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

一、前语 生物冶金是树立环境友好型冶金形式的一个方向，但与传统湿法浸矿工艺比较，现行硫化矿细菌氧化浸出技能在处理硫化矿方面尚没有真实具有竞赛优势，首要原因是浸出速度慢、浸出周期长，然后使运营本钱偏高，运用仅局限于一些较高价值低档次硫化矿。耐温菌浸出技能的研讨与开展是进步反响速度的要害一步。 现在在生物冶金技能中大多选用氧化亚铁硫杆菌(Thiobacillus ferrooxidans)浸出有色金属，而对钼、镍等重要有色金属的生物浸出报导较少，且仅限于常温菌。一些研讨者选用常温菌浸出低档次钼矿，但浸出率均不抱负且浸出周期长，原因之一在于常温菌的抗钼才干很差。杨显万等用氧化亚铁硫杆菌处理一种含Cu和Mo 的低档次矿，在30℃条件下浸出60 d, Cu 浸出率为60%，而Mo 浸出率仅为0.34%。Donati 等发现氧化亚铁硫杆菌不被MoS3 表面吸附，原因是Mo 对细菌有毒性。Hammaini 等[8]的研讨标明，在9K 培育基顶用T.ferrooxidans 浸矿，1 mmol/L 钼对铁氧化已有按捺作用，2 mmol/L 则彻底按捺铁氧化。经过驯化能够大大进步细菌的耐钼才干，童雄等研讨标明，钼的硫化矿浸出有菌条件比无菌时浸出速度快5 倍。在细菌习惯矿藏前，只能得到15～25 mg/L 的钼浸出液，经过驯化培育，可进步到200 mg/L 以上。本作业选用金属硫叶菌(Sulfolobus metallicus)嗜热菌作为驯化浸矿菌种，对镍钼矿的浸出进行了体系研讨，并与常温菌浸矿才干作了比较。成果标明，古生嗜热菌的金属硫叶菌对镍钼矿的浸出能够战胜常温菌浸出周期长、浸出率低的缺点，尤其在耐钼安稳性上有严重改进。研讨成果有望为生物法提取镍钼等宝贵金属的工艺规划和运用供给重要依据，关于稀有金属生物浸出的菌种选育和拓宽具有重要意义。 二、试验 （一）材料、试剂及仪器 所用矿样为贵州镍钼硫化矿，其含镍矿藏首要为二硫镍矿(NiS2 )、辉镍矿(Ni3S4)和辉砷镍矿(NiAsS)，少数或微量针镍矿(NiS)和紫硫镍铁矿(FeMnS4)、硫镍铁矿和含镍黄铁矿等，矿石均匀含钼达5%，其间的钼矿藏是一种胶状的集合体(胶硫钼矿，Jordisite)，所以，X 衍射分析没有检测到硫化钼的存在。深化的矿藏学研讨标明，这种钼集合体除硫与钼外，碳也是首要元素，因而称为“碳硫钼矿”。由于碳的原子量较低，故光谱半定量分析未检出。矿藏的首要成分见表1 和图1。 表1  贵州镍钼硫化矿光谱半定量分析成果图1  矿藏X 射线衍射图谱 试验前矿样经烘干、细磨至需求粒径。 菌种：金属硫叶菌(Sulfolobus metallicus，购于日本菌种保藏中心)属古生菌，能够好氧成长，既能氧化S又能氧化Fe2+，最适温度为65℃，选用M174 培育基培育( 成分见表2)。氧化亚铁硫杆菌(Thiobacillus ferrooxidans)由中国科学院微生物研讨所供给，选用9K培育基(见表3)培育。 表2  金属硫叶菌的M174 培育基表3  9K 培育基试剂与仪器：硫酸铵，硼砂，钼酸钠，，酵母等；日立F-2500 型荧光分光光度计，XSP-24N-103型生物显微镜，TZL-16 高速离心机，THZ-82 恒温水浴振动器，PHS-29A 型数字pH 计，原子吸收仪。 （二）试验办法 1、细菌的驯化及无铁细胞悬浮液的制备 细菌驯化：浸出试验前，Sulfolobus metallicus 在相同的矿藏、矿浆浓度条件下进行驯化，使细菌习惯浸矿环境，并进步菌株的耐钼才干。驯化条件：在装有100mL 培育基的150 mL 三角瓶中参加粒径 终究以3000 r/min 离心除矿，以10000 r/min 离心搜集驯化后的细菌，作为浸矿菌种。若当即浸矿，则可接入浸矿液中，不然置入冰箱4℃保存。细胞计数选用血球计数板法。 无铁细胞悬浮液的制备：将培育好的菌液置于低速离心机中3000 r/min 离心10 min，以除掉菌液中的大颗粒沉积物，上清液用高速离心机进行细胞别离，10000r/min 离心30 min，细胞沉积物用pH 1.8 的无菌蒸馏水洗下，清洗数次后稀释至原体积，搜集的细胞当即运用或在4℃冰箱保存。 2、摇瓶浸出 不同条件浸样各重复3 次，取其均匀值。培育基100mL，接种量均为10%(φ)，初始pH 为2(浸出进程始终坚持该值)，温度65℃, 转速200 r/min，浸出时刻均为20 d.。浸前各摇瓶称重，定时取样，并弥补蒸腾的水分和取走的培育基。浸出率以浸出20 d 的渣样计。浸出20d 的矿渣经抽滤，浸渣用1%的稀洗刷数次后烘干，称重，检测其间Ni 和Mo 含量。 三、成果与分析 （一）无菌及驯化与非驯化条件下的细菌浸出成果 本试验将细菌浸出分为无菌组、以Fe2+为动力培育的驯化细菌浸出组、以Fe2+为动力培育的非驯化浸出组、以S0 为动力培育的驯化细菌浸出组、以S0 为动力培育的非驯化细菌浸出组，顺次编号为No.1～5。矿浆浓度为10 g/L，矿藏粒径 表4  不同培育条件下的浸出成果（二） Fe3+对细菌浸出作用及介质电位的影响 以有菌无铁、有菌有铁、无菌有铁和无菌无铁4 组共12 个浸出样进行摇瓶浸出，编号顺次为1～4。