概 况 钒在地壳中的含量大约是地壳分量的0.02%，散布较广，但涣散。含钒矿藏已发现的就有70多种，其间的绿硫钒矿、钒云母矿和钒铅锌矿等含钒氧化物高达8-20%，钒钛磁铁矿含钒档次低，一般含v2o5为0.2-1.4%，但它的储量最多，国际储量在400亿吨以上，是提取钒的首要质料。 全球的钒铁磁铁矿和钒资源恰当丰厚，已查明国际钒铁磁铁矿的储量为400亿吨以上，且会集在少数几个国家，有前苏联、美国、我国和南非，首要赋存于钒钛磁铁矿、磷块岩矿、含铀砂岩和粉砂岩型矿床中。此外还有许多钒赋存于铝土矿和含碳质的原油、煤、油页岩和沥青沙中。 据美国矿藏局统计资料标明，按现在挖掘规划，已探明的钒资源可继续挖掘150年，且会集散布在南非洲、亚洲、北美洲等区域，(南非占47.0%，前苏联占24.6%，美国占13.1%，我国占9.8%，其他国家总和占小于6%)。 钒具有杰出的可塑性和可锻性，常温下可制成片、拉成丝和加工成箔。但少数的杂质，特别是空隙元素(如碳、氢、氧、氮)会显着影响钒的物理性质。如钒含氢0.01%时引起脆变，可塑性下降;含碳2.7%时其熔点升高到2458。K。钒的熔点高，硬度大，电阻率高，呈弱顺磁性，线胀系数小，钒的弹性模量密度和钢附近，可用作结构材料。 钒是重要的战略物资之一，首要用于冶金工业，作为合金元素增加剂，改进钢材的结构、功能，进步强度和耐性，次之与钛制成具有高温高强度合金，再次之是化学工业，以钒的氧化物形状，用作出产催化剂、触媒等等。 国外钒的提取基本上是从副产品中收回的，如南非、芬兰、前苏联等国家是从钒钛磁铁矿炼铁中收回，美国大部分钒是钾钒铀矿及磷铁矿中收回，加拿大是从焚烧石油焦搜集的尘中收回，少数国家还从石煤中提取钒。总归，国际上钒首要是从钒钛磁铁矿中收回的，现在从钒钛磁铁矿收回的钒，每年约为7万吨左右，约占总产量的%。 钒的产品分为初级产品、二级产品和三级产品。初级产品包含含钒矿藏，精矿、钒渣、作废的粹的废催化剂，作废触媒和其他残渣。二级产品包含v2o5，也可所以一种可用的工业产品，即出产硫酸的触媒和粹用的催化剂。三级产品包含钒铁、钒铝合金、钼钒铝合金、硅锰钒铁合金及钒化合物，其间钒铁是最为重要钒材料，它占钒消费量的85%。各国钒铁标准可分为50-60%和70-85%的二类。 我国钒工业起步于20世纪50年代，1958年康复并扩建锦州铁合金厂提钒车间，以承德大庙含钒铁矿精矿为提钒质料，1960年今后我国的其他提钒厂相继建成投产，70年代攀枝花钢铁公司建成投产，从此我国的钒工业便进入一个新的历史时期，至80年代中已成为国际首要产钒国家之一，能出产各种钒制品，钒的推广运用也取得较快的开展。 从含钒质料提取纯钒化合物的技能，视质料不同而有所差异。钒钛磁铁矿、钒铁精矿、含钒石煤、石油渣、钒铀矿、钒磷铁矿等等，现分述收回技能。 一、 钒钛磁铁矿提钒技能： 钒钛磁铁矿提钒能够概括为火法和湿法两大类。火法流程能够处理含钒档次低的质料，能够经过火法富集，然后处理收回，也称之为简接法;湿法流程具有流程短、收回率高的长处，但要求处理的质料含钒档次相对较高，也称之为直接法。 1.火法工艺流程 将选出的钒铁精矿参与高炉或电炉炼铁，矿石中的钒大部分进入铁水中，将含钒铁水送入转炉吹炼成钢，钒高度富集在表面渣中，即钒渣，钒渣再经破碎、焙烧、浸出、过滤即得到V2O5。这是前苏联、挪威和南非等国所选用的办法。我国也选用相似的办法收回钒。 2、湿法工艺流程 选用含钒铁精矿加芒硝制团、焙烧、水浸，使钒酸钠进入溶液，再加硫酸使之转化为V2O5沉积，过滤后直接得到V2O5，水浸后的球团用于炼铁质料。 南非海威尔德公司是西方国家一起运用以上两流程(即生铁—钒渣流程和焙烧浸出流程)的典型比如。 生铁—钒渣流程 含钒铁精矿 料仓配料 回转窑预复原 含钛炉渣 炼铁 暂存堆积未处理 含钒铁水 板坯 氧气 吹炼 出售 钢水 顶吹炼钢 半钢 钒渣 钢坯 出产V2O5 焙烧浸出流程 含钒铁精矿 H2O 芒硝(碱或Na2SO4)NaCl 配料制团 钠化氧化焙烧1000℃ 水浸 过滤 铵盐 球团 溶液 炼铁 过滤 H2SO4 废液废液 V2O5 含钒铁精矿或钒渣的浸出首要化学反响为 (1)4FeO.V2O3+4Na2CO3+5O2=8NaVO3+2Fe2O3+4CO2 (2)4FeO.V2O3+8NaCl+5O2=2Fe2O3+8NaVO3+4Cl2 (3) 4FeO.V2O3 +8NH4Cl +5O2=2Fe2O3+8NH4VO3+4Cl2 (4)2NaVO3+H2SO4=V2O5 + Na2SO4+H2O (5)2NH4VO3+H2SO4=V2O5 + (NH4)2SO4+H2O 3、生铁—钒渣流程主体设备 ① 首要视炼铁的主体设备，曾经苏联炼铁主体设备是高炉，挪威、南非等国则是电炉。 ② 吹炼：不同国家选用的设备也不相共同 a.底吹转炉提钒:前苏联丘索夫联合公司是将含钒铁水装入底吹转炉吹炼,在炼半钢进程氧化表面构成含钒渣,钒渣经破碎、焙烧、水浸收回V2O5，然后炼成钒铁。从精矿到钒铁、钒的总收回率为60%左右。 b.顶吹转炉双联提钒：前苏联下塔吉尔钢厂则用顶吹转炉将含钒铁水吹成半钢和钒渣。就铁水到钒渣钒的收回率达92%—94%。我国的承钢、马钢和攀钢也用该法出产钒渣，钒的收回率为80%—88%。 c.高炉铁水雾化法提钒，该法实际上是将含钒铁水倾入中间缸，然后进雾化器，经雾化反响之后，使钒由V2O3氧化成V2O5、 V2O4、V2O3的混合物流入半钢缸，半钢面上构成钒渣。该法由我国攀钢首要实验成功并投入出产运用的，并且是我国钒渣出产的首要办法，钒的氧化率达85~90%,收回率为73.6%，半钢收回率为93.9%。该法的首要长处是：炉龄长(最高炉龄已达12000炉)、处理才干大(可达366吨/时)、可半接连化出产、设备简略、操作简略。 d.曹式炉提钒：我国马钢曾用槽式炉吹炼提钒，槽式炉才干为70T/h,实验的首要技能目标，钒的氧化率达88.5~95.2%，钒的收回率为81.3~90.49%,半钢率90.20~94.1%，出产目标不如实验目标。该法的长处是能接连出产、设备简略、出产本钱低，缺陷、钒渣含铁高、钒收回率还欠低。因而现在已停止运用，需求进一步完善，仍不失可供挑选的好办法之一。 4、焙烧浸出流程设备 湿法流程即焙烧浸出流程的中心首要是使钒氧化然后转化构成水可溶性的钒酸盐，选用何种焙烧设备，完成其意图。 a. 南特殊特腊厂，所运用钒钛磁铁矿成分： Fe 50~60%,V2O5 2.5% ,TiO2 8~20%, Al2O31~9%, Cr2O31%,选用回转窑焙烧完成氧化和转化。 b. 前苏联和澳大利亚阿格纽克拉夫有限公司都选用欢腾炉焙烧使97~98%的钒转化可溶性钒而被浸出。 c. 芬生奥坦馬基，运用原矿成分Fe40%,TiO215.5%,VO26%(V2O5:0.71%)原矿制团,在竖炉焙烧和转化,转化率达80~90%。 二、钾钒铀矿和磷铁矿收回钒技能 1、 美国钒的出产供应商处理的质料的以钾钒铀矿石、铀钼钒矿和磷铁矿石为主，钾钒铀矿的化学式为：K2(VO2)2(V2O8)" 3H2O或K2O" 2UO2"V2O5"3H2O。最近澳大利亚西部伊利里的钙结石乐岩中发现大型钾钒铀矿，我国陕西、湖南区域也发现钒铀共生矿。国际上最大的矿冶公司——美国联合碳化物公司从钾钒铀矿石出产钒的工艺流程是焙烧、浸出、沉积、复原和再浸出。该法钒铀浸出率别离为70~80%和90~95%，其流程如下： 钾钒铀矿 6~9%NaCl 钠化氧化焙烧 (多膛炉850℃ φ5m.8层) 1~2%Na2CO3 急冷 浸出 H2SO4 浸出液中和煮沸 PH：3 NaOH或NH3 沉积PH7 钒滤液 滤饼 沉积 Na2CO3 或NaCl 复原熔化 钒化含物 H2O 浸出 钒溶液 含铀沉积物收回铀 酸法和碱法浸出含钒溶液，可用离子交换法、溶剂萃取法、或挑选性沉积法进行别离提纯。该公司年产V2O8454吨，V2O51360吨。 2、 钒铁矿的处理与钾钒铀矿有所不同，钒铁矿运用真空揉捏和焙烧炉，先将矿粉与盐混合，送揉捏机揉捏成条、堵截，焙烧浸出提纯沉积后得V2O5。 3、 钒磷铁矿的处理 钒磷铁矿电炉出产单质磷和磷肥的副产品(含钒磷铁)用来作提钒质料，美国的克尔麦吉(KerrMeGee)化学公司所用的含钒磷铁含钒3.26%~5.2%，磷24.7%~26.6%，铁59.9%~68.5%,铬3.4%~5.7%,镍0.84%~1.0%。 先将含钒磷铁磨至粒度小于0.42mm，配入1.4倍纯碱和0.1倍的食盐在回转窑中770~800℃下焙烧，钒便转变成水溶性的钠盐，焙砂在沸水中浸出，钒、铬、磷均溶入浸出液，过滤后滤液结晶折出磷酸钠晶体，粗磷酸钠可再行纯化直至产品合格。磷酸钠结晶母液含磷>0.98g/L,可参与适量CaCl2,使其以磷酸钙(CaPO4)沉积，然后水解收回钒，随后往母液中参与以沉积。此工艺的钒、铬和磷的收回率别离能够到达85%、65%和94%。 三、含钒褐铁矿收回钒技能 含钒褐铁矿五氧化二钒含量为0.5~2.5%，Fe20~40%，SiO230~65%. 矿石首要由针铁矿、赤铁矿和脉石组成。脉石以石英为主，其次是泥质还有少数的绢云母。钒在褐铁矿中没有呈独立矿藏存在，而是以离子型吸附状况存在于铁和泥质中。处理的准则流程是：破碎球磨 焙烧 浸出 沉积Nu4VO3 或V2O5。 研讨标明褐铁矿V2O5含量不同，钒的转化率受矿石组分的影响，其间首要影响要素是矿石CaO的含量,跟着的CaO的含量增加，影响钒的转化，焙烧温度的进步能进步钒的转化率。不同含钒矿石，最高转化率的温度是有差异的。 四、含钒石油渣提钒技能 一般讲，原油和石油砂都含有钒，虽然有些国家至今仍未把油含钒列为钒资源，但这些原油确是钒的潜在资源，全球的石油中钒的含量改动很大，委内瑞拉、墨西哥、加拿大和美国原油含钒为220~400ppm，是全球石油含钒量较高的少数几个国家。 美国、日本、德国、加拿大和俄罗斯等国家从石油渣，石油灰中提钒，提钒的终究产品首要是V2O5，但也能够直接炼成钒铁。提取的办法许多，首要依据质料成分或性质上的差异，挑选不同的工艺。 1、 从石油会集收回钒技能 委内瑞拉的原油经过裂化处理得到石油焦含0.4%V,石油焦用作蒸气锅炉的燃料,焚烧后烟尘用电收尘器收尘,尘含V2O5达15%,作为收回钒的质料。收回办法是将搜集烟尘直接酸浸，经过滤滤液加次(NaClO4)将钒氧化成五价，滤液由兰色变黄色后，加NH3调PH由0.3至1.7,使钒以铵盐方式沉出，然后枯燥锻烧得V2O5或V2O5熔化铸片。流程图： 石油焦尘埃 酸 浸出 滤液 残渣NaClO4氧化 沉积 调PH 洗刷 滤块 残渣 洗液 抛弃 烘干 锻烧 V2O5 首要化学反响：酸浸工序： V2O5+6HCl 2VOCl2+3H2O+Cl2 或V2O5+2H2SO4 VOSO4+2H2O NaClO4氧化： VOCl2+NaClO4 NaVO3+2NaCl+Cl2VOSO4+NaClO4 NaVO3+NaSO4+Cl2 沉积锻烧 NaVO3+NH4Cl NH4VO3+NaCl2NH4VO3 V2O5+2NH3+H2O 2、 从炼油渣中收回钒技能 美国Amax和CRIVentures公司就是处理炼油渣、归纳收回钒、钼、钴、镍和铝。他们处理的工艺：炼油渣与烧碱混合磨矿进行加压浸出，在高温和加压下氧化，硫转化硫化物，碳氢化合物大部分分化，钒、钼溶入溶液，经过滤别离，从溶液收回钒钼。或石油渣加Na2CO3或NaCl配料后，在硫化物和硫酸盐存鄙人进行电炉熔炼，取得钒渣和镍锍。钒渣首要惯例处理办法制取工业V2O5。美国是20世纪80年代末开端用石油渣，石油灰为质料出产钒的，现在仍然是该质料出产钒的最大出产国。 五、石煤提炼钒技能 在普查磷矿时意外地发现了石煤含有钒，进而发现石煤中还有铀、铜和镍等金属和非金属60多种，就当时的技能水平而言，具有挖掘和商业价值的只要钒。我国的石煤资源非常丰厚，估计石煤中钒的总储存量为钒钛磁铁矿中钒总储存量的七倍。但石煤中含钒档次各矿相差甚大。现在条件下石煤含钒超越0.8%，才有挖掘价值。美国内华达州含钒页岩分为风化页岩(V2O30.93%)和碳质页岩(V2O50.84%)。我国石煤资源会集在南边各省,现有钒的厂20多家,年产量为2500~3000吨,本钱2.5~30万元/吨。 石煤提钒选用加食盐焙烧、浸出、萃取、沉积的出产工艺。含钒碳质页岩是用于烧锅炉或液态化床发电的脱碳焚烧，在焚烧进程中钒富集在烟灰中，富集钒烟灰加NaCl或Na2Co3进行化焙烧，使钒转变为水溶性的NaVO3和Na2V2O5. 4FeOV2O3+4Na2CO3+5O2=4Na2OV2O5+2Fe2O3+4Co2 NaCl+1/2O2= Na2O+Cl2 Na2O+V2O3=2NaVO3 用热水浸出钠化焙烧产品，钒酸钠和偏钒酸钠便溶于热水而与大部分不溶杂质别离，含钒浸出液经提纯和别离，产出钒的纯化合物。 美国内华达对含钒页岩提钒流程： 页岩 ↓ 破碎、枯燥 ↓ 焙烧 ↓ H2O 残渣←弱酸浸出 H2SO4 NH3 ↓ 浸出液除硅 PH值由2.5调至5 ↙ ↘ 硅渣 含钒溶液 PH5调回PH3 ↓ 萃取(三级) 萃取有机相 萃取废液 ↓ 再生萃取 ←二级反萃 ←NaCO3 溶液 有机相 ↓ 含钒溶液 ↓ NH4Cl →钒酸铵沉积 ↓ 过炉、洗刷、枯燥→废液 ↓ 制品 阐明：除硅需将溶液调至PH值5，但萃取别离又需将溶液PH从头调回至PH3，用的萃取剂是混合十三胺(DITDA)，偏钒酸胺煅烧脱后能够得到V2O5。 在我国，已建有从含钒石煤中提取钒的工厂，各厂依据其资源特色开发出具有必定特色的提钒工艺流程，他们的准则流程是： 石煤提钒的准则流程 石煤破碎、磨矿 ↓ 加水→配料←NaCl ↓ 成球 ↓ 平窑焙烧 ↓ 水浸 ↙ ↘ ↙H2SO4或HCL 浸出渣 浸出液 ↙ ↘ 粗钒 废水 ↓ NAOH → 碱熔 ↓ NH4CL 水溶 ↙ ↘ 废水↓ 热分化 ↓ 五氧化二钒 石煤提钒的新工艺有：1.石煤加食盐，欢腾焙烧—酸浸—离子交换法。2.石煤无盐焙烧—酸浸—溶剂萃取法。3.酸浸—中间盐提钒 新工艺的所谓新，会集在二个环节上，首要是焙烧所选用的炉型，由平窑焙烧转而运用欢腾炉，回转窑，竖炉等，成果是竖炉的操作条件不简略操控，转化率不稳定，劳动条件差，未能在工业上取得大规划运用。回转窑广泛运用于钒渣的钠化氧化焙烧，但石煤含硅(SiO2)较高(65%--68%)，在焙烧进程中简略呈现粘窑、结圈、影向回转窑正常操作和钒的转化率，故不宜作为石煤焙烧设备，作为石煤焙烧设备最好是欢腾炉。 其次的环境是溶液的处理，除已有的化学沉积法外引证了离子交换法和溶剂萃取技能，因为新技能的引证，能够带来技能目标的进步，削减废水的处理，视操作的差异，或许影响加工本钱。 六、废催化剂和触媒的提钒技能： 钒的化合物具有杰出的催化功能，即它自身不参与化学反响，但在它的参与下，可加快反响的进行。用钒化合物与其载体作成的能改动某些化学反响速率，而自身又不参与反响的化学试剂，称之为催化剂。钒催化剂(V2O5•NH4VO3)替代铂用于出产硫酸，使SO2转化为SO3。在石油工业中，钒首要用做裂解催化剂(VS)，以及脱硫剂。在橡胶工业中，用乙烯和的交联合成橡胶的催化剂(VCl4)。化学工业上的氧化成马来酐，蔡氧化成酞酐的钒催化剂(NH4VO3)等等。特别是化学工业和石油工业运用过的废钒催化剂数量较大，是很好的钒二次资源，不只能够从中收回许多的钒，并且一起收回镍、钼等价金属。 1. 石油裂解用废催化剂(VS)的收回技能 废硫化钒催化剂经焙烧得到产品，能够选用高温浸法，钒废质料在参与压煮器中，473。K温度下用1—14MOL/L浓度的压煮4小时，钒酸铵便溶于中，经过炉别离后，将钒酸铵滤液的温度降至323。K，便分出钒酸铵结晶，结晶浆液经过滤、水洗、枯燥后，在473--873。K温度下煅烧，便得到V2O3，结晶的母液回来浸出循环运用。 除以上办法外，也能够用碱浸出从这种钒废猜中收回钒，用NaOH或Na2Co3溶液在363--378。K温度下浸出1-6个小时，然后过滤别离，在浸液中通入和二氧化碳，坚持298--308。K温度，按1MOL钒参与1.5—5MOL量，并将溶液PH调至6—9。经处理，坚持308。K，便能够沉积出钒硫铵。滤液送解吸器，用蒸气驱逐液体中的NH3和CO2，然后回来浸出，钒硫铵处理同前。 2. 从原油脱硫用的废催化剂的收回技能： 废催化剂在1073。K温度下进行氧化焙烧，先制得含钒10.88%，钼5.49%，钴2.03%，镍1.94%，铝35.48%的焙烧料，然后按150g焙烧猜中参与300ml含溶液NaOH15%的溶液，在333。K温度下拌和浸出3小时，浸出料液在323。K温度下过滤，浸出液由323。K降至278。K，便分出含钒结晶体，母液回来运用，结晶体经水洗、枯燥、煅烧后得到V2O3。 除此之外，焙烧料也可用酸浸流程，催化剂除钒外，其他有价元素Mo、Ni、Co等都转入流液，除杂后钒用萃取别离法收回。 美国AMR是一家从石油裂变废催化剂提钒大公司，其处理的废催化剂的量占全美的50%，年处理废催化剂16000吨，能够归纳收回1500吨V2O3，1000多吨Mo，400—600吨Ni，110—180吨Co，还有部分Al2O3. 3、从《制酸废触媒(V2O5，NH4VO3)》收回钒技能 硫酸工业上用矾触媒进程中，因为SO2气体中的AS2O5和触媒中V2O5构成络合物，在触媒的正常操作温度480摄氏度下该络合物随气体蒸发掉。蒸发量占V2O5总量的40—50%，除此以外还有K2SO4和SiO2。新废触媒成分如下： 成分称号 V2O5 K2SO4 SiO2 新触媒成分 9---------10% 20-------------22% 20% 废触媒成分 5---------6% 10------------12% 80% 因而废触媒中的三中首要成分都是名贵资源。废触媒的处理，工业上能够选用①直接酸浸工艺②化焙烧水浸工艺： 直接酸浸工艺：为了下降溶液杂质和游离酸，削减酸碱耗费。用两段逆流浸出，一段为弱酸浸，二段为高酸浸。高酸浸出液参与到新加废触媒进行弱酸浸出。二段浸出成果钒浸出率可达88.5-91.1%，浸出渣含V2O5能够降到0.59%，当进步二段浸出酸浓度到80—100G/T，渣含V2O5可降到0.3%。溶液的净化选用N235或P204萃取，碱反萃取，用NH4Cl沉，煅烧得到V2O5。 考虑到直接酸浸液除钒外，还含有许多Fe离子为溶液处理带来费事。经过预焙烧使钒氧化成高价钒，一起使其转型，削减了提钒的困难。因为废触媒自身含有10%硫酸钾组分，因而氧化焙烧水浸流程可分为不加钠盐和加钠盐两种。前者焙烧温度900摄氏度到达最佳转化率(~80%)。再高或再低温度的焙烧，钒的转化率都不抱负，后者增加5%的Na2CO3在800摄氏度下焙烧2小时，钒的转化率可达92%，是比较抱负的。 焙砂进行两段浸出，即先水浸后酸浸或碱浸，它的特色是先将钾盐、钠盐和近80%钒水浸进入低酸溶液。这种溶液杂质少，易处理，可收回运用钾盐。酸浸或碱浸意图在于不容于水的钒盐尽或许多地溶解，以进步钒的收回率。 溶液中的钒用N235萃取别离，碱返萃，NH4CL沉积，煅烧得V2O5。 总归，流程的挑选，要视供应商的现状，以为钠化氧化焙烧水浸提钒工艺较好。物料过滤功能好，浸出液中钒呈高价，杂质少，下步钒别离、净化进程简略，也能够直接用NH4CL沉积，省去萃取进程，下降产品加工本钱。 七.钒铁出产技能： 钒和铁组成铁合金，首要在炼钢中用作合金增加剂，高钒钒铁还用作有色合金的增加剂。常用的钒铁含钒40%、60%和80%三种，国内外首要选用电炉铝热法和硅热法冶炼钒铁的工艺，先分述如下： 1. 铝热法： 电炉铝热法冶炼钒铁的质料，可所以V2O5或贱价氧化钒混合物(V2O4、V2O3等)或钒铁渣。用铝作复原剂，在碱性炉衬条件下进行。 首要反响：V2O5+ AL(豆或粒状)=V+AL2O3 V2O4(V2O5)+AL= V+AL2O3 铝热法冶炼钒铁反响为放热反响，反响速度快，因而冶炼进程V2O5喷溅丢失严峻，为削减丢失，进步钒的收回率，特意将V2O5加工成片状，一起将铝粒改为铝豆，恰当减缓反响，下降放热量。 以贱价氧化钒为质料时，则冶炼进程反响速度缓慢，反响热量合适，削减进程的喷溅。然后进步钒的收回率，一起吨铁钒节省了铝复原剂40—60公斤，钒铁含钒60—80%，钒的收回率达90—95%。 2. 硅热法： 该法的本质是：片状V2O5用75%的硅铁和少数铝作复原剂，在碱性电弧炉中，经复原，精粹两个阶段炼得合格产品。复原期是把复原剂和V2O5进行硅热复原。当渣中V2O5小于0.35%时，即可作为废渣处理(或作建筑材料用)，作为冶炼作业讲，即能够转入精粹期，此刻再参与部分V2O5和CaO，用以脱除合金液中过剩的硅、铝等。当合金成分到达要求即可出渣和出含金，精粹期渣含V2O5达8—12%，此渣可回来冶炼复原期收回。合金液可铸成圆锭后破碎成制品。此法出产的钒铁含钒40—60%，钒收率可达98%。 除此之外，还开发了高钒铁、硅钒铁、硅锰钒铁、碳化钒、碳氮化钒、氮化钒铁以及金属钒等产品，在此不再赘述。 八、几点观点： 1.依据所用的含钒质料有：含钒铁水，钒铁精矿，钒渣、钒铀铁矿，钒磷铁矿，含钒石煤，含钒褐铁矿，含钒石油渣，以及化学石油以及橡胶工业用过的废催化剂等。 2.提取钒的流程遍及都存有：焙烧、浸出与净化、溶液中钒的提取和提取尾液处理四大过程组成，前两过程最为重要： ①焙烧：含钒质料和Na2CO3 NaClNa2SO4等钠盐混合在回转窑、竖炉、平窑、多膛炉或欢腾炉，在800—1000。C下进行氧化和转化，使钒转变为XNa2O•YV2O5以便溶于水。 单个情况下，含钒质料可加石灰或石灰乳(Ca(0H)2)，在上述提取各种炉内进行焙烧，它的意图与钠化焙烧正好相反，使钠转化为不溶于水，但溶于碳酸盐溶液，构成钒酸钙，到达与其他杂质别离的意图。 ②浸出：焙烧熟料浸出有：水浸、酸浸、碱浸和碳酸化浸出等四种办法，水浸时，钒酸钠进入溶液，酸浸则不同，能够有三种办法：A、含钒物料直接酸浸;B、含钒物料经焙烧后酸浸;C、含钒熟料经水浸之后再进行酸浸，酸浸还能够适用于处理其他物料，为钾钒铀矿、磷钒铁矿、含钒灰烬、废钒催化剂等。常用碱浸出剂有NaOH、Na2CO3或两者混合等，碱浸时还有必要使钒成高价态才行。氧化剂有氧气、空气、富氧空气，、、次、等。 溶液净化：含钒浸出液悬浮物可经过弄清除掉Fe、Mn、Si、Al可用中和沉积除掉，可用钙盐、镁盐沉积除掉P、AS，对高碱度溶液可用电渗析脱钠、收回碱。 ③溶液中钒提取：有沉积法、溶剂萃取和离子交换法 沉积：A、铵盐沉积：生成(NH4)2V6O16沉积,生成Na2(NH4)4V10O28.11H2O沉积，生成NH4VO3沉积。 B、水解沉积：加H2SO4，分出赤色钒酸钙沉积，Na2H2-X.V12O31。 C、钙盐或铁盐沉积： 碱性溶液用CaCl2或其他CaO、Na(OH)2沉积出钒酸钙，或用高铁盐沉积出钒酸铁(XFe2O3•YV2O5•2H2O)。 溶剂萃取：钒和铀别离法：用二乙基已基磷酸 磷酸三丁酯及N235 离子交换：合适处理碱性溶液 ④尾液处理：五价钒和六价铬离子游离酸、盐都是有毒的，有必要处理好才干扫除，工业上有三种处理办法： A、 复原中和扫除法 B、 气体中二氧化硫复原法 C、 离子交换法 3、已探明的钒储量，按现在挖掘规划够150年运用，年产钒量已处在供需平衡状况，钒的供需改动随合金钢产量改动而改动

