpoll Process）试选，处理矿石的粒度0.5~9毫米,用硅铁和磁铁矿作介质，可选出80~90%的废石。澳大利亚卡宾山（Mt.Carbine）钨矿,是运用光电拣选机获得最有成效的典型实例，该矿选用三台M—16型拣选机，把破碎后的矿石分红16~40、40~80和80~160毫米三级,别离用光电拣选机拣选，使暗灰色的围岩与含黑钨和白钨的石英分隔，拣选后的矿石档次由0.09%WO3富集到0.9%WO3,收回率90%，废石丢掉率约91%，三台拣选机每小时处理矿石量为300吨。    （2）重力选矿    黑钨矿以重力选矿法为主。在黑钨矿石中常见的矿藏按其密度(克/厘米3)能够排戍如下系列：黑钨矿7.1~7.5、锡石7、毒砂6、白钨矿5.4~6.1黄铁矿5、辉钼矿4.8、磁黄铁矿4.6、重晶石4,5、黄铜矿4.2、闪锌矿4、菱铁矿3.9、柘榴石3.9~4.2、萤石3.1、云母2.8~3.1、长石2.54~2.8、方解石2.5~2.8。黑钨矿密度大,选用重选能使其与密度小于3.5~4的许多矿藏到达有用别离。特别在石英脉黑钨矿床中(我国钨矿多属此类)，黑钨矿结晶粒大，更宜在粗粒情况下用重选及早收回。    在重选作业中跳汰机和摇床是通用的设备，在选别粗、中粒嵌布的黑钨矿时，跳汰机尤起首要的作用，当选前常将矿石筛分红三级（10~4.5、4.5~2、2~0毫米），分级进跳汰。为削减黑钨矿的泥比，在磨矿循环刺进跳汰机，使已单体解离的钨矿藏及早得到收回。跳汰机选收的钨精矿，一般均占全厂总收回率的45%以上。    摇床适于选别中、细粒级（2~0.03毫米）的矿石，其长处是富集比很高，为了获得好的分选作用，当选前对物料进行严厉分级是必要的。选矿厂常选用四至六室水力分级机分级。    螺旋选矿机是一种处理才能大而费用低的设备，广泛用来选别0.074毫米或略粗一点的物料，特别适于选别贫的物料，如美国的克菜马克斯（Climax）钼矿就很多地用螺旋选矿机，从浮选钼的尾矿中选收含低档次(0.03%WO3）的黑钨矿，在柿竹园和行洛坑的选钨流程中也被推广应用。    （3）细泥处理    钨矿藏性脆，简单发生泥化,据统计国内黑钨矿选矿厂原、次生细泥(-0.074毫米)的产率约占原矿量的10%,WO3的含有率高于14%，矿泥的档次一般比原矿档次高，属难选物料。[next]    矿泥首要来自预选前的洗矿水,重选进程的脱水和分级机的溢流。当选前有必要将上述各作业的溢流水聚集一同进行浓缩,然后独自处理。常用的重选设备有刻槽摇床、绷簧摇床、离心选矿机和皮带溜槽等。其间离心选矿机处理才能大,收回率高,处理粒度下限可达10微米,是一种高效的粗选设备。国外选别矿泥的重选设备是巴特莱斯8 莫兹利(Bartles—Mozley)分选机和巴特莱斯（Bartles）横流皮带，前者用作粗选，后者用作精选，有用分选粒度为100~5微米,两者组合尽用作为选别细泥的配套设备。    黑钨细泥浮选，国内已进行过许多研讨,肿酸、苄基胂酸，美狄蓝(Medialen)、乙烯、烷基羟肟酸、8— 羟基喹咻等是黑钨浮选的有用捕收剂；、硫酸亚铁可作黑钨矿的活化剂。在分选工艺上经实验引荐分支串流浮选、分速精选，浓浆充气拌和等新工艺，能节约浮选用药和进步浮选作用。    除惯例浮选外，载体浮选以及借助于黑钨细泥疏水性聚会和造球聚会法，然后别离经过沉积和筛分,使其与涣散的石英别离的研讨，获得了很好的作用，将为黑钨细泥的选矿供给新的途径。    在磁选方面，近些年来新研发的湿式强磁选机，用来选别黑钨细泥作用明显。因而在黑钨细泥出产的工艺上,呈现了离心选矿机—浮选；湿式强磁选—浮选等彼此组合的选矿流程，使黑钨细泥的收回率大有进步，在精矿档次相一起,收回率由45~59%进步到60~73%。    （4）精矿再富集及副产品的归纳收回    在重选进程中除黑钨矿外，一些密度较高的矿藏，如锡石、白钨矿和大大都的硫化矿，都随同黑钨矿一道进入粗精矿。故有必要精选以进步钨精矿的档次，一起归纳收回各种副产。    为了获得产品钨精矿，一般用木台浮和浮选从重选粗精矿中分出硫化矿。木台浮能在粗粒（2~3毫米）下把硫化矿浮出，脱硫率高达98%，并在进程中又再次除掉部分混入的脉石，使钨精矿档次大为进步，是一种高效的精选设备,在钨精选作业中，70%的粗精矿是经过木台浮精选的。对某些含锡低的粗精矿，仅用台浮精选便可获得合格钨精矿。木台浮除用作脱硫外，还用来分选白钨与锡石。    磁选可使黑钨矿与锡石、白钨矿别离，电选首要用于白钨矿与锡石的分选。对含磷钇矿的钨精矿，也可用电选从中分选磷钇矿，既下降黑钨精矿中的含磷量，又增加了稀土副产品的归纳收回。    此外，对某些矿藏组成杂乱，为使产品到达规范要求，除运用上述精选办法外，有时还辅以焙烧和化学选矿，以利提纯除杂，如用焙烧除硫、砷，氯化焙烧除锡；酸浸降磷、钙等。    从精选进程中分出的硫化矿,是归纳收回的首要目标,经磨矿、浮选能够获得铋、钼、铜、锌和硫铁矿等多种副产品,从磁选、电选的尾矿中归纳收回了锡石、白钨和稀土等副产品,在手选作业中可拣出绿基石、水晶、锂云母和铋、钼、铜等硫化矿的富块矿。至于从重选尾矿中进行归纳收回的,现在仅有漂塘钨矿大龙山钨选厂将重选尾矿磨矿浮钼。该厂原矿档次为0.3~0.45%WO3、0.06~0.09%MO左右,经重选后进入钨粗精矿中的钼约45%进入细泥中的钼约12%,档次为0.18~0.25%MO；其他40%进入重选尾矿,档次为0.16~0.08%MO左右。后者经磨矿后与细泥别离进行浮选收钼，获得钼精矿档次48%MO，作业收回率79%，约占原矿钼收回率的40%，归纳全厂钼的总收回率约77%。    综上所述，我国黑钨矿选矿的准则流程是，原矿粗碎后分级预先富集，扔掉很多粗块废石；合格矿破碎筛分，经三级跳汰，加强粗粒早收；跳汰尾矿磨矿分级,实施多级摇床分选,丢掉尾矿,中矿再磨再选：细泥会集浓缩,独自处理；重选粗精旷选用多种办法联合精选，既进步钨精矿档次，又归纳收回副产。下图为我国黑钨选矿准则出产流程  上图     我国黑钨矿选矿厂准则出产流程[next]     2. 白钨矿的选矿    白钨矿的选矿依据矿石浸染特性，可选用重选与浮选相结合，或单一浮选法,单个白钨矿选矿厂也进行预先富集,如涣大利亚的金岛（King island）白钨矿选厂，运用紫外线荧光拣选机从原矿中选出50%的废石，其档次低于选矿厂排出的尾矿，白钨矿的收回率达90~96%，设备的拣选才能为35~40吨/台，时。    白钨矿床常伴有多种硫化矿，其间辉钼矿尤为常见，在选矿进程中一般先浮硫化矿，后浮白钨矿。白钨矿的浮选是在碱性介质中进行，用碳酸钠、调整矿浆pH到9~10.5，常用的按捺剂有水玻璃（模数为2.2~3），白雀树皮汁、丹宁及各种磷酸盐。捕收剂常用的有油酸、油酸钠、塔尔油、氧化白腊皂等，这些捕收剂都具有起泡功能，一般不另加起泡剂。    白钨矿具有很好的可浮性，在矿石中多因存在与其性质相类似的含钙脉石矿藏，如方解石、萤石、磷灰石等而导致浮选进程的杂乱化。为改进浮选进程的挑选性，将多价金属盐（如硫酸亚铁）加到水玻璃中,能明显进步白钨矿的浮选作用。    进步矿浆温度也是改进白钨浮选的一项重要措施，彼得洛夫法便是运用矿浆加温到70~90℃，参加很多水玻璃,使方解石表面上的捕收剂被解吸，白钨矿获得挑选性地上浮。    美国联合碳化物公司的L.A.瓦奎兹（Vazquez）等人拟定的一种“石灰法”浮选,能在萤石存鄙人使白钨矿有极好的挑选性，与一般的理论相反，在浮选进程中增加适量的石灰是有利的，以为在浮选系统中增加石灰，其钙离子吸附于萤石、方解石和石英表面上，随之引起表面电荷改变，从负变到正，而白钨矿仍坚持负电荷。继而参加碳酸钠与矿浆拌和时，在石英、萤石和方解石的表面上发生碳酸钙沉积,而白钨矿仍带负电,表面没有沉积。经参加水玻璃后,增强了对方解石的按捺，然后改进了白钨矿同方解石、萤石浮选的挑选性。    剪切絮凝浮选已初次在瑞典伊克斯约贝格(Yxioberg)白钨选矿厂获得成功。这是改进细粒白钨矿浮选的一种很有出路的办法。其作法是在白钨浮选前的拌和桶中，参加适量的浮选药剂，操控好矿浆pH和浓度，在激烈拌和下疏水性的矿粒相互磕碰，减薄水膜，使构成含有数百颗粒的白钨矿絮团，增大了细粒的有用尺度,更易粘附气泡敏捷上浮。近来在澳大利亚进行的半工业实验标明，当原矿档次0.83%WO3的白钨矿石，磨细到40~70%-15微米时，用惯例浮选法收回率约74%，当矿浆经剪切絮凝预先处理后再浮选时,收回率则进步到83%,粗精矿档次也从5%WO3进步到6%WO3,多收回的钨其价值为剪切絮凝工艺增耗费用的四倍。    我国白钨浮选厂不多，约占钨选厂处理才能的5%。荡坪宝山白钨浮选厂本来用油酸作捕收剂,用彼得洛夫法加温精选，后将捕收剂油酸改为“731”氧化白腊皂替代，后者是石油工业副产，来历广，报价低，浮选时矿浆不需加温,在常温下精选获得了较高的选别目标，得到了推广应用。    寻求适合的药剂准则,实施常温浮选是白钨矿浮选开展的趋势,近来在一些白钨选矿的研讨中，选用“石灰法”浮选,用氧化白腊皂作捕收剂,在常温下浮选能得到高档次（﹥65%WO3）的白钨精矿和较高的收回率。当矿石组成杂乱难选时，为确保获得高的收回率，在许多情况下只要求选得低档次（15~30%6WO3）精矿，然后送交化学选矿处理，出产组成白钨或仲钨酸铵等产品，在经济上是有利的，这在国外广为选用。