有铁组均参加0.5 g/L Fe3+，矿浆均为10 g/L，矿藏粒径 表5  有菌无铁、有菌有铁、无菌有铁和无菌无铁对细菌浸出的影响对加Fe3+和不加Fe3+的浸出液的总铁浓度和介质电位改动作了比较，总铁浓度成果见图2，可见未加Fe3+浸出时，前6 d 的介质总铁浓度和增加速度比参加0.5g/L Fe3+低许多，这标明加铁组在浸出开端就很快发动了对矿藏的浸出氧化，而对照组由于没有初始Fe3+的存在其浸出发动缓慢许多.图2  浸出初期加铁与不加铁介质中总铁浓度 外加0.5 g/L Fe3+也改动了浸出液的电位。依据伦斯特方程EFe3+/Fe2+=0.78+0.059lg([Fe3+]/[Fe2+])，介质电位取决于溶液中Fe3+的浓度。电位测定显现，有菌外加0.5g/L Fe3+与不加Fe3+的电位改动有差异，加Fe3+的电位比不加Fe3+高，两者在浸出进程中电位都先缓慢下降再缓慢上升(图3)。由于浸出开端一周左右，65℃下矿藏中的FeMoO4 开端水解开释Fe2+，使Fe2+浓度增大，而此刻浸出液中的细菌尚处于延滞期或习惯期，氧化Fe2+的才干极弱，因而外加Fe3+组的Fe3+/Fe2+比下降，而不加Fe3+组Fe3+/Fe2+极低，故两者的电位呈下降趋势。之后又缓慢上升是由于细菌由延滞期进入指数增加期和安稳时，氧化Fe2+的才干增强，浸出液Fe3+/Fe2+逐步增大，电位逐步上升，当至必定电位值后，Fe3+/Fe2+处于安稳状况，此刻浸出液中细菌氧化Fe2+生成Fe3+的量与矿藏中FeMoO4 水解开释的Fe2+量比安稳，浸出液电位在500mV 左右。到浸出后期，由于浸出液中的细菌数削减，氧化 Fe2+才干大大削弱，而矿藏中从FeMoO4 开释出的Fe2+浓度改动不大，且Fe3+作为氧化剂而耗费，Fe3+/Fe2+比下降(若发作铁钒沉积，Fe3+浓度会下降较多)，导致浸出液电位下降，但不低于300 mV。总归，在镍钼硫化矿加铁和不加铁的细菌浸出中，浸出液中的电位上升幅度都不大，很或许是由于高温下矿藏中开释的Fe2+及细菌氧化Fe2+生成Fe3+的才干受钼浓度影响而构成Fe3+/Fe2+上升有限。这也是浸出液电位全体不高的原因之一。图 3  加Fe3+组与对照组电位改动 （三）矿浆浓度对细菌浸出的影响 矿藏粒径 表6  矿浆浓度对细菌浸出的影响（四）pH 对细菌浸出的影响 各浸样矿浆浓度均为10 g/L，矿藏粒径 表7  不同pH 条件下的浸出成果（五）矿藏粒径对细菌浸出的影响 每个浸样均参加0.5 g/L Fe3+，无菌组作对照。矿浆浓度10 g/L，接种量10%，温度65℃，浸出20 d。不同矿藏粒径的浸出成果如表8 所示。从表看出，有菌组 表8  矿藏粒径对细菌浸出的影响（六）浸出进程中无菌和有菌样浸出液的 pH 值改动从图4 看出，无菌组和有菌组在浸出进程中的pH改动趋势相反，前者pH 呈逐步上升趋势，然后者则先升高然后逐步下降。这是由于有菌组在浸出进程中开端遭到矿藏脉石的影响而使浸出液pH 上升，当浸出到第4 d 时，细菌不断将矿藏表面的S0氧化成H2SO4，使浸出液的pH 下降。图 4  有菌和无菌浸样在浸出进程中的pH 改动 （七）金属硫叶菌与氧化亚铁硫杆菌的浸出作用比较 在培育基体积(100 mL)、接种量(10%)、矿浆浓度(10g/L)、矿藏粒径(图5  金属硫叶菌与氧化亚铁硫杆菌对镍、钼浸出作用的比较 （八）浸出进程中 Cu,Zn,Fe 含量的改动 浸出进程中浸出液中的有价金属Cu, Zn, Fe 浓度改动如图6 所示。到219.5 h，浸出液中Cu, Zn 和Fe 的浓度别离到达11.07, 8.17 和267.6 mg/L。本研讨标明，当Cu2+浓度小于0.5 g/L 和Zn2+浓度小于1 g/L 时对细菌氧化Fe2+的才干没有影响。该浸矿菌能氧化30 g/L 乃至更高浓度的Fe2+，因而，浸出进程中这3 种金属离子对细菌的浸出不会构成影响。矿藏中其他金属离子对细菌浸矿的影响有待进一步研讨。图 6  浸出进程中Cu, Zn, Fe 浓度改动 （九）金属硫叶菌在浸出液中的增加与钼浓度的联系 挑选10 g/L 矿浆浓度，10%的接种量(接种浓度为4.4×107 mL−1)，全程盯梢浸样中的细菌增加和被浸出钼浓度的改动，成果如表9。从表能够看出，经过驯化的金属硫叶菌有很强的耐钼才干。浸出14 d 浸出液中钼浓度达173.74 mg/L，游离细菌为2.54×107 mL−1；浸出20 d 浸出液中钼浓度达283.37 mg/L，游离细菌浓度为0.83×107 mL−1。经过盯梢记数和比较发现，浸出10～12 d时，浸出液中的游离细菌最多，之后逐步削减。因而，在10～12 d 时刻段镍和钼的浸出速率也应是最快的。 表9  浸出时刻、浸出钼浓度与浸出液中S.m 菌浓度的联系图7  浸出16 d 无菌和有菌浸出样的矿粒表面描摹 （十）浸出进程中矿粒表面描摹 浸出进程中矿粒表面的改动能够反映细菌与矿藏的作用方法。