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。

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。

S.钱德与D.W.富尔斯汀瑙从研讨辉钼矿与辉铜矿电化学特征下手，寻求使用电化学特性别离铜-钼矿藏。他们研讨发现：当没加捕收剂时，电位低于-0.4V的辉铜矿处于复原状况：   Cu2S＋H+＋2e- → 2Cu＋HS-   电位为-0.5 ~ +0.2V下辉铜矿处于氧化状况：   Cu2S＋H2O →〔Cu2+、Cu2O、CuO、Cu（OH）2〕＋〔S、CuS、S2O32-等〕＋H+ ＋e-   明显，氧化产品是难溶且亲水的氧化物或氢氧化物。而辉钼矿在氧化状况时反应为：   MoS2＋8OH- → MoO42-＋2〔S〕＋4H2O＋6e-   氧化产品是易溶的MoO42-。     当加人捕收剂二乙基二硫代磷酸盐（DTP），在高电位（+0.2V），辉铜矿会与捕收剂离子生成表面化合物使表面疏水而上浮：（0.0V时DTP-离子放电：DTP-→DTP0＋e-）   Cu2S＋（2-m）DTP0＋mDTP-＋2CuDTP＋〔S〕＋me-   Cu2S＋（4-n）DTP0＋nDTP-＋Cu（DTP）2＋〔S〕＋ne-       在低电位时发作逆反应，辉铜矿表面的捕收剂解吸而不浮（两逆反应电位分别为-0.6V与-0.9v）。     辉钼矿对捕收剂电化学氧化活性很小，使用这一差异，可在低电位抑铜浮钼，高电位时抑钼浮铜。他们对辉铜矿、辉钼矿各占一半的矿样所作电化学浮选别离成果见下表。   表  电化学浮选别离成果（预先调整电位-1.2V）  浮选电位辉钼矿回收率（%）辉铜矿回收率（%）精矿中的辉铜矿（%）-1.2 -0.6 +0.3（50mV/a） +0.3（5mV/a）62 39 21 1714 6 63 10018 14 75 86 [next]     G.R.海德（Hyde）指出，硫化矿表面的捕收剂吸附是一个电化学进程，这些矿藏的浮游与否，取决系统的电化学电位或氧化复原电位。而、硫化物就是为下降系统的电位，以便使某些矿藏不能吸顺便巯基的捕收剂。而则可进步系统电位。     不同矿藏在不同电位下被活化，辉钼矿在电位低于-0.5V时具可浮性，而辉铜矿及其它铜矿及其它铜矿藏高于-0.4V电位今后才具可浮收性（见图1及图2）。   图1  电化电位与浮选联系（据美国矿山实验室研讨局）   图2  几种硫化铜矿藏电化电位与回收率       向矿浆中增加满足硫化物、，将系统电位控制在-0.5V或-0.5V以下，就可以浮钼抑铜，到达铜-钼别离。

钼矿选矿过程中，有的流程产出一个难以用浮选收回的低档次钼中矿；有的因杂质含量太高得不到合格钼精矿〈或称低档次钼精矿〉。使用这些不合格的钼精矿和钼中矿来出产钼酸铵是收回这部分钼的一个方法。    1.钼中矿的化学选矿    杨家杖子钼矿在选矿过程中产出一个含钼0.6~0.8%的钼中矿，以此为质料出产钼酸铵的工艺流程如下：    首先把钼中矿浓缩到60%固体浓度，参加次溶液浸出，反响式如下： MoS2+9NaClO+6H2O→Na2MoO4+2Na2SO4+9NaCl+3H2O     次溶液含NaClO130～140克/升、含NaOH50～60克/升。浸出温度45～55℃，钼中矿细度为0.074毫米以下。    浸出生成的钼酸钠溶液参加使pH=5～6，然后加氯化钙，用蒸汽煮沸生成钼酸钙沉积。反响式如下： Na2MoO4+CaCl2→CaMoO4↓+2NaCl     把钼酸钙沉积过滤后，加碳酸钠溶液分化钼酸钙以除掉其中平杂的重金属离子，反响式如下： CaMoO4+Na2O3←→Na2MoO4+CaCO3↓     然后加使溶液的pH=0.5，在95℃下反响生成钼酸沉积，反响式如下： Na2MoO4+2HCl→H2MoO4↓+2NaCl[next]     把钼酸别离出来后，直接溶解于中，生成钼酸铵。参加活性产脱色，然后加使pH=2.5，得到白色结晶的二水四钼酸铵[（NH4）2O•4MoO4•2H2O]。过滤、枯燥、破坏得到钼酸铵制品。整个出产流程如下图所示。 [next]     2.低档次钼精矿出产钼酸铵    有的选厂如金口岭和宝穴选矿厂，因含炭质矿藏的影响，浮选得到的钼精矿含钼仅20~35%。该厂选用化学选矿制成钼酸铵。出产流程如下：首先将低档次钼精矿烘干后焙烧成三氧化钼，反响式如下： 2MoS2+7O2     4.5小时  →  2MoO3+4SO2↑600～650℃     然后将三氧化钼用浸出、生成正钼酸铵，反响式如下： MoO3+2NH4OH   3小时  → （NH4）2MoO4+H2O     过滤除掉氢氧化铁等不溶物。滤液加（或硫化铵），将浸出液中铜络合物转化为硫化铜沉积、与正钼酸铵别离。除掉重金属离子的溶液，参加硝酸，使pH=2.5，正钼酸铵转化为四钼酸铵晶体，反响式如下： 4（NH4）2MoO4+6HNO3→（NH4）2O·4MoO3↓+6NH4NO3+3H2O     把晶体过滤、在120℃枯燥3小时得到白色结晶的四钼酸铵。出产流程如下图所示。[next]