陕西某钒矿提钒新工艺研讨   李洁  海  马晶   西北有色地质研讨院       摘  要 传统的钠化焙烧提钒工艺本钱较低，可制得纯度达98%以上的五氧化二钒；新工艺则具有无污染的长处，在实验目标附近的情况下，出产本钱不高，有杰出的经济效益，环境效益和社会效益。     关键词 超细磨矿 焙烧 钒       陕西某钒矿系吸附涣散状况存在的钒矿，不宜用机械选矿办法富集。在该区域的同类矿石中，提钒办法大致有两类，一是传统的钠化焙烧提钒工艺，该工艺技能老练、操作简略，建厂出资和出产本钱相对较低，但由于选用工业食盐作钠化剂，焙烧时发作很多的、氯化氢等有毒气体，对周围环境形成了严重破坏；二是酸浸-萃取提钒工艺，该工艺可削减环境污染，但出产本钱和建厂出资过大，致使出产厂商不堪重负。本研讨标明，选用超细磨矿-无增加剂焙烧-助浸提钒工艺，可获得较好的实验目标，且不形成环境污染，在现在超细磨矿技能日趋完善、本钱不断下降的情况下，新工艺为该类矿石的开发利用展示了新的远景。   1  矿石性质       矿石类型为泥岩与炭硅质岩的混合矿石，原矿含V2O51.60%，矿石中首要金属矿藏为褐铁矿、黄铁矿、铁钒锐钛矿、钒铁矿等。首要非金属矿藏为石英、泥质和炭质，一起还有少数碳酸盐矿藏和磷灰石。钒的赋存状况较杂乱，除在钒铁矿、钒铁锐钛矿中散布以外，经电子探针分析标明，矿石中占很大份额的石英和褐铁矿中普遍存在涣散状况的钒。原矿多元素分析成果见表1。   表1  原矿多元素分析成果        成份V2O5TiO2P2O5Na2OK2OFe2O3SiO2Al2O3含量（%）1.600.270.640.121.666.8673.863.22成份MgOCaOCoNiAsSTCMo含量（%）2.421.940.0020.0160.0060.520.440.016   2  提钒工艺   2.1 实验想象       矿石中的贱价钒经焙烧可氧化成V2O5，如其能与矿石自身所含K、Na元素生成可溶性盐，在浸出作业可再参加有利该盐类溶解的助浸剂，则可使矿石中的钒有用转化，后经二段沉钒作业即可得到含V2O598%以上的精钒。   2.2首要因素对焙烧转浸率的影响   2.2.1磨矿细度对焙烧转浸率的影响：       磨矿细度对焙烧转浸率的影响见表2。[next]   表2  磨矿细度对焙烧转浸率的影响实验成果       磨矿细度（%）V2O5转浸率（%）-76μm含量-40μm含量-30μm含量-10μm含量91.8///63.75/87//65.00//88/69.38//93.06075.00     实验成果标明，磨矿细度越细，焙烧转浸率越高。   2.2.2焙烧温度对转浸率的影响      焙烧温度对转浸率的影响成果见表3  表3  焙烧温度对转浸率的影响    焙烧温度（℃）转浸率（%）75013.7580076.8885078.13       实验成果标明，当750℃时，转浸率很低。而温度升至800℃时转浸率急升至76.88%，800℃今后趋于稳定。   2.2.3  焙烧时刻对转浸率的影响       焙烧时刻对转浸率的影响成果见表4   表4  焙烧时刻对转浸率的影响    焙烧时刻（小时）转浸率（%）165.63276.88377.50479.38     实验成果标明，跟着焙烧时刻的增加，转浸率呈上升的趋势，但2小时以上时趋于稳定。   2.3  新工艺与钠化焙烧法转浸率的比较       焙烧、浸出作业新工艺与钠化焙烧法异同点见表5。   表5  钠化法与新工艺异同点    相同点相异点V2O5转浸率(%)焙烧温度800℃ 焙烧时刻 2小时钠化法增加10%NaCl磨细度-76µm90%水浸浸出78.71新工艺磨矿细度-10µm60% 助浸浸出76.88[next]   2.4  其他作业       原矿磨矿焙烧后，加温拌和助浸浸出，浸出液经二段沉钒，归纳闭路实验可获得72.26%的提钒总回收率，精钒档次到达98%以上。   3 成果评论       新工艺与钠化焙烧法比较，实验目标挨近，在焙烧浸出段的首要区别是钠化焙烧加钠化剂氯化钠，新工艺选用超细磨矿，另外在浸出段进行助浸浸出，它的首要长处是无污染。 材料标明焙烧机理为：     焙烧钠化法的机理：     2NaCl+O2+H2O(g)+V2O3=2NaVO3+HCl↑     4NaCl+3O2+2V2O3=4NaVO3+2Cl2↑     其中有氯化氢和放出污染环境。     而新工艺在焙烧时发作的仅是贱价钒的氧化反响。     V2O3 + O2= V2O5     2V2O4 + O2= 2V2O5     故不形成空气污染。     从出产本钱上讲，钠化焙烧所需氯化钠的本钱，能够部分乃至悉数抵销新工艺中超细磨矿的本钱，跟着超细磨矿技能的进一步开展，磨矿本钱还有或许进一步下降。   4 定论      （1）本实验选用超细磨矿—无增加剂焙烧—助浸提钒新工艺可获得钒焙烧转浸率75%以上，归纳闭路实验可获得72.26%的提钒总回收率，精钒档次到达98%以上的实验目标。    （2）新工艺为无污染工艺,出产本钱挨近钠化焙烧,且跟着超细磨技能的不断开展,还有或许进一步下降。   参考文献   1  戴文灿等  《石煤提钒归纳利用新工艺的研讨》 2  邹晓勇等   《含钒石煤无盐焙烧出产五氧化二钒工艺的研讨》

为了进步独立银矿浮选的收回率，采取了三方面的办法： 一是针对银矿藏嵌布粒度的粗细特色，尽可能使银矿藏充沛解离，进步银的收回率; 二是挑选中性或弱碱性的浮选矿浆碱度和选用碳酸钠作浮选矿浆的调整剂，进步银的浮游性; 三是调配运用黄药与黑药，增强对银的捕收才能。 近年来，在国家一系列优惠政策鼓舞下，我国在共、伴生银矿的归纳选矿收回方面得到了加强，许多矿山和炼厂注重了银的收回，可是总起来看，选矿技能设备没有严重开展，银的收回率不高，不同矿山尾矿中含银很高(10～30g/t)，而未予收回。 银矿石经选(或选冶)后，所得到的产品有银精矿、银泥和各种有色金属的含银精矿。现在对前两者一般选用火法熔离(反射炉、电炉、坩埚、鼓风炉、闪速炉)，或许用湿法冶金别离提取，再行电解精粹;后者主要是在冶炼有色金属进程中，半银富集到阳极泥(主要是铜、铅阳极泥)中归纳收回。在我国98%的白银是从各类有色金属矿的冶炼阳极泥中收回的。 张文钲先生曾论说：银的化学结构决议了银具有较高的催化才能，高氧化态银的复原势极高，足以使其周围空间发生原子氧。原子氧具有强氧化性能够灭菌，Ag+能够激烈地招引细菌体中蛋白酶上的巯基(-SH)，敏捷与其结合在一起，使蛋白酶损失活性，导致细菌逝世。当细菌被Ag+后，Ag+又由细菌尸身中游离出来，再与其它菌落触摸，循环往复地进行上述进程，这也是银灭菌持久性的原因。据测定，水中含Ag+为0.01mg/1时，就能彻底死水中的大杆菌，能坚持长达90天内不繁殖出新的菌丛。 纳米银颗粒在灭菌进程中能很好的辨认菌群，能够很好地保护有益菌群的生存环境，关于人体内的正常菌群、正常细胞无任何损坏效果，不损坏人体的免疫系统。因而，纳米银对人体不会有任何毒性反响和影响反响。 银是人类最早运用的金属之一。我国内蒙古草原上的牧民早就注意到，用银碗盛放的马奶，几天后也不会变酸。现代研讨进一步揭开其间的奥妙：银能灭菌。只需有微量的银溶入水中，变成银离子后，即有高强的灭菌身手。科学家曾做过试验，将23升污水(其间大肠杆菌每毫升7000多个)，经3小时的银电极处理，成果大肠杆菌悉数逝世。十亿分之几克的银能使一升水变得清洁。据试验，伤寒杆菌在银片上只能活18个小时，白喉杆菌在银片上只能活3天。若皮肤碰伤，一时无药，立行将银器贴在伤口上，能够避免感染。 在现代药典中，先后收载过、蛋白银、矽炭银、磺胺嘧啶银等四个含银药物，别离用于眼结膜炎、淋病、膀胱炎、痢疾、肠炎、烧伤等疾病的医治。

钒是一种过渡金属元素，在天然界中散布极为涣散，故也称为稀散元素。钒的使用非常广泛，在钢铁、有色金属、化工、合金、超导材料、轿车等工业范畴都是不可或缺的重要元素。钢铁、有色金属以及合金中参加必定量的钒，能够改动其微观结构，大大提高钢的耐磨性、红硬性，减轻材料分量，延伸使用寿命;在化工工业中制作钒催化剂，报价便宜，功能安稳，抗中毒功能强;一起，钒化合物多彩的色彩能够用来制作颜料、油漆等;在超导材料中，钒与硅、镓化合物均有较高的超导改变临界温度的特性。因而，钒矿资源的归纳开发使用具有非常重要的战略意义和工业需求。 一、我国钒矿资源及其区域散布 (一)我国钒矿资源的储量及其区域散布 依据矿产储量统计表，到2006年末，我国有18个省和自治区有钒矿资源，产地123处，保有资源储量约3400万t(以V2O5计，下同)，累计查明资源储量约3600万t。首要散布在湖南、湖北、安徽、陕西、四川、贵州、河北等省，其间，四川、陕西、湖南、安徽和湖北等5省的保有资源储量别离为1855.9，454.4，384.8，234.2和143.3万t，别离占全国保有资源储量的54. 4%，13. 3%，11.3%，6.87%和4.20%;累计查明资源储量别离为1 941.4，455.1，385.4，277.8和143.3万t，别离占全国累计查明资源储量的53.9%，12. 6%，10.7%，7.71%和3. 98%。这5省钒矿保有资源储量占全国钒矿资源的90.1%，累计查明资源储量占全国的88. 9%。 我国大型钒矿(≥100万tV2O5)数量不多，首要散布在陕西、湖南、四川和甘肃等少量区域的9处矿区点，储量为1689.4万t，占总储量的49.6%;中型钒矿(10～100万tV2O5)广泛散布在四川、陕西、湖南、湖北等11个省，共41处矿区点，储量为1 535.6万t，占总储量的45.0%;小型钒矿(≤10万tV2O5)数量最多，有73处矿区点，但储量仅184.3万t。大、中型钒矿储量即占全国储量的94.6%，小型钒矿储量仅占全国储量的5.4%。 (二)我国钒矿资源的共、伴生特征及区域散布 天然界中独自的含钒富矿较少，大多为共生和伴生矿。据统计，独自钒矿产地仅30处，算计储量665.1万t，占全国总储量的19.5%;共生、伴生钒矿产地93处，储量2744.2万t，占总储量的80.5%。全国钒矿档次1.0%的算计储量2884.6万t，占总储量的94.6%，其间，档次在0.6%～1.0%的储量为890.3万t，占总储量的29.2%。依据材料，钒矿资源中V2O5均匀档次以湖北、陕西、湖南和浙江等4省档次的较高，别离为0.89%，0.82%，0.80%和0.78%，最高档次到达1%以上，陕西商洛市商南县矿区档次超越1.5%;这些钒矿资源已具有很高的工业使用价值，为金属钒的提取供给了丰厚的资源储藏。 钒矿石首要有钒铁矿石、石煤、钒铀矿、钒酸盐矿、磷灰岩、绿硫钒矿、沥青石、原油和铝土矿。我国钒矿资源首要由钒铁矿石和石煤矿组成，具挖掘价值的钒矿以石煤为主。钒铁矿石首要是钒钛磁铁矿。依据矿产一般工业要求，钒铁矿中V2O5质量分数为0.15%～0.2%时即可进行归纳收回。我国铁矿石中V2O5质量分数达0.15%以上的保有资源储量为2215.6万t，占总储量的72.7%，首要散布在四川攀枝花、河北承德、陕西汉中、湖北郧阳和襄阳、广东兴宁以及山西代县等地，其间，攀枝花是首要散布地，已探明矿石储量为100亿t，V2O5储量为1578万t。钒钛磁铁矿现在首要用于炼钛，钒金属首要在冶炼进程中从钢渣中提取。其他方式的含钒资源在国内散布并不广泛，相关报道不多。 据统计，我国石煤中V2O5的储量约1128万t，占总钒矿资源储量的37.0%，首要散布在贵州、陕西、湖南、江西、河南、湖北、安徽和浙江等地，其间，散布较会集的区域首要是湖南、湖北、浙江和贵州，这4省石煤钒矿资源占全国石煤钒矿保有资源储量(以V2O5计)的53.5%。 二、石煤提钒的惯例工艺 现在，作为钒提取质料的首要是钒钛磁铁矿和石煤。钒钛磁铁矿首要用于冶炼钛，副产钒。含钒石煤是我国的一种共同的钒矿资源，因为档次相对较低，对其挖掘和归纳使用还远远不够，但含钒石煤是我国钒矿资源使用的一个重要开展方向。 (一)石煤中钒的矿藏学特征及存在形状 石煤是存在于陈旧地层中，在浅海环境下由藻类、菌类等低一级生物作用而构成的一种煤炭资源。与一般煤炭比较，石煤具有高灰、高硫、低碳、低热值等特色，既是一种动力，又是一种潜在的多金属矿产资源，首要以V金属为主。有些石煤中伴生有Ag、Cu、Mo、Na、Ni、U、Zn等工业价值较高的金属元素;在某些层位中，一种或几种伴生元素到达工业独自挖掘档次或鸿沟档次，可作某种矿藏资源独自挖掘。 石煤中钒的存在方式多样，一般分为3种，即钒云母类，含钒针铁矿、赤铁矿和碳酸盐类，含钒电气石和高岭土类。大都石煤中钒存在于钒云母中，与Si、Al、K共(伴)生;含钒针铁矿、赤铁矿中与钒共(伴)生元素多为Fe;碳酸盐类矿藏中多含Al、Ba、Ca、Cu、Fe、K、Mg、Na、P、Pb、Si及Zn等元素，钒在这些矿藏中的价态多样。在钒云母中，钒通常以V(Ⅲ)和V(Ⅳ)存在，V(Ⅲ)占大都。三价钒能以类质同相方式替代三价铝等进入硅酸盐矿藏晶格中，一起，四价钒也能够类质同相方式存在于硅氧四面体结构中。在含钒赤铁矿和钒高岭土中，钒首要以吸附形状存在，首要是V(Ⅳ)和V(Ⅴ)。 钒矿冶炼办法的挑选关键是由钒在该类矿石中的赋存状况决议的。假如石煤中的钒首要以吸附状况存在，则可用酸或碱溶液直接浸出，使钒以各种钒酸根离子方式溶解在溶液中，也可参加氧化性或还原性物质辅佐浸出;假如石煤中的钒首要以类质同相方式存在于硅酸盐矿藏晶格中，那么此类矿石难于浸出，要将三价或四价钒浸出来，首要有必要损坏晶体结构，使赋存在晶体结构中的钒开释出来。因而，查清矿石中钒的赋存状况(包含钒的各种化合物和矿藏存在方式、价态及其散布状况)是钒冶炼至关重要的前提条件。因为我国石煤多属难浸钒矿，因而许多研讨者便致力于研讨如何用经济而简洁的办法开释硅酸盐晶体中的钒。现在，提取钒工艺首要有火法-湿法联用工艺和湿法工艺。 (二)火法-湿法联用工艺 火法-湿法联用工艺是现在工业上从石煤中提取钒使用较多的技能，首要有钠化焙烧-水浸工艺、钙化低钠焙烧-碱浸工艺、空白焙烧-碱浸工艺(直接焙烧)和加酸焙烧冰浸工艺等。 钠化焙烧-水浸工艺是工业上使用最多的工艺。该工艺技能老练，基本原理是以NaCl或Na2CO3为增加剂，经过焙烧将多价态的钒转化为水溶性的钠盐，如Na2O·yV2O5，NaVO3，再对钠化焙烧产品直接水浸，得到含钒浸出液，再参加氯化铵进行中性沉钒，沉淀物经焙烧得粗V2O5。焙烧进程反响如下：选用钠化焙烧-水浸工艺，钒的收回率较低，仅40%～60%，且在钠化焙烧进程中发生Cl2、HCl、SO2等有害气体，对环境污染较大。 钙化低钠焙烧-碱浸工艺是在传统的钠化焙烧进程中参加增加剂CaO，使石煤中的钒氧化后与CaO结合生成钒酸钙，再用Na2CO3溶液浸出，钙生成溶解度更小的CaCO3，钒则以游离态进入溶液，终究钒浸出率可达67.6%。钙化低钠焙烧-碱浸工艺的反响机制如下：钙化焙烧后选用硫酸浸出，可得到85%以上的钒浸出率。钙化低钠焙烧-碱浸工艺的钒收回率依然不高，仅仅NaCl的参加量有所削减，依然对大气有污染。 空白焙烧-碱浸工艺(直接焙烧)是指使用空气中的氧气作氧化动力，直接损坏钒矿藏晶体结构，使钒氧化成V(Ⅴ)，转化成可溶性的钒酸盐和偏钒酸盐;焙烧后的产品用NaOH溶液浸出。空白焙烧-碱浸工艺避免了钠化焙烧发生的酸性气体污染，节省了增加剂，但浸出时刻有必要确保在3h以上才能使钒的浸出率到达75%以上。 钠化焙烧和空白焙烧工艺的钒浸出率均不高，所以有研讨者探讨了加酸焙烧-水浸工艺的可行性。该工艺是在焙烧时参加10%的硫酸，焙烧3h，天然冷却后再用水浸出2h，终究钒的浸出率达95%以上。针对硫酸焙烧工艺，有研讨者提出了低温硫酸焙烧-水浸工艺。在250℃下焙烧后，以液固体积质量比1.2mL/g用水在100℃下拌和浸出2h，钒浸出率达78. 2%。 火法-湿法联合工艺中，钠化焙烧-水浸、钙化低钠焙烧-碱浸和空白焙烧-碱浸等相对比较老练，但钒收回率较低，并且存在较严峻的环境污染问题，尤其是发生的Cl2、HCl、SO2等有害气体，很多排放的高浓度氮废水等是现在钒冶炼工业中比较扎手的问题。加酸焙烧-水浸工艺的钒浸出率比较高，是一种值得进一步研讨的工艺。 (三)全湿法工艺 全湿法提取石煤中钒的工艺现在研讨不多，且均环绕酸浸而打开。酸浸办法首要有直接酸浸、参加助浸剂酸浸和加压酸浸3类。 直接酸浸是H+进入硅酸盐矿藏晶格中置换Al3+，使离子半径发生变化，然后开释出V3+，V3+进一步氧化为V4+后用硫酸浸出。直接酸浸后，V2O5收回率在70%～85%。直接酸浸基本原理如下：直接酸浸只依托H+作用损坏晶体结构。因为钒在石煤中的存在形状安稳性较高，故直接进行酸浸有时作用并不抱负，浸出时刻长，浸出功率较低。增加必定试剂即参加助浸剂能够促进钒的浸出，取得较高的钒浸出率。如用浸出石煤时，参加必定量的亚铁盐，可使大都钒溶解进入溶液，钒收回率可达85%以上。 直接酸浸的另一种改进是加压酸浸。加压条件改进了钒浸出动力学，大大缩短反响时刻，钒浸出率可达90%以上。但此办法对设备腐蚀大，设备要求较高。 近年来，也有其它一些试剂用于从石煤中直接浸出钒。其间，亚熔盐浸出是针对焙烧进程中发生环境污染、能耗高、钒转化率低一级问题而开发的新办法。复合钠制剂亚熔盐包含钠制剂和氯盐，氯盐与矿藏中的氧化物，如V2O5、Fe2O3、SiO2等反响发生Cl2，Cl2具有更高的活性，能够损坏矿藏晶体结构，将其间的V(Ⅲ)和V(Ⅳ)氧化为V(Ⅴ)。亚熔盐法的钒浸出率可达90%以上。亚熔盐浸出法相对直接酸浸缩短了反响时刻，可取得较高的钒收回率，一起浸出液不含酸，相对来说较简略进行后处理，是值得进一步完善和开发的新工艺。 (四)生物浸出技能 生物浸出技能对环境友好、工艺简略，近年来开展比较敏捷，已测验用于从石煤中提取钒。 难浸石煤中的钒以硅酸盐方式存在。研讨标明，硅酸盐在生物浸出进程中的溶解会增大反响系统的pH，然后影响生物浸出作用;钒对细菌的毒害效应在某种程度上也首要受pH的影响而不是受金属元素自身毒害作用的影响，阐明在生物浸出时操控pH非常重要。培育耐钒菌种时，在参加有机物的培育基中，以V2O5、VOSO4、Na3VO4和NaVO3为驯化物，以磷酸缓冲液缓冲，操控pH在8.0～8.9范围内，温度维持在24～37℃之间，终究可得到比较好的驯化作用。Katarina等研讨了选用Acidithiobacillusferrooridans和Acidithiobacillusthiooxidans菌株将废催化剂和石油飞灰中的五价钒还原成四价钒进行废料解毒并收回钒，在30℃下，培育基中参加FeSO4·7H2O和单质S，两菌株对V2O5和NaVO3的耐受极限别离为0.003mol/L和0.01 mol/L，其对生成的四价钒最高钒耐受浓度可达4mol/L。Pradhan等人研讨了选用硫氧化细菌和铁氧化细菌选用两段浸出法浸出粹进程中的废催化剂。第1阶段，pH操控在2～3之间，催化剂质量浓度15g/L，V、Mo、Ni浸出率别离为32. 3%、58. 0%和88.3%;第2阶段，pH操控在0. 9～1.0之间，催化剂质量浓度50g/L，金属终究浸出率别离为94.8%V、46. 3%Mo和88.3%Ni。在生物浸出进程并不只限于选用传统细菌，使用真菌-黑曲霉也能够浸出废裂化催化剂中的重金属V、Ni、Fe、Al、Sb。嗜热培育基中参加蔗糖，在30℃水浴中，拌和速度120r/min，V、Ni、Fe、Al、Sb浸出率别离为36%、9%、23%、30%、64%。尽管浸出率并不高，但比较化学办法浸出作用要好的多。可见，将生物浸出法用于从石煤中浸出钒是可行的，但这一技能尚处于开始探究阶段，还需要深入研讨和开发。 三、展望 因为石煤存在发热量低、成分杂乱、有价金属档次低一级问题使得其开发使用存在必定难度。我国大都石煤中存在钒，钒首要以类质同相方式存在于硅酸盐矿藏中，难于浸出，所以加强石煤的矿藏学及相关的化学反响研讨，对开发适宜的提钒办法、合理开发使用石煤非常重要。 现在，从石煤中提取钒的工艺相对来说还比较落后，在我国依然处于实验室研制阶段。已具规划的钠化焙烧-水浸工艺存在比较严峻的大气和水污染，没有到达绿色工艺的要求;此外，石煤中还有Mo等其它使用价值很高的金属并没有得到合理的使用，如不加收回不只给环境带来沉重负担，并且也形成资源的糟蹋。因而，开发新的环保、高效提取工艺是石煤归纳使用迫切需要处理的关键问题。 因为石煤中有价金属档次低，选用成本低、工艺简略、环境友好的生物浸出技能不失为一个较好的挑选。但是，钒对菌种毒害性较大，较少的量即有较大的致死性，因而，选用生物浸出法的关键在于驯化菌种，如菌种驯化成功，生物浸出技能将是一个颇具开展前景的绿色工艺。

一、工艺原理特殊药剂配方，将含钒石煤中的钒组分浮选出来，此后进行焙烧(灼烧)、浸出、得到高浓度含钒溶液，溶液经净化处理后直接加铵沉积得到产品。 二、工艺流程图

我国以出产银为主的独立银矿基本上都选用浮选法选银（表1），而共伴生银矿选用了：单一浮选法和浮-重选法、浮选-化法的联合流程，其间以浮选最为重要（表2）。 表     1[next] 表   2[next]     为了进步独立银矿浮选的收回率，采取了三方面的办法：一是针对银矿藏嵌布粒度的粗细特色，尽可能使银矿藏充沛解离，进步银的收回率；二是挑选中性或弱碱性的浮选矿浆碱度和选用碳酸钠作浮选矿浆的调整剂，进步银的浮游性；三是调配运用黄药与黑药，增强对银的捕收才能。        下图是十里堡银矿选用的一段磨矿、二段分级单一浮选工艺流程。    近年来，在国家一系列优惠政策鼓舞下，我国在共、伴生银矿的归纳选矿收回方面得到了加强，许多矿山和炼厂注重了银的收回，可是总起来看，选矿技能设备没有严重开展，银的收回率不高，不同矿山尾矿中含银很高（１０～３０ｇ／ｔ），而未予收回。    银矿石经选（或选冶）后，所得到的产品有银精矿、银泥和各种有色金属的含银精矿。现在对前两者一般选用火法熔离（反射炉、电炉、坩埚、鼓风炉、闪速炉），或许用湿法冶金别离提取，再行电解精粹；后者主要是在冶炼有色金属过程中，半银富集到阳极泥（主要是铜、铅阳极泥）中归纳收回。在我国９８％的白银是从各类有色金属矿的冶炼阳极泥中收回的。