在浸出16 d 时，将有菌和无菌浸样中的矿粒别离进行电镜扫描调查，发现无菌样的矿粒表面很润滑，没有细菌与矿藏作用的任何迹象，而有菌样的矿藏表面则呈现很多的腐蚀坑，这显然是细菌附在矿粒表面不断氧化掩盖在矿藏表面的S0 发作硫酸留下的腐蚀痕迹，如图7 所示。（十一）细菌浸矿作用的机理分析 金属硫叶菌以直接作用方法分化二硫镍矿(NiS2)、辉镍矿(Ni3S4)、针镍矿(NiS)。硫化矿细菌浸出的作用机理一向存在着两种观念，即直接作用和直接作用。直接作用就是细菌与硫化矿直接触摸，经过排泄酶来分化矿藏，以浸出矿藏中的金属离子。而直接作用则是细菌经过溶液中的Fe3+和H+与矿藏作用，浸出金属离子。金属硫叶菌浸出NiS2的作用方法是直接作用，这能够从电镜调查及表4 和5 的试验成果得以证明。无菌组和增加Fe3+的浸出试验标明，在无菌无铁的浸出样中，Ni 浸出率达77.64%，这应该是酸性条件下H+与矿藏反响所造成的。有菌无铁和无菌有铁浸出的Ni 浸出率相差不大，标明浸出进程中有菌组经过细菌氧化Fe2+(矿藏中分化)发作Fe3+及细菌经过附在矿粒表面不断氧化浸出进程中发作的S0而发作硫酸，使浸出液坚持必定酸性环境，并在矿藏表面构成许多酸腐蚀坑。无菌有铁组则是经过Fe3+和H+的化学作用浸出，首要反响如下：金属硫叶菌对MoS2 的浸出作用也是直接作用，Fe3+是仅有的氧化剂。李宏煦等以为FeS2, MoS2, WS2氧化硫时是以S2O32−为中间进程而完结的，S2O32−终究氧化为SO42−，伴有部分S7 则被细菌进一步氧化为硫酸，其反响式为：Huang 等以为，在低pH 下，Fe3+经过σ键与黄铁矿表面键合，所构成的化学键有利于电子从黄铁矿中的硫转移到Fe3+，电子并非直接从硫的价带而是从黄铁矿与铁离子构成的t2g 轨迹转移到Fe3+。而Fowler 等以为，氧化进程中Fe3+等氧化剂向t2g 轨迹注入空穴，这些空穴可劈开水分子而构成OH−，而OH−具有强氧化性，可与硫反响，使黄铁矿中的S2−氧化。Silverman 等提出，黄铁矿表面构成的铁氢氧化物或氧化态物质经过从t2g 轨迹得电子而积累电荷，积累的电荷发作电子态改变发作正电位，然后使S2−氧化。同归于细菌直接氧化作用机理的辉钼矿，其氧化进程与黄铁矿相同。在无菌条件下钼的浸出为O2 氧化MoS2所造成的。由于在O2存在的条件下，一切安稳的硫化矿在任何pH 值下都是不安稳的，可被氧化成S, HSO4−, SO42−。而在高温条件下，从体系的热力学和动力学分析可知，高温有利于矿石浸出进程的进行，因而嗜热菌比常温菌的生物浸矿更具热力学和动力学优势。 四、定论 （一）比无菌组高许多，标明细菌浸出比简略的酸浸出作用更好，速度更快。 （二）驯化组比非驯化组的浸出率高。因而，在选用细菌浸出钼矿前，应对细菌进行驯化，使其习惯浸出进程中的物理和化学环境，如钼浓度和机械剪切力等。嗜热金属硫叶菌对矿中镍和钼的浸出率显着高于常温菌氧化亚铁硫杆菌。 （三）以S0培育的细菌浸出率略低于以Fe2+培育的细菌。尽管金属硫叶菌既能氧化S0又能氧化Fe2+，但以Fe2+培育的细菌在浸出时不只具有氧化S0的才干，并且氧化Fe2+的才干更强。 （四）5 g/L 的矿浆浓度比别的几组浓度浸出样的钼浸出率高许多。标明较高矿浆浓度的镍钼硫化矿不只具有较大的剪切力，还具有相对高的钼浓度，对金属硫叶菌的成长代谢有影响，对细菌的浸矿才干发作了必定的按捺作用。必定矿浆浓度对镍浸出率影响不显着。

自然界中铜矿藏品种繁复，钼矿石或铜-钼矿石里的铜矿藏主要为黄铜矿和辉铜矿。     黄铜矿（CuFeS2）含Cu 34.56、S34.92％，是自然界最常见、工业挖掘价值最大的原生铜矿藏，其晶体结构见下图。   图  黄铜矿晶体结构       辉铜矿（Cu2S）含Cu79.86％、S 20~14％，有内生成矿，但更多见于氧化淋滤构成的次生富集铜矿带中。是含铜最高的硫化铜矿藏。     斑铜矿（Cu5FeS4）含Cu63.3%、S25.5%。     铜蓝（CuS)含Cu67. 1％、S32.9％，也是常见硫化铜矿藏，但含量往往很少。     不同钼矿床或铜-钼矿床产出的辉钼矿，成矿条件不全相同，浮选行为也不全相同。辉钼矿与硫化铜矿藏成矿时代不同（辉钼矿一般早于铜矿藏）散布规则也不同。这都对铜-钼别离带来许多晦气影响。常见的铜-钼别离工艺如下表。表  常见铜-钼别离工艺  分    类工 艺 或 药 剂只用抑制剂抑钼浮铜糊精抑钼，黄药捕收铜矿藏抑铜浮钼NaCN、KCN、Na4Fe（CN）4、Na3Fe（CN）4硫化物Na2S、NaHS、（NH4）2S诺克斯P-Nokes（LR-744）、As-Nokes（Anamol-D）有机抑制剂HSCH2COONa、HSCH2CHOH等氧化剂+抑制剂NaOC+Na4Fe（CN）6；H2O2+Na4Fe（CN）6充氮气+抑制剂N2+Na2S（NaHS）；N2+Nokes热处理+抑制剂焙烧法过滤-焙烧-分选蒸吹法浓缩-蒸吹-分选       须阐明一点：抑制剂可独自运用，也可几种合用，为发挥药剂协同效应，以几种抑制剂合用作用较佳。

（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。