热处理能够使矿藏表面吸附的捕收剂疏水膜分化、氧化或蒸腾。还可使用非钼硫化矿藏（铜、铁、铅的硫化物）远比辉钼矿易氧化，在热处理后，辉钼矿并未氧化、可浮性改变不大；而非钼硫化杂质的表面已被氧化，天然遭到按捺。这些都可加大辉钼矿与非钼硫化杂质的可浮性差异，有利铜-钼别离。     热处理工艺有两种：蒸汽加热矿浆与低温焙烧滤并。热处理使铜-钼别离变得复杂化，燃料费用添加。但选用热处理使铜-钼分选作用显著进步。因而，世界约40%的首要铜-钼选厂都不同方法地选用了热处理工艺进行铜-钼分选。     蒸汽加热矿浆，温度宜操控在沸点之下并挨近沸点，一般为85~96℃。加热方法有三种：蒸汽通过矿浆直接加热；蒸汽经热交换器直接加热；蒸汽通入高压釜内，对矿浆直接加压加热。     前苏联巴尔哈什、阿尔玛雷克等铜-钼选矿厂，选用蒸汽直接加热工艺：铜-钼混合精矿经预先调浆，在分选时，向浮选槽通入新鲜蒸汽，既用以加热矿浆，又替代空气作气泡介质。矿浆一般加温到60℃±5℃。生产实践证明，蒸汽加热矿浆，能够强化对矿藏表面捕收剂的解吸作用，还能削减矿浆中溶解氧的量，进而削减因氧化的耗费。生产中选用蒸汽加热后，耗量削减了85％~91％、水玻璃耗量削减了50％，钼精矿的质量和钼的回收率也都有了明显进步。     麦吉尔（Migill）的铜-钼混合精矿中含有19％的铜和0.15%的钼。当混合精矿浓缩至50％固体后，通进蒸汽使之加热，矿浆加温到87.8℃并蒸煮90min。对热处理过的矿浆从头调浆，调至32.2℃和20％固体后再加砷诺克斯抑铜浮钼。西雅丽塔向浓缩到52％固体的混合精矿通入蒸汽，当矿浆蒸吹到82.2℃并加温15min后，再行调浆和铜-钼分选。奇诺（Chino）将混合精矿浓缩至40%~50%固体后，通入蒸汽加热，矿浆加热至85℃，然后进行铜-钼分选。     迈阿密、埃斯佩兰萨、英斯皮雷申将浓缩后的混合精矿送进高压釜再通入蒸汽，在釜内进行加压蒸煮。丘基卡马它的蒸煮压力达0.68MPa，矿浆加温到85℃，蒸煮一段时刻后由高压釜排出，蒸吹过的矿浆冷却，调浆后，参加亚铁（400g/t）抑铜浮钼。     巴格达德等厂将蒸汽通入热交换器中循环。铜-钼混合精矿经浓缩到50％固体后，先用硫酸调浆（达pH值为5.5），再经热交换器加热矿浆到96℃，蒸煮约1h，热处理后的矿浆调浆，降温至38℃后，参加诺克斯药剂进行铜-钼分选。钼精选作业还须添加或进一步按捺铜矿藏，浮选钼精矿含钼55％、含铜0.5％。     蒸吹前，若混合精矿中氧化铜含量较高，往往还须先添加石灰再蒸吹，它既可损坏矿藏表面捕收剂，还可进步矿浆pH值，削减消耗量。莫伦西就曾选用石灰蒸吹工艺。     蒸汽加热温度较低，很难将矿藏表面吸附的药剂脱尽，尤其在曾用糊精抑钼浮铜工艺后，为完全脱去药剂活化辉钼矿，往往要选用焙烧工艺。[next]     焙烧工艺一般分：过滤、焙烧、调浆、分选几步。有时调浆前还须添加再磨作业。     焙烧时既要使矿藏表面药剂损坏，还要使铜、铁的硫化矿藏表面氧化，又不让辉钼矿表面氧化。这就要对焙烧温度和时刻严加操控。     日本松原宽的研讨发现，混合精矿焙烧温度应不小于275℃；焙烧1h，铜-钼矿藏就可很好地别离，见图1~图3。   图1  Cu-Mo分选时焙烧温度的影响   图2  Cu-Mo分选时焙烧时刻的影响   图3  焙烧对铜、钼别离作用（根据日本松原宽材料）       美国银铃铜-钼选矿厂的铜-钼分选通过三个阶段：抑钼浮铜；钼产品焙烧、钼粗选（浮钼抑铜）；抑铜、精选钼。     银铃首先向混合精矿参加糊精抑钼浮铜，所获钼产品（槽内产品）含钼还很低。（含铜20.0％、含MoS2 2.0％）。对该钼产品先过滤，滤并进入五层多膛炉操控温度在260~310℃下焙烧2h。焙烧产品已脱除了包含糊精在内的悉数药剂。焙烧产品调浆时还须参加石灰，避免矿浆呈酸性而活化铜、铁的硫化物。石灰量以pH约为7时即可。调浆后的矿浆，只须参加烃油和起泡剂，就能取得含MoS2 15.2％、铜15％的粗钼精矿。 钼的粗精矿在精选进程还要参加按捺铜矿藏，终究取得MoS2 88％、铜0.5％合格钼精矿。     宾厄姆、奇诺、皮马等也有低温焙烧工艺，但这几个厂是为脱除易浮脉石，焙烧后选别是在酸性介质中，按捺辉钼矿，浮选滑石、云母等易浮脉石矿藏。

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%。

湘西沉积型铝镍矿床处于扬子准地台的南缘，与雪峰山地轴毗邻，区域构造位置上属古丈复背斜北东端次一级构造。区域内镍、钼矿床赋存于寒武系下统与中上统的接触部位，该层位岩性在平面上呈相变接触关系，相变线沿六角庄、天门山、溪口一线大致呈北东方向展布。经已勘查的镍钼等矿区及区域化探等资料反映，镍、钼矿床（点）及异常均位于该相变带内或沿相变带分布。矿区及已勘探的大浒矿区（中型）白竹峪矿段同属北东向沉积相变带的南东侧，具有相同的沉积环境、牛蹄塘组黑色页岩含矿岩系和成矿地质条件，矿石类型、矿石组合及有用元素赋存状态可以类比。具备形成铝矿床的各种地质及地球化学条件。因此，进一步开展研究工作和找矿分析具有一定找矿指导意义。 　　一、矿区地质特征　　1．地层　　矿区内出露有上震旦统及下寒武统。下寒武统牛蹄塘组底部黑色岩系中赋存有镍钼多元素矿化层，该层是开展钼矿找矿的目的层。　　(1)震旦系上统灯影组()　　岩性以灰白色白云岩为主，节理较发育。底部为薄层破碎泥质白云岩，下部为鲕状、假鲕状白云岩，中部为砾状白云岩，上部为灰白色中厚层状中一粗粒结晶自云岩，顶部为含硅质白云岩；白云岩顶面可见到侵蚀坑洼和白云岩与上覆磷块岩之间的微角度不整合以及上覆岩层超覆等现象，局部可见到褐铁矿的透镜体。厚320～400米。　　(2)寒武系下统牛蹄塘组()　　①含矿层()，厚2～6米。　　a．磷块岩层：浅灰至黝黑色，薄层状或块状构造，质坚性脆，局部夹白云岩透镜体。矿物成分主要为胶磷矿，次为泥质、硅质及白云石等。呈透镜状分布，局部有尖灭现象。与下伏灯影组呈假整合接触。　　b．鳞片状黑色页岩：鳞片状结构，性软易成鳞片，层理不发育，鳞片多具亮黑色，疏松易成粉末，富含磷质硅泥质、黄铁矿等多种结核及金属硫化物条带，层厚1～10厘米，一般l～3厘米，大部分只有一层，局部可见2～3层，断续分布，极不连续。