2．含硫铜矿细菌堆浸    细菌浸铜技能是一种生物化学冶金法，已有数百年的运用发展史。近几十年的科学研究和出产实践证明，细菌冶金是从低档次难选硫化矿、半氧化矿中提取铜的可行办法。全世界已挖掘的铜矿山85%以上为硫化矿，在挖掘进程中发生很多含铜从0.1%-0.3%的表外矿和含铜废石，其间的铜有适当数量是以原生或次生硫化物形状存在，而这些铜矿藏仅用硫酸溶液浸出效果很差，如细菌参加，能够收到显效。    细菌浸铜实践运用的菌种均为嗜中温菌，它是氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌、氧化铁钩端螺旋菌和氧化铁铁杆菌的混合培育物。这些细菌在适合条件下，如pHl.5-3.0,温度30℃左右，可直接或以其代谢产品氧化含铜硫化矿藏，使铜溶解出来。    ①细菌直接浸出：    我国现有多处细菌浸出炼铜厂在出产。    3.萃取与反萃取    铜溶剂萃取的工业运用始于20世纪60年代，该技能被敏捷广泛选用，得益于具有特效、报价合理的铜萃取剂的牢靠直销。现有的工业用铜萃取剂一般均归于改质肟类或肟与酮肟的混合物一类，其品牌前者如ACORGA P5100、ACORGA M5640等；后者如LIX973N, LIX984等。萃取前首先用稀释剂（常用260＃炼油）将萃取剂溶解，配制成5％（体积）的有机相，然后将有机相与水相一浸出液混合，铜转入萃取剂，萃取剂释放出H+，萃取反应为：    式中，RH为萃取剂；R2Cu为萃铜络合物。[next]    萃铜后的有机相（负载有机相），用电积后回来的含硫酸180-200g几的废电解液进行反萃，铜进入反萃液成为富铜液-电解原液，萃取剂得到再生循环运用。    4.萃取设备    常用的有萃取塔、离心萃取器、混合弄清萃取箱等多种，其间以结构简略、出资少、操作便利、效率高的浅池式混合弄清萃取箱运用最多。萃取箱的一端为混合室，有机相和水相别离进入混合室，在机械拌和下充沛混合后进入弄清室，两相在此依其密度不同分层，上层负载有机相和基层水相别离经弄清室另一端的溢流堰排出。    萃取作业的首要技能条件与目标是：浸出液（萃原液）含铜浓度Cu2+≥g/L, pH1.5-2.0;有机相中萃取剂5%（体积）左右，稀释剂260＃火油95%（体积）；萃取比较1：1;混合时刻3min;反萃剂中H2SO4 160-210g/L, Cu2+ 30-35g/L, Fe<5g/L。萃取剂耗费小于3kg/t Cu。    5.电解堆积    选用不溶性阳极，在直流电效果下，将电解液中铜堆积到阴极上制取金属的炼铜进程。电解槽中刺进用Pb-Ca-Sn合金制成的阳极板和用纯铜始极片或不锈钢制成的阴极。电解液自一端入另一端出，接连流过电解槽。堆积了铜的阴极定时取出，始极片阴极洗刷后即为产品，而不锈钢阴极上堆积的铜片需用剥片机剥下，洗刷后出售，不锈钢阴极循环运用。首要技能经济目标为：电流密度150-180A/m;槽电压2-2.5V;电解液Cu 45g/L、H2SO4150-180g/L;阴极周期7-10天；电积铜纯度大于99.95%；电耗3000-4000kWh/tCu。    （三）铜矿浸——萃取——电积    氧化铜矿（或硫化铜精矿氧化焙烧后的焙砂）用浸出铜，再经萃取一电积铜。本工艺适于处理碱性脉石（CaO、MgO）含量高的铜矿石或焙砂。浸出的技能条件是：质料粒度小于0.074 mm的占80％以上；矿浆浓度30%-40%；浸出剂含NW2-3mol/L, CO2 0.6mol/L，选用常温（焙砂浸出80-100℃）；常压（焙砂浸出0.2MPa）。浸在加盖浸出槽（焙砂在加压釜）中进行，浸出矿浆通过稠密机液固别离，浸出液送去萃取，底流过滤后浸渣堆存，滤液回来用于滤渣洗刷。浸出液可用LlX54、LIX54-100等萃取剂萃取，此类萃取剂负载才能高、粘度小、反萃取简单，见图3。铜电解堆积在硫酸性溶液中进行，电解废液用于反萃。[next]

三、熔炼    熔炼是指炉料在高温（1300-1600K）炉内发作必定的物理、化学改动，产出粗金属或金属富集物和炉渣的冶金进程。炉料除精矿、焙砂、烧结矿等外，有时还需增加为使炉料易于熔融的熔剂，以及为进行某种反响而加人复原剂。此外，为供给必要的温度，往往需加人燃料焚烧，并送人空气或富氧空气。粗金属或金属富集物因为与熔融炉渣互溶度很小和密度的差异而分层得以别离。富集物有锍、黄渣等，它们需求进一步吹炼或用其他办法处理才干得到金属。    本质上能够分为氧化熔炼和复原熔炼。此外还有其他的熔炼办法，如复原硫化熔炼、蒸腾熔炼、沉积和反响熔炼，因为种种原因已不多用。    （一）氧化熔炼    是以氧化反响为主的熔炼进程，如硫化铜、镍矿藏质料的造锍熔炼、锍的吹炼、硫化锑精矿鼓风炉熔炼等。熔炼进程中发作的首要反响是：                    MeS（s，l）+O2（g）====Me（l）+SO2（g）                  MeS（s,l）+1.5O2(g)====MeO（s,l,g）+SO2（g）                [Me′S]（l）+（MeO）(l)====[MeS]（l）+[Me′O]（l）    式中的Me, Me'代表金属，[]代表主金属熔体，（）代表熔渣。    氧化熔炼是一个富集和别离进程，如铜、镍硫化精矿，在熔炼时将Cu、Ni富集到锍中，一同被氧化后与杂质金属（如Fe）与脉石一道造渣除掉而别离。熔炼按所用设备分为鼓风炉熔炼、反射炉熔炼、电炉熔炼；按工艺特征则分为闪速熔炼、熔池熔炼、旋涡熔炼、富氧熔炼、热风熔炼和自热熔炼等。    1.闪速熔炼    这是一种将硫化精矿（铜、镍精矿）、熔剂与氧气或富氧空气或预热空气一同喷人赤热的反响塔内，使炉料在飘悬状况下敏捷氧化和熔化的熔炼办法。该熔炼进程的氧化反响和传统工艺没有本质上差异，仅仅经过熔炼设备和工艺的改进来改进硫化精矿氧化的动力学条件，抵达强化熔炼的意图。闪速熔炼的长处是：①细颗粒物料悬浮于紊流中，气一固一液三相的传质传热条件好，化学反响速度快；②喷人的细颗粒干精矿具有大的表面积，硫化物的氧化反响速度随触摸面积增大而明显进步；③反响速度快，单位时间内放出热量多，使燃料耗费下降，然后削减因燃料焚烧带人的废气量，成果进步了烟气中的SO2含量，为烟气综合运用了发明条件。    属闪速熔炼领域的有：奥托昆普（Outokumpu )型、世界镍公司因科(Inco)型、基夫赛特（Kivcet）法和氧气喷撒熔炼（OSS）法等。    2.熔池熔炼    这是一种将炉料直接加人鼓风翻腾的熔池中敏捷完结气、液、固相间首要反响的强化熔炼办法。办法适用于有色金属质料熔化、硫化、氧化、复原、造锍和烟化等冶金进程。[next]    为追根问源，该办法能够追溯至19世纪末和20世纪初转炉吹炼铜锍和鼓风炉渣的烟化炉。但它们只局根于处理反射炉、电炉或鼓风炉料所得的液态中间产品（铜锍和炉渣）。用该办法直接处理硫化精矿仍是20世纪70年代往后的事。属该办法领域的现代熔池熔炼新办法有：诺兰达法（1973）、三菱法（1974）、特尼思特法（1977）、白银炼铜法（1980）、氧气底吹炼铅法（ 1981）、互纽科夫熔炼法（1984）、顶吹旋转转炉法（TBRC）、艾萨熔炼法炼铅和转炉直接炼铜法等。这些办法首要用于铜（镍）精矿造锍熔炼、铜（镍）锍吹炼、硫化精矿直接熔炼（包含接连炼铜和直接炼铅）以及含铅锌氧化物料和炉渣的复原和烟化。    按反响气体鼓人熔体的办法，可分为侧吹、顶吹和底吹三种类型的熔池熔炼办法。    (1)侧吹  从设于侧墙和埋入熔池的风口直接将富氧空气鼓人铜锍一炉渣熔体内，未经枯燥的精矿与熔剂加到受鼓风激烈拌和的熔池表面，然后浸没于熔体之中，完结氧化和熔化反响。归于此类的有诺兰达法、瓦纽科夫熔炼法、特尼恩特法和白银炼铜法等炼铜办法。    (2)顶吹  从炉顶往炉内插人喷，喷出口距熔池液面必定高度或浸没于熔体之中。依据冶金反响的需求，喷人氧化性或复原性气体，在湍动的熔池内完结氧化或复原反响。归于此类的有三菱法、顶吹旋转转炉法和艾萨熔炼法等炼铜、炼镍和炼铅办法。    (3)底吹  氧气底吹炼铅法选用卧式长形圆筒反响器，在用隔墙分隔的氧化段和复原段都设有数个底吹喷嘴。在氧化段喷吹氧气，使硫化铅精矿氧化成金属铅或高铅（锌）炉渣；生复原段喷吹氧气和复原剂（煤粉或天然气），贫化炉渣，收回铅锌。    3.旋涡熔炼    这是一种细粒炉料和粉状燃料随高速气流沿旋涡室的切线方向进人，并在旋涡室内的旋流中敏捷完结首要冶金反响的熔炼办法。炉料成分和气相间的反响速度大，因而是一种能强化冶金进程的熔炼办法。它的生产能力比惯例的鼓风炉熔炼大得多。    工艺进程为：处理物料随一次风（20-40 m3/s）喷人旋涡室，二次风（100m3/s）沿旋涡室的切线方向喷人而发作高速旋转流，细颗粒物料敏捷完结焙烧和熔炼反响；粗颗粒由离心力效果加快抵达炉壁，并构成熔融状黏膜，缓慢向下流人沉积池，黏膜的缓慢活动不只延伸炉料停留时间，有利于反响完结，并且也起到维护炉壁的效果。    4.热风熔炼    这是一种将预热空气或预热富氧空气鼓人冶金炉以强化冶金进程的熔炼办法。在有色金属冶炼进程中，大多都依赖于燃料焚烧和硫化物氧化反响供给热量，以保持必定的高温，使炉料抵达熔融状况，完结预订的氧化或复原反响，完成金属或金属富集物与脉石的别离。因为，首要是热风显热可代替部分燃料焚烧所发作的热量，使燃料耗费下降，并使助燃的风量削减，也下降了单位金属的烟气量和烟气带走的热丢失，进步热运用率和下降燃料的耗费。其次是热风使燃料和反响物的活性进步，有利于进步燃料焚烧温度和彻底程度，也有利于进步硫化物氧化和氧化物复原的反响速度和复原程度，起强化冶炼进程和进步金属收回率的效果。再次是热风能使熔炼炉的高温会集，加快了炉料熔化速度，进步炉渣的过热程度。[next]    预热鼓风用于高炉炼铁已有一个多世纪的前史。但对有色金属冶炼运用热风还仅仅是20世纪中叶的事，现在已广泛地运用于铜、镍闪速熔炼，鼓风炉炼锌和铅。    5.富氧熔炼    这是一种运用工业氧气部分或悉数代替空气以强化冶金进程的熔炼办法。在20世纪中因为高效价廉的制氧办法的开发，氧气炼钢和富氧炼铁得到广泛运用。与此一同，在有色金属熔炼中也开端用富氧开发新的熔炼办法和改造传统的熔炼办法。    有色金属冶炼进程发作硫化矿的氧化反响是：                     2MeS＋3O2→2MeO＋2SO2              （氧化熔炼）                      [FeS]＋（MeO）→[MeS]＋（FeO）     （造锍熔炼）                     [MeS]+O2→[Me]＋SO2                （直接熔炼）                     [MeS]＋2(MeO)→3[Me]＋SO2          （锍的吹炼）    但是，从硫化矿熔炼取得金属的进程从头到尾是氧化进程，当熔炼鼓风中氧浓度愈大，炉内氧的分压愈高，氧的分散速度也愈快，硫化矿的氧化速度也随之增加。    氧化矿或氧化物料的复原熔炼大多运用固体碳质燃料作发热剂和复原剂，其首要反响是：                   C＋O2→CO2                 （碳的彻底焚烧）                   C＋CO2→2CO                （碳的氧化反响）                   MeO＋CO→Me十CO2           （氧化物复原反响）    依据燃料焚烧理论，最高温度随鼓风中氧含量的增加而升高，焚烧速度加快，气相中的分压和炉内温度升高，然后加快了复原反响和炉料的熔化。    1952年加拿大世界镍公司(Inco)首要选用工业氧气（含氧95%）闪速熔炼铜精矿，熔炼进程不需再增加任何燃料，烟气SO2浓度可达80％，这是富氧熔炼的最早一例。随后奥托昆普(Outakumpu )型闪速炉以及随后开发的熔池熔炼办法，为诺兰达法、三菱法、白银炼铜法、氧气底吹炼铅法相继都运用富氧进行熔炼。    依据经济分析，只需（单位质量）油的报价／（单位质量）氧气报价≥4时，运用氧气代替油在经济上就是可行的。    6.硫化精矿自热熔炼    这是一种首要由精矿中硫化物的氧化及氧化亚铁造渣等反响热来保持高温熔炼进程的熔炼办法。因不用补加或补加很少的燃料故称自热熔炼。这儿所说的自热熔炼并非早年处理含硫不低于36%的黄铁矿型含铜块矿，熔炼自需补加2%--4%焦炭即可，而是含有新的含义。因为制氧技能和喷发冶金的开展及动力紧缺，充分运用精矿本身氧化反响热、造渣反响热的热量和富氧进行喷发熔炼，经强化熔炼而削减热丢失，完成自热熔炼。[next]    实践证明，闪速熔炼炼铜，选用40％的富氧和473K的热风进行熔炼，产出65%的铜锍，便可实施自热熔炼。自热熔炼不只能够下降熔炼进程的能耗，且削减烟气量，进步烟气SO2浓度，利于削减对环境的污染。自热熔炼应是往后的首要开展方向。    （二）复原熔炼    这是一种金属氧化物料在高温熔炼炉复原气氛下被复原成熔体金属的熔炼办法。    复原熔炼选用碳质复原剂，如煤、焦炭。在高温条件碳质复原剂与金属氧化物发作的首要反响有：                                   MeO＋C====Me十CO                                  MeO＋CO====Me＋CO2                                    CO2＋C====2CO    因为MeO和C的反响为固相触摸，受触摸面的约束，反响不可能很好进行，CO气体复原剂对金属氧化物的复原起首要效果。为此有必要加过量复原剂，以确保MeO和CO反响发作的CO2在高温下被过剩碳复原为CO。这样循环着不断地为氧化物复原供给满足的气体复原剂。    冶炼物猜中除主金属氧化物外往往还含有多种非有必要的金属氧化物，在复原熔炼进程中也复原成金属，并且熔于主金属中，所以复原熔炼得到的金属是含有多种杂质的粗金属。如鼓风炉熔炼铅、反射炉熔炼锡、铋和锑等。为得到纯金属还需进一步精粹。    除了金属氧化物外，复原熔炼正常与否与高铁氧化物的复原和造渣密切相关。物猜中的高价铁氧化物被复原成贱价铁氧化物（FeO），然后与物猜中的SiO2、CaO等组分反响造渣。复原条件有必要操控妥当，不然生成Fe3O4或Fe都将影响复原熔炼进程的进行。因而操控好高价铁的复原反响是断定技能条件的首要因素。    以上技能条件除依据其氧化标准生成自由能改动来判别其复原次第及程度外，也常用反响MeO+CO====CO2+Me的平衡常数logKp=PCO2：PCO来进行比较断定。    四、精粹    精粹是粗金属去除杂质的提纯进程。关于高熔点金属，精粹还具有细密化效果。有化学精粹和物理精粹两大类。    （一）化学精粹    为抵达高度提纯意图，往往需求化学精粹和物理精粹，运用杂质和主金属某些化学性质的不同完成其别离。    1．氧化精粹    运用氧化剂将粗金属中的杂质氧化造渣或氧化蒸腾除掉的精粹办法，精粹效果及除杂极限不只与主金属和杂质元素的氧化物标准生成自由能改动（△Go）有关，并且还取决于杂质和氧化物的活度。[next]    2．硫化精粹    加人硫或硫化物以除掉粗金属中杂质的火法精粹办法。能否适用此法取决于主金属和杂质金属对硫的亲和力。当金属熔体加硫之后，因为主金属的浓度（活度）比杂质金属大得多，所以首要被硫化生成主金属硫化物MeS，然后才发作以下除杂反响：                                  MeS＋Me′====Me′S＋Me    该反响能否进行决定于硫化物标准生成自由能改动△Go。    反响必要条件是Ps2（Me′S) > Ps2（MeS）,即主金属硫化物在给定的条件下的离解压大于杂质硫化物的离解压，才干构成杂质硫化物。假如所构成的各种杂质硫化物在熔体中的溶解度小，密度也比主金属的小，它们便会浮到熔体表面而被除掉。