（一）钒钛烧结矿的化学成分    钒钛烧结矿除含TiO2和V2O5外，其他化学成分与普通烧结矿比较也有较大差异，依据TiO2含量凹凸，钒钛烧结矿可分为高钛型(攀钢)、中钛型(承钢)和低钛型(马钢)。    与普通烧结矿的化学成分比较，钒钛烧结矿具有“三低”、“三高”的特色。即烧结矿含铁低、FeO和SiO2含量低,TiO2、MgO、Al2O3含量高。   （二）钒钛烧结矿的矿藏组成    钒钛烧结矿的物相组成首要有：钛赤铁矿、钛磁铁矿、铁酸钙、钛榴石、钙钛矿、钛辉石、玻璃质等。    1.钒钛烧结矿的矿藏特色    钛赤铁矿是烧结矿中的首要含铁物相，一般可占烧结矿总量的40%～50%,是赤铁矿-钛铁矿固熔体，属六方晶系，反射光下呈灰白色，强非均质性，不透明，反射率25%,以Fe2O3为晶格，除Ti外，还固溶Mg、Al、Mn等元素。钒钛烧结矿中的钛赤铁矿以粒状、斑状结构为主，少量呈他型和自型柱状。一般出现在孔洞周围或钛磁铁矿晶粒周围构成包边或花边结构。钛赤铁矿的很多存在及其连晶效果，使烧结矿具有杰出的复原性和机械强度。    钛磁铁矿不同于普通烧结矿的磁性矿藏，是磁铁矿-钛铁晶石固溶体，是烧结矿中的首要含铁矿藏，其含量在25%～35%之间，是以Fe3O4为晶格的固熔体，其固溶有Ti、Mg、Mn、V、Al的氧化物。在反光下呈灰白色带褐彩、均质性、反射率为18%～22%,内反射不透明、强磁性、表面可被腐蚀、呈暗褐色。首要呈自形粒状和不规则他形柱状方法。也有从硅酸盐相中分出的自形、半自形八面体(多边形断面)及细微树枝状骸晶，部分钛磁铁矿常被赤铁矿色边。    铁酸钙首要存在于熔剂性钒钛烧结矿中，并随烧结碱度添加而添加，一般占烧结矿总量的3%～20%,在反光下为灰色带蓝彩，非均质性，反射率为16%。首要呈板粒状和针状，多与钛磁铁矿构成熔蚀结构和柱状交错结构。在剩余石灰颗粒边际构成很多的铁酸钙晶体。它具有好的复原性和高的抗压强度。    钛榴石在钒钛烧结矿中属硅酸盐相，一般占烧结矿总量的3%～15%,在熔剂性钒钛烧结矿中常可见到。首要呈粒状、浑圆状和树枝状集合体，单个区域钛榴石连成片。反射光下呈灰色，无内反色，反射率低(12%～13%).透射光下呈黄色、黄褐色，无解理，无双晶纹，属晚结晶的硅酸盐物相，对烧结矿起必定的粘结效果。从化学成分看，钒钛烧结矿中的钛榴石与天然钛榴石挨近。   钙钛矿是熔剂性钒钛烧结矿首要含钛矿藏，一般占烧结矿总量的2%～10%,属甲等轴晶系，反光下为灰白色，反射率为15%～16%,略低于钛磁铁矿固溶体，均质到非均质，内反射色为黄褐色，在透射光下，呈褐、黄、紫、红棕等多种色彩。干与色一级，有时出现反常干与色。钙钛矿在烧结矿中首要呈粒状、纺锤状、骨架状、树枝集合体，涣散于渣相或钛赤铁矿褐钛磁铁矿之间。其熔点很高(1970℃),结晶才能强，是晶出最早的物相。硬度高于钛磁铁矿。    钛辉石属斜方晶系，多呈短柱状，有时块状集合体存在，充填于钙钛矿、钛磁铁矿、钛赤铁矿之间，是钒钛烧结矿硅酸盐粘结相之一。在反射光下为深灰色，反射率稍高于玻璃相，透光下呈黄绿～浅红紫色，有用多色性。[next]    2.影响钒钛烧结矿矿藏组成的要素    烧结矿的矿藏组成，跟着烧结质料、烧结工艺条件等的改变有所区别。    (1)碱度的影响。不同碱度对钒钛烧结矿矿藏组成的影响见图.天然碱度钒钛烧结矿首要矿藏为钛磁铁矿、钛赤铁矿、铁橄榄石和玻璃隐晶质，钛赤铁矿和钛磁铁矿多为自形或半自形粗晶、晶体紧密结合为连晶，是天然碱度钒钛烧结矿的首要连接方法。其次是橄榄石和玻璃质，将连晶粘结，构成细孔均匀的海绵状结构，气孔一般为1～2mm.烧结矿结构细密、强度好、转鼓指数高、制品率高。但因很多磁铁矿被氧化，需求较长时刻，故笔直烧结速度低。    碱度1.0～2.0的熔剂性钒钛烧结矿，其首要矿藏为钛磁铁矿、钛赤铁矿、钙铁橄榄石、钛榴石、钙钛矿、铁酸钙、钛辉石和玻璃质。    碱度大于3.0的烧结矿，钛赤铁矿固熔体削减而钛磁铁矿固溶体添加，烧结矿外观发黑、光泽暗、铁酸钙显着添加。    (2)燃料用量对矿藏组成影响。钒钛烧结矿的矿藏组成随燃料用量的增减而改变，当燃料用量偏低时，烧结矿中钛赤铁矿含量高而玻璃质少，粘结相缺乏，烧结矿强度差。跟着燃料添加，复原气氛增强，烧结温度升高，烧结矿中钛磁铁矿和浮氏体显着添加，硅酸盐粘结相和铁酸钙添加，但钛赤铁矿很多削减，削弱钛赤铁矿连晶效果。当燃料超越必定量时，烧结矿中钛赤铁矿进一步下降，铁酸钙含量也低，而钙钛矿含量显着添加，此刻硅酸相无甚改变。因而，进步含碳量对进步钒钛烧结矿强度并晦气。    (3)TiO2含量对矿藏组成的影响。跟着烧结矿中TiO2含量的添加，钙钛矿量添加，铁酸钙量削减，一起钛辉石添加，玻璃质削减。[next]   （三）钒钛烧结矿的冶金功能    1.钒钛烧结矿的转鼓强度    钒钛烧结矿的转鼓强度一般较普通烧结矿低。其原因首要是:(1)烧结矿中SiO2含量低，构成的硅酸盐粘结相少;(2)因为TiO2含量较高，烧结过程中与CaO易构成性脆的钙钛矿;(3)烧结液相量少，粘结才能差。别的，因为矿藏特性所决议，此种烧结矿还具有耐磨不耐摔的特色。    添加配碳量虽可改进钒钛矿的转鼓强度，但当配碳量超越必定配比时，强度反而下降。配碳量的添加可促进烧结液相量增多，有利于转鼓强度的进步，但一起因为配碳量的添加导致复原气氛加强，铁酸盐削减，钙钛矿量添加，因而，应操控恰当的配碳。    2.烧结矿储存功能    钒钛烧结矿有较好的储存功能，其储存天然粉化率比普通烧结矿低得多。原因在于烧结矿冷却过程中，当温度下降到675℃时普通烧结矿中的正硅酸钙(2CaO•SiO2)发作相变(由β-2CaO•SiO2向γ-2CaO改变），体积发作急剧胀大(添加10%),引起烧结矿粉化；而钒钛烧结矿在烧结过程中无2CaO•SiO2生成，因烧结矿中SiO2含量低，即便烧结碱度达1.70,其CaO含量也仅为9.5%～9.1%,且部分CaO与TiO2构成钙钛矿(CaO•TiO2),故游离CaO很少。    3.钒钛烧结矿的复原功能    钒钛烧结矿因为氧化度高、FeO含量低，其复原功能较普通烧结矿好。影响钒钛烧结矿复原性的要素首要有碱度、FeO含量等。    (1)碱度的影响。碱度对钒钛烧结矿复原性的影响规则与普通烧结矿类似，随烧结矿碱度的进步，复原度显着上升。    (2)FeO含量的影响。钒钛烧结矿中FeO首要以钛磁铁矿和钙铁橄榄石方法存在，其复原性较差，但与普通烧结矿比较，其含量较低，比较之下复原性仍较好。跟着FeO含量的添加，钒钛烧结矿复原度呈直线下降，因而，钒钛磁铁精矿烧结时，应操控适合的FeO含量，在确保钒钛烧结矿强度的条件下，使之具有杰出的复原性。    (3)TiO2含量的影响。随钒钛矿中TiO2含量的添加，烧结矿的复原度下降。一般以为因为TiO2含量的添加，势必会导致烧结矿中含铁物相(如钛赤铁矿、铁酸钙盐等)削减，而脉石矿藏(如钙钛矿、钛辉石等)添加，而晦气于复原气体的分散。    4.钒钛烧结矿的低温复原粉化功能    一般以为，烧结矿低温(400～500℃)复原粉化的发生，首要是因为赤铁矿复原为磁铁矿的过程中，晶形的改变所造成的。钛赤铁矿有各种晶型，如粒状、斑状、树枝状、叶片状、骸晶状等。关于不同晶型，其复原粉化功能不同，其间以骸晶状菱形钛赤铁矿复原粉化最为严峻。    钒钛烧结矿的低温复原粉化率RDI-3.15比普通烧结矿高得多。攀钢烧结矿的RDI-3.15一般大于55%～60%,且当普通烧结矿中参加部分钒钛物料时，烧结矿的复原粉化率也会显着上升。    钒钛烧结矿低温复原粉化率高的原因是:(1)烧结矿中含有很多的钛赤铁矿(40%～50%),其间约50%以骸晶状菱形赤铁矿存在，别的还有部分钛赤铁矿以网格状占有于钛铁矿的方位上。复原时，因为晶型改变而引起胀大粉化。(2)烧结矿中SiO2含量低，起粘结效果的硅酸盐相少，加之不起粘结效果的钙钛矿的存在，它不只自身性脆，并且还阻碍钛赤铁矿和钛磁铁矿间的连晶效果，抗胀大粉化的才能下降.(3)钒钛烧结矿的物相组成较普通烧结矿的物相组成杂乱，其不同的热胀大性引起的内应力，在低温复原阶段会导致很多微裂纹的构成，然后也下降了烧结矿强度。    虽然钒钛烧结矿低温复原粉化现象较为严峻，但实践生产中，没有因烧结矿的低温复原粉化率高而引起高炉上部块状带透气恶化而成为约束冶炼强化的环节。对小高炉冶炼钒钛烧结矿的解剖查询，所测得的烧结矿粒度组成也未发现反常。    进步烧结矿中FeO含量，能够削减再生赤铁矿的数量，下下降温复原粉化率，但FeO过高会引起烧结矿复原性的恶化。为此，攀钢在制品烧结矿上喷洒卤化物水溶液，使烧结矿低温复原粉化现象得到大幅度改进。    5.钒钛烧结矿的软熔滴落功能    烧结矿的矿藏组成决议了其软熔滴落功能，因为钒钛烧结矿高熔点矿藏多，致使其软化温度高，一起又因高熔点矿藏熔点不同大，因而其熔滴温度区间宽，且滴落过程中渣铁分离差，渣中带铁多。影响钒钛烧结矿软熔滴落功能的首要要素有烧结矿的碱度、TiO2含量等。    碱度对钒钛烧结矿软熔滴落功能的影响研讨。随碱度进步，烧结矿软化开端温度(Ta)、软化终了温度(Ts)(熔化开端温度)、开端熔滴温度(Tm)上升，软化温度区间(ΔTs-a)和熔滴温度区间(Tc)变窄，压差陡升，温度(TΔp)上升，最高压差(ΔPmax)减小，熔滴带厚度(H)变薄。    TiO2含量对钒钛烧结矿软熔滴落功能的影响的的研讨。随烧结矿中TiO2含量添加，开端滴落温度下降，压差陡升温度下降，最高压差减小，软熔温度区间变宽，滴落时刻延伸。

美国科罗拉多的钒铀矿是美国钒的首要来历。前期以出产钒为主，铀是副产品。1943年后调整为以出产铀为主。矿石中的钒除钒钾铀矿（K2O·2UO3·V2O5·3H2O）外，还有钒云母[3（AIV）2O3·K2O·18SiO2·2H2O]及含钙钒酸盐。含U3O8约0.24%～1.23%，V2O5约0.07%～1.16%。矿石可不经焙烧，直接用碱液（Na2CO3、NaHCO3）浸取，可是浸取率低，原因在于钒云母中的钒不溶于碱溶液。为此需在氧化气氛下850℃加碱焙烧，然后再在高压釜中120℃，0.21MPa压力下浸取4～6h。钒、铀的浸取率别离可到达70%～80%、90%～95%。 美国阿特拉斯矿藏公司，选用新工艺处理米维达铀矿，工艺流程如图1所示。图1  阿特拉斯矿藏公司莫亚比铀厂工艺流程 矿石破碎至19mm，依据质料的不同，分酸浸、碱浸两条路线处理。 一、碱浸 参加Na2CO3 50～60g/L，溶液进湿球磨、水力旋流器分级，然后进稠密机。溢流回来，加碱，调理至Na2CO3 50～60g/L，再用于球磨。底流分两组，每组串联7个高压釜浸取，120℃、0.35MPa、6h。排出料浆与进料进行热交换，头两个高压釜用直接蒸汽加热。浸取后的矿浆用鼓式过滤机过滤，残渣送尾矿池。滤液进入4个串联的拌和槽，通蒸汽加热，增加NaOH，生成Na2U2O7沉积，经浓缩过滤，得铀产品。滤液通CO2气后，作为浸取液，送往提钒车间。 二、酸浸 将矿石与水在湿球磨及分级机中细磨，液固比5/1，进浮选槽回收得铜精矿。浮选后进入一段浸取槽。浸取后进入水力旋流器分级。溢流经弄清、过滤得清液。底流进2级浸取槽，用蒸汽加热，参加H2SO4，逗留21h。排料经耙式分级机，溢流用作一级浸取用液；底流过滤、洗刷后，残渣送尾矿池。1、2级的清液兼并送萃取工序。 三、萃取 萃取液加酸，调pH值至1.0～1.2。送4级混合弄清槽用叔胺先萃取铀。萃取有机相为： 成分     1号柴油     叔胺     异癸醇 %         92.5        5        2.5 萃取后有机相用碳酸钠碱液反萃得铀产品。萃取铀后的萃余水相，参加金属铁粉，使溶液的电动势降至150mV以下，使铁离子悉数还原为二价，部分钒也被还原为四价，以便进步钒的萃取率。加调停pH＝2，在5个混合弄清槽中逆流萃取。有机相为 成分     1号柴油     二－2－乙基－乙基磷酸     异癸醇 %          91                 6                  3 萃钒后的萃余液排入尾矿池。含钒有机相用15%H2O4反萃。反萃液送沉积槽，通蒸汽加热，参加NH4Cl、NH4OH沉钒得钒酸铵。最终将钒酸铵枯燥、熔化成薄片出售。

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。

石煤是我国特有的能够作为独自矿床挖掘的钒矿资源，其矿石类型首要是炭质、硅质岩，钒简直悉数赋存于含钒水云母（伊利石）、高岭石等黏土矿藏中，与铝、钾、铁以类质同象方式存在于矿藏晶格中，直接提取难度很大。西北某石煤钒矿属硅质岩夹炭质泥岩型，钒以类质同象方式存在于水云母中。实验选用氧化焙烧-硫酸浸出-复原-溶剂萃取-铵盐沉积工艺研讨了从该矿石中提取五氧化二钒，断定了最佳提取条件。     一、矿石与试剂     矿石首要化学成分为：1.07% V2O5，78.60% SiO2，2.60% Fe2O3，3.13% Al2O3，0.97% CaO，0.68% K2O，0.47% P2O5，0.95% S，1.40% C，烧失量3.94%。     试剂：硫酸，，，均为分析纯；铁屑，P2O4（二 (2-乙基己基）磷酸，TBP磷酸三丁脂），磺化火油，均为工业级。     二、实验办法     经过焙烧，先将V（Ⅲ）氧化为V（Ⅳ）或V（V）后用酸溶解，然后用对四价钒具有高挑选性的P2O4进行萃取，再用硫酸水溶液反萃取，反萃取液中的V（Ⅳ）氧化成V（V）后，再用铵盐沉积法沉积红钒，沉积的红钒经洗刷、烘干、热解，得到五氧化二钒产品。工艺流程如图1所示。    三、实验成果评论     （一）浸出探究实验、     矿石粒度0.089mm，温度95℃，直接酸浸实验成果（见表1）标明：在强化的浸出条件下，五氧化二钒浸出率较低。矿石造球后焙烧，然后用硫酸浸出（质料粒度0.124mm，造球Φ10mm；浸出温度90℃，浸出粒度-0.71mm，液固体积质量比1.2，浸出2h）实验成果（见表2）标明：以氧化焙烧－酸浸工艺处理该矿石，五氧化二钒浸出率比直接酸浸时有明显进步。 表1  直接酸浸探究实验成果序号浸出时刻/h液固体积质量比硫酸用量/%V2O5浸出率/%1 2 3 4 5 66 6 6 6 10 101.2 1.2 1.2 1.2 1.2 1.212 15 20 30 30 4024.75 31.81 40.20 65.13 67.15 71.05 表2  造球-焙烧-浸出探究实验成果序号焙烧温度/℃焙烧时刻/h硫酸用量/%V2O5浸出率/%1 2 3 4850 850 850 9002 2 2 210 15 20 2565.14 77.50 83.50 87.83     （二）焙烧实验     原矿磨细至-0.074 mm占90%，制球Φ10～20 mm，枯燥后焙烧。浸出温度90℃，浸出矿样粒度-0.71mm，硫酸用量25%，浸出时刻2h。     1、焙烧温度的影响     焙烧时刻2h，焙烧温度对五氧化二钒浸出率的影响实验成果如图2所示。能够看出：随焙烧温度升高，五氧化二钒浸出率升高，但温度升到900℃后，浸出率趋于稳定，这可能是因为烧结使钒被包裹或生成了捆绑钒的方钠石类与霞石类矿藏，使钒难于浸出的原因；但较低的焙烧温度缺乏以彻底氧化贱价钒，使得钒浸出率偏低。实验断定焙烧温度以900℃为宜。    2、焙烧时刻的影响     焙烧温度900℃，焙烧时刻对五氧化二钒浸出率的影响实验成果如图3所示。能够看出：焙烧1h，五氧化二钒浸出率仅为84.61%，钒浸出不彻底，这可能是焙烧时刻缺乏、矿藏结构未能彻底损坏而使得贱价钒氧化不充分；焙烧1.5h，钒浸出率达92.43%，再延伸焙烧时刻，浸出率改变不大。断定焙烧时刻为1.5h。    （三）浸出条件的断定     断定焙烧温度900℃，焙烧时刻1.5 h；焙砂破碎至-0.71mm，液固体积质量比1.2。     1、硫酸用量的影响     浸出温度90℃，时刻2h，硫酸用量对钒浸出率的影响实验成果如图4所示。能够看出：矿石焙烧后，仍需较高的酸度才干取得抱负的浸出率，这可能是矿石中耗酸物质较多的原因。浸出液pH升高，现已浸出的五价钒发作水解而沉积，使五氧化二钒的浸出率下降。实验选定酸参加量为20%。    2、浸出温度的影响     浸出时刻1h,硫酸用量20%，浸出温度对五氧化二钒浸出率的影响实验成果如图5所示。     由图5看出，温度对五氧化二钒浸出率的影响不明显。为下降能耗和削减温度对设备的更高要求，实验选定在常温下浸出。     3、浸出时刻的影响     常温下，硫酸用量20%，浸出时刻对五氧化二钒浸出率的影响实验成果如图6所示。    从图6看出：随浸出时刻的添加，五氧化二钒浸出率略有进步；浸出2h后，浸出率趋于稳定。实验断定浸出时刻以2h为宜。     （四）萃取-反萃取-铵盐沉钒     1、萃取-反萃取     浸出液经中和、铁屑复原后制得萃原液，V2O5的中和、复原回收率为97.52%。萃原液V2O5质量浓度为5～6g/L，pH值为2.2～2.45。混合时刻单级萃取实验成果见表3；质料pH值单级萃取实验成果如表4；萃取剂浓度单级萃取实验成果如表5。 表3  混合时刻单级萃取实验成果混合时刻/min萃取率/%3 5 7 1071.94 74.66 74.32 74.48     实验条件：萃原液ρV2O5=5.88g/L；比较（Va/Vo）=1；萃取剂V（P2O4），V （TBP ），V（火油）＝15︰5︰80；弄清时刻7min；料液pH＝2.2。 表4  质料pH值单级萃取成果质料pH值萃取率/%1.50 2.20 2.30 2.5025.85 74.66 76.50 81.29     实验条件：萃原液ρV2O5=5.88g/L；比较（Va/Vo）=1；萃取剂V（P2O4），V （TBP ），V（火油）＝15︰5︰80；混合时刻5min；弄清时刻7 min。 表5  萃取剂浓度单级萃取成果V（P2O4）︰V （TBP ）︰V（火油）萃取率/%10︰5︰85 15︰10︰75 20︰15︰6566.15 85.74 85.86     实验条件：萃原液ρV2O5=5.88g/L；比较（Va/Vo）=1；混合时刻5min；弄清时刻7min；料液pH值2.38。     由表3看出：萃取反响很快，两相触摸时刻在5min以内即达萃取平衡。实验断定萃取混合时刻为5min，弄清时刻挑选7min。     由表4看出，随料液pH升高，五氧化二钒萃取率升高，但当pH值到达2.5时，开端呈现少数絮状物，可能是水相中的杂质如铁、铝沉积所造成的。pH操控在2.3～2.5之间比较适合。     从表5看出，单级萃取时，萃取剂最佳组成为15%P2O4＋10%TBP＋75%火油。     在最佳条件下进行5级逆流萃取，成果见表6。 表6  5级逆流萃取实验成果萃取级数萃余液中ρ（V2O5）/（g·L-1）V2O5萃取率/%1 2 3 4 51.21 0.75 0.26 0.10 0.0776.69 85.55 94.99 98.07 98.48     萃取条件：萃原液V2O5质量浓度5.19g/L，萃取剂为75%磺化火油＋15%P2O4＋10%TBP，比较（Va/Vo）=1︰1，1，混合时刻5min，弄清时刻7min。     5级逆流萃取后，V2O5萃取率达98.48%，负载有机相V2O5质量浓度为5.28g/L，萃取剂经处理后可循环运用。萃取后的负载有机相用1.5moL/L硫酸溶液5级逆流反萃取，成果见表7。 表7  5级逆流反萃取实验成果反萃取级数贫有机相中ρ（V2O5）/（g·L-1）V2O5反萃取率/%1 2 3 4 51.00 0.16 0.01 0.003 0.00181.06 96.97 99.81 99.94 99.98     实验条件：Va/Vo=8︰1，混合时刻10min，弄清时刻10min。     5级逆流反萃取后，贫有机相中V2O5质量浓度为0.001g/L，V2O5反萃取率99.98%，反萃取液中V2O5质量浓度在45g/L以上。     2、产品五氧化二钒的制备     选用铵盐沉积法沉积红钒。实验条件为：反萃取液中V2O5质量浓度47.08g/L，参加质量浓度200g/L的溶液，60℃下拌和1h，操控氧化复原电位在-900MV以上；以调pH至2.1，在92℃左右拌和2h，沉积得红钒；红钒经洗刷、烘干、热解，得棕黄色粉状产品。沉钒过程中，V2O5沉积率为97.50%，V2O5煅烧回收率98.50%。终究产品成分分析成果为：98.78% V2O5，0.11% Si，0.30% Fe，0.0093% As，0.05% P，0.003%S，（0.026＋0.041）%（Na2O＋K2O），产品质量到达GB3283－1987冶金98标准。     四、定论     （一）对西北某石煤钒矿选用造球-氧化焙烧-浸出-中和-复原-萃取-氧化沉钒-煅烧工艺提取V2O5。原矿磨细至0.074mm占90%以上，造球后在900℃条件下氧化焙烧1.5 h，焙砂破碎至 0.84mm，常温下用硫酸溶液浸出1h，钒基本上彻底浸出。     （二）浸出液经中和、复原处理后，选用15% P2O4＋10%TBP＋75%磺化火油系统萃取、1.5moL/L硫酸溶液反萃取，反萃取液用按盐沉积红钒，红钒在550℃下锻烧，得到合格产品。     （三）工艺中五氧化二钒浸出率为88.66%，中和复原回收率97.52%，萃取率98.48%，反萃取率99.98%，沉积率97.50%，煅烧回收率98.5%，五氧化二钒总回收率81.76%。     （四）选用该工艺，五氧化二钒回收率较传统钠化焙烧工艺有大幅进步，且契合环保要求，有利于完成工业化。

有效提高石煤钒矿的综合利用率，降低成本，钒的浸出率是关键。为了提高钒的浸出率，科研工作者做了大量的工作，所采用的方法有钠化焙烧-浸出、氧化焙烧-浸出、钙化焙烧-浸出等焙烧-浸出法、氧压浸出法及直接高酸浸出法。其中焙烧-浸出法投资大，由于工艺复杂，处理成本高，也不太容易大工业化应用，更为致命的是，由于矿石性质的复杂性，焙烧过程中会产生大量的废气，给周围环境造成严重的破坏;氧压浸出法目前尚处在实验室阶段，处理成本也较高，工业化尚待时日;直接酸法浸出法是目前较为先进的工艺，但是，石煤钒矿中钒的赋存状态较为复杂，在直接酸浸中，钒的浸出率高低就成为工艺应用的关键。陕西五洲矿业公司中村钒矿属吸附型的钒矿，以四价钒为主，相对较易浸出，直接采用硫酸浸出，浸出率可达80%。为了进一步提高浸出率，降低成本，我们对该矿石进行了深入的研究，通过添加助浸剂，使浸出率大幅度提高，浸出率可达93%以上。 一、矿石性质 矿石矿物组成以非金属矿物为主，金属矿物较少。金属矿物以褐铁矿为主，次为黄铁矿、钒铁矿、铁钒锐钛矿等;非金属矿物以石英、泥质为主，次为方解石、石墨、碳质等，副矿物为磷灰石。通过岩矿鉴定、电子探针等手段对钒的赋存状态研究认为，钒主要以吸附状态存在，在碳硅泥岩建造的泥硅质岩与碳硅质岩界面附近，电子探针分析V2O5含量可达9.42%～13.31%;钒有少量的独立矿物钒铁矿(V205989%)、钒铁锐钦矿(V205 26.11%)，铁质结核中铁矿物含V205可达5%左右。依据矿石矿物成分、结构、构造，主要矿石类型为碳硅质岩夹互泥岩型钒矿石，局部为(碳质)泥岩型钒矿石。 (一)碳硅质岩夹互泥岩型钒矿石：由黑色碳硅岩夹互泥岩或互层组成，具有碳硅质岩型与泥岩型矿石的双重矿物成分和结构、构造，黑色碳硅岩组成矿物以石英为主，石英含量65%～95%;其次为戮土矿物(水云母、高岭石)10%、碳质10%、方解石1%、褐铁矿5%～7%、黄铁矿0.5%等。矿石呈隐晶结构。泥岩组成矿物以黏土矿物高岭石、水云母为主，黏土矿物含量≥75%，碳质5%～15%，次为黄铁矿、石英等，隐晶一泥质结构、粉砂质结构。 (二)(碳质)泥岩型钒矿石：主要由泥(页)岩组成，可含个别碳硅质岩细条。组成矿物以黏土矿物高岭石、水云母为主，黏土矿物含量≥75%，碳质泥岩型矿石中碳质5%～15%，次为黄铁矿、石英等，隐晶一泥质结构、粉砂质结构及藻屑结构。 二、试验方法 原矿经破碎到-2mm后缩分为每包500g备用。每次取矿样一包(500g)加入锥型球磨机(XMQ-67型)中，加入350mL自来水进行磨细，磨至-0.2mm95%，将矿浆过滤后，在105℃以下烘干，均分成每包l00g备用。每个浸出试验取1包(100g)矿粉，置于500mL玻璃圆底烧瓶中，加人助浸剂和浸液(一定浓度的硫酸)，配可调速磁力机械搅拌装置和可调温度控制装置，并用100℃温度计测量物料温度。在相应的条件下，浸出完成后，用9mm布氏漏斗配合水抽对浸出体系进行抽滤和洗涤，浸出液标至一定体积，浸出渣105℃下烘干、称重;浸出液与浸出渣分别按国标进行分析化验。 三、试验结果与讨论 (一)硫酸用工对钒浸出率的影响 首先进行的是硫酸用量试验，试验结果见图1。其它试验条件：液固比1︰1，浸出温度90℃，浸出时间8h从图1所示结果可见，钒的浸出率随硫酸用量的增大而升高，当硫酸用量为8%时，钒的浸出率仅为53.71，当硫酸用量为15%时，钒的浸出率为74.82%，当硫酸用量达20%时，钒的浸出率为84.86%，虽然获得了较为理想的浸出效果，但是，随着硫酸用量的增大，浸出液中的游离酸浓度也随之升高;当硫酸用量达20%时，游离硫酸浓度高达2.20mol/L(H-浓度为4.40mol/L)，而这么高的游离酸浓度会给后续的提钒处理工序带来较大的困难，增加生产成本;为此，我们研究以助浸剂A配合硫酸混合浸出以期获得满意的效果。 (二)助漫剂用量对钒浸出率的影响 图2和图3分别为硫酸用量10%和12%下助浸剂A的用量对浸出率的影响。从图2和图3可以总结出两点：(1)助浸剂的作用非常大，可大幅度提高钒的浸出率。当硫酸用量为10%时，不加助浸剂时钒的浸出率仅58.25%，加入2%的助浸剂时，钒的浸出率达到77%;当硫酸用量为12%时，不加助浸剂时钒的浸出率为63.25%，加入2.5%的助浸剂时，钒的浸出率达到88.38%。图2 硫酸用量为10%时助浸剂用量对钒浸出率的影响 其它试验条件：液固比1︰1，浸出温度90℃，浸出时间8h(2)助浸剂的最佳用量随着硫酸用量的增大而增大，当硫酸用量为10%时，助浸剂的最佳用量2%;当硫酸用量为12%时，助浸剂的最佳用量2.5%，这可能与助浸剂需要消耗酸有戈，助浸剂A之所以能有效地提高钒的浸出率，估计与其能破坏硅酸盐结构，使钒从矿石中释放出来，从而能被硫酸作用而进入水相的结果。图3 硫酸用量为12%时助浸剂用量对钒浸出率的影响 其它试验条件：液固比1︰1，浸出温度90℃，浸出时间8h其它试验条件：液固比1︰1，硫酸10%，助浸剂A2.5%，浸出时间8h (三)浸出温度对钒浸出率的影响图4为浸出温度对浸出率的影响。从试验结果来看，提高浸出温度对钒的浸出非常有利;但考虑到这是常压浸出，如果温度超过90℃，浸出体系产生蒸汽挥发，既会恶化操作环境，也使得能耗增大，因此，综合相关因素，浸出温度以90℃为宜。 (四)浸出时间对钒浸出率的影响浸出时间对钒浸出率的影响见图5。由图可见，随着时间的增长，浸出率也随之增高;浸出时间为4h时，浸出率为74.45%;浸出时间为8h时，浸出率为77.45%;浸出时间为20h时，浸出率达到84.79%。四、工业试验结果通过实验室的系统研究，获得了理想的试验结果，在此基础上，我们在现场进行了工业试验，试验结果见表1。 表1 工业试验结果%浸出率助浸剂A用量原矿品位V205浸出渣品位V20500.990.24680.1520.8940.11293.05工业试验的条件为：磨矿细度-0.2mm95%;浸出液固比为1︰1;浸出硫酸用量10%;浸出温度90℃;浸出时间24h。工业试验结果验证了实验室试验的结果，在同等条件下，添加2%的助浸剂A，钒的浸出率从80.15%提高到93.05%，大幅度提高了钒的浸出率，降低了生产成本，提高了资源利用率。 五、结论 (一)所采用的助浸剂A具有特效作用，可破坏硅酸盐矿石结构，大幅度提高石煤钒矿中钒的浸出率。(二)工业试验中，在同等浸出条件下，添加2%的助浸剂A，钒浸出率从80.15%提高到93.05%。(三)助浸剂A的最佳用量与硫酸的用量有关，硫酸用量越大，助浸剂A的最佳用量就越大。