岩石的主要成分为水云母，次为炭质、有机质及黄铁矿。局部夹薄层硅质岩层，该层为主要的铝矿层。　　c.页片状炭质页岩夹薄板状炭质页岩透镜体。　　d．鳞片状高炭质页岩。　　②黑色页片状炭质页岩()：间夹硅质团块和硅质粉砂质页岩，风化后呈书页状，厚3.28～6.00米。　　③黑色板状炭质页岩()：中厚层状、含硅质结核中含较多黄铁矿和海棉骨针化石，风化后呈球形脱离，厚8.0～10.0米。　　④黑色薄层板状灰质页岩()：其成分以泥质为主，灰质、炭质次之，具微层理构造，风化后呈灰白色，厚14～18米。　　(3)寒武系下统把榔组()　　下部为灰色、灰黄色水云母页岩，泥质结构，含有白云母及钙质结核，页理不发育，节理发育，下部夹浅灰色白云质页岩条带；风化后为黄色碎片。厚约70～120米。　　上部为钙质页岩，灰绿色，其成分以泥质为主，含白云母，常夹有钙质结核和钙质透镜体，其透镜体厚0.5～3米，风化后成椭球状。厚约50～70米。　　(4)寒武系下统清虚洞组()　　下段为灰色薄一中层泥质灰岩、中厚层灰岩，厚116米；中段为含钾页岩（白云岩、钙质页岩），含5.17％～6.49%，厚26米；上段为灰岩及白云岩，厚117米。　　(5)第四系(Q)　　为冲积层、残坡积层，由前述地层基岩风化形成的碎片、砂泥砾石等组成，厚0～20米。　　2．构造　　矿区位于古丈背斜北东倾没端的次一级向斜的南翼，构造总体简单，呈北倾的单斜层产出，产状平缓，倾角一般在10°～15°。在矿区南部，断裂构造相对发育，主要有北西西向的F5、北北东向的F2及北东向F6等断层。　　(1)F5正断层　　分布于黄家棚附近（北侧），走向280°左右，倾向北东，倾角约60°，延伸长800余米，垂直断裂40米左右，上盘下降，牛蹄塘组炭质页岩与灯影组白云岩呈断层接触，破坏了矿层的完整性，对矿层有一定的影响。　　(2)F2逆断层　　分布于黄家棚附近（东侧），走向10°左右，倾向西，延伸长1500余米，断距30～50米，切割F5及震旦系、寒武系，导致矿层在走向上不连续。　　(3)F6正断层　　见于彭家岗南南西侧，断层走向70°左右，断距较小，局部影响矿层的连续性。　　3．岩浆岩　　区内无岩浆岩体出露，有轻微热液活动。 　　二、矿体地质特征　　1．矿体特征　　矿区在寒武系牛蹄塘组底部赋存钼、镍、钒、磷等矿产，在震旦系上部分布有含磷条带白云岩，局部富集成磷块岩透镜体。　　含矿层由鳞片状黑色页岩和页片状炭质页岩组成，经工程控制，均有矿体分布，厚度、品位变化较小，相对稳定连续，呈似层状分布。据工作成果：矿层厚0.19～1 .42米，平均0.442米，钥品位0.05％～0.868%,平均0.46%，镍品位0.012％～0.977%，平均0.336%，品位0.088％～0.328%，平均0.208%　　2．矿石类型　　已知矿石类型有以下5种。　　①磷块岩型的镍、钼贫矿石：浅灰—黝黑色，呈薄板状、致密块状，间夹结核状、脉状隐晶质结构，由胶磷矿（60％～65%)，氟磷灰石和炭磷灰石等（5％～10%),石英、方解石等（30％士）组成。此矿石含Ni0.017%～1.812%，平均0.17%，含Mo0.01％～1.396%，平均0.147%，含8.57％～39.54%，平均24.51％。　　②褐铁矿：土状疏松，多孔状构造，泥状—胶状结构，主要由褐铁矿，次为赤铁矿、水磷铝石及镍华、钼华等组成，矿物成分变化较大，呈囊状或鸡窝状不连续分布于氧化带中，属次生淋滤矿石。矿石全铁含量28.83％左右，含Ni0.1％以下，含Mo0.1％～0.73％。　　③富含镍、钼的金属硫化物矿石：呈铅灰色、灰黄色，条带状或薄板状、透镜状，断续分布于磷块岩与鳞片状黑色页岩之间，金属矿物多呈胶状颗粒彼此嵌布，由硫化镍矿物（5％～15％）钼集合体（15％一25%）、胶状黄铁矿（35％～40%）及磷质—硅泥质结核（40％士）组成，此种矿石分布不稳定，变化很大，但含Ni、Mo均达1％以上，最高者含Ni 4.38％、Mo9.30%，是矿段内唯一富矿石。（注：硫化镍矿物系几种镍矿物的总称，易于风化流失。）　　④鳞片状镍钼矿石：黑色、鳞片状或页片状构造，泥质结构，含硅质、磷质等结核和粉砂质透镜体，矿石由2％～3％硫化镍矿物、2％～5％钼集合体矿物、8%～10％黄铁矿、80％～85％炭泥质加石英组成。Ni、Mo含量一般都在0.1％以上，矿石变化较其他矿石类型相对稳定，是矿段的主要矿石。　　⑤板状含镍铝矿石：黑色、板状构造，泥质结构，由85％～90％的炭泥质、小于1％硫化镍矿物、1％左右钥集合体和7％～10％黄铁矿组成。镍钼含量变化大，部分镍铂含量可达工业要求，为矿段内次要矿石。　　3．矿物成分　　①镍矿物：主要镍硫物有二硫镍矿、硫铁镍矿、紫硫镍铁矿、辉砷镍矿，多呈粒状、不规则粒状、短脉状，与胶状黄铁矿一道形成“镍集合体”，其主要是高度富集成层状或微薄的夹研（即金属硫化物层），次为成环带状围绕磷片一硅泥质结构，以皮壳状构成结核的外壳。　　此外，尚见有镍钒和碧钒两种表生矿物，呈浅蓝绿色，常成针状、粒状，易溶于水。　　②铝矿物：大部分为“钥集合体”，钼主要呈非晶质或隐晶质状态的二硫化钼存在。钼集合体在矿层中呈不规则块状、透镜状，少量脉状与胶状黄铁矿、镍矿物紧密共生，构成其他矿物的基底，一般粒度0.1～2.5毫米。　　③黄铁矿：绝大部分形成粒状集合体或结核，一般粒度0.01～0.5毫米；胶状者与镍钥紧密共生，普遍含其他金属元素。其中含Ni 0.17％～1.02%,Mo0.5%～1.60%,V 0.01％。　　另外，见有少量褐铁矿、赤铁矿、砷黝铜矿、黄铜矿、铜蓝、闪锌矿、辰砂、水磷铝石（含铀）。　　