粗铅、粗锡和粗锑加硫除铜、铁是硫化精粹的典型比如。    3.氯化精粹    通人或加人氯化物使杂质构成氯化物而与主金属别离的火法精粹办法。该办法是根据氯对杂质的亲和力大于主金属，并生成的氯化物不溶或少溶于主金属为前提条件的。    氯化精粹在粗铅除锌，粗铝除钠、钙、氢，粗铋除锌，粗锡除铅等方面都有广泛运用。    现举例说明。粗铅氯化精粹时是往铅液中通人，使锌构成ZnCl2进人浮渣而与铅别离。此刻铅也部分被氯化，但又被锌按下式置换：                                PbCl2＋Zn====ZnCl2＋Pb    因而氯化精粹铅时，铅的丢失很少。铅液中其他杂质，如砷、锑、锡也构成氯化物蒸腾而与铅别离。    4．碱性精粹    向粗金属熔体加人碱，使杂质氧化与碱结组成渣而被除掉的火法精粹办法。办法的本质是在精粹进程顶用氧或其他氧化剂（如NaNO3）使杂质氧化，然后与加人的碱金属或碱土金属化合物溶剂反响，生成更为安稳的盐（渣）加快反响的进行，并使反响进行愈加彻底。碱性精粹用于粗铜除镍，粗铅除砷、锑、锡，粗锑除砷等。    （二）物理精粹    是以物理改动为主，运用它们的物理性质不同脱除杂质的办法。如精馏精粹、真空精粹、熔析精粹等。    1．精馏精粹    运用物质沸点的不同，替换进行屡次蒸腾和冷凝除掉杂质的火法精粹办法。精馏精粹包含蒸馏和分凝回流两个进程。[next]    精馏通常在精馏塔中进行，气液两相经过逆流触摸，进行相际传热传质。液相中的易蒸腾组分进人气相，所以在塔顶冷凝得到简直纯的易蒸腾组分，塔底得到简直纯的难蒸腾组分。塔顶一部分分凝液作为回流液从塔顶回来精馏塔，塔顶回流入塔的液体量和塔顶产品量之比称之为回流比，其巨细影响精馏操作的别离效果和能耗。    精馏精粹适用于彼此溶解或部分溶解的金属液体，不适用于两种具恒沸点的金属熔体。在有色金属冶金中，精馏成功地用于粗锌的精粹之一。    2．真空精粹    在低于或远低于常压下脱除粗金属中杂质的火法精粹办法。真空精粹除能防止金属与空气中氧氮反响和防止气体杂质的污染外，更重要的是对许多精粹进程（特别是脱气）还能发明有利于金属和杂质别离的热力学和动力学条件。真空精粹首要包含真空蒸馏（提高）和真空脱气。    真空蒸馏（提高）是在真空条件下运用各种物质在同一温度下蒸气压和蒸腾速度不同，操控恰当的温度使某种物质选择性蒸腾和冷凝来取得纯物质的办法。这种办法首要用来提纯某些沸点较低的金属，如、锌、硒、碲、钙等。    真空脱气即在真空条件下脱除气体杂质，包含经过化学反响而使某些杂质以气体形状的脱除。真空脱气进程的效果首要是下降气体杂质在金属中的溶解度。    3．熔析精粹    运用杂质或其化合物在主金属中的溶解度改动的性质，经过改动精粹温度将其脱除的火法精粹办法，熔析精粹运用了熔化一结晶相变规则，即运用均匀二元系或多元系液体，在相变温度下开端凝结时，会变成两个或几个组成不同的平衡共存相，杂质将富集在其间的某些固相或液相中，然后抵达金属提纯的意图。如粗铅除铜，从Cu-Pb二元系状况图得知，共晶温度599℃，分出含铜的理论值为铜0.06%；一般操控温度为613℃，铅含铜要大于0.06%，但尚有砷、锑存在时，则它们与铜生成不溶于铅的化合物—固溶体，可使铅中铜降至理论值以下0.02％-0.03％。

[next]     熔炼产生的熔体落入与反应塔相接的水平卧式沉淀池中，继续完成如下主要反应：    Cu2O＋FeS====Cu2S＋FeO    2FeO＋SiO2====2FeO·SiO2    熔炼产出的熔融体在沉淀池中分为炉渣和铜锍上下两层，铜锍经放铜口放出，送转炉吹炼；炉渣经渣口连续放入电炉进一步贫化以回收渣中铜，烟气经余热锅炉回收余热、收尘系统收下烟尘后，送去生产硫酸。    (2）奥托昆普闪速炉的设备特点中国贵溪冶炼厂采用奥托昆普闪速炉炼铜，年产铜20万吨，是中国生产规模最大的炼铜厂。该厂闪速炉的主体是由垂直圆筒状反应塔、与其相连的下部卧式矩形沉淀池和与沉淀池相连的上升烟道三部分构成（见图4）。

工业实验及一年来的出产实践证明，调整好的药剂准则使铜锌作用显着好转，铜精矿质量满意了供应要求。首要是改进后的药剂准则增大了的份额，除可确保构成胶体起到“胶体按捺剂”的作用外，在矿浆中还保存适当的剩下浓度。据日本学者米泽利明研讨，的按捺作用，不仅可削减矿浆中铜离中浓度，而下降铜离子活化的闪锌矿表面吸附黄药，并脱除铜离子活化的表面上吸附的黄药，并且还有必定的脱除闪锌矿表面生成的硫化铜薄膜的作用，强化了对锌矿藏的按捺。    武山铜矿北矿带为一含铜黄铁矿类型矿床，归于广义的中温热液矽卡岩矿床，近期挖掘的是次生富集带矿石。这类矿石中首要金属矿藏为黄铁矿（包含胶状黄铁矿）、其次为辉铜矿和胆矾。非金属矿藏首要为石英，其次为高岭土、水云母和蒙脱石。    选厂选用的优先浮选流程，先选铜后选硫，选铜尾矿的pH值在12.2至12.5之间，矿浆浓度12%左右。因为矿石易氧化。为了按捺它们上浮，选铜时石灰参加量为20公斤/吨原矿，硫化铁矿藏被严峻按捺，出产目标欠好，近年来出产目标见下表。近年来选硫出产状况时刻含硫档次（%）收回率（%）原矿铜尾矿硫精矿尾矿198127.223.5626.3219.7342.171982（1-6月）29.2525.4527.8221.7241.87     一般以为：石灰对黄铁矿的按捺作用是由OH与矿藏表面作用，生成亲水性的氢氧化铁薄膜，一起Ca2+对它也有显着的按捺作用。因而，要复生它，就必须损坏这种氢氧化铁薄膜一或使它溶解，或使它脱落，或使它转化为疏水性薄膜。    硫酸是工业上常用的有用活化剂，其活化机理是溶解矿藏表面的氢氧化铁薄膜，活化作用牢靠而安稳，但对石灰用量大的矿浆，不太经济，一起对设备有腐蚀作用，并往往伴生有毒气体逸出，污染环境。从理论上讲，运用矿山酸性污水来替代硫酸，应该是或许的。武山铜矿北矿带废石堆的污水，是一种有很多硫酸盐的酸性溶液，其成份见下表。 “污水”成份表 含量（mg/L）铜铁铅锌铬砷镉氟PH废石堆水（一）4213000114.916.2560.0162废石堆水（二）98263601.2730.12538.751.111.982小型实验用水90015230　　　　　　　1.5工业实验用水266.07784.311.2590.09　　　　　1.5     酸性污水中含有很多铁离子，少数铜离子，其它阳离子含量甚微。在碱性矿浆中，铁离子对被石灰按捺的黄铁矿的确有较好的复生作用，矿浆中参加Fe3+今后，当即有Fe（OH）3沉积生成，重生成的Fe（OH）3是一种杰出的聚会剂，有很强的共沉作用，能够以为，因为重生的氢氧化铁的聚会作用，将Ca2+吸附共沉，矿藏表面得到清洗，所以，当加污水或硫酸铁溶液将pH值降至10～11时，就能使黄铁矿大部分活化。    用“污水”替代硫酸，经小型实验与工业实验证明，是可行的，实验成果见下表。[next]日期类型药剂用量（克/吨）PH项目分量（吨）产率（%）硫档次（%）硫含量（吨）硫作业收回率（%）1982年6月工业实验污水：1.0M3/H6~8原矿3275.6910029.2859.06 （127L/T）铜精矿1160.3535.4241.6480.93 Na2S2000铜尾2115.3464.5822.6478.13100丁黄药200硫精矿1137.1534.7235.19400.1283.632#油120尾矿978.1929.867.9778.0116.32     用酸性污水替代硫酸调整浆pH值，用作活性剂，活 化被很多石灰按捺的黄铁矿，经小型实验及工业实验证明，是一种作用好、工艺简略、经济合理的办法，它的另一个显着长处是将工业污水变为工业药剂，并在出产过程中使这部分污水得到了合格处理，从下表能够看出：硫精矿溢流水和尾矿水中，各种金属离子均淀沉彻底，契合排放标准，为矿山酸性污水处理拓荒了一条新途径。尾矿与精矿水中金属离子含量表（mg/L）编号项目铜镉铁砷铬铅锌氟PHNS—307硫精矿溢流水0.1痕痕痕痕痕痕//9.6NS—302尾矿水痕痕痕痕痕痕痕//6.6     新兴县铜矿选用丁黄酸酯（OSN—43）作铜的捕收剂，并值此加强硫铁矿的归纳收回，厂商脱节亏本，经济效益显着进步。    原矿首要金属矿藏有黄铜矿、铜蓝、蓝辉铜矿、氧化铜矿藏、硫酸铜矿藏，其次为黄铁矿、闪锌矿。矿石遭到不同程度的风化和蚀变作用，松懈易碎，粘性大，含泥多（-200目达37.88%），易发生很多铜离子搅扰浮选。    