陕西某钒矿系吸附涣散状况存在的钒矿，不宜用机械选矿办法富集。在该区域的同类矿石中，提钒办法大致有两类，一是传统的钠化焙烧提钒工艺，该工艺技能老练、操作简略，建厂出资和出产本钱相对较低，但由于选用工业食盐作钠化剂，焙烧时发作很多的、氯化氢等有毒气体，对周围环境形成了严重破坏；二是酸浸-萃取提钒工艺，该工艺可削减环境污染，但出产本钱和建厂出资过大，致使出产厂商不堪重负。本研讨标明，选用超细磨矿-无增加剂焙烧-助浸提钒工艺，可获得较好的实验目标，且不形成环境污染，在现在超细磨矿技能日趋完善、本钱不断下降的情况下，新工艺为该类矿石的开发利用展示了新的远景。          一、矿石性质          矿石类型为泥岩与炭硅质岩的混合矿石，原矿含V2O51.60%，矿石中首要金属矿藏为褐铁矿、黄铁矿、铁钒锐钛矿、钒铁矿等。首要非金属矿藏为石英、泥质和炭质，一起还有少数碳酸盐矿藏和磷灰石。钒的赋存状况较杂乱，除在钒铁矿、钒铁锐钛矿中散布以外，经电子探针分析标明，矿石中占很大份额的石英和褐铁矿中普遍存在涣散状况的钒。原矿多元素分析成果见表1。 表1  原矿多元素分析成果 成份V2O5TiO2P2O5Na2OK2OFe2O3SiO2Al2O3含量（%）1.600.270.640.121.666.8673.863.22成份MgOCaOCoNiAsSTCMo含量（%）2.421.940.0020.0160.0060.520.440.016     二、提钒工艺     （一） 实验想象          矿石中的贱价钒经焙烧可氧化成V2O5，如其能与矿石自身所含K、Na元素生成可溶性盐，在浸出作业可再参加有利该盐类溶解的助浸剂，则可使矿石中的钒有用转化，后经二段沉钒作业即可得到含V2O598%以上的精钒。          （二）首要因素对焙烧转浸率的影响     1、磨矿细度对焙烧转浸率的影响：     磨矿细度对焙烧转浸率的影响见表2。 表2  磨矿细度对焙烧转浸率的影响实验成果 磨矿细度（%）V2O5转浸率（%）-76μm含量-40μm含量-30μm含量-10μm含量91.8///63.75/87//65.00//88/69.38//93.06075.00         实验成果标明，磨矿细度越细，焙烧转浸率越高。     2、焙烧温度对转浸率的影响    焙烧温度对转浸率的影响成果见表3表3  焙烧温度对转浸率的影响   焙烧温度（℃）转浸率（%）75013.7580076.8885078.13     实验成果标明，当750℃时，转浸率很低。而温度升至800℃时转浸率急升至76.88%，800℃今后趋于稳定。     3、焙烧时刻对转浸率的影响          焙烧时刻对转浸率的影响成果见表4 表4  焙烧时刻对转浸率的影响  焙烧时刻（小时）转浸率（%）165.63276.88377.50479.38         实验成果标明，跟着焙烧时刻的增加，转浸率呈上升的趋势，但2小时以上时趋于稳定。     （三）新工艺与钠化焙烧法转浸率的比较     焙烧、浸出作业新工艺与钠化焙烧法异同点见表5。 表5  钠化法与新工艺异同点   相同点相异点V2O5转浸率(%)焙烧温度800℃ 焙烧时刻 2小时钠化法增加10%NaCl磨细度-76µm90%水浸浸出78.71新工艺磨矿细度-10µm60% 助浸浸出76.88     （四）其他作业     原矿磨矿焙烧后，加温拌和助浸浸出，浸出液经二段沉钒，归纳闭路实验可获得72.26%的提钒总回收率，精钒档次到达98%以上。     三、成果评论     新工艺与钠化焙烧法比较，实验目标挨近，在焙烧浸出段的首要区别是钠化焙烧加钠化剂氯化钠，新工艺选用超细磨矿，另外在浸出段进行助浸浸出，它的首要长处是无污染。     材料标明焙烧机理为：     焙烧钠化法的机理： 2NaCl+O2+H2O(g)+V2O3=2NaVO3+HCl↑ 4NaCl+3O2+2V2O3=4NaVO3+2Cl2↑     其中有氯化氢和放出污染环境。     而新工艺在焙烧时发作的仅是贱价钒的氧化反响。 V2O3 + O2= V2O5 2V2O4 + O2= 2V2O5     故不形成空气污染。     从出产本钱上讲，钠化焙烧所需氯化钠的本钱，能够部分乃至悉数抵销新工艺中超细磨矿的本钱，跟着超细磨矿技能的进一步开展，磨矿本钱还有或许进一步下降。     四、定论     （一）本实验选用超细磨矿—无增加剂焙烧—助浸提钒新工艺可获得钒焙烧转浸率75%以上，归纳闭路实验可获得72.26%的提钒总回收率，精钒档次到达98%以上的实验目标。     （二）新工艺为无污染工艺,出产本钱挨近钠化焙烧,且跟着超细磨技能的不断开展,还有或许进一步下降。

一、石煤流态化焙烧－酸浸－离子交换工艺 由湖南省煤炭科研所与长沙有色冶金设计院共同开发的流态化焙烧－酸浸-离子交换流程已被湖北某石煤冶炼厂选用（图1）。图1流态化焙烧－酸浸-离子交换法提钒流程 这一新工艺半工业实验取得的首要技能经济指标为：焙烧酸浸转化率67.03%，酸浸回收率大于98%，离子交换吸附率99%以上，淋洗解吸率99%以上，沉积回收率99%以上，从原料到产品钒回收率约65%，离子交换树脂的作业吸附容量高达420mg／g（湿树脂），淋洗液V2O5均匀浓度约100g／L，产品质量契合GB3283－87中冶金99级要求。 二、石煤无盐焙烧－酸浸－溶剂萃取法 石煤无盐焙烧－酸浸-溶剂萃取法提钒新工艺 湖南省煤炭科研所与湘西双溪煤矿钒厂共同开发出的无盐熔烧－酸浸－溶剂萃取流程见图2。这一工艺已用于双溪煤矿钒厂的工业生产。图2无盐焙烧－萃取法提钒工艺流程 萃取的技能条件为：有机相N 263 15%＋仲辛醇3%＋磺化火油82%，萃取原液pH约为7，比较O／A＝1／2，混合时刻3min，级数为1。 反萃的技能条件为：反萃水相NH3·H2O＋NH4Cl，比较O／A＝2，混合时刻3min，级数为1。 这一工艺取得的首要技能指标为（%）：焙烧转浸率大于55，酸浸回收率约98，灼烧回收率约98，总回收率约50。 因为在焙烧时不加任何添加剂，该工艺的生产成本较传统工艺下降20%～25%。一起，避免了加盐焙烧时烟气的污染，含钒废水量也大大削减。 三、酸浸－中间盐法 石煤流态化燃烧灰酸浸-中间盐法提钒新工艺 浙江化工研究院提出的石煤流态化燃烧灰（或石煤）酸浸－中间盐法提钒新工艺见图3。图3酸浸－中间盐法提钒工艺流程 半工业实验取得的首要技能经济指标为：V2O5浸出率93.69%，中间盐回收率99.07%，萃取率98.10%，反萃率98.16%，沉积率99.0%，V2O5总回收率大于80%。产品质量契合冶金98级要求，每吨产品耗硫酸30.46t，P204 7.5kg，TBP60kg，火油60kg，9.09t，蒸汽20t，电8000kW·h，副产铵明矾48。

  铝加工工艺,铝加工，用塑性加工方法将铝坯锭加工成材，主要方法有轧制、挤压、拉伸和锻造等。铝加工在20世纪初开始以工业方式进行生产，30年代以前，基本上沿用铜加工的生产设备，产品主要用于飞机制造。60年代后，铝材生产发展很快，每年大约增长4～8％，产品广泛应用于航空、建筑、运输、电气、化工、包装和日用品工业等部门。 产量 仅次于钢铁，居 金属 材料第二位。中国于50年代中期建成较大型的铝加工厂，形成了生产体系，产品已系列化,品种有七个合金系,可生产板材、带材、箔材、管材、棒材、型材、线材和锻件（自由锻件、模锻件）八类产品。   是为塑性加工提供坯锭。熔炼炉多用燃气反射炉或燃油反射炉，一般容量为20～40吨或更大；也采用电阻加热反射炉，容量一般为10吨左右。为缩短装炉时间，提高熔化效率，减少吸收气体和卷入氧化膜，工业上已采用倾转式顶装料圆型炉。熔炼时最好应用快速分析仪器分析合金成分，并及时调整。为保证熔体纯洁，防止有害气体的污染和控制化学成分，除了尽可能缩短熔炼时间外，宜用以氯化钾和氯化钠为主的粉状熔剂覆盖，一般用量为炉料重量的0.4～2％。熔炼温度通常控制在700～750℃。 　   熔化后的 金属 还需进行精炼和过滤，以除掉 金属 中的有害气体氢和非 金属 夹杂物，以提高 金属 纯洁度。精炼通常用固体精炼剂或气体精炼剂。固体精炼剂一般以氯盐为主，也用以六氯乙烷代替氯盐的精炼剂。早期使用活性强的氯气作气体精炼剂，净化效果虽好，但对环境污染严重,因此发展出氮-氯混合气体、惰性气和三气体（N2、Cl2、CO）精炼剂,效果较好。为保证精炼效果，精炼气体中的氧和水分含量一般应分别小于0.03％（体积）和 0.3克/米3。动态真空除气法也具有较好的除气和除钠效果。 　　过滤是让熔体 金属 通过中性或活性材料制成的过滤器，除去熔体中处于悬浮状的夹杂物。常用玻璃丝网、微孔陶瓷管和板、氧化铝粒作过滤床进行过滤，也可用电熔剂精炼、熔剂层过滤。 　　 铸造一般采用立式或水平式水冷半连续铸造法。为改善立式铸造的坯锭组织和表面质量，还发展出电磁结晶槽、矮结晶槽和热顶铸造法（见 金属 的凝固）。水冷半连续铸造法是通过流槽将液体 金属 导入用水冷却的结晶器内，使液体 金属 冷却形成凝固的外壳，由铸造机底座牵引或靠自身重量均匀下降而脱出结晶器，形成坯锭。工艺参数因合金成分和坯锭尺寸的不同，差异很大。一般应尽量提高铸造速度和冷却速度，降低结晶槽的高度。铸造温度通常比合金的液相线高50～110℃。此外,还发展出铝板带连续铸轧工艺。 　　   板材、带材生产 采用平辊轧制，基本工序为热轧、冷轧、热处理和精整。对化学成分复杂的 LY12、LC4等硬铝合金，热轧前应进行均匀化处理。处理温度一般低于合金中低熔点相的共晶温度10～15℃，保温12～24小时。硬铝合金的包铝是将包铝板放在经过铣面的坯锭两面，借助于热轧焊合。包铝层的厚度一般为板材厚度的4%。热轧一般在再结晶温度以上进行。热轧可在单机架可逆轧机上进行，或在多机架上实行连轧。为提高成品率和生产效率发展大铸锭轧制，锭重达10～15吨以上。年 产量 在10万吨以下的工厂，一般用四辊可逆热轧和采用热上卷工艺，热轧带材厚度为6～8毫米左右。 产量 10万吨以上的工厂，多在四辊可逆热轧机开坯后采用单机架或两机架、三机架、五机架连轧，实行热精轧，带材厚度可达2.5～3.5毫米。热轧带材成卷后作为冷轧坯料。为保证 金属 有最佳的塑性，应在单相组织状态下进行热轧。LY11、LY12等合金的热轧开坯温度为400～455℃。前几道道次变形率一般在10％以内，以后逐渐增大。纯铝和软铝合金道次变形率可达50％，硬铝合金则为40％左右。热轧总变形率可达90％以上。 　　 冷轧常在室温下进行，通过冷轧可获得尺寸精确、表面光洁和平整的较薄的板材和带材，并可获得具有特定力学性能的加工硬化的板材和带材。冷轧主要采用带式法生产工艺，应用四辊可逆轧机或四辊不可逆轧机进行冷轧，当前发展不可逆轧机进行冷轧。轧机装备有液压压下、液压弯辊、厚度自动控制系统或测辊缝的厚度自动控制系统及板形控制仪，由微型电子计算机控制、记录、储存各种参数，以获得尺寸精确、板形平整的板带材，如 0.18毫米带材公差可达±5微米。小工厂也有块式法生产板材的。退火后铝的冷变形率可达90％以上。多相的硬铝合金冷加工硬化明显，需中间退火。中间退火后的冷变形率为60～70％。热轧用乳液润滑，冷轧已由乳液发展为全油润滑。采用单独控制喷嘴的多段冷却系统，以减少铝板和轧辊的摩擦，冷却轧辊，控制辊型，洗除铝粉及其他杂质，以获得良好的表面质量及板形。 　　 经冷轧和热处理后的带卷常在辊式矫直机上或在拉弯连续矫直机列上进行精整。平整淬火后的板片应在时效孕育期内进行，一般在淬火后30～40分钟内完成。淬火板的平直压光总变形量不应超过2％。 　　 1955年试验成功的铝板带连续铸轧可生产薄板和铝箔坯料。中国于70年代初开始用此法生产薄板。   更多有关铝加工工艺请详见于上海 有色 网

加布拉对法和氛化法做了比照实验，两种办法同是处理含碳砷黄铁矿金精矿500g,在25℃、液固比为2时，选用空气作氧化剂(1L/min)且各取其最佳浸出参数：法用1000mL含质量浓度为0.175moVLH2SO4，0.197mL/L(15g/L)的TU溶液;化法用1000mL去离子水加4gNaCN,并加Ca(OH)2坚持pH=l0。图1标明，法浸出30min后金收回率近90%，此刻化法金的收回率仅35%，欲达94%的提取率，化法需24h，而只须1h。 哥罗尼沃尔德对未经预处理的或酸洗的矿石用硫酸-溶液作浸出金的研讨，当溶液含浓度为1.0mol/L的H2SO4，1.2mol/L的和0.1mol/L的过氧化氢时，溶金速度很快，经1h便可收回98.5%的金，的耗费是1.4kg/t矿石。 陈登文从难处理的含碳泥质矿石中浸出金，经焙烧和硫酸预处理后的矿石，酸性浸出金收回率达95%，与硫酸耗费别离为每吨矿石1.5-2 kg和70kg。 就地浸出有限责任公司(InsituInc.)1981年在澳大利亚维多利亚进行了就地浸出实验。据报道，、硫代硫酸盐和铁的混合物溶液初次被用于“压入-抽出(push-pull)”实验，借以从一种深掩盖的冲积型矿床中提取金。 依据实验室核算，1000kg干料和100kg湿料(含金35g)，在加H2SO4 5kg、SO20.5kg、H2O2(30%)0.75kg、1.05kg的条件下，金的提取率可达98%(其间浸出段提取80%，洗刷段提取10%)，经3段炭吸附，金的收回率为97.86%(3段别离为80%、16.37%和1.49%)，金的总收回率在95%以上。 总归，近年来国外对法提取金表现出极大的爱好，但又持较慎重的情绪。较普遍地以为与化法比较，法具有减轻环境污染，加快溶金速度、下降铜、锌、砷、锑搅扰程度，工艺流程短、出资省、操作较简洁等长处;但药剂耗费高，设备费用较多等触及经济效益的问题还有待进一步处理。 苏联学者B.B.罗捷希可夫对很多的理论和实验研讨工作进行归纳分析后，拟定出了以浸出为根底的湿法处理金矿石的准则工艺流程，该流程包含以下四个首要工序： ①选用再生的、净化除杂后的酸性溶液进行金的拌和浸出。 ②含金的浸出液与浸渣通过稠密过滤的办法进行别离。 ③从溶液中收回金，以取得相应的契合精粹厂要求的产品。 ④收回金后的溶液作进一步处理，以再生和除掉溶液中的杂质。 关于从溶液中收回金，可选用下述几种办法：金属(锌、铅、铝)置换堆积，碱液(NaOH等)损坏络合物，电解堆积，吸附在活性炭和阳离子交换树脂上。 收回办法的挑选，首要取决于溶液中的金属含量。①关于金和银含量较高、质量浓度大于500mg/L的溶液，宜选用电解法，它能一起使得到再生;②对金质量浓度小于50mg/L、银质量浓度在200-400mg/L的溶液，吸附法最有出路，而且贵金属既能够吸附在活性炭上，又能够吸附在阳离子交换树脂上;③对金质量浓度大于50 mg/L、银质量浓度大于20mg/L的溶液，当运用吸附法不太有用，即金属的富集程度较低时，可用金属置换堆积法，在这种情况下选用电解法在经济上是不太适宜的。 现在研讨过的提金工艺首要有：惯例浸出法、向浸出液中通入SO2的SKW法、加金属铁板进行浸置的铁浆法、加活性炭或阳离子交换树脂进行吸附的炭浆或树脂浆法，以及向浸出槽中刺进阴、阳极板进行电解的电积法等。 如今供法提金的质料大多运用含金高的金精矿或焙砂，作业技能简直与用压缩空气进行拌和浸出的化法相同，仅仅需求选用耐酸设备。从浸出矿浆中收回金的办法多选用铁浆法和炭浆法等。 1.惯例漫出法 此法是向硫酸酸性(pH1.5-2.5)硫脉矿浆中鼓风拌和进行金、银浸出的惯例办法。矿浆中的已溶金一般选用过滤和屡次洗刷，并从滤液和洗液顶用置换、吸附或电解法收回金。它与化法的CCD工艺相似。但因为矿浆是强酸性硫脉介质，铜、铅、锌、铁等贱金属会和金、银一道溶解生成硫头绪离子，它不光使矿浆中的离子浓度过高，也会耗费很多硫脉。特别是用来处理硫精矿时，硫进入溶液会生成H2S、S、SO42-、HSO4-等硫化物。它们的彼此转化又可使矿浆中H2S(液)的平衡浓度约达0.1mol,它会使金属离子很多生成硫化物堆积。其间特别是金、银被硫化而堆积于矿浆中，或许硫粘附于矿粒表面而发作钝化，都会下降金、银的浸出率，使硫脉浸出作业结尾过早出现，浸渣中含金过高而形成丢失。但因为硫脉对银的浸出率比化法高得多，故1982年以来墨西哥科罗拉多金银矿山就选用硫脉法替代化法从含银尾矿中浸出银，取得了很好的效果。 1)从辉锑矿精矿中浸出暴露金 澳大利亚新南威尔士的希尔格罗夫(Hillgrove)锑矿是一个前期挖掘的矿床，现存锑矿带均匀宽300-400m。1969年，新东澳大利亚矿业公司(NEAM)又在这儿运营一个小矿山和选厂。 该矿为石英脉型含金辉锑矿床，首要共生矿藏为黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂、白钨矿和绿泥石等，矿石含Sb 4.5%、Au9g/t。采出的矿石经磨矿、重选和浮选，产出锑精矿售给冶炼厂。精矿中含金30-40g/t、冶炼厂不交给任何酬劳。为了提取其间的金，选厂曾用化法实验，效果欠好，后在实验其他溶剂时，发现能快速地浸出精矿中的暴露金。而于1982年3月树立一座1t/h的小型分批作业浸出车间。 该车间处理锑精矿仅仅收回其间的单体解离金，并不希求更高的金收回率。故选用较高的和Fe3+浓度，并将浸液与精矿预先混合制浆，可使每批精矿的纯浸出时刻缩短至巧min以内。浸出贵液中的金用活性炭吸附，产出含金6-8kg/t的载金炭直接出售。吸附金后的液加H2O2调整氧化复原电位后回来浸出进程循环运用。 选用浸出的开始几个月，曾出现已溶金堆积丢失，经查明，它是由金吸附在精矿中的绿泥石矿藏表面而形成的，故又在浮选时增加空气按捺剂633以按捺绿泥石，并在浸出前向矿浆中参加少数柴油。采纳这些办法后，暴露金得以浸出，精矿中金收回率达50%-80%，耗费一般在2kg/t以下。 该公司还发现，浮选尾矿中的毒砂含有很多金，故又增加了毒砂浮选回路，产出的砷精矿含As15%~20%，Sb 5%，Au150-200g/t，尾矿中金的收回率为70%。为此，又于1983年建成一座600 t/d的前期尾矿再处理工厂，可从每吨尾矿中收回金1-2.5g。 2)含银质料制取纯银 为了探究用含银质料制取纯银的新工艺，张箭等进行了含银质料的浸出、络合物结晶和灼烧结晶体制取纯银的新工艺研讨。实验成果，银的收回率91%以上，产品银纯度达99.84%。 实验所用质料组分为(%)：Ag 0.91，AgCl 0.29，SiO2 61.00，CaO 15.76，MgO 0.78，Fe2O31.81，Al2O31.75，K2O3 1.16，Na2O 0.47，H2O 3.30，挥发物11.05，其他1.72。 小型实验将质料磨细至-2mm,称样100g置于500mL烧杯中，参加二次蒸馏水和试剂纯药剂制造的浸出液300mL进行各条件单因子实验，并依据单因子实验成果进行归纳条件实验，选定的最佳条件为：SCN2HQ的物质的量浓度为0.52mol/L,H2SO4为1.18mol/L,Fe2(SO4)3为0.004mol/L、温度60℃、拌和速度700r/min,浸出时刻2.5h,通过滤、洗刷，洗液和滤液兼并，渣弃去。银的浸出率为98.50%。 扩展实验在上述条件下，改用自来水和工业纯药剂进行扩展10倍的实验。成果，银的浸出率别离为97.23%-98.91%，重现了运用二次蒸馏水和试剂纯药剂小试的成果。 浸出液中银呈Ag(SCN2H4)3+络离子状况。络合物的结晶经单因子实验成果显现：温度由15℃降至2℃，结晶率由70%上升至95%以上;pH在0.5-3之间，结晶率都在80%以上，pH上升，结晶率只略有增加。当pH>3.5时则出现黑色堆积。溶液含银质量浓度为0.6~3.6g/L时，结晶率都略高于80%。跟着银浓度的升高，结晶率略有下降趋势，但无显着影响。在此根底上选定的结晶条件为温度2℃、pH=3、原液含银质量浓度为0.78g/L，银的结晶率达93%。在三要素中，经方差分析标明，影响结晶率的首要要素是温度。 产出的结晶于100℃左右枯燥后，升温至1100℃灼烧产出99.84%的纯银。若将母液中别离的结晶用低温水洗刷除掉可溶杂质，产品纯度还可进步。别离结晶后的母液，可回来再用于浸出银。 本实验虽为0.1-1.0kg规划小型探究性实验，但生产流程短、工艺简略、设备出资少、产品纯度高，且可用来处理不纯金属银、氯化银、硫化银、辉银矿、角银矿及其混合质料，具有工业运用远景。 2.SKW法(又称SO2复原法) 此法是前联帮德国南德意志公司(SKW)安排研讨的，在惯例浸出法根底上向浸金系统中通入复原剂SO2的办法。 此法是鉴于安稳功能差，易于氧化，在含Fe3+较高(质量浓度3~6g/L)的溶液中，会因为下列反响而失效： 以上反响是分三步进行的。第一步是可逆反响，能氧化生成二硫甲脒，在有复原剂时生成的二硫甲脒又可复原为。第二步是不行逆反响，二硫甲脒受歧化效果部分复原为，部分生成组分不明的亚磺化物。第三步也是不行逆反响，它们被终究分化为基和单质硫。基还可进一步分化为尿素。因为这一反响，使在浸金进程中的氧化损耗量常高于作为溶金药剂的纯耗费量许多倍。且终究分化生成的单质硫具有粘性，它会掩盖在所有固态物料的表面使它们发作钝化，使金等的浸出率下降。 为战胜这些困难，应避免上述反响中二硫甲脒的不行逆分化，即避免二硫甲脒在溶液中浓度过高，或许加人复原剂使二硫甲脒通过可逆反响部分复原成。这个想象就是SKW法研讨的根本指导思想。 二氧化硫是一种高效的复原剂，在浸金的特定条件下，研讨者发现只需有二硫甲脒存在，它就不会去复原其他氧化剂。 在用0.2-0.7mm银粒进行浸出实验中，当不加SO2时银粒表面掩盖有一层暗色膜，银的浸出率约25%，这显然是Fe3+的存在和开始浓度较低(0.5g/L)的原因。若向浸液中供入过量SO2，银粒表面出现亮堂的金属状况，银的溶解率可达100%。当进程中SO2供入量缺乏，银的浸出率又会下降。 当选用相同的办法浸出金粒时，则发作了料想不到的现象，即当SO2供入量缺乏时，金粒表面亮堂，金的溶解率几近100%;而供入过量SO2时，金的溶解速度反而下降。虽如此，但这种现象是可用化学动力学解说的。 通过实验证明：在浸金的实践运用中，将矿浆温度进步至40℃，以加快氧化生成二硫甲脒;并以恰当速度向矿浆中供入SO2来复原矿浆中过量的二硫甲脒。操控SO2的供入速度以使矿浆中总量的50%坚持二硫甲脒的氧化状况，就能完成金、银的高速浸出和下降耗费。这一办法就是SKW法成功的要害。 表1是对含Pb 50%、Zn6.8%、Fe 26.5%、Ag 315g/t, Au10.6g/t的一种难处理氧化矿，别离选用化法、惯例法和SKW法进行比照实验的成果。从表中看出，SKW法往浸出矿浆中供入SO26.5kg/t,在5.5h内金、银的浸出率比化法和惯例法高得多，完成了金、银的高速浸出，并可使的耗费量降至0.57kg/t。因为SKW法的耗费已降至如此低的水平，且浸出时刻大大缩短，它不光用来处理高档次的金精矿是经济的，就是用来处理低档次的金矿石也可能是经济有用的。表1不同办法对难处理氧化矿的浸出比照实验目标化法惯例法SKW法药剂耗费/（kg·t-1）734.40.57浸出时刻/h24245.5SO2耗费量/（kg·t-1）  6.5金浸出率/%81.224.785.4银浸出率/%38.6154.8浸出液中的金、银能够选用活性炭、强酸性阳离子交换树脂或硫醇树脂吸附，再用热酸或液进行解吸。因为用量如此之少，可不必考虑再收回它。 SKW法小试成果标明： ①进步作业温度至40℃，可加快氧化生成二硫甲脒; ②操控SO2的供入速度，通过SO2的复原效果将过量的二硫甲脒复原为，使矿浆中总量的50%坚持二硫甲脒状况，可避免给料的钝化，以取得最高的金、银溶解速度; ③供入适量SO2，使过量的二硫甲脒复原为，避免矿浆中二硫甲脒浓度过高而发作不行逆化学氧化降解丢失，以进步的再生和运用，下降耗费。 依据小试成果，R.G.舒尔策选用图2的工艺实验流程。实验给料1.1t(其间含水100kg)，浸出用来自再循环液，新添1.05kg参加洗刷段，氧化剂运用H2O2。作业进程中TU(g/L)和Au(mg/L)的质量浓度和溶液流量(L)的平衡数值亦示于图中，其作业技能关键和目标为： 2)碳泥质氧化矿的焙烧和铁装法浸出研讨 张家口金矿天然金首要赋存于褐铁矿、黄铁矿、白铅矿、方铅矿、黄铜矿和石英中，经浮选产出含碳、泥质和碱性矿藏较高的难处理金精矿。对与此相似的矿石，国内外在化前都采纳各种工艺办法来消除碳和有害杂质的影响，但化浸出率仍不高于85%-90%，而直接或在脱碳后进行浸置，金的浸出率也只80%左右，且每吨精矿耗硫酸135-180kg，大于5kg。为了进步此精矿的金浸出率，经实验后，预先对精矿进行氧化焙烧，完成了除碳、分化碳酸盐和驱除褐铁矿中结晶水的效果，再用铁浆法浸置，取得了比化法CCD工艺还好一些的经济技能目标。 图6是将含金100g/t左右的浮选精矿，在680℃左右的温度下焙烧20min左右，再经细磨至94%-0.043mm(-325目)，经加硫酸调浆至pH=1.5-2后再增加，于六台浸出槽中进行接连铁浆法浸置。经3个批次44个班的实验标明，金的浸出率为95.07%~96.40%，均匀95.79%。铁板上金泥的金堆积收回率98.45%-99.69%，均匀为98.99%。总收回率均匀94.82%。每吨精矿耗硫酸70kg，1.5-2.2kg，首要材料耗费42.42-52.48元/t，比国内化CCD工艺处理同类矿石的本钱98.66元下降57%-47%。 本工艺矿浆不需过滤，设备和基建出资低，占地面积小，操作简洁，节约劳力，流程也短。它是我国法从难处理矿石中提金，从研讨走向工业运用的初次打破，早已成功运用于张家口金矿的工业生产。为铁浆法在我国的研讨和推广运用奠定了根底。 3)铁浆法的工业实验和推广运用 铁浆法的工业实验用的质料为硫金精矿，其间含有少数氧化矿藏。其首要矿藏为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、褐铁矿、孔雀石、天然金及脲石矿藏石英、绢云母、绿泥石、高岭土和碳酸盐类等。精矿组分(金、银为g/t,其他为%)为Au80.77，Ag 50，Cu 0.71，Pb 0.6，Zn 0.18，Fe 25.09，S 26.55，As 0.046，Bi 0.0063，Ni0.038，SiO2 22.44，CaO 4.08, MgO 11.80, Al2O33.60。天然金粒度-0.038mm(400目)占80%以上，其间0.0067-0.0033mm的约占50%。 实验选用接连浸置作业，规划为1.5t/d。给料办法一为机械接连给料，二为入工定量给料。浮选精矿经稠密机脱水后进行调浆，再入旋流器和分级机组成的闭路循环中磨矿，溢流送浸出。浸出金的收回是在槽中挂入铁板，在浸出的一起堆积金。 实验在七只槽中接连进行，磨矿粒度80%-85%-0.043mm(325目)，固液比1:2初始质量分数为0.3%，pH1-1.5，液温25℃，刺进铁板3m2·m3·槽-1，浸置时刻35-40h，并按每2h由天车守时吊出铁板主动刮洗金泥一次。 通过12d别离对两个计划进行比照实验标明：金的浸出率别离为94.50%和95.21%，堆积收回率99.35%和99.64%，总收回率93.89%和94.86%。金泥(一例)组分(%)为：Au3.05，Ag 1.73，Cu 13.57，Fe 15.66，S 20.36，SiO2 19.42，CaO 0.33，MgO 0.35，A12O32.95。其间(Au+Ag)4.78%。为了进步金泥中的Au、Ag档次，曾在刮洗前先用高压水冲刷除掉铁板表面附着的黄铁矿和细粒矿泥，金泥含金可进步至5%。 以上工业实验标明： ①铁浆法与化逆流倾析洗刷工艺比较，各项经济技能目标适当或略好(如表3)，首要是法所用精矿含金档次比化法低形成的。若铁浆法与化炭浆法比较，则法本钱要高些。表3法与化法经济技能目标比较办法质料含金/（g·t-1）渣含金/（g·t-1）浸出率/%贫液含金/（g·m-3）置换率/%总收回率/%精矿生费/（元·t）化CCD工艺101.154.0695.10.0799.5693.53165.13法机械给料80.774.4494.50.2599.3593.89147.7人工给料75.53.6295.210.1399.6494.86②浸金的初始浸出速度很快，当矿浆在向槽加调浆后，金的溶解率已达50%以上，今后进入各浸出槽溶解速度逐步下降。表4是精矿在各槽中的浸出、置换作业目标。因为矿浆中金的浸出和铁的置换堆积是同步进行的，矿浆中金属离子浓度和Au溶解的电位都较安稳，因而，金的浸出率和置换率均呈稳步上升趋势。              表4铁浆法的浸出和收回目标项目加酸槽加硫浸置槽脲槽1#2#3#4#5#6#7#精矿含金/（g·t-1）75.534.516.512.58.856.75