4．伴生有益组分　　该矿床除主元素钼及镍外，还含有铂、把、饿、斓、钵、忆、银、硒、钒等可供综合回收利用。三、矿床成因及找矿标志　　1．矿床成因　　大浒矿区镍钼矿床，主要产于寒武系牛蹄塘组黑色粘土岩相的底部，从古地理环境分析，可以说明当时该地区位于浅海陆棚的边缘地带。在黑色粘土岩相中，经常可以观察到有大量的胶状黄铁矿和磷质结核，以及各种有机物质，同时经光谱和化学分析发现有丰富的金属元素Ni、Mo、V、P、U、Cu、Pb、Zn、As、Sb、Ti、Zr、Se稀土和铂族元素。据目前湘西北地区工作的资料，多数地段所含元素含量有些差异，大浒矿区镍钥矿床中除含Ni、Mo、V、P、U等主要元素外，稀土元素中的La、Ce、Y，铂族元素中的Pt、Pd、Os和稀散元素中的Se及贵重金属Ag等有一定含量。　　在岩矿石鉴定中发现Ni通常以（占镍总量的60％～70%）呈胶状或不规则的粒状与胶状黄铁矿紧密共生。Mo大致呈MoS状态与炭质和粘土类型物质等均匀混合成“钼集合体”。在矿层中常常可见到钼集合体与胶状结构的、FeS的混合物出现。有时围绕于磷质一硅泥质结核的边缘分布，构成结核的外壳。根据Ni、Mo元素主要以胶粒状富集于粘土岩相中，且层位稳定、呈层状分布的特点，说明它们的迁移和赋存状态都是作为胶粒吸附于粘土物质内进行的。当这些元素在迁移的过程中，遇到合适的化学环境时，便与粘土物质一起沉积于黑色页岩相中，富集形成具有一定工业价值沉积矿床。 　　2．找矿标志　　①湘西北寒武系下统牛蹄塘组黑色岩系下部的钼矿体，具有一定成矿时期和稳定的、区域性的成矿层位和对应的成矿部位，牛蹄塘组地层是钼矿找矿的地质前提。　　参考文献　　[1]湖南省地质矿产局403队.慈利县黄家棚矿区钼矿普查报告[R].2009　　[2]湖南省地质矿产局403队．张家界石镍钼钒矿矿产资源勘查规划[R].2005　　[3]湖南省地质矿产局403队．慈利县大浒镍钼矿区白竹峪矿段详查报告[R].1972　　[4]付治国，吕伟庆，田修启等.东沟钼矿矿床地质特征及找矿因素研究[J].中国钼业，2005,(5).　　[5]徐兆文，陆现彩，杨荣勇等．河南省栗川县上房斑岩钼矿床地质地球化学特征及成因[J]；地质与勘探，2000,(01)

关于多金属硫化铜矿石，一般依据矿石组分特性别离选用混合浮选法、优先浮选法、部分混合浮选法，以及浮选和湿法冶金联合办法进行处理。从铜钼矿石中选矿收回钼，常用流程是铜钼混合浮选，进而铜钼别离和钼精矿的精选。本文以青海格尔木矽卡岩型钼铜多金属矿石为目标，进行了较为具体的工艺矿藏学研讨和铜钼优先分选别离浮选收回研讨。 一、矿石性质 岩矿判定成果表明，青海格尔木钼铜矿为半自形—他形晶粒结构，粒度较细，呈不均匀细脉浸染状结构，属触摸告知蜕变矽卡岩型矿石。矿石中铜矿藏首要有黄铜矿、斑铜矿、辉铜矿、蓝辉铜矿、孔雀石和铜蓝等，各种铜矿藏告知被告知包括被包括杂乱，黄铜矿与斑铜矿、斑铜矿与辉铜矿等构成广泛的极细（-0.001mm）的页片状溶出结构，单体粒度嵌布较细。钼的独立矿藏首要为辉钼矿。该矿石中铜、钼为首要收回元素，金、银等伴生有利组分可富集于铜精矿中，不用独自收回。其矿石多元素化学分析成果见表1，钼物相分析成果见表2，铜物相分析成果见表3，矿石中各矿藏相对含量见表4。依据矿石特色，首要混合粗选得到铜档次合格的铜钼混合精矿，再进行抑铜浮钼优先分选，取得铜精矿和钼精矿，在铜粗选阶段增加活化浮选，以加强收回氧化铜的单一浮选计划是处理该矿石切实可行的办法。 表1  原矿首要化学成分分析成果/%表2  原矿钼物相分析成果表3　原矿铜物相分析成果表4　原矿矿藏组成与含量二、实验成果及评论 （一）磨矿细度实验 适宜的磨矿细度是浮选作业的要害。由图1磨矿细度实验成果来看，细磨有利于铜、钼的收回，故磨矿细度断定为－0.074mm90%。（二）Na2S用量实验 Na2S对矿石活化的好坏是氧化铜浮选收回的要害。从图2Na2S用量实验成果来看，Na2S用量过少时，不能彻底活化氧化铜矿藏；用量过多时，过量的Na2S会对硫化铜矿藏有所按捺。跟着Na2S用量递加，铜收回率呈先增高后下降的趋势。辉钼矿天然可浮性好，在混合粗选阶段现已根本收回，Na2S用量对钼收回率影响不大。当Na2S用量为400g/t时，铜、钼收回率较高。（三）丁黄药用量实验 由图3丁黄药用量实验成果可知，跟着丁黄药用量的增加，铜收回率增高；当其用量超越600g/t时，铜收回率改变甚微，因此断定丁黄药的用量为600g/t。（四）混合精矿优先分选实验 目前国内铜钼别离与钼精矿的精选常用的首要办法有法和法。但法和法对黄铜矿的按捺作用较强，对辉铜矿及次生辉铜矿按捺作用不灵敏。并且选用作按捺剂，报价较贵，还形成环境污染。如无浮选能够完成铜钼别离，则不考虑用作铜矿藏的按捺剂。近年在日本、澳大利亚及加拿大等国在用H2SO3按捺硫化铜矿藏的实验研讨方面取得了经历，并证明H2SO3对硫化铜矿具有较强的选择性按捺作用。的按捺机理，一是加强了铜矿藏表面的亲水性；二是改变了硫化铜矿藏表面氧化复原电位，使之下降了可浮性。考虑到－0.074mm90%的细度现已使硫化铜矿藏集合体以及钼矿藏单体解离比较充沛，为铜钼别离分选发明了有利条件，因此混合精矿不再磨直接分选。实验选用H2SO3为铜矿藏的按捺剂，辅佐增加水玻璃（用量与H2SO3相同）按捺硅酸盐矿藏并涣散矿泥，先将以适量火油作捕收剂得到的一段混合粗选精矿进行10min的拌和脱药，再进行别离粗选以及钼粗精矿的两次精选。由图4实验成果表明：H2SO3能够有效地抑铜浮钼；当别离粗选、水玻璃用量大于200g/t时，钼收回率下降；当用量小于200g/t时，钼精矿档次达不到要求；而别离粗选、水玻璃用量为200g/t时，别离的归纳目标较好。