现场出产工艺流程：高碱抑硫，以乙黄药加丁黄药（4：1）为混合捕收剂优先浮铜，选用一次粗选，三次精选，三次扫选流程。尾矿间辅以“拉槽”的办法收回少数低档次的硫铁矿。    用药条件：石灰27公斤/吨、乙黄药加丁黄药（4：1）100克/吨、二号油50克/吨，依据原矿改变的状况，有时需参加适量的硅酸钠、、硫酸锌等。    出产目标：1972～1982年原矿均匀含铜1.19%，硫10左右，铜精矿档次9.7%，收回率55.07%，硫精矿档次25%，收回率在25%左右。    用丁黄酸酯作捕收剂优先浮铜进行了实验，开始归纳选别条件是：原矿磨矿-200目占80%，石灰5公斤/吨，pH=8。    浮铜：粗选I丁黄酸酯12克/吨，丁黄药1.2克/吨，粗选II丁黄酸酯6克/吨，丁黄药1.2克/吨。精选I 丁黄酸酯3克/吨，丁黄药2.5克/吨。精选II丁黄药酸酯3克/吨，丁黄药0.5克/吨。扫选丁黄酸酯6克/吨，丁黄药1.2克/吨。    选硫：丁黄药400克/吨，二号油50克/吨。    技术目标：铜精矿档次11.03%，收回率80.41%，硫精矿档次38.54%，作业收回率为98.74%。    实验标明，选用丁黄酸酯为铜的捕收剂，在优先浮铜过程中，即使是杂乱的铜矿石以及硫铁矿严峻被铜离子活化的状况下，亦可在弱碱介质中进行，无需用过量石灰（、等）预先抑硫，在选硫时也就不必加很多硫酸进行中和，铜的档次和收回率也有所进步。    该矿及时把这项研讨成果在现场推行运用，出产获得杰出作用，节省了药剂费用，增产了硫铁矿，加以改进了铜的收回目标，使存在严峻亏本的新兴县铜矿得以扭亏为盈，经济效益将会得到显着的改进。

（五）化炭浆法提金    人们早在1880年就开端用活性炭从含金溶液中收回金银。但作为一种提金的新工艺直到20世纪70年代才得到迅速开展并臻于完善。1973年美国霍姆斯特克炭浆厂投产以来,炭浆法工艺在全世界规模内得到广泛运用,已有40多个厂投产,许多新建的大型黄金矿山都选用了炭浆法工艺。    炭浆法工艺是在惯例的化浸出、锌粉置换粉基础上变革后的收回金银的新工艺。首要由浸出质料制备、拌和浸出与逆流炭吸附、载金炭解吸、电积电解或脱氧锌粉置换熔炼铸锭及活性炭的再生活化等首要作业组成。准则工艺流程见图4。    图4  化炭浆法准则工艺流程图     1. 浸出质料制备：一般是将原矿经两段(或三段)一闭路碎矿、两段磨矿,制备成适合化浸出的矿浆。依据我国含金矿石的特性和出产实践,磨矿细度一般为80～90%-200目。磨好的矿浆一般经浸前浓缩机脱水,以进步浸出浓度。    2. 拌和浸出与逆流炭吸附：浸出条件与惯例化法相同，一般用5～8段浸出。炭的逆流吸附有两种办法，一种是在浸出槽添加活性炭进行逆流吸附，边浸出边吸附，一般称为炭浸法（CIL），张家口、潼关、红花沟等金矿的炭浆厂选用这种办法；另一种是在化浸出之后再加几个炭吸附槽进行4～6段逆流炭吸附,一般称为炭浆法（CIL）,灵湖、赤卫沟金矿炭浆厂选用这种办法。活性炭的添加量为每升矿浆15～40克，粒度6～16目。选用空气进步器或串炭泵守时进行逆流串炭。炭吸附的总时刻一般为6～8小时，金的吸附率在99%以上。炭载金为3～7千克/吨。    炭吸附槽的规划十分要害，其好坏直接景响到炭的磨损程度,然后影响到炭浆厂的技能经济指标。单纯就炭的磨损而言,当然是空气拌和槽最好,但它功率耗费高,添加出产成本。对机械拌和槽来说，要害是断定叶轮的形状、转速和线速度,要尽量削减叶轮的剪切力,以使炭的磨损削减到最小程度。据有关材料报道,现在国内外比较抱负的吸附槽是双叶轮、中空轴进气的机械拌和槽。张家口金矿引入的炭吸附槽的技能功能列于表5。 表5  炭吸附槽的技能功能规格，mmФ5150×5650进风道，mmФ59有用容积，m2 叶轮直径，mm 叶轮数量，个 叶轮原料 拌和槽规格，mm118 Ф1900 2 中碳钢橡胶外套 Ф73×4680叶轮转速，r/min 叶轮线速度，m/s 电动机： 功率，KW 转速，r/min28 2.8   3.7 1970[next]     为了使矿浆与活性炭别离，在炭吸附槽内设置桥式筛、周边筛或振动筛等，国内炭浆厂一般选用桥式筛。    桥式筛网长度的决议，按国外材料每米筛网长经过的矿浆量为6.5升/秒,依据吸附槽经过的矿浆量即可算出筛网的长度。若选用周边筛，则要求筛网为槽子周长的12.3%。    桥式筛需求用低压风(3500帕)拌和矿浆,以防止筛网阻塞。低压风量的定额为每米筛长每分钏1.0标米3。浸出需求的中压(10000帕)风量为每米3矿浆0.002标米3。    3. 载金炭解吸：解吸工艺现在有四种办法：（1）苛性长时刻解吸法，解吸液浓度NaCN1%，NaOH1%，温度85℃解吸时刻24～60小时,美国霍姆斯特克金矿选用这种办法。因为长时刻解吸需求占有许多容器设备，已被新规划值业所扔掉。（2）低浓度苛性加醇类解吸法,解吸液浓度NaCN0.1%，NaOH1%，参加20%酒精，温度85℃，解吸时刻5～6小时。低浓度苛性钠及短时刻解吸是该法的杰出长处,但添加了酒精的收回工序,并且酒精蒸发丢失大,带来了防火问题。（3）力温加压解吸。解哪液浓度NaCN1%，NaOH1%,温度135℃,的34.3×104帕压力下解吸6～12小时，张家口和潼关金矿选用这种解吸办法。（4）高浓度苛性解吸法。解吸液浓度NaCN4%,NaOH2%，解吸温度90℃，浸泡4～8小时,然后用4倍床窜积低浓度苛性热溶液洗刷5小时,再用3倍床容积的热水洗4小时，灵湖和赤卫沟金矿选用这种解吸办法。    解吸的首要设备是解吸柱、电加热器、热交换器、过滤器及解吸液贮槽等。解吸柱一般规划为圆柱体,其高度与直径之比为6：1,柱内解吸液的体积流量一般为每小时2个床容积,其流速应小于3.4毫米/秒，以使炭不会活动。依据每天所要解吸的载金炭量即可计算出解吸柱的直径和高度。张家口金矿每天解吸载金炭700千克,解吸柱规格为ф700×4800毫米。    4. 电积电解:这是因为炭浆法流程能取得高达600克/米3的高档次贵液而选用的,固然,也可用惯例的锌粉置换法。电积电解的首要设备是电积槽，它一般用有机玻璃或塑料作为槽体，选用不锈钢间隔作阳极，以装有钢棉的结构作阴极,对含金溶液进行电积。阴极电流密度6～10安/米2，电压3～3.5伏，电积时刻8～12小时。阴极选用逆向移位，终究从第一个槽中取出阴极钢棉送熔炼。钢棉含金40%左右，电积收回率在99.5%以上。第家口金矿引入的电积槽规格和技能功能列于表6。 表6  电积槽规格和技能功能规格，mm 结构材料 电流量，A 槽电压，V 槽流量，L/s 停留时刻，min 阳极规格，mm 阳极材料2440×610×762 聚塑料 最大1000 1.5～3 0.44 34 610*762 不锈钢冲孔板槽内阳极数，个 阴极规格，m 阴极结构材料 每个阴极装钢棉，g 槽内阴极数量，个 整流器类型 最大输出A/V 输入功率，kW/V21 610×660×50.8 聚塑料 454 20 SC10006AV 1000/6 8/380     5. 炭再生：解吸后的炭先用稀硫酸（硝酸）酸洗，以除掉碳酸钙等聚积物，经几回循环后，有必要进行热力活化，以康复炭的活性。热力活化是在回转窑里进行，在阻隔空气的条件下将炭加热到700℃左右，坚持30分钟,然后倒入水淬槽中冷却，经16目筛筛出细炭后，回来炭吸附回路。    炭浆法工艺的中心是活性炭,对其活性、孔径、表面积、孔容积、强度等都有严厉的要求。国外炭浆厂悉数选用椰壳炭,其适合的炭粒度为6～16目,堆浸法选用12～30意图炭粒度。国内除椰壳炭外，对杏核炭、核桃壳炭等进行了广泛的研讨。灵湖和赤卫沟金矿选用国产GH-17型杏核炭，炭粒度8～20目。国产杏核炭的功能同椰壳炭大体相当,但在强度方面还需经过长时刻调查。[next]    炭浆法省去了逆流洗刷和贵液净化作业,取消了多段浓缩、过滤、置换设备。一同因为载金炭与浸渣的别离能用简略的机械筛分设备进行，即可冲刷也易于别离，扫除了泥质矿藏的搅扰，因此炭浆法工艺对各类矿石有更广泛的习惯性。对含泥多的矿石、低档次矿石以及多金属副产金的收回，能较大起伏地进步金的收回率。如张家口金矿曩昔选用混-浮选工艺流程，金的收回率仅75%，改建成炭浆厂今后，金的收回率进步到90%以上。    我国对炭浆法工艺的出产实践时刻还不长，但近十多年来开展很快,现已投产的炭浆厂有张家口、潼关、红化沟、灵湖、赤卫沟等金矿,正在缔造的还有峪耳岩、金厂沟梁、戴家冲等炭浆厂。