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。

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》

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。

用按捺剂进行铜钼别离的工艺有两种：抑钼浮铜和抑铜浮钼。前者很少见，世界上首要的铜-钼选厂大都选用抑铜浮钼工艺。     （1）抑钼浮铜：糊精能够按捺辉钼矿（机理见有关章节）和易浮脉石，但对硫化铜、铁矿藏没严重影响。     对铜-钼混合精矿参加糊精后，可使辉钼矿、滑石等脉石按捺，再参加黄药捕收铜矿藏，可获合格铜精矿。对槽内产品经脱水、焙烧，坚持辉钼矿按捺，仅加起泡剂捕收易浮脉石。此刻，辉钼矿仍留在槽内产品中，再经多段钼精选，获取合格钼精矿。     在世界范围的铜-钼别离中，用抑钼浮铜的仅见于肯尼柯特公司犹他分公司的宾厄姆和美国熔炼与精粹公司的银铃。因而此工艺常称犹他法。     用此工艺时，Cu-Mo混合浮选中不能增加烃油，因为糊精不能按捺烃油收回的辉钼矿。     因为基建费高，新建选厂很少用此工艺。     （2）抑铜浮钼：抑铜浮钼工艺常用按捺剂有三类：、硫化物与诺克斯药剂。     对铜矿藏按捺才干较强，但药剂毒性太大，硫化物虽有毒，但毒性相对弱一些，在对金堆城钼矿石和栾川钼矿石抑铜浮钼的研讨中，几种药剂比照如图1~图3。   图1  按捺剂对金堆城钼矿石按捺铜作用   图2  按捺剂对栾川钼矿石按捺铜作用   图3  按捺剂对栾川钼矿石按捺铜作用 [next]       对不同矿石，对不同铜矿藏，所需按捺剂品种和用量也不同，下面将对几种药剂别离作介绍。     1）；首要指和亚铁。是铜、锌、铁硫化矿藏的杰出按捺剂．在主产钼矿精选段、铜-钼精选段广泛运用。     制作的首要质料有（CaC2）、碳（C）、食盐（NaCl）和烧碱（NaOH）。粉经萤石（CaF2）或氯化钙（CaCl）催化，在800~900℃焙烧并与氮气反响，生成：  CaF2+N2△CaCN2+290kJ→      中参加碳粉、食盐，在1400~1500℃下焙烧，可获得NaCN与Ca（CN）2的 熔体：  CaCN2+C+2NaCl△NaCN+CaCl2→   Ca（CN）2+C△Ca（CN）2→      熔体经水浸取、硫酸分化，化氢呈气态逸出再经碱溶液吸收、真空蒸发结晶，终究可获纯洁的晶体： NaCN＋H2SO4 → Na2SO4＋2HCN↑；   NaOH＋HCN → NaCN＋H2O       为无色立方结晶，34.7℃以上时呈无水结晶，常温则含一个或两个结晶水。易溶于水，34.7℃的饱满溶液中，含NaCN82％。有剧毒，一次口服100mg可使人致死。     向含重金属离子（Me2+）的溶液中增加，会当即生成Me（CN）2沉积，继续增加，沉积与CN-反响，生成Me（CN）42-或Me（CN）3-安稳的络离子。（PbCN2）、Bi（CN）3破例，不能生成相应络离子。     含Cu+离子溶液参加，生成极为安稳的沉积CuCN（lgK2p＝-19.49）。继续增加，CuCN沉积溶解，生成安稳的Cu（CN）32-与Cu（CN ）43-络离子。含Cu2+离子溶液参加，首要会生成Cu（CN）2沉积。但Cu（CN）2很不安稳，很快分化成CuCN与（CN）2，或CuCN·Cu（CN）2。当继续增加，会生成Cu（CN4）2-、Cu（CN）3-安稳络离子。     对硫化矿藏的按捺机理，一般以为是CN-离子溶解了硫化矿藏表面的，生成安稳的铜、锌、铁络离子： Cu（C2H5OCSS）2＋2CN-C → Cu（CN）2＋2C2H5OCSS-；   CuC2H5OCSS＋2CN- → Cu（CN）2-＋C2H5OCSS-；   K＝3.5 ×104；   Cu（CN）2＋2CN- → Cu（CN）42-       因而，可按捺铜、锌、铁的硫化物，铅、铋离子不能与生成安稳络离子，不能按捺方铅矿、辉铋矿。[next]     瓦克（Wark）与考克斯（Cox）研讨了某些硫化矿藏树立气泡附着或脱离的临界CN-离子浓度与PH值联系，见图4。沙舍兰德等人也研讨了某些硫化物在化矿液中触摸角改变曲线，见图5。   图4  几种硫化矿藏临界触摸角   图5  几种硫化物的触摸曲线       显着，用按捺不同铜矿藏，所需CN-离子临界浓度的次序为：黄铜矿＜斑铜矿＜铜蓝＜辉铜矿。其间黄铁矿或含铁的铜矿藏（黄铜矿、斑铜矿）只需较少就能被按捺。反之，不含铁的次生铜矿藏（铜蓝、辉铜矿）欲被按捺，所需用量很大。这或许与含辉铜矿、铜蓝的矿浆中，Cu+、Cu2+离子浓度较大，要耗费较多的CN-离子。一起，随溶液中Cu+、Cu2+离子浓度下降，矿藏表面铜可继续溶解，进入矿浆（溶液能很好溶解辉铜矿和铜蓝，常被用作从钼精矿中浸除辉铜矿的浸液，以出产高纯钼精矿）。     所以，铜-钼分选时，常选用按捺黄铜矿和斑铜矿。若欲按捺的铜矿藏是辉铜矿或铜蓝时，则须另选用其它按捺剂，一般不选用。     