钒钛磁铁矿是一种以含铁、钛、钒为主的共生磁性铁矿，钒的绝大部分和铁矿物质呈类质同象赋存于磁铁矿中。该类矿在世界上赋存量巨大，在世界六大洲均有大型矿床分布，世界上钒产量的88%是从钒钛磁铁矿中提取出来的。本文首先归纳我国开发的提钒技术，然后再介绍国外从钒钛磁铁矿和铁矿中提钒的成熟流程。          从钒钛磁铁矿中回收钒，常用的方法是将钒钛磁铁矿在高炉或电炉中冶炼出含钒生铁，再通过选择性氧化铁水，使钒氧化后进入炉渣，得到钒含量较高的炉渣作为下一步提钒的原料。         目前含钒铁水的处理方法有三种：1、吹炼钒渣法：此法是在转炉或其他炉内吹炼生铁水，得到含V2O512~16%的钒渣和半钢，吹炼的要求是“脱钒保碳”。此法是从钒钛磁铁矿中生产钒的主要方法，较从矿石中直接提钒更经济。目前世界上钒产量的66%是使用这种方法生产的。2、含钒钢渣法：此法是将含钒铁水直接吹炼成钢。钒作为一种杂质进入炉渣，钢渣作为提钒的原材料。但这种钢渣中氧化钙含量高达45~60%，使提钒困难。这种方法不仅省去吹炼炉渣设备，节省投资，而且回收了吹炼钒渣时损失的生铁，是新一代的提钒方法。3、钠化渣法：此法是把碳酸钠直接加入含钒铁水，使铁水中的钒生成钒酸钠，同时脱除铁水中的硫和磷。该种渣可不经焙烧直接水浸，提取五氧化二钒。所获得的半钢含硫、磷很低，可用无渣或少渣法炼钢。

纵观2010年的钒系市场萎靡的震荡徘徊，08年金融危机的影响并没有消除，面对十厂九停的局面，让笔者思绪万千。由于2010年钒系市场的不给力，在即将到来的2011年，钒系产品市场仍然不容乐观，机遇与挑战并存。 国家政策和经济大环境的影响，如十二五的特种钢规划、南非电力危机等，钒系产品可能会受益这些而有所上扬。在关注机遇的同时，挑战同样存在，那就是钢材和钒系产品库存的高居不下，这将直接影响钒系产品价格的波动。尽管“十二五”规划已经提出要扩大特种钢生产，但还需要一段时间的过渡期。在技术层面上来说，2012年《钒工业污染物排放标准》的执行，对于提钒技术有了更高的要求，行业洗牌在所难免。 笔者从事大型钒厂设计施工五年，深入理解了行业特点，在此结合工业化实际，分析目前行业的企业与提钒工艺，为行业健康发展尽一份绵薄之力。 笔者五年前开始对五氧化二钒的产销量与成本等进行了详细的研究，得出的结论是绝大部分石煤提钒项目前景黯淡，在此基础上力劝众多石煤提钒投资者做好项目前期工作，将地质勘探、试验研究等工作做扎实。         希望本文能起到积极的意义。 1石煤提钒企业 1.1 石煤提钒企业现状 石煤提钒行业在近五年快速发展，由于各种因素的影响，行业发展不规范，技术水平参差不齐，行业认识存在一些误区。都说石煤提钒项目是大有钱途的，我要说的是，那是特定阶段的暴利（30多万元／吨），在环保日益重视的今天，无视环保的企业很多还没点火即被查封，大规模产业化是根本行不通的，钒企业需要一定的科学性才能可持续发展。 不管你相不相信，“进退维谷”是目前石煤提钒企业最真实的写照，部分投资者却只记得五氧化二钒价格曾从4－5万元暴涨至36－40万元/吨，而抱有幻想，坚持己见或听从他人一叶障目的建议，以致少的投资数千万，多的投资2－3亿，却上马即巨亏，深陷泥潭。 对于传言要认真分析，石煤提钒钱景没那么美好，石煤提钒的成本，特别是新建项目的成本，基本上会达到8.5－10万/吨，有的甚至会达到10－12万元/吨（还有更可怕的）。加上金融危机的影响，钢铁行业低迷、钢铁中钒的用量增长前景放缓甚至停顿，近期钒价一直处于低谷。下面以2010年五氧化二钒厂家产量统计为例。 2010年我国五氧化二钒厂家产量统计 （参考凡宇资讯数据，在此表示感谢）公司名称09产量（吨）10年产量（吨）内江市川威特殊钢有限公司 3000陕西五洲矿业股份有限公司 4000承德建龙特殊钢有限公司 1900攀钢集团西昌新钢业有限公司36003600德昌久源钒钛有限公司---600辽宁葫芦岛辉宏有色金属有限公司 1800云南华云钒业有限公司  四川攀枝花市金江冶金化工厂  葫芦岛市东方钒业有限公司 2000（粉片一起）陕西省山阳县永恒矿建工程有限责任公司 1000甘肃敦煌金地钒业公司 1000沈阳华瑞钒业有限公司  德昌久源钒钛有限公司 600广水大唐助剂有限公司 200芜湖清水福利化工厂 250－300怀化鹏鑫商贸有限公司200200陕西省山阳县永恒矿建工程有限责任公司 100广水湘鄂金属辅助材料有限公司00湘西自治州众鑫矿业有限公司 100湖南怀化万源矿产品有限公司  江苏南京南元化工有限公司 300湖北省旺盛化工厂 500洪江德坤钒业股份有限公司 300-400湖南省花垣四方矿业有限公司 800承德兴华恒通实业有限公司 400湖南省岳阳湘钒化工有限公司  甘肃省敦煌市鄂新钒业有限公司 700湖南益阳华太钒业公司 0湖南怀化德宏矿业有限公司  湖南吉首汇锋钒业有限公司  湖南安化华林钒业有限公司 400-500湖南鑫德钒业有限公司 未投产湖南洪江市振远钒电有限责任公司  湖南聚强钒业化工有限公司  怀化通达冶金冶金材料公司 1100湖南益阳弘基矿业有限公司  沅陵菩恩矿业有限公司  湖南省永欣钒业有限责任公司 0湖南娄底科源矿业有限公司  湖北宣恩泛得矿业投资有限公司  富源化工有限责任公司

经江西省有色地质矿产勘查开发院勘察，在黎川县德胜镇茅店村大坪发现中型以上规模的钽铌矿矿藏二处，钽铌矿矿石量超过300万吨，钽铌储量达1200吨，Ta2O5平均矿品位为0.0229%,其中1号矿体品位为0.0442%，5号体品位为0.0581%。钽铌具有容点高、密度大、强度高、抗变形、抗腐蚀，导热等优良特性，广泛用于电子、宇航、机械和军事工业等尖端技术中，在外科医学治疗上也有特殊用途。目前钽铌矿产品在国内，国际市场上供不应求，将来也不会出现过剩现象。勘察工作成果表明，大坪钽铌矿资源量大，潜在经济价值数亿元，具有高回报率的开发前景。 建设内容及规模：建设日处理原矿1000吨，年处理30万吨的综合开采、加工配套设施，含厂房、采矿场、选矿厂、尾矿库、化验室及设备等。开采加工的产品销往国内、国际市场。 建设条件：黎川县德胜镇是在原省属江西德胜企业集团基础上新成立的镇。该地区工业基础雄厚，劳动力资源富足且具有较高素质。矿区东侧3公里有省际公路黎(川)泰(宁)油路，距京福高速公路出口23公里，水电充足，通讯畅通。 投资金额：总投资约3000万元

我国工业发展对金属矿的需求量非常高，常见的金属矿主要有铁矿石、铜矿石、钛铁矿、铝铜矿等，那么对于这类矿产的加工需要用到哪些设备呢？本文对此类问题进行系统的介绍。一、破碎设备——破碎机 破碎设备可以处理多种物料，包括金属矿产、非金属矿产以及各种有色金属和黑色金属等，通常所用到的破碎设备就是颚式破碎机，该设备具有破碎比大、操作简单等特点，它的出料粒度非常均匀，而且不含任何杂质，其纯净度高，可以满足用户在出料方面的高应用要求。二、磨矿设备——球磨机 对于金属矿的加工还要用到球磨机，这是对物料进行研磨工艺加工的设备，它在对物料加工过程中所表现出的优势就是研磨精度高，而且它的工作效率高，所以相比传统的球磨机，它的生产能力非常大，产量高，如果用户在产量方面有严格要求的话，该设备就是合适的。三、磁选设备——磁选机 如果所加工的金属矿属于含铁类金属，那么就要用到磁选机进行加工处理，这样才能完成铁矿与非铁矿的有效分离，该设备的科技含量非常高，而且自动化程度高，这样的设备运行稳定性好，而且在正常的作业过程中不会出现任何故障，其可靠性、安全性强。四、浮选设备——浮选机浮选机也是一种常见的选矿设备，和磁选机有所不同，它在正常的应用过程中需要添加一定的浮选药剂，而且药剂的种类、剂量、型号要合理的配备，然后和物料进行充分的搅拌，这样才能把需要的物料给选择出来，所以该设备的综合利用价值非常高，应用也是相当广泛。五、分级设备——分级机 该设备属于辅助性设备，如果所处理的物料比较复杂的话，则要用到浮选机，该设备经过不断的技术创新，它的功能是越来越多，而且性能也是逐步的在完善，而且型号、种类各种各样，此举可以满足用户的订购，在进行型号配置时，在专家的指导下进行有效的组合。

一般以为，碳质页岩与石煤中的钒主要是呈涣散状况，无法经过物理选矿办法选出独立相。现在，主要是选用平窑钠法焙烧法从石煤中提取钒。因为生产供应商多为乡镇厂商，生产规划小，不正规，钒的转化率和总回收率低，烟气中所含的氯及氯化氢等有害成分难处理，对环境构成的污染严峻，许多不正规的小厂商多被撤销，故其总的生产规划一向不大，产值也不高，约占全国钒产值的5%左右，且多为化工产品。可是最近，贵州101地质队在镇远县发现一个钒矿石量近8000万吨、五氧化二钒金属量60多万吨的多层独立钒矿床，这是迄今贵州发现的最大的独立钒矿床。贵州101地质队是在进行1：5万铅、锌、银化探反常查验时发现这个矿的。经过进一步的地质勘查作业证明，该钒矿床坐落一级结构单元扬子准地台西南缘与江南造山带的过渡带，矿层呈层状产出于黑色的硅质岩与炭质页岩互层地层中，共3层，为独立钒矿床，并伴生具有归纳利用价值的铀、铂、钯等稀有金属。该独立钒矿的发现，改变了以往大多数人以为钒以伴生状况存在，并只要单层的知道，对进一步正确点评和寻觅该类型钒矿有着重要的含义。2.钒主要以类质同像赋存于钛铁矿-磁铁矿系列中，并构成规划很大的钒钛磁铁矿矿床。但因为钒在钛铁矿-磁铁矿系列中过于涣散，无法经过物理选矿取得钒的独立相，而只能取得含钒的铁精矿，精矿中含钒量跟着铁档次的进步而进步。含钒铁精矿经烧结与冶炼，钒进入铁水。再选用雾化吹钒工艺，生产出钒渣。然后由水浸法提取钒，然后完成钒与铁的别离。

含钒岩石，亦称黑色页岩型钒矿、石煤，是我国钒矿资源十分重要的一部分，岩性以碳质页岩、含碳硅质页岩为主，岩石中含有或富集了钒、镍、钼、铀、铜、硒、镓、银及贵金属等60多种元素，遍及于我国湘、鄂、川、黔、桂、浙、皖、赣、陕、甘、晋、豫20余省中泥盆纪曾经的陈旧地层中。在我国这类岩石中，可构成工业矿床的首要是钒，据有关材料显现，仅湖南、湖北、江西、浙江、安徽、贵州、陕西等7省，V2O5的储量已超越12亿t(不包含近几年各地新探明的储量)，为我国钒钛磁铁矿中钒总储量的7倍，超越国际其他各国五氧化二钒储量的总和。我国含钒岩石首要产区见表1。 我国从20世纪60年代初开始进行从含钒岩石中提钒的研讨，到70年代遍及选用钠化焙烧提钒工艺进行出产，该工艺全流程总收回率一般低于50%，收回率低、资源有用运用差，在出产进程中排出很多富含对周边环境构成严峻污染的烟尘和HCl，Cl2，SO2等难以处理的腐蚀性废气，构成出产后的环境管理难度加大，为典型的以献身环境为价值的出产工艺，现在在我国现已全面禁止。近年来我国的一些科研、出产部门在进步V2O5的总收回率、简化工艺流程、削减污染物的发作、完成清洁提钒出产等方面进行了很多有利的探究，以期找到能全面替代传统提钒工艺的清洁出产工艺。本点评首要针对国土资源部贵阳矿产资源监督检测中心研讨实验的分段酸浸提钒工艺，运用归纳指数法对其探究从资源和污染物目标进行开始分析，并对工艺预期的清洁出产程度进行点评，探究在实验室实验阶段工艺能否完成清洁出产的一种定量点评办法，为下一步的扩试、工业实验挑选相应的工艺供给参阅、学习。 一、清洁提钒工艺根底 把握钒赋存情况和提钒进程中钒价态的改变规则，是拟定合理的含钒岩石提钒工艺流程，进步钒资源收回运用率，开发低耗清洁提钒工艺的重要根底。 (一)钒赋存情况 矿藏学研讨标明，我国不同区域含钒岩石的物质组成比较杂乱，不同区域间或同一区域不同矿段间，钒的赋存情况和赋存价态改变多样，但大部分钒首要赋存于伊利石类粘土矿藏中，且绝大部分以V3+方式存在于粘土矿藏二八面体夹心层中，仅部分以类质同像替代Al-O八面体中的Al3+;V4+一般是含钒岩石经蜕变效果、风化淋滤效果或经氧化焙烧之后发作，原岩中V4+一般以氧化物(VO2)、钒卟啉中的氧钒离子(VO2+)或亚钒酸盐方式存在，且以赋存于铝硅酸盐类粘土矿藏(如伊利石、高岭石等)、以类质同像替代Al-O八面体中的Al3+的VO2为主。因为含钒的铝硅酸盐类粘土矿藏结构十分安稳，很难直接被水、酸和碱溶解，要浸出这部分钒有必要先损坏这些含钒矿藏的晶体结构，使赋存在晶体结构中的钒开释出来，再使其氧化和转化。 含钒岩石均构成于复原环境，在此环境下不或许存在V5+，一些矿区中处于天然风化(氧化)带(氧化矿)的样品中可有少数的V5+存在。从结晶学的根底推论，因为V5+离子半径与铝硅酸盐类粘土矿藏中阳离子的半径差异较大，不具有构成类质同象的条件，能够为这些少数的V5+首要以游离态V2O5或结合态(xM2O·rV2O5)的钒酸盐方式吸附于铁氧化物和粘土矿藏中，溶于酸和碱，可直接运用酸或碱浸出。 (二)清洁提钒机理 对地球元素化学搬迁的研讨标明，岩石在化学风化进程中，水化、水解效果中解离出的H+，关于脱除原岩中铝硅酸盐类矿藏的盐基离子、硅有着重要含义。矿藏中的一些非氧化态矿藏(如硫化物)在风化进程中的氧化促进矿藏分化，一起使被氧化矿藏活化，然后促进其发作搬迁转化。因为这一进程中很多H+的存在，可与水中的CO2，SO42-等构成H2CO3，H2SO4，而H+的存在，又反过来促进H2CO3离解为H+和HCO3-，使风化的进程一直在一种偏酸性介质环境中进行，原生岩石遭到深度的化学风化，终究使铝硅酸盐类矿藏晶体结构损坏，组成矿藏的元素构成各种化合物而发作地球化学搬迁或残留。由此可见，酸性介质的存在，是铝硅酸盐类矿藏晶体结构被损坏的最首要原因。 在酸性介质中，当H+进入铝硅酸盐类粘土矿藏晶格时，H+将替代V3+置换Al3+离子的方位，使离子半径发作改变，Al-O-H八面体的晶格能较Al-O-V晶格能更小，具有构成更为安稳结构的趋势。但因为H+离子的存在，铝硅酸盐类粘土矿藏铝氧八面体中Al-O-H键在强酸介质中易解离，构成该类矿藏发作类似于天然界化学风化的行为进程而使其晶格损坏。因而，H+的存在，将使铝硅酸盐类粘土矿藏中的V3+被开释进入溶液，然后可被氧化成V4+离子，选用后续工艺即可提取：(式中x标明与V2O32+结合的氧化物) 二、清洁提钒工艺-分段直接酸浸提钒 根据V3+在酸性介质中地球化学行为的特征，国土资源部贵阳矿产资源监督检测中心研讨成功了分段直接酸浸提钒技能(图1)，钒总收回率一般都可达80%以上，比传统焙烧工艺大大进步。一起因为在整个工艺流程中无焙烧，然后处理了传统提钒进程中因焙烧而发作的HCl，Cl2，SO2等腐蚀性气体的污染问题。图1 分段直接酸浸提钒工艺流程 分段直接酸浸提钒工艺具有技能工艺简略、本钱较低、钒收回率高、环境污染低一级长处，但该工艺还存在一些需求处理的问题：一是为得到较高V2O5浸出率，有必要耗费很多酸(H2SO4，HF，H2SiF6等);二是酸性浸出液的净化除杂、Fe3+复原和pH值调整等工序需求耗费很多药剂，特别是，然后导致氮废水的发作及处理问题;三是原矿中伴生的其他金属元素，在酸浸进程中不可防止地会一起进入浸出液中，而这些金属元素在现在的技能经济条件下，较难完成归纳收回运用而与终究废水一起排放，构成污染问题。 三、分段直接酸浸清洁提钒工艺点评 (一)点评办法 清洁出产(CleanerProduction)的概念，是联合国环境开发署工业与环境规划活动中心在1989年首要提出的，指将归纳防备的环境战略继续地应用于出产进程和产品中，以削减对人类和环境的风险性。清洁出产包含清洁的出产进程和清洁的产品两方面的内容，即不只要完成出产进程的无污染，并且出产出来的产品在运用和终究作废处理进程中也不对环境构成危害。清洁出产是以污染防备为中心，将工业污染防治关键由结尾管理改为出产全进程削减的全新出产方式，首要针对出产进程单元的污染操控分析，以消减污染物排放量和下降废物毒性为主。 现在清洁出产点评目标系统和办法的各种数学点评形式中，以归纳点评指数法和均匀点评指数法、模糊数学归纳评判法为主，后2种点评办法一是在点评模型中需片面断定点评因子权重，假如没有很多的详细测验和统计数据，就无法给出一个契合客观现实的权重，然后使点评成果带有很强的片面因素;二是在点评进程中触及很多杂乱的数学核算，下降了点评的可操作性。作为对实验室工艺预期清洁出产水平的分析，能够在仅根据实验室流程的相关材料的条件下，用简略的定量或半定量的点评定论指明有关问题。因而，学习陆长清等提出的“归纳点评指数法”，对分段直接酸浸提钒的预期清洁出产水行点评。 (二)点评要素 1、点评目标系统断定 厂商清洁出产定量点评目标，分为逆向目标与正向目标两类：一类是以动力和资源耗费、污染物发作为点评要素逆向目标，该目标的数值越低(小)越契合清洁出产要求(如能耗、水耗、污染物排放量等目标);另一类是以资源归纳运用、重复运用等为点评要素的正向目标，该目标的数值越高(大)越契合清洁出产要求(如废水重复运用率、尾矿归纳运用率、总收回率等目标)。 分段直接酸浸提钒工艺诞生的一个首要原因，是为了削减及根绝传统提钒工艺中大气污染的问题，其能否完成清洁出产，更多地表现在出产进程之中。根据科学性、针对性强，简略易量化，核算进程简略等特色，结合分段直接酸浸提钒工艺流程的要害操控点，参照《钒工业污染物排放标准》(征求意见稿)相关污染物目标，提出含钒岩石分段直接酸浸清洁提钒工艺的出产点评，首要环绕逆向目标即资源目标和污染物两大类目标，选用单位产品的相应目标，对工艺的预期清洁出产可完成性进行点评。分段直接酸浸提钒工艺清洁出产点评要素及点评关键见表2。 表2 分段直接酸浸提钒工艺清洁出产点评要素及点评关键2、点评指数 “归纳点评指数法”一个最显着的特征，就是选用指数的办法，对点评目标的原始数据进行“标准化”处理，使点评目标转换成在同一尺度上能够彼此比较的量。点评指数分为单项点评指数、类别点评指导、归纳点评指数。 单项点评指数：以类比工艺相应的单项目标参照值作为点评标准核算得出。其核算公式为式中，Qi为单项点评指数;Di为该工艺某单项点评目标值(实践或规划值);Ai为类比工艺某单项目标参照值。 类别点评指数：根据所属各单项指数的算术均匀值核算而得。其核算公式为式中，Cj为类别点评指数;n为该类别目标下设的单项个数。 归纳点评指数：为防止在断定加权系数时的片面影响，选用统筹极值或杰出最大值的归纳指数，以确保点评在尽量客观全面的一起，又能战胜单个点评目标对点评成果的屏蔽，其核算公式为式中，Icp为清洁出产归纳点评指数;Qi,max为点评指数中的最大值;Cj,a为类别点评指数的均匀值;m为点评目标系统下设的类别目标数。 根据归纳点评指数，选用分级制将归纳点评指数分为4个等级，按清洁出产归纳点评指数Icp所到达的水平，能够给工艺是否能完成清洁出产供给一参阅的相对标准(表3)。 表3 工艺清洁出产水平点评(三)分段直接酸浸提钒工艺清洁出产点评 1、流程数据及参照工艺 据图2所示工艺流程，根据流程实验分析及核算成果，得到该工艺实验进程中资源和污染物目标别离见表4和表5。 表4 分段直接酸浸提钒工艺资源目标注：均对产出的V2O5计，下同。 表5 分段直接酸浸提钒工艺污染物目标 t/t对同一矿区矿样，别离为无盐脱碳焙烧-酸浸、催化钙化焙烧-酸浸、钠化焙烧-酸浸、氧压-酸浸工艺作为参照工艺，以各工艺实验进程中所取得的相应数据作为参照点评目标(表6)。 表6 不同工艺参照点评目标 t/t注：①电耗单位为kW·h/t;②A～C原矿V2O5档次1.00%，D原矿V2O5档次0.658%。 在对工艺的污染物目标点评时，因现在并未有钒工业清洁出产相应目标，故选用《钒工业污染物排放标准》(征求意见稿，以下简称《标准》征求意见稿)中相关目标约束作为参照值。 2、点评指数 根据单项点评指数、类别点评指数及清洁出产归纳点评指数核算公式的核算成果别离见表7～表9。 表7 各工艺资源单项点评指数表8 分段酸浸工艺污染物点评指数注：①表中工艺指分段直接酸浸提钒工艺;②标准指《钒工业污染物排放标准》(征求意见稿)。 表9 各工艺归纳点评指数3、预期清洁出产水平点评 分段直接酸浸提钒工艺资源类别指数值Cj标明(表7E)，该工艺资源有用运用率有所提高：与以焙烧为中心的传统工艺(无盐焙烧、钙化焙烧、钠化焙烧)处理V2O5档次1.00%的原矿比较(表7A，B，C)，该工艺处理V2O5档次0.696%原矿的资源耗费显着低于传统工艺，而高于处理档次V2O50.658%原矿的氧压酸浸工艺(表7D);该工艺污染物类别指数略大于《标准》(征求意见稿)污染物类别指数(表8)，提示排放水平仍需改善。 按分段直接酸浸提钒工艺资源归纳点评指数值Icp(表9，E)分析，该工艺预期能根本完成清洁出产(表3);结合该工艺单项点评指数(表7，E)及其与氧压-酸浸工艺相应指数的比较(表10)，恰当调整流程中某些工艺参数(表11)，该工艺预期能彻底完成清洁出产。 表10 不同酸浸工艺单项指数比较表11 分段直接酸浸提钒工艺主张调整的参数 t/t注：①氧压-酸浸选用氧气，分段直接酸浸选用NaClO3作为氧化剂;②单位除注明外均为t/t。 分段直接酸浸提钒工艺与《标准》(征求意见稿)污染物归纳点评指数(表9)根本处于同一水平，该特征具有两层含义：一是指示该工艺的排污与《标准》(征求意见稿)排放限值比较，就污染物目标而言，依本研讨所选用的清洁出产点评系统，是处于同一水平的清洁出产程度;二是因为《标准》(征求意见稿)排放限值首要根据焙烧工艺所制定，其污染物归纳点评指数值，Icp落入应予筛选工艺规模(表3)，其含义在于提示《标准》(征求意见稿)距完成清洁出产仍有必定距离，应充分考虑钒职业清洁出产的需求进行必定的修正，使其契合清洁出产的排放限值标准。 四、定论 (一)选用归纳指数法对提钒工艺清洁出产的程度进行点评，是以提钒工艺中可类比项目的单项目标为点评根据的，目标具有必定的可比性，表现了必定科学性和现实性;点评归纳指数能够定性并归纳描绘该工艺预期清洁出产实践情况和水平，可协助科研或出产部门有目的地挑选相应的工艺进行下一步的实验研讨。 (二)归纳指数首要触及各点评项目单项目标的集权型核算，公式简练、易于把握、便于核算、可操作性强，经过各单项目标指数的比照，能够使工艺研制人员清楚地了解工艺自身的水平缓问题，促进选冶工艺在实验室研讨阶段加大预期完成清洁出产的力度。 (三)清洁出产点评办法的挑选应与整个工艺目标系统相配套，归纳指数点评法尽管能够直观、简练地给出点评成果，可是其没有考虑所挑选的各个详细目标间彼此影响的限制联系，对点评目标间的相关性考虑不行，一起也没有考虑单项目标对整个工艺清洁出产水平的奉献。因而，运用归纳指数法能够对实验室工艺的预期清洁出产水平供给一参阅根据，但应慎重将其直接应用于工业出产流程工艺的清洁出产水平点评。