引入的张家口和潼关两个炭浆厂,工艺先进,自动化水平高，计量检测手法齐备，设备先进，促进了我国炭浆法工艺的开展。    （六）堆浸法提金    早在1752年西班牙就用堆浸法来处理氧化铜矿，20世纪50年代末一些铀矿用来处理低档次矿，1967年美国开端用于处理低档次金矿。因为堆浸法具用工艺简略，设备少，出资省，出产成本低一级长处,使前期以为无经济价值的许多小型金矿或低档次矿石,现在都能用堆浸法处理。堆浸技能已在美国、加拿大、南非、澳大利亚、印度和苏联等国的金矿广泛运用。    堆浸是将发掘出来的矿石转运到预先备好的堆场上筑堆，或直接在堆存的废石或低档次矿石上,用化浸出液进行喷淋或渗滤,使溶液经过矿石而发生渗滤浸出作用,化浸出液屡次循环,重复喷淋矿堆,然后搜集浸出液,再用活性炭吸附法或金属锌置换法处理。国外用堆浸法处理的矿古金档次一般为1～3克/吨,金的收回率50～80%,银收回率30～50%,国外堆浸出产典型工艺流程见图5。    我国在70年代末开端实验研讨含金矿石的堆浸技能,并相继在虎山、石山、小秦岭区域等几十个矿点进行了含金矿石的堆浸出产实践，取得了较好的作用。现在国内堆浸场（点）的规划还不大,一般每堆为1000～10000吨,金收回率50～75%。国内堆浸出产的典型工艺流程见图6，其首要出产进程由下列几部分组成。    堆浸场构筑：堆浸场址一般挑选在接近采矿、运送便利的缓坡山地(天然斜度10～15°)，先用堆土机铲除掉杂草和浮土,然后夯实，构筑成斜度为5°左右的地基，两头高,中间稍低,便于浸出液会集流入贮液槽。堆浸场上铺两层聚乙烯塑料薄膜，其上再铺一层油毛纸，以使场所绝对不渗漏。堆浸场四周构筑高0.4米左右的土埂并作排水沟,防止雨水流入场内。在堆矿石之前，先人工堆砌约0.3米厚的大块贫矿石。     图5  国外堆浸出产典型工艺流程图     图6  国内堆浸出产典型工艺流程图[next]     矿石筑堆：先将矿石破碎到-50毫米，然后人工转移到堆分层筑堆，块矿和粉矿要散布均匀,防止粉矿会集,影响矿堆的渗透性，筑堆高度视规划巨细一般为2.5～5米。    喷淋浸出：在喷淋之前先要洗堆，即用饱满石灰水洗刷，中和矿石中的酸性物质，待从矿堆底部流出的溶液pH值到达9以上时，开端喷淋浸出液。浸出液浓度0.03～0.10%，PH值10～11，浸出液喷淋量65升/吨•日，喷淋时刻45～60天，喷淋浸出选用三班作业，每隔1小时喷淋1小时。    活性炭吸附：炭吸附与喷淋浸出构成闭路，每天将待吸附的含金贵液分次用泵扬至吸附高位槽，经过弄清，运用位差给入吸附柱。液体从下部给入，经过炭床，从上部流出,然后回来浸出。炭吸附选用4台ф300×1300毫米吸附柱,每柱装杏核炭30千克，炭粒度0.03～0.1毫米，贵液经过吸附柱的均匀流速为2.5～3.0升/分，一般以每小时经过2～3个炭床容积为宜。炭的吸附率可到达100%，炭-载金量可达8千克/吨。    载金炭的解吸电解：解吸炭的再生活化以及金泥熔炼,与惯例的炭浆厂完全相同。值得指出的是,并非每个堆浸场(点)都要设置载金炭的处理车间，可在一个区域或一个县设置载金炭处理车间,或送邻近大型炭浆厂代为处理,堆浸场可将载金炭作为产品出售。我国某些堆浸场（点）的出产指标列于表7。 表7  国内堆浸场（点）出产指标堆浸场点称号出产才能 t/堆堆浸粒度 mm原矿档次 g/t收回率 %耗费 Kg/t辽宁虎山辽宁石山 河南老湾 河南毛堂 河南灵湖 河南洛宁 河南樊岔 北京平谷刘店 河北席林湾 河北东望山 山东牟平磷肥厂700 360 1100 3000 1500 1500 1200 1000 1000 3000  ＜65 ＜40 ＜30 ＜20 ＜30 ＜20 ＜14       10～303～4 2 2.24 2.04 3 4.44 3.68 3.23 2.50 4.80 2.6969.54 61.90 75.44 55.04 63.76 75.0 59.2 51.4 62.07 63.0 61.220.64 0.49                       二、砂金矿的选矿    （一）砂金矿床的工业类型及其特色    砂金砂床散布甚广,品种繁复,按其转移间隔的远近一般可分为五种：残积、坡积、洪积、河槽冲积和滨岸砂金矿床,其间以河槽冲积型为多见。按转移营力的性质可分为风成砂金矿床,冰成砂金矿床和水成砂金矿床。按转移的年代不同又可分为深藏砂金矿床、阶地砂金矿床和河滩砂金矿床。    砂金矿床的宽度一般为50～300米或更宽,长度可达数公里乃至数十公里,埋藏深度一般为1～5米,也有深至20～30米或更深。砂金矿床的含金矿层厚度一般为1～5米，单个可达10米。    砂金矿石中除含金外,还含有多种重矿藏。与金伴生的重矿藏按其常见程度依次为：磁铁矿、钛铁矿、金红石、石榴石、锆英石、赤铁矿、铬铁矿、铂矿、铱铁矿、辰砂、钨锰铁矿、白钨矿、锡石、刚玉、金刚石、膏、方铅矿等,砂金矿中重矿藏的含量一般不超越1～3千克/米3,其他为各种粒径的砾石、卵石、砂和泥土。粘土对细粒金的收回晦气,在选金进程中应设法扫除。    金在砂金矿中多呈粒状、片状、枝状等形状存在。金的粒径一般为0.5～2毫米，但也有重达几公斤的大块金及呈粉状的微粒金。金的成色一般为50～90%，密度均匀为17.5～18克/厘米3。金的成色与密度的联系列于表8。 表8  多的成色与密度联系淡色，%10095908580757065605550密度g/cm319.318.517.817.116.515.915.314.814.313.913.4[next]     (二)砂金矿选矿工艺    砂金矿的选矿准则是先用重选法最大极限地从原矿砂中收回金及其伴生的各种重矿藏,糨而用重选、浮选、混、磁选和静电选等联合作业将金和各种重矿藏互相别离，以到达归纳收的意图。砂金矿选别一般分为碎解与筛分、脱泥和选别等进程。    1. 碎解与筛分    许多砂金矿含有胶结泥团，其粒径有的大于100毫米，这种泥团如不碎解，将在筛分进程中随废石一同扫除，形成金的丢失。别的，胶泥还能胶结在砾石或卵石上，如不碎解也要在筛分进程中形成金的丢失。    在采金船上,碎解与筛分作业是一同在圆筒筛内完结的。圆筒筛内装有臆断的螺旋角钢。操作时，圆筒筛内的洗刷水压应不低于35千帕，在陆地固定选厂，则设轩洗进行碎解与筛分。选用平桂50型或平桂1—100型水两台,按对角线方向重复冲刷。水出口压力不低于20千帕。    筛分作业能扫除20～40%的废石（砾石、卵石）,是砂金矿不行短少的作业。合理筛分参数的断定有必要依据原矿砂中金的粒度组成的测定材料。现在我国砂金矿山挑选的筛孔一般为10～20毫米，如用固定溜槽做粗选设备时筛孔可大些,但不能超越60毫米。固定选厂的筛分设备多为格筛、振动筛,采金船则用圆筒筛。筛上冲水不但能进步筛分功率,还能进一步碎解胶泥，所以砂金矿的筛分作业多为水筛。水筛冲水量依据洗矿要求断定,并应尽量满意下段选别作业对浓度的要求，如系溜槽粗选则冲水量应为砂矿量的8～14倍（体积比）。    2. 脱泥    砂金矿中小于0.1毫米的物料一般不含金或金甚微。例如珲春金矿的砂金矿中小于0.1毫米的金只占0.15%,桦南金矿局的砂金矿中小于0.1毫米的金占0.18%,而同粒级矿泥却占原矿砂的13.77%。小于0.1毫米的金俗称漂浮金，在选别进程中很难收回,而同一粒级的矿泥却对选别进程,特别是机械选别进程起搅扰作用。所以在砂金矿机械选矿厂内，总是设法将小于0.1毫米的矿泥脱掉。出产上常用的脱泥设备为各种规格的脱泥斗。而溜槽选金答应的物料粒级宽,且处理量大,因此溜槽选别之前多不脱泥。    3. 选别    实践证明，重选法是处理砂金矿最有用、最经济的办法。因为砂金矿中金的粒度组成不同,各种重选设备处理物料的有用粒度边界也不同，所以合理的砂金矿选别流程应是几种重选设备的联合作业。    粗选段得出的含金精矿，金档次100克/吨,重砂矿藏多在1～2千克/吨以上，关于含金粗精矿的处理现在有三种办法：（1）用淘金盘人工淘出金粒后重砂丢掉；（2）用混筒进行内混,取得膏后重砂扔掉；（3）用人工淘洗或混提取金后，重砂会集送精选厂处理，用磁选、电选等办法别离收回各种重砂矿藏。    砂金矿的选金收回率：两段溜槽选别为70～74%，溜槽粗选，跳汰扫选、摇床精选流程为75～80%。    （三）采金船的出产实践    砂金矿床用采金船发掘较其他发掘办法具有机械化程度高、出产才能大、发掘成本低和出产劳动条件好等长处。