（五）全流程归纳条件实验 按图5所示工艺流程及条件进行开路流程实验，其成果见表5。表5实验成果表明，全流程归纳条件开路实验可得到钼档次50.36%、收回率76.86%的钼精矿以及铜档次21.51%、收回率86.04%的铜精矿。铜精矿含Au5.32g/t、Ag873.1g/t，Au、Ag可在铜冶炼阳极泥中收回。尾矿中0.03%的钼，首要是氧化钼，可先用油酸得到低档次钼精矿后，再用水冶处理得到钼酸钙产品。表5  归纳条件开路流程三、定论 1、该钼铜多金属矿石归纳利用价值大，细磨有利于金属矿藏收回。 2、H2SO3抑铜浮钼作用显着，可为无浮选完成铜钼别离供给学习。 3、所拟定的工艺使铜、钼、金、银等得到充沛收回，且流程合理、工艺简略，目标先进。 参考文献： [1] 杨顺梁,林任英. 选矿常识问答[M].北京:冶金工业出版社,1999. [2]《选矿手册》编委会.选矿手册(8卷1分册) [M].北京:冶金工业出版社,1990. [3] 庄洪刚,解修谦.德兴铜矿资源归纳收回总述[J].中国矿业,2004 (论文集): 180～182. [4] 黄济存.铜钼别离及精选技能[J].有色金属(选矿部分),1988 (2):32～38. 作者单位 厦门紫金科技股份有限公司（鲁军） 紫金矿冶规划研讨院（孔晓薇）

电氧化法处理低档次钼矿石是近年来发展起来的新技术。由美国矿山局创造，并在小型实验的基础上已进行了扩展实验。国外其它一些国家亦在进行深入研讨，并普遍认为这是一个有出路的办法。在国内，据了解曩昔未进行过研讨。    国内外选矿产标明，由于钼矿藏嵌布粒度的不均匀性些杂质元素的影响，选矿进程中总有一部份中矿进入精矿中，则影响精矿质量；若进入尾矿中，则影响钼的收回率。因而，怎么处理这部份中矿，一直是极待研讨的一个课题。    北京矿冶研讨总院经过对金堆城二选厂低档次中矿进行的电氧化一萃取法出产钼酸铵应战型实验标明，当给料含Mo为1.30%时，浸出率为96～98%，萃取率为99%左右，所得的钼酸铵含Mo大于60%，Mo的总收回率为90%左右。    1.中矿性质    原矿为金城二选厂的低档次中矿（精选1尾+别离扫选1精）。其首要化学成份（%）：Mo1.30、Cu0.78%、Fe 13.30、Pb 0.05、Zn 0.16、CaO 2.46、MgO 1.45、S 11.85、K2O 4.11、Na2O 0.72、C 0.40、WO3 0.0038、Sn 0.0052、Bi 0.0085、As 0.00019、P 0.11、Re质猜中各粒级中钼的赋存状况粒级μ产率%Mn档次%Mo占有率%氧化Mo%氧化率%MoS2单体%MoS2与脉石、黄铁矿连生体%MoS2出露部份>40μ%MoS2出露部份脉石中Mo包体7422.621.77300.0181.028.337.813.540.474-538.320.965.990.0151.5630.351.811.76.253-444.871.364.960.0261.9148.741.96.23.244-308.621.439.240.0070.4980.116.62.11.230-2010.141.3710.410.00580.429640010月20日20.281.2318.680.00570.4699100-1025.151.120.720.00560.51100000算计1001.331000.0110.77563.3318.665.2512.76     由上表能够看出：（1）给猜中氧化钼很少，氧化率仅为0.775%。钼的氧化物首要是高铁钼华和钼华。（2）粗粒级单体解离度较低，辉钼矿与脉石的连生体和脉石中的辉钼矿包体较多。跟着粒度下降，单体解离度添加，连生体和包体辉钼矿削减，-44μ粒级解离较好。[next]    2.作用机理    电氧化法实际上包含两个进程：（1）电解NaCl水溶液生成NaClO氧化剂；（2）NaClO氧化辉钼矿。两个进程均在一个反响器一拌和槽中不断拌和下进行的，没有阳级和阴级产品分出。    次氧化辉钼矿的反响式：                      MoS2+5ClO-+40H- —→ MoO4=+S2O2-+5Cl-+2H2O        （1）                         4ClO-+S2O3=+20H- —→ 2SO4=+4Cl-+H2O           （2）                      MoS2+9ClO-+60H- —→ MoO4=+9Cl-+2SO4=+3H2O        （3）    NaClO是电解NaCl水溶液生成的，当用石墨做阳极和阴极时，其反响：                               阳极：2Cl- —→ Cl2+2e-                 （4）                             阴极：2H2O+2e- —→ 2OH++H2                      （5）    在溶液中生成的Cl2和OH-结组成OCl-，其反响：                             2OH-+Cl3 —→ OCl-+H2O+Cl-                 （6）    如矿石中含有铼时，次一起氧化铼，其反响：                    Re2S7+28ClO-+160H-  —→ 2ReO4-+28Cl-+8H2O+7SO4=      （7）    由式（3、7）能够看出。电解NaCl水溶液生成的ClO-与MoS2或Re2S7反响后，又生成Cl-。因而，浸出进程自身并不耗费NaCl。