位于四川省白玉县呷村一座特大型的金属矿床将于9月正式开发，该矿富含银、金、铜、铅锌等多种金属。　　这座特大型富矿是四川省地勘局403队历时7年探明的。为开发该矿，四川省地勘局等单位于1998年5月组建了四川鑫源矿业有限责任公司进行招商引资，并于2003年春与西部矿业、华北冶金和兰州有色冶金设计研究院等国内大企业达成合作协议。6家股东投资3亿元人民币组成了新的四川心愿矿业有限责任公司，并于6月30日在成都召开了首次股东会。　　目前，呷村银多金属矿开发的前期工作正在紧锣密鼓地进行。     　　呷村银多金属矿，是四川省地质矿产局原第三区域地质调查队（现区调队）在1973年开展1：20万昌台区域地质调查时发现的。认为该矿床为中低温热液交代充填的多金属银金矿床。　　在1977-1984年间，四川省地质矿产局108地质队根据区调和矿产普查资料，对呷村矿区进行了全面的综合普查。肯定了本矿床为一大型火山岩型银多金属矿床。　　1987年2月403地质队对矿区开展详查工作。于1989年提交了详查工作总结。于1989-1991年进行银矿勘探工作。 　　1994年完成勘探任务，正式提交了《四川省白玉县呷村银多金属矿区银矿勘探地质报告》。　　呷村银多金属矿位于四川省甘孜藏族自治州的白玉县昌台区麻邛乡境内，是一座资源较丰富、品位高、易开采、难分选、工艺流程较复杂的银、铜、铅、锌、金等多金属矿床。　　矿区有三级公路19km直通昌台，从昌台沿甘孜——白玉公路往西111km抵白玉县城，东行122km达甘孜县，与川藏317公路主干线相衔接。由矿区经昌台、甘孜、康定、泸定、雅安达成都895km　　为了开发呷村银多金属矿，四川省人民政府以川府函[1997]332号文同意组建四川鑫源矿业有限责任公司。　　1997年北京有色冶金设计研究总院（现更名为中国有色工程设计研究总院）受四川省鑫源矿业有限责任公司的委托，编制了《四川省甘孜藏族自治州白玉县呷村银多金属矿1500t/d采选厂项目建议书》。1998年国家发展计划委员会以计预测[1998]2468号文对项目建议书进行了批复。四川省计划委员会以川计外[1998]1710号文转发了国家计委的批复。　　1998年9月四川鑫源矿业有限责任公司取得四川省白玉呷村银多金属矿业采矿许可证（编号为：1000009810010，有效期贰拾年），为开展下一步工作奠定了基础。　　为加快开发呷村银多金属矿的宝贵资源，2003年3月初，四川鑫源矿业有限责任公司在原有三家股东的基础上，吸收了西部矿业股份有限公司、中国华北冶金建设公司与兰州有色冶金设计研究院等三家新股东。公司的注册资本为30000万元，其中：西部矿业股份有限公司持有现金5300万元的出资权益，占公司出资总额的51%；中国华北冶金建设公司持有现金6900万元的出资权益，占出资总额的23%；甘孜州玉发矿业有限公司持有采矿权4320万元的出资权益，占出资总额的4.4%；四川省峨眉山四零三建设工程公司持有采矿权2520万元的出资权益，占出资总额的8.4%；兰州有色冶金设计研究院持有现金600万元的出资权益，占出资总额的2%；中国有色金属工业成都公司持有采矿权360万元的出资权益，占出资额的1.2%。　　2003年7月1日，公司召开了2003年度股东大会暨三届一次董事会，明确了股权结构，成立了新的领导班子，从而加快了呷村银多金属矿的开发步伐！　　2003年7月。北京矿冶研究总院和兰州有色冶金设计研究院分别编制完成了“四川呷村银多金属矿采选工程可行性研究报告”，并于当月通过了审查，确定兰州有色冶金设计研究院作为工程设计单位。　　2003年8月23日，白玉县委县政府和公司（西部矿业等股东）合力举办了规模空前的开工典礼。宣传呷村、介绍呷村，扩大影响，使呷村矿开发为社会各界所了解和支持，创造了良好的社会环境和舆论氛围。　　2004年元月5日，兰州有色冶金设计研究院编制的“四川呷村银多金属矿采选工程初步设计”通过专家会议审查。随着前期工作的全面完成，呷村矿的开发便驶入了稳步、高速发展的新时代。      　四川鑫源矿业有限责任公司简介：    成立于1997年，2003年增资扩股后，公司的注册资本为30000万元。公司的股东及股权结构为：　　西部矿业股份有限公司现金出资15300万元，占公司注册资本的51%；中国华北冶金建设公司现金出资6900万元，占公司注册资本的23%；甘孜州玉发矿业有限责任公司采矿权出资4320万元，占公司注册资本的14.4%；四川省峨眉山四零三建设工程公司采矿权出资2520万元，占公司注册资本的8.4%；兰州有色冶金设计研究院有限公司现金出资600万元，占公司注册资本的2%；中国有色金属工业成都公司采矿权出资360万元，占公司注册资本的1.2%。　　公司的生产经营宗旨为：以《公司法》和国家有关法律、法规为生产经营活动的准则，适应西部大开发的机遇，按现代企业制度规范运作，充分发挥各股东已有的优势，以市场为导向，立足创新，追求公司的可持续发展。呷村银多金属矿的综合开发，要以先进的技术，卓越的经营业绩，实现股东利益、国家税收、社会效益的最大化，创建川西北民族地区矿业资源开发的典范。　　公司经营范围是：银多金属矿采矿、选矿及其产品销售，铜银冶炼、铅、锌冶炼及其产品的销售；有色矿产品贸易（国家有专项规定除外）；地质勘察；主营产品的化学分析；铜金属、金银等稀贵金属及其副产品硫酸、砷、锑的开发、冶炼、加工和贸易；水电开发建设和旅游开发等。    公司开发的呷村银多金属矿位于四川省甘孜藏族自治州白玉县昌台区麻邛乡境内，是一座资源较丰富、品位高、易开采、难分选、工艺流程较复杂的银、铜、铅、锌、金等多金属矿床。已探明的矿石储量为781万吨，含金属量：Ag（银）1867.53t，Cu（铜）8.09万t，Pb（铅）40.09万t，Zn（锌）65.19万t，Au（金）5.198t。另有异体共生铅锌矿储量：矿石量（C+D）552.363万吨，品位Pb2.10%，Zn3.90%。　　呷村银多金属矿目前建设的项目主要有：外部公路、年处理50万吨原矿的采选厂、装机容量为3x3500KW的水电站及其配套设施，工程建设总投资为5.8亿（其中含7200万元矿权）。　　2003年7月1日，在新的公司成立之日，公司就组织施工队伍进场，在建设过程中，公司在甘孜州创造了数个第一：公司组建速度创造了甘孜州第一；施工中大型设备进场在甘孜州还是第一次；在白玉县召开大型开工典礼在甘孜州史无先例；矿山建设在冬季还能开展施工是第一家；建设并已入住的钢结构彩板房是甘孜州的第一座；矿山过冬用的采暖锅炉（烧煤）在甘孜州是第一次使用。　　2004年2月，获甘孜州2003年度重大项目建设先进单位。　　呷村水电站第一台机组在2005年年底实现发电，采选工程计划于2006年6月实现空负荷联动试车。　　公司把呷村矿的发展定位为以建设呷村矿为基础建设大呷村，以建设大呷村形成甘孜州采、选、冶工业基地和产业链；呷村矿发展的目标是把呷村矿建成规模型、规范型、标志型和高原特色型的矿山。

我国黑色岩系钒矿资源非常丰富，包括遍布全国多个省份的石煤型钒矿，这种钒大多没有独立矿物，多以吸附态或类质同相存在于其他矿物中；且含钒品位低，多在1%甚至更低。目前提钒工艺基本针对低品位的未经机械选矿富集的原矿石，将其全部进入化学法的焙烧或溶出过程，生产成本高，加之近年来钒价不稳，给钒业投资和生产造成很大困惑，因此进行此项工作对钒资源开发利用意义重大。     试验样品选自此类型的为湖北某地较大型钒矿石。     一、矿石性质     （一）原矿多元素分析     原矿多元素分析结果见表1。 表1  原矿多元素分析结果%元素V205TFeSi02A1203Na20MgOSPAsK20CaOTC质量分数0.952.1182.573.670.1131.090.0200.710.0381.540.8400.24     （二）矿物X-衍射半定量分析     矿样X－衍射半定量分析结果见表2。 表2  矿样X－衍射半定量分析结果%矿物石英磷灰石伊利石及含钒云母未检出含量91441     二、机械选矿理论分析     该矿石中含有4%的伊利石及含钒云母和91%的石英。     石英是由（SiO4）公四面体共用顶点连接而成的三维骨架，沿各个面的破裂均有可能但均较困难。     伊利石是云母类的风化产物，它们的结构单元属三层型，即由Si04四面体连接的硅一氧层(Si205）n2n-，这种层本身具有六方对称性，正离子A13+由于大小和Si4+相近，可以无序或有序地置换Si4+，将结构单元层之间双层胶合起来的是电价较小、半径较大的离子K+和Na+；层内Si-0键要比层间的结合力强得多，矿物破碎磨矿时主要沿(001)面层间断裂，而(110)和(010)面也是常见的断裂面。有资料报道，钒云母中钒取代位于云母结构层间的Al3+。     矿石在破、磨矿过程中，各矿物的结构必然会遭到破坏，并因此使其表面电性发生变化，对于石英和云母类矿物而言，在性质上的区别主要有两类，第一是矿物硬度，石英的莫氏硬度较大为7，云母类矿物为2～3；第二是矿物的表面性质；石英内部的键基本全是Si-0。而云母类矿物有Al-0和Si-0键，在此类矿物的层间由于Si4+被A13+或V3+取代，导致晶格中正电荷不足，在破碎磨矿解离后，表面应带有负电荷。对层内而言，现分析两种矿物的Al-0和Si-0的断裂以及对浮选可能造成的影响。Al-0和Si-0键均含有离子键和共价键的成分，离子键的成分越多，键的极性就越大，键就越容易破裂，矿物表面的性质发生变化，使矿物的可浮性改变，对于由A、B两原子形成的极性共价键中的离子键的成分，Pauling提出经验的估算公式：     离子型的数量=    式中Xa和Xb分别为A、B两原子的电负性，经查阅相关资料，0的电负性为3.44，A1的电负性为1.83，Si的电负性为1.54，由此可知Al-0离子键的成分多于Si-0，因此在机械加工过程中Al-0更易破裂。     综上所述，认为云母类矿物比石英的表面有更多的电荷，在矿浆中更易于药剂形成化学吸附，而石英的物理吸附更多一些，因为两种吸附的强度有较大的差异，从而使在适宜的药剂条件下，表面性质存在差异，使其分离成为可能。     三、试验结果及讨论     （一）分级试验     原矿中含有91%的石英，石英硬度较大，在破碎或磨矿过程中可能会与其他矿物形成粒度的差异，对－2mm原矿以及－74μm60%磨矿细度的产品用不同粒级的筛子进行筛分，-2mm原矿筛分结果见表3，磨矿后的产品筛分结果列于表4。 表3  -2mm原矿分级试验结果%粒级/μm产率V205含量分布率-2000+85042.050.6931.24-850+20025.640.7520.70-200+7411.030.9611.40-7421.281.6036.66合计100.00.93100.0 表4  磨矿至－74μm60%时分级试验结果%粒级/μm产率V205含量分布率+7440.920.5421.63-74+3814.110.679.25-3844.971.5769.12合计100.01.02100.0     由表4试验结果可知，不磨矿直接筛分难以达到抛尾的目的；但直接分级后，-74μm粒级钒品位有所富集，+74μm粒级产率接近80%，有抛尾的趋势。分析认为，由于石英硬度大，在破碎磨矿过程中它会在粗粒级富集，而矿石中有层状硅酸盐矿物云母等存在，这类矿物在磨矿过程中在不同的解理面的粒度不一致，因此仅靠分级实现抛尾局限性非常大。     （二）浮选试验     综上所述，矿石中的矿物存在表面性质的差异，采用浮选有可能进行分离，为此采用分段加药分段选别的流程进行浮选试验，试验结果见表5。 表5  单一浮选试验结果%产品名称产率V205含量回收率精矿163.001.1275.85精矿24.601.577.76精矿33.001.233.97精矿42.400.892.30精矿51.900.731.49尾矿25.100.328.63合计0.93100.0     由试验结果可知，浮选尾矿V205含量0.32%，具有一定的分离效果，但产率仅为25.10%，分析原因为因矿石中含有易泥化的云母类矿物。由表4筛析结果可知，-38μm产率达44.97%，且含钒品位高，是浮选的目的矿物，因上浮量大粒度又细，会夹杂部分非目的矿物上浮，造成精矿产率大和品位低的结果。因此，单一浮选抛尾方案也不适宜，必须考虑与其他工艺联合进行抛尾。     （三）联合流程试验     前文中提到该矿石靠分级实现抛尾的局限性非常大，而片状解离矿物在重选过程中会随轻矿物走，采用螺旋选矿机这类设备，能将磨矿中细粒矿物、轻矿物和片状矿物集中在一年产品中，当与浮选联合时，也将对浮选有干扰的矿泥富集于此矿物中，有降低浮选药剂用量的优点。因此认为经过螺旋选矿将干扰的矿泥提前选走，会使浮选效果得以改善。     考虑到矿石性质的特点，以及分级试验和浮选试验的结果，选择“分级-浮选”联合流程、“螺旋选矿-浮选”联合流程、“分级-螺旋选矿-浮选”联合流程进行试验。试验中有分级作业的流程是直接对－2mm原矿，用74μm筛进行分级，+74μm品进行磨矿，磨矿细度为-74μm60%，螺旋选矿一浮选联合流程试验直接对－2mm原矿进行磨矿，磨矿细度为－74μm70%，试验结果见表6。 表6  联合流程试验结果%试验流程产品名称产率V205含量回收率分级－浮选 联合流程-74μm产品26.501.6945.94浮选精矿25.651.0126.57尾矿47.850.5627.49合计100.00.97100.0螺旋选矿－浮选 联合流程螺旋精矿32.791.6055.56浮选精矿14.811.3120.58尾矿52.400.4323.86合计100.00.94100.0分级－螺旋选矿－浮选 联合流程-74μm产品26.501.6945.68螺旋精矿22.101.2027.05浮选精矿5.651.096.28尾矿45.750.4520.99合计100.00.98100.0     三种流程相比较，分级-浮选联合流程尾矿钒品位偏高，不宜采用；分级-螺旋选矿-浮选联合流程与螺旋选矿-浮选联合流程工艺较复杂，指标相近。因此，确定采用“螺旋选矿-浮选”联合流程进行抛尾。     （四）综合条件试验     按“螺旋选矿-浮选”联合流程进行抛尾试验，并生产化学提钒的原料，试验结果见表7。 表7  螺旋选矿机重选-浮选流程物料富集结果%产品名称产率V205含量回收率螺旋精矿25.951.7950.14浮选精矿27.081.1934.90总精矿53.031.4985.04尾矿46.970.3014.96合计100.00.93100.0     由试验结果可知，螺旋选矿-浮选流程可抛弃产率46.97%、品位0.30%、金属损失率14.96%的尾矿，使进入化学提取的钒品位提高到1.49%，增加的选矿成本每吨原矿不超过20元。     （五）化学提钒试验     因考虑浮选药剂可能对化学提钒影响，对原矿直接提钒和富集精矿提钒进行对比试验。试验结果见表8和9。     试验结果表明，浮选药剂的添加对提钒指标基本没有影响。由此得出经机械选矿后的物料进入化学提钒可明显降低生产成本。 表8  原矿直接提钒试验结果%表9  富集物料的提钒试验结果%    四、结论     （一）通过对石英和云母类层状硅酸盐矿物的矿物性质和晶体结构的分析以及Al-0和Si-0键中更易造成表面性质改变的离子键成分的计算认为，云母类矿物与石英相比有硬度和表面性质两项差异可导致在机械选矿中使其分离。     （二）通过原矿直接分级，单一浮选以及联合流程的对比试验数据和矿石特性分析得出，重选一浮选联合流程较适合该矿石抛尾，工艺经优化后可抛弃产率46.97%、品位0.30%、金属损失率14.96%的尾矿，使进入化学提钒的品位提高到1.49%。     （三）经机械选矿富集的物料与原矿直接化学提钒相比，试验指标接近，表明选矿药剂对化学提钒的影响很小；且抛弃接近50%的尾矿，使进人化学提钒的矿量减少一半，入炉钒品位提高，选矿工艺简单易行，可显著降低提钒生产成本。

废铝加工工艺一直是许多工厂企业关注的问题，废铝加工工艺不仅是对废铝的再利用，也能有效地降低原料成本。废铝加工工艺一般经过以下四道基本工序。(1)废铝料的备制首先，对废铝进行初级分类，分级堆放，如纯铝、变形铝合金、铸造铝合金、混合料等。对于废铝制品，应进行拆解，去除与铝料连接的钢铁及其他 有色金属 件，再经清洗、破碎、磁选、烘干等工序制成废铝料。对于轻薄松散的片状废旧铝件，如汽车上的锁紧臂、速度齿轮轴套以及铝屑等，要用液压 金属 打包机打压成包。对于钢芯铝绞线，应先分离钢芯，然后将铝线绕成卷。对于铝箔纸，用普通的废纸造浆设备很难把铝箔层和纸纤维层有效分离，有效的分离方法是将铝箔纸首先放在水溶液中加热、加压，然后迅速排至低压环境减压，并进行机械搅拌。这种分离方法，既可以回收纤维纸浆，又可回收铝箔。废铝的液化分离是今后回收 金属 铝的发展方向，它将废铝杂料的预处理与重新熔铸相结合，既缩短了工艺流程，又可以最大限度地避免空气污染，而且使得净 金属 的回收率大大提高。(2)配料根据废铝料的备制及质量状况，按照再生产品的技术要求，选用搭配并计算出各类料的用量。配料应考虑 金属 的氧化烧损程度，硅、镁的氧化烧损较其他合金元素要大，各种合金元素的烧损率应事先通过实验确定之。废铝料的物理规格及表面洁净度将直接影响到再生成品质量及 金属 实收率，除油不干净的废铝，最高将有20%的有效成分进入熔渣。(3)再生变形铝合金用废铝合金可生产的变形铝合金有3003、3105、3004、3005、5050等，其中主要是生产3105合金。为保证合金材料的化学成分符合技术要求及压力加工的工艺需要，必要时应配加一部分原生铝锭。(4)再生铸造铝合金废铝料只有一小部分再生为变形铝合金，约1/4再生成炼钢用的脱氧剂，大部分用于再生铸造用铝合金。美、日等国广泛应用的压铸铝合金A380、ADCl0等基本上是用废铝再生的。下图为废铝加工工艺的图示： 更多关于废铝加工工艺的方法和 价格 都可以登陆上海 有色 网查询。 