用一起按捺黄铜矿、黄铁矿时，若捕收剂系初级黄药，黄铁矿比黄铜矿易按捺；反之，捕收剂为丁基以上的高档黄药，黄铜矿比黄铁矿易被按捺。     按捺才干强，运用广泛，可独自运用，也可与其它按捺剂合用。在按捺铜矿藏时，用量约为10~l00g/t，一般为20~50g/t。我国金堆城钼业公司在钼精选段，往往要参加50~60g/t，可获取含铜小于0.5％的合格钼精矿。杨家杖子矿务局的钼精选段，在参加的一起，还参加磷诺克斯药剂，一起按捺各种非钼硫化杂质。栾川钼矿的钼精选段，在参加的一起，还参加，一起按捺铜矿藏。在许多铜-钼选厂，在铜-钼别离后的钼精选段还要加少数，进一步下降浮选精矿中的铜含量。     可是，剧毒，虽然对废水可进行次或漂（）处理，它对环境的损害仍然影响到它的推行和运用。     除外，常用的化按捺剂还有亚铁、铁和锌。它们都是含的络合物。     亚铁又名黄血盐，铁又名赤血盐。作为按捺剂运用的一般是它们的钠盐。[next]     亚铁（Na4[Fe（CN）6]）是向含有Fe2+离子的溶液中增加后的产品。在碱性介质中它比较安稳，但在酸性介质中却很易被氧化。生成铁：   4Na4[Fe（CN）6]+O2+2H2O ←→ Na3[Fe（CN）6]+4NaOH       [Fe（CN）6]4+、[Fe（CN）6]3+络离子比较安稳，铬离子离解常数很低，据高登（Gaudin）材料，其Ka为：络离子离解常数（Ka）Fe（CN）63-（正铁）10-42Fe（CN）64-（亚铁）10-35Zn（CN）42-（正铁）1.2 ×10-18       络离子Fe（CN）64-可与重金属阳离子反响，生成溶度积较小的沉积。除银盐外，其它重金属的亚铁盐组成及溶度积随沉积条件而异，溶度积改变悬殊。据赛勒和马特尔材料，几种盐的溶度积（Kap）的对数（lgKap）为：     Cu2+、[Fe（CN）64-]，lgKap＝-~-16；Pb2+、[Fe（CN）64-]，lgKap＝-14~-17；Zn2+、[Fe（CN）64-]，lgKap＝-14~-16。     许多亚铁能构成不同的复盐；例如K2Cu[Fe（CN）6]等，但钠比较钾不易生成复盐。     D.A.埃吉拉尼以为亚铁对黄铁矿的按捺是Fe（CN）64-与黄铁矿表面铁离子反响，在矿藏表面生成亲水Fe2[Fe（CN）6]3的沉积，使黄铁矿被按捺。Fe（CN）64+离子还可与其它重金属离子生成相应亚铁的沉积，该沉积在矿藏表面生成亲水膜而使矿藏被按捺。     铁也可与重金属离子反响，生成相应的沉积。据报导，铁的按捺才干比亚铁还强。但它易与溶液中CN-离子反响（亚铁不反响），也更易生成复盐。浮选实践中，一般一起增加亚铁与氧化剂，使浮选介质新生成铁。     美国莫伦西（Morenci）铜-钼选厂于1953年首要将亚铁用于铜，钼别离工艺，以按捺铜和铁的硫化矿藏，因而也将它称之“莫伦西”法。     亚铁、铁更常与氧化剂合用，获得更佳的抑铜作用。     2）硫化物：常用Ns2S、NaHS、（NH4）2S。（Na2S）一般由炭粉复原芒硝（Na2SO4）来制取。100份芒硝与23~24份硬煤（或焦炭）碾细混匀，送反射护，在850~1000℃下焙烧2~3h而成。反响如下：   Na2SO4 + 2C＝Na2S + 2CO2↑- 205kJ   Na2SO4 + 4C＝Na2S + 4CO↑- 539kJ   Na2SO4 + 4CO＝Na2S + 4CO2↑- 130kJ       焙烧产品中往往还含有未反响完的质料（煤屑）和少数副反响产品（Na2SO3, Na2S2O3, Na2CO3, Na2SiO3）。碳杂质对辉钼矿浮选损害甚大，须经提纯除掉。然后熔融制成Na2S、2H2O占91％～93％的工业品（或Na2S·9H2O）后再运用。     Na2S·2H2O极易吸潮，48℃以上会转化为Na2S·5.5H2O晶体；多见以Na2S·9H2O方式存在。在水溶液里，它们极易水解，水解产品呈强碱性，水解反响如下：   Na2S ←→ 2Na+ + S2-   或       Na2S＋2H2O ←→ 2NaOH + H2S   S2- + H2O ←→ HS- + OH-   HS- + H2O ←→ H2S + OH-       反响随介质pH值偏移，pH进步，S2-离子增多，pH下降，HS-离子及H2S增多；pH太低，酸度太大，呈H2S气态逸出。[next]     NazS, NaHS或(NH,) ,S,实践上除不能按捺辉钥矿以外，简直对一切的硫化矿藏都能按捺。     硫化物的按捺机理，一般以为首要由水解发作的HS-离子起作用。     实验发现，用乙黄药浮选方铅矿，当参加Na2S·9H2O后，HS-离子浓度与方铅矿按捺的增加联系是共同的，见图6。  图6  HS-浓度与方铅矿收回率、PH联系       一般以为，硫化矿藏浮选时，矿藏表面会生成元素硫，H.H.叶利谢耶夫（Eлйceeb）发现矿藏表面适当一部分元素硫是在磨矿阶段构成的，并随矿藏的氧化进程而愈趋安稳。硫的生成或许是S2-氧化产品：S2-—2e→S0。事实证明，进步矿藏表面元素硫的含量，能够进步矿藏可浮性。     J.