所以，浸出后矿浆过滤，其滤回来电解，再生ClO-。NaCl丢失仅限于滤甁中所带走的部份。    从氧化速度看，当溶液中含NaClO小于30克/升，游离状况的碱小于20～30克/升时，辉钼矿氧化速度较快，且铜和铁的硫化物在20～40℃时，氧化速度比矿小。而且，电氧化法是边出产NaClO，边与MoS2反响，简直没有过剩的NaClO与其它金属矿藏反响。所以，该法对辉钼矿的氧化是有挑选性的，浸出液中其它金属杂质含量较低。    3.实验办法与成果    每次实验所用显现质料为90克，含Mo为1.3%，用NaCl水溶液制浆，于拌和槽中通电浸出。浸出后矿浆过滤，其渣用1%Na2CO2水（温度为30～40℃）淋洗，然后再用清水（温度30～40）淋洗。浸出率按渣中含Mo量计算。矿浆pH值用Na2CO3调理。因给猜中含有Re太低，不考虑Re的收回。    准则流程如图一，浸出实验装置示意图如图二。[next] 图一图二[next]     在NaCl矿浆中直接电解出产氯酸的氧化辉钼矿时，影响要素许多，研讨进程中首要研讨了NaCl浓度、矿浆浓度、矿浆pH、矿浆温度、磨矿细度、浸出时刻和电流密度等首要要素。兹简述如下：   （1）NaCl浓度    当电流密度相一起，NaCl浓度愈高，发生的NaClO量亦愈多。在NaCl浓度为5～15%时，所发生的NaClO量比较挨近，跟着NaCl浓度的添加，则辉钼矿氧化的量亦愈多，当NaCl浓度到达10%时，Mo的浸出率为97.87%，再持续添加NaCl浓度时，Mo的浸出率简直不变。   （2）磨矿细度    由于给料是金堆城二选厂的低档次中矿，粗粒级中辉钙矿连生体和包体较多，解离度仅有63%，为使给猜中辉钼矿充沛解离，需求再磨。当给料不经磨矿（63%-400目），Mo的浸出率为92.985，当给料磨至89%-400目时，Mo的浸出率达97.78%，比不磨矿时，进步收回率近5%，如持续添加细度，Mo的浸出率添加很少。   （3）电流密度    在NaCl浓度相同的溶液中，电解发生的ClO-浓度首要取决于电流密度。电流密度愈大，发生的ClO-浓度亦愈大。而ClO-浓度又决议了辉钼矿的氧化速度。跟着电流密度的添加，浸出率也相应地添加，当电流密度为800安培/米2时，Mo浸出率97.08%，如再持续添加电流密度时，Mo浸出率添加很少。   （4）矿浆pH    在矿浆直接电解NaCl浸出辉钼矿的进程中，要不断地往矿浆中添加碳酸钠，以操控其在p5-6的规模。PH值低于5或高于7，Mo的浸出率均下降，面ju的浸出率有所添加。在pH值为5～6时，其它首要金属离子，如Cu、Fe等均处于沉积状况，所以浸出液中，其它金属杂质较少。当矿浆pH值为6，Mo浸出率达97.78%。   （5）矿浆温度    NaClO与MoS2的反响是一个放热的进程，所以跟着反响的进行，矿浆温度逐步上升。矿浆温度在40℃以，Mo浸出率比较高。当矿浆温度比较高时，NaClO开端分化，并分出氧。分出的氧有一部份未参与反响就跑掉了，使NaClO用量比氧化辉钼矿的理论值多得多。所以，电解浸出时，矿浆温度一般应在低于40℃以下进行。但为合矿浆温度在30℃以下，又需求采纳降温办法，因而，矿浆温度在30～40℃时较为适合，当矿浆温度在30℃时，Mo浸出即为97.08%。   （6）矿浆浓度    矿浆浓度能够决议浸出液中Mo离子的浓度和处理量的巨细，而且对Mo的浸出率影响较大。矿浆浓度大于20%时，Mo浸出率大幅度下降。而当矿浆浓度降到10%时，浸出时刻能够缩短一倍，Mo的浸出率仍达98.42%。但归纳考虑，矿浆浓度20%较为适合。   （7）浸出时刻    浸出时刻，首要取决于电流密度的巨细。跟着电流密度的添加，浸出时刻可相应地削减。当Mo浸出率达97%以上时，电流密度为400安培/米2时，需求浸出4小时；电流密度为800安培/米2时，需求浸出3小时。所以，浸出时刻应根据挑选的电流密度巨细来断定。    4.与次溶液浸出法的比较    为了进行电氧化法与直接用次氯酸溶液浸出辉钼矿的比照，用次进行了浸出时刻、浸出液电解再生ClO-实验。为了考察浸了液回来运用的作用，进行了次溶液浸出—电解浸出—溶剂萃取—电解浸出的小型实验。准则流程如图三。[next] 图三     由上图看出，次溶液直接浸出时，Mo的浸出率为98.09%；第一次电解浸出时,Mo的浸出为97.12%、与次溶液浸出时，相差0.97%；第2次电解浸出时，Mo的浸出为96.51%、与次溶液浸出时，相关1.58%，与第一次电解浸出时引导0.61%，成果相差不很大，均与NaCl溶液电解浸出时目标附近。为了确保Mo的浸出率，在浸出液屡次回来运用时，每次电解浸出应补加少数次溶液或NaCl，以补偿NaCl的丢失。    总归，电氧化法与直接用次溶液浸出比较，技术目标根本相同，但电氧化法可使两和中办法得到的浸出液生次氯酸盐，回来运用，经济作用显着。