我国的石煤提钒工业起步于70年代晚期，经过约三十年的展开，在钒职业现已具有较重要的位置，产值估量现已到达全国钒总产值的30%左右。在工业职业里，石煤提钒是个较年青的职业，在工艺、设备方面依然处于较落后的状况，依然存在较大的技能和经济进步空间。 一、石煤提钒工艺现状及展开方向 经过三十年的展开，石煤提钒工艺展开为两大工艺道路，即火法焙烧湿法浸出提钒工艺和湿法酸浸提钒工艺。火法焙烧湿法浸出提钒工艺，指的是矿石经过高温氧化焙烧，贱价钒氧化转化为五价钒，再进行湿法浸出得到含钒液体完成矿石提钒的工艺进程；湿法酸浸提钒工艺，指的是含钒原矿直接进行酸浸，包含在较高浓度酸性条件下，乃至是加热加压、氧化剂存在的环境下，完成矿藏中钒溶解得到含钒液体的工艺进程。 （一）火法焙烧湿法浸出提钒工艺 火法焙烧湿法浸出提钒工艺，依据焙烧进程添加剂的不同或焙烧机理的差异，分为加盐焙烧提钒工艺、空白焙烧提钒工艺、钙化焙烧提钒工艺等。 1、加盐焙烧提钒工艺 1979年，石煤加盐化焙烧—水浸—水解沉粗钒—粗钒碱溶精制—精钒的传统工艺流程己经构成，此工艺也就是职业传统上说的“钠法焙烧、两步法沉钒工艺”或“加盐焙烧提钒工艺”。前几年，引进离子交换工艺或萃取工艺对低浓度钒液进行富集，完成了一步法沉钒，下降了能耗和出产本钱。 该工艺的长处：技能老练、设备简略、出资少。 现在我国存在石煤提钒职业的省市，对新建厂商大多采纳制止选用加盐(含低盐)焙烧提钒技能的产业方针，比方河南、湖北、重庆、陕西、新疆、贵州等。 该工艺的缺陷：焙烧废气污染严峻，废气处理本钱高，废气经过处理后转变为废水污染，废水循环使用率低、废水排放量大，环境污染严峻。 依据核算和实测，若含钒石煤焙烧进程中添加8%的食盐(氯化钠)，则烟气中氯化氢、的总浓度将到达10000mg/Nm3左右，依据《大气污染物归纳排放标准GB16297—1996》，氯化氢答应的最高排放浓度为150mg/Nm3，为85mg/Nm3，若此烟气不经过处理，则烟气中的这两项污染物超支80倍以上。对此烟气进行处理，现在工业上采纳的方法是石灰乳吸收法或烧碱吸收法。石灰乳吸收法归于气液固反响，对吸收设备要求较高，相应的烟气处理设备出资较大；烧碱吸收法作用好，设备出资低，但处理本钱高，依照一般工业状况，比方矿石含钒档次1%核算，每出产一吨五氧化二钒需求耗费五吨多，吸收剂耗费一万五千元以上；但更多的技能经济问题接二连三，烟气污染物在吸收后将转变为废水污染，依照现在工业上的一般技能措施，都是将该部分烟气处理废水并入工艺进程，依据工艺核算和工业实测，该部分废水并入工艺进程，将一次性的使得工艺水中的氯离子含量高达16g/L以上，严峻影响离子交换进程对钒离子的富集，更首要的是影响工艺水的循环使用率，因而该工艺的工艺水循环使用率很低，进程暗示见图1。依据工业调研数据，该工艺的水循环使用率均低于40%，每出产一吨五氧化二钒产品，外排的工艺废水高达300m3以上，构成厂商周边的土壤盐碱化，也因而构成多年来一系列的涉钒环保事情！2、钙化焙烧提钒工艺 钙化焙烧提钒工艺指的是含钒矿藏添加石灰或石灰石，在高温下，贱价钒氧化为高价钒并构成偏钒酸钙类化合物，偏钒酸钙类化合物在弱酸性环境下易于溶解进入液体，然后完成矿藏中钒的别离提取。 钙化焙烧提钒工艺技能道路最早呈现于前苏联五十年代的文献中，但未完成工业化。九十年代中后期，国内某科研单位在厂商做过工业实验，但也未完成工业化。自己带领的课题组在九十年代末研制该项技能，数次进入厂商进行工业化阶段实验，在06年河南某厂商完成日处理200吨矿石的工业化规划出产，该项工艺具有以下优缺陷： (1)用钙盐(石灰、石灰石)代替食盐，彻底消除了钠法焙烧工艺的含HCl、Cl2等有毒有害气体的废气污染问题。焙烧进程添加的钙盐(5%左右)，根本都和浸出进程的硫酸反响生成少数的硫酸钙沉积，该工艺进程的长处是工艺水中的其他水溶性离子含量低，利于工艺水的循环使用，依据规划核算和工业实测，工艺水的循环使用率可达90%以上。每出产一吨五氧化二钒产品，外排或需处理的工艺废水仅为60m3左右，为加盐焙烧提钒工艺的五分之一； (2)焙烧料为低酸浸出(配酸浓度1—2％，硫酸)，硫酸耗费低，每100吨矿石耗酸仅为4吨左右，出产本钱低、液体含杂质较少，利于工艺水循环使用； (3)设备出资较加盐焙烧工艺高。加盐焙烧工艺可以选用水浸方法得到含钒液体，中小厂商遍及选用料球直接浸泡法，设备出资低，不需考虑防腐问题，但有些厂商为了进步钒收回率也有选用酸浸出方法的。钙化焙烧工艺有必要选用酸浸出的方法，焙烧料需再次损坏，再采纳机械拌和浸出，然后选用带式真空过滤机进行矿渣别离，进程需考虑设备防腐。 3、其他火法焙烧提钒工艺 包含空白焙烧提钒工艺、复合添加剂焙烧提钒工艺等。 空白焙烧提钒工艺也叫无盐焙烧提钒工艺，焙烧进程不添加任何添加剂。九十年代初，湖南省煤炭研讨所联合有关厂商研讨开发该项技能，现在该技能仅在湖南省怀化市的单个厂商选用，矿石中钒的总收率在38～45％之间，经过技能改善，总收率可以进一步进步。该工艺对矿石具有很强的挑选性，因而该项技能不具备职业界的推行价值。 复合添加剂焙烧提钒工艺，是对钠法焙烧提钒工艺和钙化焙烧提钒工艺的一种配方法改善，不归于单列的提钒工艺。经过工艺小实验，依据各地矿石特性的不同，断定焙烧进程添加不同组成份额的添加剂，比方氯化钠、碳酸钠、石灰、氯化铵、软锰矿等等。 （二）湿法酸浸提钒工艺 湿法酸浸提钒技能，指对矿石不进行焙烧而选用较高浓度的酸对矿石中的钒进行浸出，酸，一般为硫酸，有些技能单位混配，乃至报价高、危险性、腐蚀性很强的(氟化盐)，还常常添加一些氧化剂。浸出进程一般在加热加压条件下进行，若不加压，价值是进步氧化剂用量或选用氧化性更强的氧化剂。该工艺的长处是无焙烧进程无烟气污染问题，可是由于出产进程腐蚀性很强，对设备要求高，因而出资很大，出产本钱也高，该工艺的别的一个大的缺陷是废水量大，由于用酸量大，矿石中的一些重金属许多溶出，废水组成杂乱。该技能对矿石也有必定的挑选性，在某些厂商呈现了湿法工艺建厂，投产后又不得不在前工序添加预焙烧的状况，乃至有技能单位以此还提出了矿石预焙烧－湿法提钒的工艺，那就违背湿法提钒技能的初衷了。 （三）石煤提钒工艺展开方向 石煤提钒工艺虽展开为两大工艺道路，即火法焙烧湿法浸出提钒工艺和湿法酸浸提钒工艺，但各工艺均有其优缺陷。自己以为，石煤提钒工艺的展开方向是这两大工艺的结合。 从矿藏的特性来说，能对矿石预先进行氧化焙烧，可以必定程度上损坏矿藏的结构，利于完成钒的提取，一起从资源归纳使用的视点考虑，矿石焙烧或焚烧进程可以收回其间的热能，因而，石煤提钒工艺的前工序应该优先考虑焙烧进程；从进步矿石中钒的总收回率和设备的技能经济水平考虑，火法焙烧湿法浸出提钒工艺应该活跃学习湿法酸浸提钒工艺强化浸出的技能经历，由于矿石现现已过高温焙烧，浸出的时分酸用量可以显着下降，即有利于下降出产本钱，又能进步工艺废水循环使用率，削减出产进程废水排放量或处理量。事实上，有些厂商和科研单位现已展开了相关工艺的探究和实践。 二、石煤提钒工艺的挑选 提钒工艺的挑选一直是职业界争议较大的一个现实问题。科学的说，面对杂乱多变的含钒质料，历来都不存在放之四海皆可行的提钒工艺，应针对各地石煤特性的不同，经过体系的选冶实验，选用适合的提钒工艺。此外，在断定提钒工艺的时分，还需考虑以下要素： （一）厂商所在地针对石煤提钒的产业方针 存在石煤提钒工业的省市，大多拟定了石煤提钒的相似产业方针的文件，对新建厂商一般都不答应再选用钠法焙烧提钒工艺，乃至也不答应再选用平窑焙烧设备，这些方针或规则，有些是以清晰的文件方式在业界揭露的，有些是以政府相关部分的调查报告、展开规划等方式作为项目批阅指导性依据。 （二）项目所在地的环境特征和环境容量 关于水污染特别灵敏的区域，选用湿法提钒工艺和钠法焙烧提钒工艺，由于废水量特别大，虽可以配套相应的废水处理设备，但仍要特别稳重；关于空气污染特别灵敏的区域，选用火法焙烧提钒工艺就应特别稳重。 （三）工艺的牢靠性、老练性 石煤提钒技能市场比较紊乱，各项技能别具一格，一些厂商出资数千万元却无法产出产品，或技能经济指标低下。一项技能是否老练牢靠，作为厂商应要点调查该技能是否现已成功的应用于工业实践中了，一项技能的经济性怎样，应该由相关技能方拿出完好的单耗表作为判别的依据。 （四）项目所在地硫酸报价的凹凸 在石煤提钒进程中，用量较大、价值又较低的质料是硫酸，不同地域，硫酸报价相差悬殊，若在一个硫酸需求远程外购、报价显着高的地域建造一个湿法酸浸提钒的设备，该提钒设备在职业界将缺少竞争力。 三、石煤提钒工厂工艺规划浅谈 工厂工艺规划包含的内容许多，包含工艺流程规划、物料和能量衡算、设备工艺规划、车间安置规划、管道安置规划、非工艺规划、工程概预算等，本文不行能对这些方面做具体的介绍，仅依据石煤提钒工厂遍及存在的，具有代表性的规划性问题，以火法焙烧湿法浸出提钒工艺规划为例进行介绍。 （一）工艺和工艺流程挑选的准则技能上先进牢靠、经济上合理可行 除了前面介绍的首要石煤提钒技能之外，在业界，各式各样小巧满目的所谓新技能层出不穷，有些技能乃至标明为“清洁技能”、“环保技能”、“高效技能”、“无污染技能”，这是不谨慎的行为，笔者乃至遇到过声称“细菌提钒工业技能”的所谓专家。工业规划和建造，首要有必要遵从技能牢靠的准则，规划化的石煤提钒工厂出资现在均在数千万以上，笔者在国内也观赏过几家出资数千万却两三年出产不出产品的厂商，这些厂商出资丢失巨大、苦不堪言！挑选了一个牢靠的工艺，即便在试出产期达不到满足的技能经济指标，但不会呈现工艺方面准则性的过错。此外也要考虑工艺的先进性和经济性，在确保技能牢靠性的基础上，统筹技能的先进性。 （二）工艺规划的阶段性 工厂规划是分阶段的，虽可以依据项目的特色简化规划的阶段，但任何工厂项目的规划都不行希求一次性进入施工图规划阶段。以两阶段规划为例，即便再简化规划流程，在施工图规划之前也有必要进行一个计划规划，在计划规划阶段，依据项目特色，做好首要环节的物料衡算，在衡算进程中往往会发现此前预订的流程会呈现一些不当的当地，不断的调整，取得一个科学合理的规划流程。笔者接触到一些技能，在缺少相应的处理手法和数据的状况下声称废水全循环，在未进行物料衡算和缺少工业化数据的状况下声称总收回率可以到达85%以上，这是不谨慎的技能情绪。 出资厂商需注意的是，绝不行一味的寻求工期而采纳“边规划边施工”的战略，那将给设备建造带了不行估计的危险，至少会无法较精确的把握出资额。 （三）关键设备的选型或规划 火法焙烧湿法浸出提钒工艺的关键设备一般包含石煤的预脱碳设备、破碎损坏设备、焙烧设备、固液别离设备等，此外烟气处理设备也归于整个设备的关键设备。现在石煤提钒职业相对滞后的是关键设备的配套问题，在规划中，应该做好关键设备的调查和规划作业。 近年出问题最大的是焙烧设备的挑选失误，比方回转窑(转炉)，笔者目击了三家厂商回转窑用于钒矿焙烧进程的严重失利！并不是说回转窑必定不能用于钒矿的焙烧进程，而是应该特别稳重的做好调研作业以及设备选型和规划。 （四）工艺流程规划 跟着物料衡算进程的进行，以及设备规划、车间安置规划的进行，工艺流程规划是个不断修正、不断调整的进程。笔者观赏调查过不少的石煤提钒厂商，可以拿得出完好工艺流程图的厂商很少。遇到技能问题，头痛医头、脚痛医脚，缺少工艺流程的观念，不能深入认识到工艺流程中牵一发而动全身的技能特性，全体影响厂商技能经济水平的进步。 笔者个人以为，现在石煤提钒厂商遍及忽视工厂规划，一些厂商是边规划边施工建起来的，建造进程中再三追加出资，还有些厂商根本就未进行规划，成果设备运转起来今后，设备不配套，达不了产也达不了标，设备一试运转，就不断的面对技改，严峻影响厂商的经济效益。

[next]     2)碳泥质氧化矿的焙烧和铁装法浸出研讨    张家口金矿天然金首要赋存于褐铁矿、黄铁矿、白铅矿、方铅矿、黄铜矿和石英中，经浮选产出含碳、泥质和碱性矿藏较高的难处理金精矿。对与此相似的矿石，国内外在化前都采纳各种工艺办法来消除碳和有害杂质的影响，但化浸出率仍不高于85%-90%，而直接或在脱碳后进行浸置，金的浸出率也只80%左右，且每吨精矿耗硫酸135-180kg，大于5kg。为了进步此精矿的金浸出率，经实验后，预先对精矿进行氧化焙烧，完成了除碳、分化碳酸盐和驱除褐铁矿中结晶水的效果，再用铁浆法浸置，获得了比化法CCD工艺还好一些的经济技术目标。    图6是将含金100g/t左右的浮选精矿，在680℃左右的温度下焙烧20min左右，再经细磨至94%-0.043mm（-325目），经加硫酸调浆至pH=1.5-2后再增加，于六台浸出槽中进行接连铁浆法浸置。经3个批次44个班的实验标明，金的浸出率为95.07%~96.40%，均匀95.79%。铁板上金泥的金堆积收回率98.45%－99.69%，均匀为98.99%。总收回率均匀94.82%。每吨精矿耗硫酸70kg，1.5-2.2kg，首要材料耗费42.42-52.48元/t，比国内化CCD工艺处理同类矿石的本钱98.66元下降57％-47％。    本工艺矿浆不需过滤，设备和基建投资低，占地面积小，操作简洁，节约劳力，流程也短。它是我国法从难处理矿石中提金，从研讨走向工业使用的初次打破，早已成功使用于张家口金矿的工业生产。为铁浆法在我国的研讨和推广使用奠定了根底。    3)铁浆法的工业实验和推广使用    铁浆法的工业实验用的质料为硫金精矿，其间含有少数氧化矿藏。其首要矿藏为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、褐铁矿、孔雀石、天然金及脲石矿藏石英、绢云母、绿泥石、高岭土和碳酸盐类等。精矿组分（金、银为g/t,其他为%）为Au 80.77，Ag 50，Cu 0.71，Pb 0.6，Zn 0.18，Fe 25.09，S 26.55，As 0.046，Bi 0.0063，Ni 0.038，SiO2 22.44，CaO 4.08, MgO 11.80, Al2O3  3.60。天然金粒度-0.038mm（400目）占80%以上，其间0.0067-0.0033mm的约占50％。[next]    实验选用接连浸置作业，规划为1.5t/d。给料办法一为机械接连给料，二为入工定量给料。浮选精矿经稠密机脱水后进行调浆，再入旋流器和分级机组成的闭路循环中磨矿，溢流送浸出。浸出金的收回是在槽中挂入铁板，在浸出的一起堆积金。    实验在七只槽中接连进行，磨矿粒度80%-85%-0.043mm（325目），固液比1:2初始质量分数为0.3%，pH 1-1.5，液温25℃，刺进铁板3m2·m3·槽-1，浸置时刻35-40h，并按每2h由天车守时吊出铁板主动刮洗金泥一次。    通过12d分别对两个计划进行比照实验标明：金的浸出率分别为94.50%和95.21%，堆积收回率99.35%和99.64%，总收回率93.89%和94.86%。金泥（一例）组分（％）为：Au 3.05，Ag 1.73，Cu 13.57，Fe 15.66，S 20.36，SiO2 19.42，CaO 0.33，MgO 0.35，A12O3 2.95。其间（Au＋Ag）4.78%。为了进步金泥中的Au、Ag档次，曾在刮洗前先用高压水冲刷除掉铁板表面附着的黄铁矿和细粒矿泥，金泥含金可进步至5%。    以上工业实验标明：    ①铁浆法与化逆流倾析洗刷工艺比较，各项经济技术目标适当或略好（如表3），首要是法所用精矿含金档次比化法低形成的。若铁浆法与化炭浆法比较，则法本钱要高些。表3  法与化法经济技术目标比较办法质料含金/（g·t-1）渣含金/（g·t-1）浸出率/%贫液含金/（g·m-3）置换率/%总收回率/%精矿生费/（元·t）化CCD工艺101.154.0695.10.0799.5693.53165.13法机械给料80.774.4494.50.2599.3593.89147.7人工给料75.53.6295.210.1399.6494.86     ②浸金的初始浸出速度很快，当矿浆在向槽加调浆后，金的溶解率已达50%以上，今后进入各浸出槽溶解速度逐步下降。表4是精矿在各槽中的浸出、置换作业目标。因为矿浆中金的浸出和铁的置换堆积是同步进行的，矿浆中金属离子浓度和Au溶解的电位都较安稳，因而，金的浸出率和置换率均呈稳步上升趋势。[next]表4  铁浆法的浸出和收回目标项目加酸槽加硫浸置槽脲槽1#2#3#4#5#6#7#精矿含金/（g·t-1）75.534.516.512.58.856.756.44.54.05累计浸出率/%　54.3178.1583.4588.2891.0691.5394.0494.64浸液含金/（g·m-3）　20.9511.254.51.560.630.330.270.15累计置换率/%　　46.378.5592.5596.9998.4298.7199.28     ③本实验是在高酸（pH 1-1.5）和高浓度（质量分数0.3%）条件下进行的，精矿中各杂质组分的总溶解率均匀达25%。表5是精矿和终究浸渣（取自7#槽）的首要组分及它们的溶解率（一例）。从表中看出，这些杂质很多溶解进入溶液中，不单加大了药剂耗费，还使很多杂质离子或化合物硫化沉积或混入金泥中，致使金泥的含金档次下降。在这些杂质离子和化合物浓度如此高的矿浆中，若不在浸出的一起选用铁浆法置换，金粒的表面就易发作钝化而下降浸出率，且会使已溶金的很多硫化物沉积于渣中而下降收回率。

从岩浆型钒钛磁铁矿中提钒，钒钛精矿中钒的提取用冶炼方法有火法与湿法两种。火法是通过钒钛精矿或钒渣间接提钒，湿法则是用钒钛精矿直接提钒。目前我国以间接提钒法为主。火法提钒工艺。将选矿产品钒钛精矿，直接进入高炉或电炉中冶炼，使矿石中的钒大部进入铁水，再将含钒铁水入转炉送氧吹炼，使钒富集于渣中，成为钒渣。钒渣经焙烧、浸出、过滤，即得五氧化二钒。这一方法的最大优点是钒回收率高，特别适用于低品位钒矿石的利用。缺点是矿石处理量大，而生产规模小，与大规模的钢铁工业生产不相适应。 从钒钛磁铁矿中提钒的生铁-钒渣滓工艺流程见图4。  图4钒钛磁铁矿提钒的生铁-钒渣工艺流程 近20年我国积累了大量有关钒钛磁铁矿提钒工艺的经验并首创高炉炼铁-雾化提钒法目前攀枝花钢铁公司已用此法大规模生产钒渣。其工艺特点是，将铁在中间罐内撇渣和整流，在雾化器中雾化，雾化后的铁水进入雾化炉反应，提钒后的铁水(半钢)流入半钢罐，使之在半钢罐面上形成钒渣层，将半钢分离即得钒渣，钒渣经熔烧、浸出、过滤则得五氧化二钒产品。见图5。  图5 攀枝花钢铁公司雾化吹钒渣工艺

我国钒矿资源极为丰富，但大部分品位低，多数没有得到充分开发利用。钒主要以三价和五价形式存在于矿石中，其中三价钒几乎主要存在于含铁矿物或含铝矿物中，没有独立矿物；五价钒一般形成独立矿物－钒酸盐，常与铀和磷矿物共生。当矿石中的钒以三价状态赋存于硅酸盐类矿物中时，通常采用加添加剂在高温下焙烧来破坏钒矿物的结构，将三价钒氧化为五价钒后进行浸出。但高温焙烧污染大、能耗高、投资大。 西北地区某钒矿的V2O5平均品位0.75%，矿物组成复杂，磷含量较高，采用传统的焙烧工艺进行氧化焙烧，钒转化率较低，所以该资源始终未能得到很好的开发。试验研究了对原矿直接进行酸浸，确定了可行的工艺条件。 一、矿石类型及物质组成 （一）矿石类型 矿石组成十分复杂。钒吸附于泥质岩和胶状褐铁矿中，没有相应的独立矿物存在，钒的载体物质多以泥质内碎屑形式存在。脉石矿物主要有方解石、石英和泥质，围岩为碳酸盐岩。磷灰石多以胶磷矿内碎屑胶结物形式存在，为胶体脱水形成的微晶磷灰石。 （二）矿石物质组成 原矿的多元素化学分析结果见表1，原矿的X射线衍射分析结果见表2。 表1  原矿多元素化学分析结果    %表2  钒矿石X射线衍射分析结果    %二、试验原理 用氧化性酸破坏泥质岩和胶状褐铁矿的矿石结构，氢离子进入矿物晶格中置换相应金属离子，使矿物结构发生变化，将钒释放出来，并被氧化成四价钒。四价钒易溶于酸并生成钒氧基离子（VO）2+，反应式为：三、试验设备及方法 （一）试验设备 试验设备主要有HH-2型电热恒温水浴锅，JJ-1型精密增力电动搅拌器，2X2-2型旋片式真空泵等。 （二）试验方法 取一定浓度的硫酸溶液于四口瓶中，置于水浴锅中加热至一定温度；称取一定质量的原矿加入到放有酸液的四口瓶中，继续加热搅拌；反应一段时间后停止搅拌，过滤，洗涤。滤渣、滤液分别计量、分析。 四、试验结果及讨论 （一）原矿直接酸浸正交试验 原矿直接用硫酸浸出，钒浸出率主要受浸出剂浓度、浸出温度、液固体积质量比、浸出时间、矿石粒度的影响。选定此5因素，每因素3水平，安排L27(313)正交试验。因素及水平见表3，试验结果见表4和图1～4。 表3  试验因素及水平 表4  正交试验结果图1  H2SO4质量浓度对钒浸出率的影响图2  液固体积质量比对钒浸出率的影响图3  浸出时间对钒浸出率的影响图4  浸出温度对钒浸出率的影响图5  矿石粒度对钒浸出率的影响 可以看出，对原矿直接进行酸浸，各因素影响顺序为：浸出温度>液固体积质量比>硫酸质量浓度>浸出时间>原矿粒度；较优工艺参数为：浸出温度90℃，液固体积质量比3∶1，H2SO4质量浓度250 g/L，浸出时间6h，矿石粒度小于0.175mm。温度和液固体积质量比是影响钒浸出的主要因素：温度升高，有利于浸出反应的进行，但温度过高，对操作不利，以不高于90℃为宜；液固体积质量比较大时可获得较高的浸出率，但也会降低浸出液中钒的质量浓度，影响后续的净化富集，以2∶1较为适宜；H2SO4质量浓度增大，钒浸出率提高，但酸度过大会降低溶液pH值，影响后续工序，经济上也不合算，所以，H2SO4质量浓度确定为250g/L。 （二）验证试验 根据原矿直接酸浸正交试验结果，在最适宜条件下进行验证试验，结果钒浸出率达90.72%～92.56%，平均值为91.81%，有较好的结果。 五、结论 对高磷钒矿采用直接硫酸浸出法浸出钒是可行的。直接酸浸最佳工艺条件为：浸出温度90℃，液固体积质量比2∶1，H2SO4质量浓度250g/L，浸出时间6h，矿石粒度小于0.175mm，此条件下，钒浸出率达90.72%～92.56%。