自1870年新西兰初次运用采金船发掘法以来,美国、苏联、澳大利亚、加纳、马来西亚等许多国家相继运用.采金船首要适于发掘坐落地下水位以下的宽河谷砂金矿床、斜度不大的小溪砂金矿床以及含水的厚层海边和湖滨砂金矿床。    我国砂金资源丰富，采金历史悠久。解放后,我国采金工作者自行规划和制作了各品种型采金船。现在采金船发掘也成为我国砂金矿床发掘的首要办法，其产值约占砂金总产值的60%。现在已有斗容别离为50、100、150、250、300升的链斗式采金船数十只，散布在黑龙江、吉林、四川、湖南等省区。我国砂金矿发掘运用的采金般，其首要技能功能列于表9。 表9  采金船首要技能功能采金船规格，L59100150250300挖斗容量 水下发掘深度，m 出产才能，m3/d 装机容量，kw 分量，t50 6 500 138 100100 7.5 1800   420150 10 3000～4000 620 500～600250 15 6600～8300 1300 1350～400300 11 8100 1050  [next]     1. 采金船的选金工艺及首要设备    采金船的出产进程是：从挖斗卸下的含金矿砂,饱尝矿漏斗给入圆筒筛进行洗矿、碎解与筛分。筛上砾石用胶带机或砾石溜槽排至船尾的采空区；筛下矿砂则经过密封分配器给当选别设备进行粗扫选,取得的粗金矿有的在船上精选和人工淘洗直接取得产品金，大都则送到岸上精选厂会集处理。    现在国内采金船上的选金工艺流程有：单一固定溜槽流程，榴槽—跳汰—摇床流程和三段跳汰流程等。    单一固定溜槽流程即选用横向固定溜槽粗选，纵向固定溜槽扫选,精矿定时由人工整理并淘洗。小型采金船遍及运用该流程。据调查,这种流程的选金收回率在%/ 0 +%5之间。收回率的凹凸同给矿量巨细、矿浆浓度改变、溜槽的单位负荷及当选矿砂中细粒金的含量有关。50升和100升采金船上固定溜槽的技能功能、溜槽单位负荷与收回率的联系以及金粒度与收回率的联系，别离见表10表12。 表10  固定溜槽技能功能类别50L100L横向槽纵向槽横向槽纵向槽长度，m 宽度，m 倾角，° 溜格高度，mm 溜格距离，mm 矿浆层厚度，mm 矿浆流速，m/s3～4 0.6 6 40～50 50～60 40 1～1.24～8 0.8 4 30～40 40～50 45 1.2～1.44～5 0.6 6 40～60 50～70 45 1～1.26～10 0.8 5 40～50 50～60 50 1.3～1.5 表11  溜槽单位负荷与收回率的联系  溜槽单位负荷，m3/m2·h0.35～0.50.6～11～1.51.5～2收回率，%71.2～63.465.8～60.158.5～51.351.2～46 表12  金粒度与收回率的联系金粒度，mm﹥11～0.420.42～0.2﹤0.2收回率，%918260.519     珲春金矿250升采金船选用溜槽—跳汰—摇床流程，设备为1000×1000毫米四室与二室尤巴型跳汰机、6-S摇床及ф900×1200毫米混筒。跳汰机结构简略、易于操作办理、给矿粒度规模宽（-16毫米）。可是，它在固定溜槽尾矿扫选中,因为给矿液固比（10：1）习惯其当选条件（6～8：1），故其选别作用欠佳。摇床具有富集比高、选别作用好、操作便利及耗水、耗动力低一级长处，但其单位面积出产率低、占地面积大、选别作业条件要求高。尤其是船体在出产中常常摇摆、歪斜，对其选别形成的影响，是它难以克服的弊端。这种流程的选金收回率在78～84%之间。    呼玛金矿局从荷兰MTE公司引入的300升采金船用三段跳汰流程，它包含一段两组九室圆形跳汰机，三段三室圆形跳汰机及三段二室一组矩形跳汰机。我国在汲取国外先进技能的基础上规划缔造的150升采金船,其选金工艺流程：一段为一组九室圆型跳汰机,二段为二台矩形跳汰机,三段运用典瓦尔跳汰机,精选用摇床。这种工艺流程比较完善先进,选金收回率在90%以上。采金船用跳汰机技能功能见表13。[next] 表13  采金船用跳汰机技能功能参数跳汰机称号类型典瓦尔型尤巴型梯形荷兰圆形荷兰矩形作业室尺度,mm     室数 床层总面积，m2 冲程,mm 冲次,次/min   给矿最大度，mm 处理才能，m3/h 耗水量，m3/h 给水压力，kPa 设备功率，kW 传动办法300×450     2 0.27 0～26 322;420   12 1～2 2～4 10 1.1 机械1000×1000     4 4 3～30     16 10～15 21.6～43.2 6   机械1000×   1000 2 2 8～30     16 4～5 14.4～36 6   机械1200 ×3600 2400 8 5.7 0～50 130;200 270;350 10 10～15 30～50 10 2×2.2 机械      9 31.275 20～25 50～140   25 112～225   3 7.5 机械/液压1070×1070     2 2 15 50～140   25 6～15   3 4 机械     2. 采金船选金工艺存在的问题及其改善途径    现在我国采金船出产因为工艺流程简略且为开路选别,当选作业条件欠安,圆筒筛的洗矿、碎解和筛分才能不强,没有大粒金捕收设备,金的丢失达10～40%,其间在圆筒筛筛上砾石中丢失6～30%，在选别作业尾矿中丢失4～20%。跟着采金船出产的开展，结合我国详细实践，吸收国外先进技能,采金船选金工艺将会有较大开展；一是洗选设备逐步习惯配套；二是工艺流程逐步趋于完善，发明适合的选别条件，以最大极限地进步选金收回率。    （1）工艺流程:小型采金船应以可动溜槽或离心盘选机为主。可动溜槽和离心盘选机均能完成机械化整理粗精矿,且单位选别面积处理量大，收回率高；从工艺装备上看，也比固定溜槽削减空间方位与占地面积，它无疑将替代以单一固定溜槽为主的疏程。而对大、中型采金船，则用三段跳汰流程较为适合。这种疏程设备装备紧凑,合理地运用了采金船空间和天然高差，完成矿浆的自流回来，然后简化了选金工艺；加之精选作业闭路选别,削减了金的丢失。这种流程终究会替代溜槽—跳汰机流程。别的，采金船大将增设块金捕集与脱水、脱泥的工艺；在船上只取得含金重砂,终究产品在岸上精选厂提取，这样可简化采金船（2）上选金工艺，削减金丢失，进步选金的收回率。    洗选设备：洗矿圆筒筛应进一步强化碎解和筛分，加强机械和水力作用，延伸物料在筛内停留时刻，添加有用筛分面积(25%以上),对筛内环形阻料环、螺旋破碎齿以及纵向扬板等,要针对矿砂性质进一步研讨,以增强碎解作用。对含泥量超越10%的难洗矿砂，应选用新式擦拭筒筛。    圆形跳汰机是一种适于采金船上选别细粒金的高功率重选设备，与尤巴型、梯形跳汰机等比较，在处理量、选别深度、给矿办法、耗水耗电量以及占地面积与空间装备等均占有优势。圆形跳汰机在外形上是梯形跳汰机的组合体,除具有梯形跳汰机的特色外，还选用了机械+ 液压传动,其脉动曲线是锯齿形的,显着差异于普通跳汰机的正弦脉动曲线,有利于细粒金的收回。圆形跳汰机在工艺装备上更适用于采金船的特色，无疑将替代其他跳汰机。    离心盘选机将逐步运用在采金船上。国内研发的ф368毫米离心盘选机已用于砂金矿的选别。其技能功能:转数120转/分,处理量5米3/台•时，电动机功率2.2千瓦。该设备具有结构简略，操作便利,处理量大、耗水少及选别作用好(作业收回率达95%)等特色，尤其是设备高度小，精矿产率低，富集比高，然后可简化采金船上的选矿进程,便于在船上装备。    3. 采金船的出产实例———珲春金矿!×$ 升采金船    250升采金船于1974年在吉林珲春金矿正式投产,珲春金矿属第三纪含金砾岩砂矿和第四纪河谷冲积砂矿床，含金矿砾层厚度4.5米,混合矿砂含金0.19～0.23克/米3,砂金颗粒以中粒为主,大于0.5毫米者占65.41%,砂金成色83.3%，在矿砂中含泥很少，一般在1.2～1.5%，归于易洗矿砂。伴生矿藏首要有钛铁矿、磁铁矿、褐铁矿、锆英石、金红石等。    该船挖斗链由84个挖斗组成,每个挖斗容量为250升,挖斗链工作速度26～36斗/分，水下发掘最大深度9米，平底船尺度(长×宽×高)为24.81×20×2.7米，吃水深度2米。采金船出产才能240～280米3/时，总耗水量2660～3000米3/时。采金船总重1524吨。    选金工艺流程:先用横向溜槽收回粗、中粒金,随后从横向溜槽尾矿顶用粗选跳汰机收回微细粒金,所得粗精矿用跳汰机和摇床再精选,终究用混筒提金。出产实践标明：最好在粗选跳汰机之前安设脱水设备,以使横向溜槽尾矿的浓度适合于跳汰作业要求。采金船金总收回率为75～80%,其间横向溜槽金收回率为52～55%,粗选跳汰则为23～25%。    首要设备：圆筒筛规格ф2.7×10.8米,倾角8°,转速7.5转/分，筛孔分五段,别离为8；10；12；14；16毫米,筛内水压45千帕。    溜槽设备视点7.5°,长4.3米,宽0.6米。圆筒筛两边各19个,全船共38个,总面积96米2。作业的液固比为12：1。    跳汰机为尤巴型1000×1000毫米四室笔直隔阂式,共10台。跳汰作业矿浆浓度40～60%。摇床为6—S型。混筒为ф900×1200毫米，一次装料350～400公斤，混时刻1.5小时。    250升采金船选金工艺流程见图7。