阿比特等人早在50年代就获取用氧化剂与按捺剂组合进行铜-钼别离的专利。     常用氧化剂为次（NaOCl）或过氧化氢（H2O2）。它们都可将吸附在铜矿藏表面的捕收剂氧化，并使之损坏；还能将亚铁〔Na4Fe（CN）6〕氧化成对铜、铁硫化物更具按捺功能的铁〔Na3Fe（CN）6〕。但两者又有不同，圣曼纽尔（SanManuel）选厂的实践证明，过氧化氢不只氧化捕收剂，还可氧化黄铜矿表面，进步按捺效果。     与氧化剂相配合的按捺剂主要为亚铁（黄血盐）、铁（赤血盐）和锌（Na4Zn（CN）6）。在与氧化剂配合时，他们可独自运用也可混合运用，这对按捺以辉铜矿为主的铜矿藏时，按捺是适当有用的。比照黄铜矿为主的铜矿藏的按捺就要差一些，当此刻 ，还须增加或诺克斯药剂一起效果。     锌可直接参加，但经常是参加与硫酸锌，经过二者在浮选介质中的反响生成锌。   6NaCN＋ZnSO4＝Na4Zn（CN）6＋Na2SO4       锌在与过氧化氢合用产生出氢酸并能从矿藏表面除掉捕收剂膜。     南秘鲁铜矿公司的托克帕拉铜钼选厂在别离含铜31％、含钼0.3%的铜钼混合精矿时，先将混合精矿浓缩至55％~60％，再参加次和亚铁调浆。分选前，用硫酸将矿浆pH调至7.0~8.6。亚铁在未参加矿浆前就已被次氧化为铁，为按捺入选矿量85％~90%的物料，两种药剂都是必要的，都易使辉铜矿被按捺。每吨混合精矿参加亚铁11.0~2.2kg、次0.6~1.3kg。托克帕拉将它们加于粗选和前三次精选作业。在后几回精选则增加与硫酸锌的混合物，二者按2：1混合后参加，生成锌。它不只能很好地按捺黄铜矿，并且矿浆PH值也比单加时要低，使泡沫变好，脉石搀杂量削减。托克帕拉选用次-亚铁工艺，终究获含NoS2 87%，含铜1.2％的浮选钼精矿。为获高质量钼精矿，他们对浮选钼精矿增加了浸出新工艺，进一步除铜（浸除辉铜矿）。     圣曼纽尔在美国副产钼矿中，钼产值仅次于犹他宾厄姆而居第二。对含铜28％、含钼0.95％的铜-钼混合精矿，先经浓缩脱药至55％固体。钼粗选选用过氧化氢-锌按捺铜矿藏，钼精选选用次-亚铁进一步抑铜，第三次精选再增加铁。经六次精选获得了含MoS2 85 %~92％、含铜1％的浮选钼精矿，再经化浸出，将钼精矿中的铜降至0.5％以下。     在圣曼纽尔，氧化剂与按捺剂不是一起，而是分隔增加的。粗选第一个拌和槽加锌，第二个再加过氧化氢；第一次精选先加亚铁，第2次精选再加次，第三次精选补加铁。达维德以为，锌是捕收剂的剥离剂，先参加它，可使黄铜矿表面遭到化，而过氧化氢用以坚持稳定性所需氧化复原电位。     氧化剂加按捺剂作为铜-钼别离的有用手法还用于雷伊、莫伦西等选厂。但由于氧化剂有很强的腐蚀性，使这一工艺没能更广泛地推行。

钼钙矿（CaMoO4）与白钨矿晶型相同，见图1。   图1  钼钙矿的晶体结构       纯钼钙矿没有共同的工业价值。它往往与辉钼矿或白钨矿共生。在硫化钼或白钨矿选别时可考虑归纳收回。     在硫化钼矿床中的钼钙矿主要为辉钼矿氧化产品，往往散布在硫化钼矿床的氧化带内，与辉钼矿共生。 辉钼矿在气-水介质的氧化-复原相态转化参照图2及图3。在氧化灰件，辉钼矿首要氧化成MoO2·SO4络离子，它与重碳酸钙溶液触摸，会反响沉积出钼酸钙：   2MoS2 + 9O2 + 2H2O＝2（MoO2SO4）+ 2H2SO4   MoO2SO4 + Ca（HCO3）2＝CaMoO4↓+ H2SO4 + 2CO2       随辉钼矿氧化程度的不同，钼钙矿占总钼量的5%~40%不等。    图2  Mo—Fe—S—H2O系统Eh—PH图解    图3  水介质中钼随Eh—PH状况改变25℃，0.1MPa       钼钙矿系典型含氧酸盐，晶格内由强极性键严密键合，不具备天然可浮性。在烃油捕收辉钼矿时，单体的钼钙矿难以上浮，经尾矿而丢失。     钼矿石中，钼钙矿与辉钼矿共生关系密切，有时会呈皮膜状包裹在辉钼矿晶粒表面，构成表层钼钙矿化的辉钼矿而失掉浮游活性。     据测定，前苏联巴尔哈什选矿厂在处理东科恩拉德硫化钼矿石时，终究尾矿含钼约0.01%~0.02%，其间，60％左右的钼呈钼钙矿存在，其他的钼则以表面钼钙矿化了的辉钼矿、贫辉钼矿连生体、泥化了的辉钼矿存在。[next]     唐顺英测定，杨家杖子钼选厂在选别辉钼矿所产出终究尾矿里，一般含钼0.013%~0.015%，其间，60%左右也是钼钙矿或钼钙矿化了的辉钼矿。因为它们难上浮，约50%~55%在粗选尾就已丢失，别的5%~10％则在再磨精选后，由精尾遗出。按此核算，原矿钼含量的7.7%~11.3％是钼钙矿或钼钙矿化了的辉钼矿。给钼钙矿的收回带来必定困难的原因是：     （1）氧化带矿石受表生成矿作用，矿藏晶格遭到必定程度损坏，磨矿时易泥化。     （2）矿石一般伴生有其它含钙矿藏，如方解石（CaCO3）、萤石（CaF2）、磷灰石（Ca（PO4）2）等，它们与钼钙矿（CaMoO4）同为含相同阳离子（Ca2+）的含氧酸盐（CaF2破例，不含氧），浮游性质很挨近，使钼钙矿浮选时，难与含钙脉石别离。     收回钼钙矿的实践或研讨还不多见，仅见于前苏联矿业研讨所对东科恩拉德矿石的研讨，巴尔哈什选矿厂对钼钙矿收回实践，钼钙矿浮选工艺分作别离浮选与混合浮选两种。     别离浮选是从辉钼矿浮选尾矿中收回钼钙矿的工艺。1950年前苏联И·A·思特里金特等人首要研讨并初次用于巴尔哈什选矿厂，以东科恩拉德硫化钼浮选尾矿中收回钼钙矿。     钼钙矿捕收剂一般用油酸（约100g/t）为一起收回辉钼矿，还须参加火油（200g/t），起泡剂选用二。浮选生产工艺包含粗选、扫选，粗精矿加水玻璃（1300g/t），经蒸吹（温度85℃下处理30~40min），再过滤、脱药，并用新鲜水调浆后进行四次精选。火油、油酸捕收力较弱，选择性较差，所以泡沫产品中钼钙矿的档次和收回率都较低，无法产出合格的钼精矿，只能获取含钼7.5%~15%、铜2％~3％、钙30％~35％、铁3％~8％、硫4％~6％的钼中矿。该中矿还须经焙烧-浸出提取工艺制成钼酸钙（CaMoO4）后使用。     前苏联矿业研讨所研讨了用烷基硫酸钠作油酸、火油的分散剂。作用见图4及图5。   图4  乳化剂（烷基硫酸钠）对钼钙矿浮选影响   图5  有无分散剂对钼钙矿浮选影响       明显，参加少数分散剂烷基硫酸钠能够进步钼钙矿的收回率和浮游速度。     “别离”浮选无法获合格钼精矿，并且浮选设备添加。