赖亚在论著中以为，在必定浓度下，HS-离子或许起着复原剂的作用，它能使硫化矿藏表面已氧化生成的元素硫复原，使矿藏失掉浮游活性而被按捺。     可是，虽然许多材料都报导了硫化矿藏表面因氧化而存在元素硫，可对硫氧化产品在矿藏表面或溶液中的形状测定还很困难，因而，HS-离子是阻挠或是损坏硫化矿藏的疏水性，至今尚无结论。     一般还以为HS-离子可分化、损坏硫化矿藏表面的疏水性捕收剂掩盖膜，使矿藏可浮性下降而受按捺。1972年，希赫曾对铜、铅、铁的及其氧化产品作了开端研讨，评述了该分化进程的动力系，以及温度、pH值和增加量对该进程的影响。     重金属硫化物可浮与被按捺的边界，取决于捕收剂和的浓度及pH值。矿藏不同，按捺所需的量也不同。瓦克与考克斯研讨成果见图7。   图7  几种硫化矿的触摸曲线（Na2S·9H2O）       从这几种硫化矿藏触摸角曲线改变可见，它们对按捺剂的灵敏程度次序为：方铅矿＞黄铜矿＞斑铜矿＞铜蓝＞黄铁矿＞辉铜矿。拉斯特（Last）也指出：捕收剂浓度愈高，区别浮游与不浮游的临界HS-离子浓度也愈高。为下降铜-钼别离时的用量，一般在分选前要对混合精矿浓缩、脱药并用新鲜水调浆，以便下降介质中捕收剂浓度。     C.H.米特罗凡诺夫等人已证明S2-离子在辉钼矿表面上的吸附远比在辉铜矿表面的吸附低得多。随pH值升高，S2-离子在辉钼矿表面的吸附进一步削减，在辉铜矿表面的吸附进一步增强。     因而，实践上可按捺除辉钼矿外，简直一切的硫化矿藏。在用烃油捕收辉钼矿时，只需介质坚持必要的浓度，运用可有用地按捺非钼硫化矿藏杂质。     具有复原性，铜-钼混合精的氧化铜或介质中的溶解氧，都或许使氧化而失效。所以，当物猜中氧化铜升高或矿浆中溶解氧量增加，都会加大的耗费。     用量在500~5000g/t 间，一般为1000~3000g/t。     在浮选介质中，随作用时刻延伸，损耗加速，作用削弱。为此，一般将所需分批、分段参加浮选进程中。     （NaHS）、硫化铵（（NH4）2S）与（Na2S）水解反响和水解产品根本共同。而NaHS的水解，会发作更多HS-离子；（NH4）2S水免除发作HS-离子外，还会发作（NH4）+离子。NH4+离子可与溶液中Cu+、Cu2+离子生成安稳的铜络离子，削减Cu+、Cu2+离子对要按捺矿藏的活化，还能与辉钼矿表面吸附的MoO42-、HMoO4-生成可溶（NH4）2MoO4而“清洗”辉钼矿表面，进步可浮性。     几种硫化物中Na2S、 NaHS往往用于按捺黄铜矿及方铅矿等，（NH4）2S，因为NH4+的作用，还可用于按捺辉铜矿。[next]     硫化物亦为剧品，但相对则毒性小得多。所以，自1933年墨西哥卡拉内阿铜-钼选厂用替代按捺铜矿藏以来，前苏联铜-钼选厂广泛选用作铜矿藏按捺剂。我国栾川钼矿合用与；宝山铜矿、闲林埠铁钼矿也都选用按捺铜矿藏等硫化杂质。1950年，巴格达德选用与诺克斯药剂合用进行铜钼别离；米申、皮马选用与合用别离铜-钼；平托瓦利选用诺克斯与NaHS、NaCN合用别离铜-钼；直布罗陀选用NaHS、（NH4）2S与NaCN合用进行铜-钼别离。     据Л·M·涅娃耶娃核算，全世界首要的铜-钼矿山，独自或混合选用硫化物以别离铜-钼的选厂占了45％左右，近似一半。     （3）诺克斯药剂：诺克斯（Nokes）药剂是50年代由诺克斯、魁格累研发的一种非钼硫化矿藏按捺剂。它对按捺铜、铁、铅……的硫化矿藏极为有用。它们反响快，只需参加矿浆槽，经短期的拌和，既能使铜、铁、铅……的硫化矿藏遭到按捺，而辉钼矿可浮性又不受影响。     常见的诺克斯药剂有两种：磷诺克斯（P-Nokes）与砷诺克斯（As-Nokes）。     磷诺克斯（P-Nokes）的商品名称为LR-744，系由（P2S5）与烧碱（NaOH）反响的产品。反响或许生成一系列的硫代磷酸盐。还会生成Na2S、NaHS，乃至H2S：     （1）P2S5＋l0NaOH＝Na2PO2S2＋Na3PO3S＋2Na2S＋5H2O     （2）P2S5＋5NaOH＝2 Na2PO2S2＋H2S     （3）H2S＋NaOH＝NaHS＋H2O     P2S5，为淡黄至绿黄色晶体，在空气里燃点较低（约300℃），受冲突也会着火：   2 P2S5 + 15O2=2 P2O5+10SO2   P2S5具强吸湿性，在湿空气中也会水解：   P2S5＋5 H2O＝P2O5＋5H2S   使产品常代有的臭味。     磷诺克斯一般在运用前再配里。P2S5与NaOH反响会开释很多热量，当高浓度相遇还会骤燃乃至爆破。所以，装备时须先将NaOH配成10％～20％溶液，再将P2S5缓慢参加并不断拌和，使之溶解。     P2S5在pH不太高时易反响放出H2S气体，所以NaOH增加量应比理论值高。一般NaOH：P2S5约为1.5~2.5：1，且以2~2.5：1为佳。     磷诺克斯的用量比硫化物少，作用时刻稍长，而广为运用。它的按捺机理或许是硫代磷酸根PO2S23-、POS32-吸附在铜矿藏表面，既阻挠捕收剂的吸附，又构成亲水的、溶度积很低的硫代磷酸铜，然后到达按捺硫化铜的意图。     