三氧化二铝又名活性氧化铝。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 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1&mu;m的&alpha;- Al2O3为基本组成（20%-90%）的煅烧氧化铝。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 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。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 在催化剂中使用的三氧化二铝的通常专称为&ldquo;活性氧化铝&rdquo;，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。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 该纳米氧化铝XZ-L14显白色蓬松粉末状态，晶型是&alpha;型。粒径是20nm；比表面积&ge;50m/g。粒度分布均匀、纯度高、高分散、&alpha;-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&alpha;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，&alpha;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。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 了解更多有关三氧化二铝的信息，请关注上海 有色 网。&nbsp;

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&beta;－氧化铝 &delta;－ 氧化铝 &gamma;－氧化铝 &alpha;－氧化铝 ，主要有&alpha;型和&gamma;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&nbsp;&nbsp;&nbsp;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 　　&Delta;fH0liquid &minus;1620.57 kJ/mol 　　&Delta;fH0solid &minus;1675.69 kJ/mol 　　S0liquid, 1 bar 67.24 J/mol&bull;K 　　S0solid 50.9 J/mol&bull;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&gamma;-Al2O3。&gamma;-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&alpha;-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&plusmn;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&alpha;-Al2O3和&gamma;-Al2O3。自然界中的刚玉为&alpha;-Al2O3，六方紧密堆积晶体，&alpha;-Al2O3的熔点2015&plusmn;15℃，密度3.965g/cm3，硬度8.8，不溶于水、酸或碱。&gamma;-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。

硼　　硼是一种典型的非金属元素，硼有多种同素异形体：四方晶体、α菱形体、β菱形体及无定形体。无定形硼是一种由深棕色到黑色的粉末。晶体硼是十分硬而脆的固体，有由漆黑到银灰的金属光泽。硼的电导率随温度的升高而添加。硼的化学性质首要取决于它的物理状况，无定形硼在空气中甚至在常温下就缓慢氧化，而晶体硼在加热时也很安稳，只能同强氧化剂缓慢地发作效果。高温下无定形硼能在空气中焚烧，发作赤色火焰；也能同卤素、氮和金属效果，构成卤化硼、氮化硼和金属硼化物，但不与氢直接发作效果。硼与氢可构成一系列的共价氢化物--。　　硼在自然界散布很广，含硼矿藏许多，依据含硼矿藏的化学组成，可将其分为三类：硼硅酸盐矿藏、硼铝硅酸盐矿藏和盐矿藏。其间，硼硅酸盐矿藏首要是硼石和赛黄晶；硼铝硅酸盐矿藏首要有电气石和斧石。这两类硼矿藏中，除了硼石尚具有工业价值外，其他或是难以加工，或因未很多聚集成工业矿床而含义不大。现在，作为硼工业原料的首要是第三类--盐矿藏。这类矿藏有100多种，但作为工业硼资源开发利用的仅有10余种，如天然硼砂、遂安石、硼镁石、硬硼钙石、天然、钠硼解石、柱硼镁石等。在我国，硼镁石、遂安石、硼镁铁矿、硼砂、钠硼解石、柱硼镁石等均可构成大、中型矿床。工业上制取硼用金属热还原法和熔盐电解法。熔盐电解法是一种较经济、适于很多生产的办法。　　硼矿是一种用处广泛的化工矿藏，硼与氢、锂、铍等的化合物能焚烧，是高能喷气燃料。硼和硼的化合物，广泛用于化工、冶金、光学玻璃、国防、原子能、医药、橡胶及轻工业。在化学工业，硼砂、可作为番笕、洗涤剂等日用化工产品的添加剂。含硼洗涤剂具有维护头发、去污力强、无污染等功能。某些硼化物还可制成杰出的还原剂、催化剂、化剂等。　　在冶金工业，硼砂有熔融金属氧化物的才能，用作冶金熔剂。硬硼钙石可替代萤石用于碱性氧化转炉炼钢。铜铝合金参加微量硼可进步其导电功能。硼在高温下能同氧和氮起反响，常用作去气剂。加0.001-0.005%的硼到钢中，可进步高温强度，使钢的晶粒细化，进步淬透性。钢表面渗硼后，能明显添加表层硬度，一起也进步化学安稳性。加0.001-0.003%的硼到可锻铸铁中，可缩短热处理时刻，使石墨细化，散布均匀。在机械工业，硼被用作硬质合金、宝石等硬质材料的磨削、研磨、钻孔及抛光等。“渗硼”是机械加工职业中一种新工艺，它能进步零件表面的硬度和耐磨、抗氧化功能。　　在电子工业，硼系列化合物中某些硼化物是绝缘材料，而有些硼化物则是杰出的导电材料，具有半导体的特性，又有电子放射等功能，可用来制作各种电子元、器材，用作点燃管的点燃极、电讯器材、电容器、半导体的掺合料、高压高频电及等离子弧的绝缘体、雷达的传递窗等。　　在国防工业，硼的化合物可作高能喷气燃料和火箭燃料。碳化硼用于制作喷气机叶片和金属陶瓷。氮化硼是超高温、超硬质材料，用以制作火箭喷嘴、焚烧室内衬等。硼的同位素吸收中子才能强，所以硼化物在原子反响堆中用作控制棒调节器和防护屏材料。塑料参加硼就具有防辐射功能。　　硼还很多用于玻璃、陶瓷工业，制作高品质耐热硼硅酸玻璃、玻璃纤维、光学透镜、绝缘材料和玻璃钢。硼和钴、钛、镍等可制成金属陶瓷。硼还用于制作搪瓷和搪瓷、彩釉等。此外，硼还用作防腐剂、焊接剂、制作超硬磨料。

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

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。&nbsp;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。&nbsp;