加布拉对法和氛化法做了比照实验，两种办法同是处理含碳砷黄铁矿金精矿500g,在25℃、液固比为2时，选用空气作氧化剂（1L/min）且各取其最佳浸出参数：法用1000mL含质量浓度为0.175moVL H2SO4，0.197mL/L（15g/L）的TU溶液；化法用1000mL去离子水加4g NaCN,并加Ca（OH）2坚持pH＝l0。图1标明，法浸出30min后金收回率近90%，此刻化法金的收回率仅35%，欲达94%的提取率，化法需24h，而只须1h。    哥罗尼沃尔德对未经预处理的或酸洗的矿石用硫酸-溶液作浸出金的研讨，当溶液含浓度为1.0mol/L的H2SO4，1.2mol/L的和0.1mol/L的过氧化氢时，溶金速度很快，经1h便可收回98.5%的金，的耗费是1.4 kg/t矿石。    陈登文从难处理的含碳泥质矿石中浸出金，经焙烧和硫酸预处理后的矿石，酸性浸出金收回率达95%，与硫酸耗费别离为每吨矿石1.5-2 kg和70 kg。    就地浸出有限责任公司（Insitu Inc.）1981年在澳大利亚维多利亚进行了就地浸出实验。据报道，、硫代硫酸盐和铁的混合物溶液初次被用于“压入-抽出（push-pull）”实验，借以从一种深掩盖的冲积型矿床中提取金。    依据实验室核算，1000kg干料和100kg湿料（含金35g)，在加H2SO4 5kg、SO2 0.5kg、H2O2（30%）0.75kg、1.05kg的条件下，金的提取率可达98%（其间浸出段提取80%，洗刷段提取10%），经3段炭吸附，金的收回率为97.86%（3段别离为80%、16.37%和1.49%），金的总收回率在95％以上。    总归，近年来国外对法提取金表现出极大的爱好，但又持较慎重的情绪。较普遍地以为与化法比较，法具有减轻环境污染，加快溶金速度、下降铜、锌、砷、锑搅扰程度，工艺流程短、出资省、操作较简洁等长处；但药剂耗费高，设备费用较多等触及经济效益的问题还有待进一步处理。[next]    苏联学者B.B.罗捷希可夫对许多的理论和实验研讨工作进行归纳分析后，拟定出了以浸出为根底的湿法处理金矿石的准则工艺流程，该流程包含以下四个首要工序：    ①选用再生的、净化除杂后的酸性溶液进行金的拌和浸出。    ②含金的浸出液与浸渣经过稠密过滤的办法进行别离。    ③从溶液中收回金，以取得相应的契合精粹厂要求的产品。    ④收回金后的溶液作进一步处理，以再生和除掉溶液中的杂质。    关于从溶液中收回金，可选用下述几种办法：金属（锌、铅、铝）置换堆积，碱液（NaOH等）损坏络合物，电解堆积，吸附在活性炭和阳离子交换树脂上。    收回办法的挑选，首要取决于溶液中的金属含量。①关于金和银含量较高、质量浓度大于500 mg/L的溶液，宜选用电解法，它能一起使得到再生；②对金质量浓度小于50mg/L、银质量浓度在200-400 mg/L的溶液，吸附法最有出路，而且贵金属既能够吸附在活性炭上，又能够吸附在阳离子交换树脂上；③对金质量浓度大于50 mg/L、银质量浓度大于20 mg/L的溶液，当运用吸附法不太有用，即金属的富集程度较低时，可用金属置换堆积法，在这种状况下选用电解法在经济上是不太适合的。    现在研讨过的提金工艺首要有：惯例浸出法、向浸出液中通入SO2的SKW法、加金属铁板进行浸置的铁浆法、加活性炭或阳离子交换树脂进行吸附的炭浆或树脂浆法，以及向浸出槽中刺进阴、阳极板进行电解的电积法等。    如今供法提金的质料大多运用含金高的金精矿或焙砂，作业技能简直与用压缩空气进行拌和浸出的化法相同，仅仅需求选用耐酸设备。从浸出矿浆中收回金的办法多选用铁浆法和炭浆法等。    1.惯例漫出法    此法是向硫酸酸性（pH1.5-2.5)硫脉矿浆中鼓风拌和进行金、银浸出的惯例办法。矿浆中的已溶金一般选用过滤和屡次洗刷，并从滤液和洗液顶用置换、吸附或电解法收回金。它与化法的CCD工艺类似。但因为矿浆是强酸性硫脉介质，铜、铅、锌、铁等贱金属会和金、银一道溶解生成硫头绪离子，它不光使矿浆中的离子浓度过高，也会耗费许多硫脉。特别是用来处理硫精矿时，硫进入溶液会生成H2S、S、SO42-、HSO4-等硫化物。它们的彼此转化又可使矿浆中H2S（液）的平衡浓度约达0.1mol,它会使金属离子许多生成硫化物堆积。其间特别是金、银被硫化而堆积于矿浆中，或许硫粘附于矿粒表面而发作钝化，都会下降金、银的浸出率，使硫脉浸出作业结尾过早出现，浸渣中含金过高而形成丢失。但因为硫脉对银的浸出率比化法高得多，故1982年以来墨西哥科罗拉多金银矿山就选用硫脉法替代化法从含银尾矿中浸出银，取得了很好的效果。[next]    1)从辉锑矿精矿中浸出露出金    澳大利亚新南威尔士的希尔格罗夫（Hillgrove）锑矿是一个前期挖掘的矿床，现存锑矿带均匀宽300-400m。1969年，新东澳大利亚矿业公司（NEAM）又在这儿运营一个小矿山和选厂。    该矿为石英脉型含金辉锑矿床，首要共生矿藏为黄铁矿、磁黄铁矿、毒砂、白钨矿和绿泥石等，矿石含Sb 4.5%、Au 9g/t。采出的矿石经磨矿、重选和浮选，产出锑精矿售给冶炼厂。精矿中含金30-40g/t、冶炼厂不交给任何酬劳。为了提取其间的金，选厂曾用化法实验，效果欠好，后在实验其他溶剂时，发现能快速地浸出精矿中的露出金。而于1982年3月树立一座1t/h的小型分批作业浸出车间。    该车间处理锑精矿仅仅收回其间的单体解离金，并不希求更高的金收回率。故选用较高的和Fe3+浓度，并将浸液与精矿预先混合制浆，可使每批精矿的纯浸出时刻缩短至巧min以内。浸出贵液中的金用活性炭吸附，产出含金6-8kg/t的载金炭直接出售。吸附金后的液加H2O2调整氧化复原电位后回来浸出进程循环运用。    选用浸出的开始几个月，曾出现已溶金堆积丢失，经查明，它是由金吸附在精矿中的绿泥石矿藏表面而形成的，故又在浮选时添加空气按捺剂633以按捺绿泥石，并在浸出前向矿浆中参加少数柴油。采纳这些办法后，露出金得以浸出，精矿中金收回率达50%-80%，耗费一般在2 kg/t以下。    该公司还发现，浮选尾矿中的毒砂含有许多金，故又添加了毒砂浮选回路，产出的砷精矿含As15%~20%，Sb 5%，Au 150-200g/t，尾矿中金的收回率为70%。为此，又于1983年建成一座600 t/d的前期尾矿再处理工厂，可从每吨尾矿中收回金1-2.5g。    2)含银质料制取纯银    为了探究用含银质料制取纯银的新工艺，张箭等进行了含银质料的浸出、络合物结晶和灼烧结晶体制取纯银的新工艺研讨。实验成果，银的收回率91%以上，产品银纯度达99.84%。    实验所用质料组分为（％）：Ag 0.91，AgCl 0.29，SiO2 61.00，CaO 15.76，MgO 0.78，Fe2O3 1.81，Al2O3 1.75，K2O3 1.16，Na2O 0.47，H2O 3.30，挥发物11.05，其他1.72。    小型实验将质料磨细至-2mm,称样100g置于500mL烧杯中，参加二次蒸馏水和试剂纯药剂制造的浸出液300mL进行各条件单因子实验，并依据单因子实验成果进行归纳条件实验，选定的最佳条件为：SCN2 HQ的物质的量浓度为0.52mol/L, H2SO4为1.18mol/L,Fe2（SO4）3为0.004mol/L、温度60℃、拌和速度700r/min,浸出时刻2.5h,经过滤、洗刷，洗液和滤液兼并，渣弃去。银的浸出率为98.50%。[next]    扩展实验在上述条件下，改用自来水和工业纯药剂进行扩展10倍的实验。成果，银的浸出率别离为97.23%-98.91%，重现了运用二次蒸馏水和试剂纯药剂小试的成果。    浸出液中银呈Ag（SCN2H4）3+络离子状况。络合物的结晶经单因子实验成果显现：温度由15℃降至2℃，结晶率由70%上升至95%以上；pH在0.5-3之间，结晶率都在80%以上，pH上升，结晶率只略有添加。当pH＞3.5时则出现黑色堆积。溶液含银质量浓度为0.6~3.6g/L时，结晶率都略高于80%。跟着银浓度的升高，结晶率略有下降趋势，但无显着影响。在此根底上选定的结晶条件为温度2℃、pH＝3、原液含银质量浓度为0.78g/L，银的结晶率达93%。在三要素中，经方差分析标明，影响结晶率的首要要素是温度。    产出的结晶于100℃左右枯燥后，升温至1100℃灼烧产出99.84%的纯银。若将母液中别离的结晶用低温水洗刷除掉可溶杂质，产品纯度还可进步。别离结晶后的母液，可回来再用于浸出银。    本实验虽为0.1-1.0kg规划小型探究性实验，但生产流程短、工艺简略、设备出资少、产品纯度高，且可用来处理不纯金属银、氯化银、硫化银、辉银矿、角银矿及其混合质料，具有工业运用远景。    2.SKW法（又称SO2复原法）    此法是前联帮德国南德意志公司（SKW）安排研讨的，在惯例浸出法根底上向浸金系统中通入复原剂SO2的办法。    此法是鉴于安稳功能差，易于氧化，在含Fe3+较高（质量浓度3~6g/L）的溶液中，会因为下列反响而失效：    以上反响是分三步进行的。第一步是可逆反响，能氧化生成二硫甲脒，在有复原剂时生成的二硫甲脒又可复原为。第二步是不行逆反响，二硫甲脒受歧化效果部分复原为，部分生成组分不明的亚磺化物。第三步也是不行逆反响，它们被终究分化为基和单质硫。基还可进一步分化为尿素。因为这一反响，使在浸金进程中的氧化损耗量常高于作为溶金药剂的纯耗费量许多倍。且终究分化生成的单质硫具有粘性，它会掩盖在所有固态物料的表面使它们发作钝化，使金等的浸出率下降。[next]    为战胜这些困难，应避免上述反响中二硫甲脒的不行逆分化，即避免二硫甲脒在溶液中浓度过高，或许加人复原剂使二硫甲脒经过可逆反响部分复原成。这个想象就是SKW法研讨的根本指导思想。    二氧化硫是一种高效的复原剂，在浸金的特定条件下，研讨者发现只需有二硫甲脒存在，它就不会去复原其他氧化剂。    在用0.2-0.7mm银粒进行浸出实验中，当不加SO2时银粒表面掩盖有一层暗色膜，银的浸出率约25%，这显然是Fe3+的存在和开始浓度较低（0.5g/L）的原因。若向浸液中供入过量SO2，银粒表面出现亮堂的金属状况，银的溶解率可达100%。当进程中SO2供入量缺乏，银的浸出率又会下降。    当选用相同的办法浸出金粒时，则发作了料想不到的现象，即当SO2供入量缺乏时，金粒表面亮堂，金的溶解率几近100%；而供入过量SO2时，金的溶解速度反而下降。虽如此，但这种现象是可用化学动力学解说的。    经过实验证明：在浸金的实践运用中，将矿浆温度进步至40℃，以加快氧化生成二硫甲脒；并以恰当速度向矿浆中供入SO2来复原矿浆中过量的二硫甲脒。操控SO2的供入速度以使矿浆中总量的50％坚持二硫甲脒的氧化状况，就能完成金、银的高速浸出和下降耗费。这一办法就是SKW法成功的要害。    表1是对含Pb 50%、Zn6.8%、Fe 26.5%、Ag 315g/t, Au 10.6g/t的一种难处理氧化矿，别离选用化法、惯例法和SKW法进行比照实验的成果。从表中看出，SKW法往浸出矿浆中供入SO2 6.5kg/t,在5.5h内金、银的浸出率比化法和惯例法高得多，完成了金、银的高速浸出，并可使的耗费量降至0.57kg/t。因为SKW法的耗费已降至如此低的水平，且浸出时刻大大缩短，它不光用来处理高档次的金精矿是经济的，就是用来处理低档次的金矿石也可能是经济有用的。表1  不同办法对难处理氧化矿的浸出比照实验目标化法惯例法SKW法药剂耗费/（kg·t-1）734.40.57浸出时刻/h24245.5SO2耗费量/（kg·t-1）　　6.5金浸出率/%81.224.785.4银浸出率/%38.6154.8[next]     浸出液中的金、银能够选用活性炭、强酸性阳离子交换树脂或硫醇树脂吸附，再用热酸或液进行解吸。因为用量如此之少，可不必考虑再收回它。    SKW法小试成果标明：    ①进步作业温度至40℃，可加快氧化生成二硫甲脒；    ②操控SO2的供入速度，经过SO2的复原效果将过量的二硫甲脒复原为，使矿浆中总量的50%坚持二硫甲脒状况，可避免给料的钝化，以取得最高的金、银溶解速度；    ③供入适量SO2，使过量的二硫甲脒复原为，避免矿浆中二硫甲脒浓度过高而发作不行逆化学氧化降解丢失，以进步的再生和运用，下降耗费。    依据小试成果，R.G.舒尔策选用图2的工艺实验流程。实验给料1.1t（其间含水100kg），浸出用来自再循环液，新添1.05kg参加洗刷段，氧化剂运用H2O2。作业进程中TU（g/L）和Au（mg/L）的质量浓度和溶液流量（L）的平衡数值亦示于图中，其作业技能关键和目标为：    ①供入质料为含水10%的湿料，不管选用硫化矿的浮选精矿或经预先酸洗处理的氧化矿，都脱除了较多的杂质，减少了矿石处理量；    ②每吨矿SO2总耗为6.5kg,浸出后将剩下SO2通入矿浆中，使二硫甲脒进一步复原为，并使氧化生成的硫彻底堆积，为后继作业供给功能安稳的溶液；    ③浸出作业用的氧化剂Fe3+，由质料本身所含铁经酸溶解和H2O2氧化而得；    ④浸出后的矿浆，经一次过滤后贵液送一次吸附。滤饼中所含的Au、Ag运用含质量浓度为15g/L的热（50℃）溶液进行简略洗刷后进行二次过滤，滤液送二次吸赞同作二次洗液用。滤渣再用贫液进行三次洗刷，洗液送三次吸附。终究滤饼和废液加石灰或碱性研石中和后排入尾矿坝；[next]    ⑤实验给料的1t干猜中含金总量为35g,浸出液中金的收回率88%，两次洗刷收回率10%，总浸出收回率98%。终究滤饼中渣含金0.7g,液含金0.05g,算计丢失金0.705g,丢失率2%。其间渣中丢失较大。若要再进步收回率，可在过滤设备B中加水再洗刷终究滤饼一次，并进行第四次吸附（如图中虚线所示）后排放；    ⑥贵液中Au、Ag的收回，若选用活性炭吸附，载金容量高达100kg/t,可经缎烧后熔炼或进行解吸处理；若选用离子交换树脂吸附，树脂的载金容量虽比炭小，但可用少数浓液解吸产出富金贵液，送电解或置换收回。本实验运用活性炭吸附，金的吸附收回率第一次为80%，第2次16.37%，第三次1.49%，总吸附收回率97.86%。    经上述1t规划的工艺实验后，R.G.舒尔策给出的炭浆法工业生产流程如图3。此工艺与化炭浆法工艺流程极为类似。但因为浸出金的作业时刻比化法短得多，故选用先浸出后吸附的无过滤炭浆法。其他条件则与上述的工艺实验流程条件附近。    3.铁浆法（“浸-置”一步法）    铁浆法是在浸出金时向浸出槽的矿浆中刺进必定面积（实验中常为3m2·m3·槽-1）的铁板，使已溶金、银及铜、铅等电位比铁正的金属离子呈微米粒级硫化物牢固地堆积于铁板上。因为堆积速度较快，一般每2h要提出铁板刮洗一次金泥，然后再刺进槽中持续运用。    此法归于无过滤作业，设备和操作都较简略，金的堆积收回率也可安稳在99%或以上。它已在我国的一些矿山推广运用。[next]    金泥的堆积仍属负电性金属置换领域。即矿浆中的H2S会吸附在铁板表面，并跟着铁的溶解而电离出H+，故铁板上H2S的电离速度远大于矿浆中H2S的天然离解，因而使铁板表面S2-浓度远高于矿浆内部，因而已溶金等金属离子在铁板表面发作硫化反响并堆积的速度也远大于矿浆内部，在较短时刻内就能在铁板表面掩盖一厚层硫化堆积物。只需铁的溶解不发作钝化，金、银、铜、铅等金属离子的硫化堆积就能正常地快速进行。故产出的“金泥”中，含金档次首要决定于质猜中电位比铁高的各种金属的溶解量。在一般状况下，产出的金泥含金只要1%-5%。且金、银等硫化物在铁表面的堆积是以铁的溶解进行置换的，故铁浆法运用的铁板溶蚀很快（每吨精矿耗费普通钢板15kg或低碳钢板5kg），硫酸耗费量也很大，需经常向矿浆中补加酸，以坚持介质处于适合的酸性状况。    1)铁浆法工艺实验    在前期的实验中，因为浸出硫精矿的金的浸出目标远低于化法，故多年来许多研讨者以为：法只适用于处理组分简略的质料。自从长春黄金研讨院和北京有色冶金规划研讨总院等向浸出系统中引人固相铁（钢板）进行“铁浸置”后，大幅度地进步了金的浸出率和收回率，而成为提金的一项严重办法。在适合的条件下，它可取得与化法处理同类质料相同的浸出目标，且浸出时刻比化法短。    在含有氧化剂的酸性液中，不单金、银会溶解，铜、铅、锌等贱金属氧化物和硫化物也会发作溶解：                          MeO+2H+→Me2++H2O                          MeS+2H+→Me2++H2S    硫化物溶解生成的H2S在氧化剂和酸的效果下还可发作一系列反响生成S, S2-，HSO4-, SO42-等。它们在不同电位和pH条件下还可相互转化。在酸性条件下又可经过可逆反响再生成H2S,使溶液中的硫化物之间完成平衡。此刻H2S的平衡浓度约0.1mol/L,这些H2S在溶液中可与已溶的Au+、Ag+、Cu2+、Pb2+、Zn2+等反响而生成硫化物堆积。    这种状况，在不向矿浆中加固相铁的浸出金前期，因为矿浆中离子浓度小，H2S的生成量也很少，且精矿表面露出的金粒数量多面积大，的浓度也大，在氧化剂的效果下，金的浸出率较快，已溶金含量不断上升。但跟着浸出时刻的延伸，矿浆中金属离子浓度不断增高，一起H2S浓度也随之上升，游离浓度不断下降。H2S的浓度升高则天然解离出更多的S2-，并与已溶金（和其他金属）离子反响生成硫化物堆积。跟着硫化物堆积效果的加强，浸出液中金含量上升速度递减，并逐渐发展到金的浸出与硫化物堆积两者之间发作平衡而到达“结尾”。这一结尾比质猜中金的实在浸出结尾早许多，故金的浸出率只90%多一点，比化法约低6%（见图4）。当向矿浆中加人固相铁后，已溶金及其他高电位金属离子便敏捷地在铁板上与S2-反响生成硫化物堆积而得到收回。图中金的浸出堆积率，随铁板加人时刻的迟早而呈直线上升，当在矿浆浸出作业的一起加铁时，金的浸出堆积收回率根本与化浸出率相同。如峪耳崖硫金精矿，化法浸出率为96.10%，铁浆法浸出率为96.06%；金洞岔硫金精矿，化法浸出率为89.63%，铁浆法浸出率为87.49%。二者的目标适当挨近。金等金属离子在铁板上敏捷发作硫化堆积，不光下降了矿浆中的离子浓度，避免它们的浓度过高而硫化沉入渣中形成金的丢失，还因络阳离子中金属离子的离解而释放出许多，使矿浆中游离浓度添加。[next]    图5是法与化法在不同浸出时刻金浸出率的比照曲线。从图中看出，不加铁的法因为金的硫化堆积，经浸出16h金的浸出率最高只达52%左右，跟着时刻延伸因为金的硫化堆积加强还略有下降。而在浸出一起加铁的法，金的浸出率随时刻的延伸不断上升，终究的浸出率与化法适当挨近。表2是铁浆法浸出硫金精矿质料的首要组分和浸出、收回目标一例。表2  铁浆法作业目标组分精矿档次/%浸渣档次/%浸出率/%金泥中收回率/%Au32.625g/t0.28g/t87.7799.65Cu0.40.284598.67Pb2.181.7336.789Zn2.031.8427.5923.5Fe34.7834.9119.99.26注：①表中Fe的添加是刺进铁板溶解生成的；②档次除Au为g/t外，其他为%

一、矿石性质 该矿石中的矿藏品种繁复，首要有价矿藏有闪锌矿、方铅矿、黄铁矿、黄铜矿、黝铜矿、铜蓝等，黄铜矿的赋存办法比较杂乱，一部分为方铅矿和黄铁矿的包裹体，一部分告知闪锌矿，一部分充填于黄铁矿粒间，方铅矿、黄铁矿和黄铜矿彼此告知构成不同包裹方式，包裹体中的黄铜矿粒径小于0.02mm，并含必定量的次生铜，次生铜对锌和铅的分选也有较大影响。 （一）原矿多元素分析 原矿多元素分析成果见表1。 表1  原矿多元素分析成果元素CuPbZnSAsFWMnCoCrSbBiMo质量分数0.292.255.766.810.0850.0030.00170.0930.0440.040.32＜0.050.004 （续表1）元素CdNiCaOMgONa2OK2OAl2O3CTFeHgAu（g∕t）Ag（g∕t）烧失质量分数0.0170.02324.671.580.200.271.905.715.800.020.2455.7013.24 （二）原矿铜、铅、锌物相分析 原矿铜、铅、锌物相分析成果见表2 表2  原矿铜、铅、锌物相分析成果称号相名含量占有率铜物相硫化铜中铜0.21072.42氧化铜中铜0.06923.79结合相中铜0.0113.79合量0.29100.0铅物相硫化铅中铅1.6171.56氧化铅中铅0.5424.00结合相中铅0.104.44合量2.25100.0锌物相硫化锌中锌5.0490.16氧化锌中锌0.539.48结合相中锌0.020.36合量5.59100.0 铜、铅、锌物相分析成果表明，铜氧化率为27.58%，铅氧化率为28.44，锌氧化率为9.84%，铜铅氧化比较严重，为混合矿石。 （三）矿石特色 矿石结构杂乱，闪锌矿、黄铜矿包括黄铁矿和黝铜矿，被包括矿藏多呈包括结构团块状结构，重结晶的黄铁矿根本为全自形结构，在矿石中散布比较涣散，构成以星散侵染状结构为主，变晶黄铁矿和变晶黄铜矿多以筛状结构、团块状结构。 铜矿藏品种繁复，矿藏中有黄铜矿、黝铜矿、铜蓝，三种铜矿藏可浮性不一致，这就给铜的浮选造成了必定的难度。 二、选矿工艺研讨 （一）锌按捺剂品种实验 抑锌浮铜铅关键在于挑选适合的锌按捺剂品种，锌按捺的好坏将直接决议铜铅产品的质量。铅。锌别离挑选组合按捺剂，是使用药剂间发生的协同效应特性，从而使铅锌有用别离，消除铜离子的影响，进步铜铅锌的可浮性差异。 实验固定条件：磨矿细度－74μm75%，捕收剂乙硫氮20g∕t，乙基黄药10g∕t，起泡剂松醇油40g∕t。 按捺剂品种有硫酸锌＋钠、硫酸锌＋钠＋、碳酸钠＋硫酸锌、硅酸钠＋硫酸锌、石灰＋硫酸锌、＋硫酸锌、硫酸锌＋硫代硫酸钠、单一硫酸锌等八种，按捺剂品种实验成果见表3，实验流程见图1。 表3  锌按捺剂品种实验成果按捺剂品种及用量 ∕（g·t－1）产品称号产率档次收回率CuPbZnAgCuPbZnAg硫酸锌2000 钠500混合 精矿12.401.7815.152.7134674.9287.036.1881.65尾矿87.600.080.325.8211.1025.0812.9793.8218.35原矿100.00.302.165.43452.54100.0100.0100.0100.0钠500混合 精矿10.302.0418.731.6142072.4186.943.2381.841000尾矿89.700.090.325.6810.7027.5913.0696.7718.16硫酸锌2000原矿100.00.292.225.2652.86100.0100.0100.0100.0碳酸钠1000 硫酸锌2000混合 精矿11.801.8817.283.2839873.3389.307.1884.70尾矿88.200.100.275.719.6226.6718.6292.8215.30原矿100.00.302.265.4355.44100.0100.0100.0100.0硅酸钠1000 硫酸锌2000混合 精矿10.851.8717.652.8339871.4388.485.7182.47尾矿89.150.090.285.7410.3028.5711.5294.2917.53原矿100.00.282.175.4352.36100.0100.0100.0100.0石灰3000 硫酸锌2000混合 精矿11.601.669.6240.4218461.2953.3384.6841.81尾矿88.400.141.110.9633.6038.7146.6715.4258.19原矿100.00.312.105.5451.04100.0100.0100.0100.0硫酸锌2000混合 精矿12.101.6215.844.2235771.4387.279.3682.68尾矿87.900.090.325.6210.3028.5712.7390.6417.32原矿100.00.282.205.4552.25100.0100.0100.0100.0500 硫酸锌2000混合 精矿11.001.9218.722.5439972.7188.034.9681.49尾矿89.000.090.326.0211.2027.2911.9795.0418.51原矿100.00.292.345.6453.86100.0100.0100.0100.0硫代硫酸钠500 硫酸锌2000混合 精矿15.031.4413.193.0427375.8687.228.5281.72尾矿94.970.090.345.8110.8024.1412.7891.4818.28原矿100.00.292.275.4050.21100.0100.0100.0100.0 银档次单位为g∕t，下同。图1  抑锌浮铜铅粗选实验工艺流程 从锌硫按捺剂实验成果看出，硫酸锌＋＋钠、硫酸锌＋＋钠、碳酸钠＋硫酸锌、硫酸锌＋硫代硫酸钠这四种药剂组合起来抑锌作用比较显着。 选用硫酸锌＋碳酸钠作为锌的按捺剂，这种药剂组合构成胶体“碳酸锌”，合理配用份额及用量对锌矿藏会显示出较强的按捺作用，一起有利于伴生银矿藏的收回，而且碳酸钠安稳，便利寄存和保管。 （二）铜铅别离工艺流程实验 传统的铜铅别离首要办法是用法“浮铅抑铜”和重法“抑铅浮铜”，因为这些办导致少数贵金属溶解和发生环境污染，本次用特效按捺剂TZ－10来抑铜浮铅，选用部分混合浮选，把可浮性相近的铜、铅、硫混选在一起，混合精矿再磨精选脱硫，铜铅混合精矿脱药别离。在铜铅别离的作业前用活性炭脱药，不然别离很难进行，实验成果表明，活性炭用量为500g∕t时分选作用较好，精选脱硫选用最廉价、最有用的石灰作为硫的按捺剂。 实验选用了三种别离计划：用TZ－10抑铜浮铅；用TZ－10抑铜硫浮铅；用重抑铅浮铜。实验工艺流程见图2，工艺流程比照成果见表4。图2抑铜浮铅实验工艺流程 表4  工艺流程比照实验成果别离计划产品称号产率档次收回率CuPbCuPb抑铜浮铅铜精矿1.057.103.1928.571.53铅精矿30.48.2519.8410.714.59铅精矿22.301.7553.0414.2962.24铅精矿10.902.5030.467.1413.78硫精矿4.200.381.857.144.08中矿1.800.200.663.570.51尾矿89.350.090.2628.5813.27原矿100.00.281.96100.0100.0抑铜硫浮铅铜硫精矿6.502.404.5952.7013.15铅精矿32.250.8456.166.4259.15铅精矿20.42.1522.383.044.23铅精矿11.201.6416.996.769.39中矿1.500.442.042.361.88尾矿88.150.0960.2928.7212.20原矿100.00.2962.13100.0100.0抑铅浮铜铜精矿1.047.8525.3627.5212.26铅精矿4.002.9739.2439.6074.06硫精矿5.300.260.534.701.42中矿20.950.422.901.341.42中矿11.900.281.801.681.42尾矿86.810.0830.2325.169.42原矿100.00.2982.12100.0100.0 从三种工艺流程比照实验成果看出，抑铜浮铅工艺流程优于抑铅浮铜，其首要原因是铜的矿藏品种多，可浮性也不一致，故选用抑铜浮铅，铅均匀档次43.89%，铅精矿收回率80.61%，抑铜浮铅药剂无毒无污染。从削减对环境的污染视点考虑不宜选用重抑铅浮铜。 三、闭路实验 闭路流程实验是用来调查循环物料的影响程度，闭路实验是在不接连的设备上模仿现场接连的生产过程，其意图是找出中矿回来对浮选目标的影响，调整因为中矿循环引起药剂用量的改变，调查中矿有害物质是否经过闭路循环累积起来对产品质量的影响，断定该工艺流程及药剂条件或许到达的实验目标。闭路实验流程见图3，闭路实验成果见表5。图3  闭路实验工艺流程 表5    浮选闭路实验成果83.42产品称号产率档次收回率CuPbZnAgSCuPbZnAgS铅精矿3.11.0055.812.9043815.169.8473.311.5921.546.98锌精矿8.250.080.9757.3325.5827.522.223.39 3.3533.73硫精矿7.400.382.571.6264.9841.768.898.052.127.6145.92银铜 精矿1.839.847.654.351660.629.5157.145.931.4148.218.02尾矿79.420.090.280.8115.310.4521.919.3211.4619.295.35原矿100.00.322.365.6763.046.73100.0100.0100.0100.0100.0 闭路实验成果看出，铅精矿到达国家质量标准四级品要求，锌精矿到达国家质量标准五级品要求。挑选合理的浮选工艺流程和药剂准则进步硫化矿藏之间单体解离和可浮选差异，本次实验选用此工艺流程牢靠，所用药剂遍及且无、无铬、无污染，处理了该矿铜、铅别离难题。实验研讨获得了较好的分选目标。 四、结语 （一）经过对该铜、铅、锌多金属矿进行化学检测分析及物质组成研讨，试样中有用矿藏首要有闪锌矿、菱锌矿、方铅矿、黄铜矿、黝铜矿，其间黄铜矿现已铜蓝化，方铅矿、黄铜矿、黄铁矿共生亲近，且粒度细微，彼此告知构成不同的包裹方式，黄铁矿一部分成为破碎结构弥散在脉石中，一部分重结晶构成半自形粒状结构和筛状变晶结构，给有用矿藏单体解离造成了困难，该多金属矿属难选多金属矿。 （二）因该矿首要收回的意图矿藏是闪锌矿、方铅矿、黄铁矿、铜矿藏及伴生的银矿藏，从矿石性质看，铜、铅、硫共生亲近，三种矿藏可浮性相近，故使用几种矿藏的可浮性差异，选用部分混合浮选，优先浮铜、铅、硫，浮选尾矿活化锌再选锌，混合精矿再磨后先脱硫，铜、铅混合精矿活性炭脱药再进行铜、铅别离工艺流程。 （三）该铜、铅、锌、硫多金属硫化矿，有用矿藏共生亲近，且嵌布粒度细微，给有用矿藏单体解离造成了困难，铜矿藏品种多，可浮性不同，所以给铜的收回造成了困难，尽管铜精矿不行工业等第，但可当作银铜精矿出售，主张选用此实验工艺流程，尽量最大极限确保铅、锌、银的收回，该浮选工艺流程施行办法简单易行，对该多金属硫化矿的选别是非常有用的。