砷诺克斯（As-Nokes）的商品名称为Anamol-D，为（As2O3）与的反响产品。（As2O3）剧毒。由lmol As2O3与llmol Na2S配成的砷诺克斯药剂，也是许多非钼硫化物的有用按捺剂。因反响中仅26.5％的Na2S发作反响，所以加过量很必要，常按1：3~4分量份额装备。     砷诺克斯的按捺机理也是由硫代盐在硫化铜矿表面构成亲水难溶硫代铜，使矿藏遭到按捺。     两种诺克斯比较，磷诺克斯更适于含铁的铜矿藏（如黄铜矿等）的按捺；砷诺克斯则适于次生铜矿藏（如辉铜矿等）的按捺。     诺克斯药剂具有瞬时作用，宜直接参加浮选槽内，它耗费快，易被矿浆中氧所氧化，故宜分批加药。矿浆pH值宜在8.5以上。     据博恩介绍，在克莱麦克斯运用中发现，诺克斯与合用较好。     诺克斯药剂用量为1.5~4.5kg /t。     （4）充氮工艺：硫化物与诺克斯药剂运用中，S2-离子或HS-离子是复原剂，很简单被选矿介质或所充空气中的氧所氧化，反响为： 2S2- + O2 + 2H2O → 4OH- + 2S↓   2HS- + O2 → 2OH- + 2S↓ [next]       J. F.狄兰尼发现，选用氮气替代空气充入矿浆作为气泡介质，可防止上述反响，削减药剂糟蹋。 实验是用双峰铜-钼选厂的铜钼混合精矿。试料含铜31.9％、钼0.51％。铜-钼别离所用铜矿藏按捺剂为砷诺克斯。当用空气或氮气作气泡介质时浮选作用见图8及图9。   图8  充入气体对按捺铜矿藏的影响（双峰铜-钼分选）   图9  充入气体对矿浆电位影响（双峰铜-钼分选）   图8及图9注如下表  序号充气Nokes（g/t）A空气5.3B空气7.7C空气10.7D空气16.5E氮气3.8F氮气6.5       由图可见：当充入空气并继续一段时刻后介质中砷诺克斯对铜矿藏的按捺率突降，矿浆电位绝对值猛降，好像矿浆中已没有按捺剂了。显着，这是空气中的氧气使其敏捷氧化，耗费掉浮选介质中已增加的砷诺克斯药剂。跟着增加砷诺克斯药剂量的增加，坚持对铜矿藏按捺的时刻延伸，直到参加很多药剂，坚持矿浆有满足药剂（曲线D）才干有用按捺铜矿藏。而充入氮气进行铜-钼分选时，整个分选进程中，铜矿藏按捺率和矿浆电位简直不变，砷诺克斯耗量大为削减。     J.F.狄兰尼的专利于1972年转让给阿纳康达公司，1981年1月在夸琼用于出产实践，在铜-钼分选顶用氮气替代空气作气泡介质，使铜矿藏按捺剂砷诺克斯用量由8.4kg/t降至3.9kg/t，下降50％～70％。     从混合精矿上吸附的黄药量核算，解吸该黄药所需理论耗量仅27.5g/t。但出产实践中，当充入空气时，耗量为9250g/t，为理论值的300多倍；而改充氮气后，耗量降至22008/t，不难看出，它仍比理论值高出近80倍，但比充空气已削减76.2%。     直不罗陀还对充入氮气的质与量作了研讨。他们从1981年3月至1982年10月，共进行72h实验和14个月出产实践。成果表明：氮气中所含空气量低于2.5％~3.5％（或氧气含量小于0.5％~0.7％）后，就可显着下降的用量．当氮气均匀流量为0.13m3/s，的用量削减76％。直不罗陀铜-钼选厂在14个月充氮出产中，每月均匀节约费用4.5万美元，获取杰出作用。     氮气出产途径有多种，首要有空气制氧的副产品；空气烧烧剩下产品。直不罗陀选用焚烧型氮气发作器，将1.26m3/s天然气与12m3/s空气混兼并焚烧，焚烧后气体经冷凝除掉水份和二氧化碳，就可制得纯度达99.5％的氮气。     充氮技能已引起许多铜-钼选厂的重视。据报导，加斯佩、艾兰、海蒙特、洛奈克斯等铜-钼选厂都在进行充氮的研讨。[next]     （5）低分子有机按捺剂：、硫化物和诺克斯药剂都有剧毒，见百熙指出，一切常用的浮选药剂中，最毒的是和。水中CN-离子浓度到达0.04~0.lmg/L鱼类就会致死。乃至在仅含CN-离子0.009mg/L的水中，鲟鱼逆水游动的才干也要削减50％。人一次口服致死剂量为：120mg、100mg。的毒性在于它们都水解生成剧毒氢酸（HCN）。     Б.B.涅克拉索夫指出：氢酸（HCN）的结构为H—C≡N，其毒性是由它异构体H—CN≡C，发作．人口服致死量为50mg。     CN-离子进入人体后，能敏捷与血液中氧化型细胞色素氧化酶中三价铁结合，阻挠它被细胞色素复原为代二价铁的复原型细胞色素氧化酶，按捺了细胞色素的氧化作用，使细胞缺氧而窒息。因为中枢神经系统对缺氧最灵敏，所以中毒首要以脑受损、呼吸中枢麻木，而致人敏捷逝世。     亚铁与铁能与重金属离子生成安稳的络合物沉积，而使毒性削减。     硫化物也有剧毒，但比低，当S2-离子进入血液，一部分可被氧化为无毒硫酸盐、硫代硫酸盐后排出体外，一部分也能象CN-离子的作用使人呼吸中枢麻木、窒息而死。H2S气体浓度达151~227mg/m3可使人头痛、乏力、失眠、胃肠不舒；浓度超越1060mg/m3，可使人致死。     砷诺克斯不只含Na2S，还加有As2O3（）也是剧品。     虽然、硫化物和诺克斯能很好按捺非钼硫化杂质，完结铜-钼别离。但它们的剧毒和很大用量都约束了它们的运用。     70年代开端研讨的低毒、低分子有机按捺剂，到80年代后研讨及运用更为广泛。     低分子有机按捺剂由烷基（短链）、亲固基、亲水基组成。常见有或钠、Д-1（羟烷基乙硫代基盐）、Д-2（烷基硫基盐）等。     （HSCH2COOH）或钠（HSCH2COONa）中，既含亲固的巯基（—SH），又含有亲水的羧基（—COOH（Na））。美国胺公司出产、供应的Aero666、Aero667便是含钠的水溶液。     或羟基乙酸钠可通过（（NH2）CS)、（NaHS）或海波（Na2S2O3）使（CICH2COOH）巯基化来制取。也可由组成硫脂的废液中提取。     是一个较强的酸，羧基（—COON）与巯基（—SH）都呈酸式电离pKa1＝3.55~3.92，pKa2＝9.20~10.56。特别钠易被空气氧化成双或双钠。当介质中存在有少数铜、锰、铁离子后，氧化反响将更快。纯在室温下会自行缩合，纯度为98％的在一个月内会丢失3%~4％。为此，一般要参加15％的水以阻滞缩合反响的进行。     有腐蚀性，故常用其钠盐，它在一般情况下是安全的。据朱玉箱、朱建光报导，具中等毒性，家鼠口服半致死量为250~300mg/kg。     表1是Aero666（含有50％钠的水溶液）作铜、铁矿藏按捺剂，分选铜-钼的实验成果。当参加50g/L钠，或含120mg/L浓度盐，就能够到达满足的分选成果。合用活性炭（两者比为1：1较佳）有利的按捺。   表1  钠作按捺铜-钼别离成果  Aero666增加量活性炭增加量（g/t）钼精矿档次（%）钼精矿收回率（%）MoCuMoCu2510057.70.1588.31.45050056.90.0889.60.75025055.70.3988.73.45010057.20.2396.12.310013057.60.1186.71.0       或钠按捺机理，一般以为离子能定向吸附在硫化物表面，即—SH基吸附在矿藏表面，亲水的—COOH伸向水中。[next]     溶液中加人辉铜矿后，两者间的多相反响适当激烈，实践反响量（图中 浓度下降率）比在辉铜矿表面构成单分子饱满吸附层的理论值高得多（约高5500倍），见图10与图11。别的，还有极少数辉铜矿溶于溶液，生成Cu（SCH2COOH）2络合物（约占钠耗费量的5~7％），见图12。从图13还可见，反响0.5h后，约50％不是已被氧化，就已与Cu2+离子构成了络合物。   图10  浓度改变   图11  不同触摸时刻浓度下降率   图12  被溶解的辉铜矿   图13  与辉铜矿拌和后各种药剂浓度 [next]       显着，按捺辉铜矿时，辉铜矿表面会吸附一层根离子。被吸附在矿藏表面的再与溶液中的反响，生成双。吸附在辉铜矿表面的或双都是很亲水的，它们在矿藏表面构成水膜，使辉铜矿遭到按捺。     在黄铜矿表面的吸附见图14，在参加拌和后的黄铜矿表面，呈现了与相同的红外谱线。   图14  钠与黄铜矿吸附前后红外光谱图       西北有色金属研讨院与金堆城协作，在金堆城一选厂（500t/d）钼精选段选用钠按捺非钼硫化杂质，获得了可喜成果。     巯基乙醇（HSCH2CH2OH）也可作铜、铁等硫化杂质的按捺剂，据戈德满材料，选用巯基乙醇作铜-钼别离，钼收回率可达97.2%，尾矿（铜精矿）含铜29.9%，含铁9.38%。     国外报导过巯基类的低分子有机按捺剂还有硫代丙三醇、胆碱黄药等，但按捺作用好像比不上钠。     前苏联研发了羟烷基二硫代基盐（Д-1）与烷基硫基盐（Д-2）并用诸于出产。Д-1与Д-2都有着亲固的官能团（X）和新水基（Г）再由很短的烃基（P）相连，构成X—P—Г型的结构。     用Д-1、Д-2或Na2S进行铜钼别离成果见表2。   表2  Д-1、Д-2与Na2S进行铜钼别离的作用  按捺剂耗量（g/t）浮选时刻（min）产品产率档次（%）收回率（%）MoCuMoCuД-15003.0精矿 尾矿 原矿9.60 90.40 100.001.940 0.015 0.20014.85 19.40 18.9793.40 6.6 100.07.5 92.5 100.0Д-110004.0精矿 尾矿 原矿10.20 89.90 100.001.800 0.026 0.20717.10 18.60 18.4488.9 11.1 100.09.5 90.5 100.0Д-210015.0精矿 尾矿 原矿14.97 85.03 100.001.290 0.017 0.21015.80 17.10 16.9093.0 7.0 100.014.0 86.0 100.0Д-220015.0精矿 尾矿 原矿9.06 90.94 100.002.190 0.022 0.21815.00 17.40 17.1890.9 9.1 100.07.6 92.4 100.0Na2S38003.0精矿 尾矿 原矿6.27 93.73 100.002.680 0.014 0.19813.15 18.10 17.7690.3 9.7 100.04.9 95.1 100.0

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。