为此，前苏联矿业研讨所研讨了“混合”捕收硫化钼与氧化钼的工艺。[next]     “别离”浮选与“混合”浮选动力学曲线比照，如图6及图7。   图6  氧化钼的浮选动力学曲线   图7  全钼浮选动力学曲线       从图可见，“混合”与“别离”浮选工艺目标相同，但浮选速度加速，浮选时刻缩短。明显，硫化钼和氧化钼矿藏可混合浮选而不下降精矿质量。     辉钼矿、钼钙矿混合浮选在1963年进行工业实验。实验在原硫化矿浮选系列上进行，球磨机添加苏打（600g/t）、火油（200g/t），扫选参加油酸钠（l00g/t）与硫酸烷酯（10g/t）混合液，粗选、扫选还补加了火油，因油酸钠与硫酸烷酯也具起泡性，起泡剂二用量减少了50％。蒸吹、精选工艺改变不大。实验证明，混合浮选比“别离”浮选，钼收回率均匀进步5％。     对是否选用混合浮选，首要要看能否获取合格的混合钼精矿，“别离”浮选产出的钼钙矿精矿含钼7.5 %~20％，按此核算，混合精矿中钼钙矿部分不能超过钼总最的13%~18%。也就是原矿石中钼钙矿份额不能太高，不然，混合精矿就难以保证质量。     钼矿床中的钼钙矿主要为钼类质同象替代白钨矿（CaWO4）中钨的产品，很少见不含钨的纯钼钙矿。钼进入钨矿藏晶格替代钨，随替代量的添加，构成白钨矿、钨钼矿、钼钨矿、钼钙矿。其晶形与白钨矿、钼钙故相同；浮游功能也与白钨矿、钼钙矿类似。含钼钙矿的钨矿石在浮选中，钼钙矿与白钨矿无法别离，一起进入钨精矿，再经浸出-提取工艺以别离，提纯出钼产品。

含钒石煤是我国一种重要的钒资源，从含钒石煤中提钒的办法可大致分为两类；一类是针对特定区域的石煤矿选用传统的焙烧技能进行钠化、钙化、无盐和复合添加剂焙烧，此类办法因在焙烧进程中很多发作S02、HC1、Cl2等有毒气体而导致环境污染而逐步被陶汰；别的一类是选用直接湿法浸出的办法，如陕西中村钒矿选用“硫酸直接浸出-溶剂萃取-盐沉钒-干炎热解”湿法生产工艺提钒，但长期以来，只用硫酸直接浸出中村钒矿，其浸出率不到80%。为了进步钒的回收率，本文在上述工艺基础上，要点研讨了参加含氟助浸剂对硫酸浸出中村钒矿的钒浸出及后续工序如萃取等的影响，并取得了较好成果。     一、试验部分     （一）质料与试剂     含钒石煤（矿山供给）首要成分：0.9% V2O5、1.2%Fe203。该钒矿属吸附型的钒矿，以四价钒为主。     首要矿石类型为炭硅质岩夹泥岩型钒矿石，部分为（炭质）泥石型钒矿石。     试剂：硫酸（98%，工业级）；石灰（优质，工业级）；含氟助浸剂（克己）。     萃取剂：10% P204＋5%TBP＋85%磺化媒油。     （二）试验进程     1、浸出试验。浸出试验在2m3珐琅反响釜中进行，顺次向反响釜中投入500kg石煤钒矿（粒度为－0.018mm粒级占95%）、500kg水、100kg浓硫酸，敞开机械拌和，投入10kg含氧助浸剂，一起加热升温至90℃下反响24h。浸出完成后，用离心机对浸出系统进行过滤和洗刷（洗刷用水500kg），滤液与洗液兼并统称为浸出液，测出其总体积，并取样化验。取样结束后，接着用碱中和调浸出液pH至2～2.5，时刻60min，离心机过滤，滤液经复原后作下一阶段萃取料液（即萃原液），并取样分析。一切样品均在广州有色金属研讨院分析测试中心通过ICP分析（下同）。     2、萃取试验。萃取试验所用设备为有机玻璃质的混合弄清槽（混合室有用容积为1L，混合室与弄清室容积比为1︰3，双叶浆式拌和，转速为800r/min)。     萃取工艺条件为：室温，比较（O/A）为1︰1，10级逆流萃取，混相时刻12 min。其间有机相（0）为10%P204+5%TBP+85%磺化媒油；水相（A）为浸出液经石灰乳中和后的滤液（即萃原液，其间A1为不含氟助浸剂，A2为含氟助浸剂）。     萃取操作为：先在萃取槽混合室和弄清室别离参加一半有机相（0），一半水相（A），并用两个20L下口玻璃瓶作高位槽。其间一个装有机相（0），另一个装水相（A1或A2），发动拌和，在有机相加料口按流量40mL/min接连进有机相，而在水相加料口按流量40mL/min接连进水相（A1或A2），必定时刻后在排萃余液口取萃余液分析。     二、试验成果与评论     （一）含氟助浸剂对钒浸出率的影响     含氟助浸剂对硫酸浸出钒的影响如表1所示。表1  含氟助浸剂对硫酸浸出钒的影响试验条件浸出液萃原液体积/Lρ(V2O5)/ (mg·L-1)ρ(Fe2O3)/ (mg·L-1)V2O5量/gV2O5浸出率/%ρ(V2O5)/ (mg·L-1)ρ(Fe2O3)/ (mg·L-1)ρ(F)/ (mg·L-1)不加含氟助浸剂 加含氟助浸剂980 9803673 42705073 51023599 418580 933342 38864616 4608/ 4450     从表1可知，未加含氟助浸剂时钒的浸出率为80%，而加含氟助浸剂时钒的浸出率为93%。含氟助浸剂能有用进步钒的浸出率。究其原因，这首要是含钒石煤的物质组成比较复杂，钒的赋存状况和赋存价态改动多样，在同一矿体中一般有3种以上的钒矿存在，未加含氟助浸剂仅仅浸出易浸钒（Ⅳ）的部分，但参加含氟助浸剂后，较难浸部分钒也被浸出。因为较难浸部分钒矿结构安稳、细密，参加含氟助浸剂后能够损坏其安稳结构，使矿粒疏松多孔，空气中氧气或浸出液中Fe (Ⅲ）易进入孔隙使不溶于酸的三价钒氧化成可溶于酸的四价钒，让钒释放出来。     （二）含氟助浸剂对萃取率的影响     含氟助浸剂对萃取率的影响如表2所示。 表2  10级逆流萃取萃原液对萃取的影响编号萃余液/(mg·L-1)萃取率/%补白V2O5Fe2O3FV2O5Fe2O3F1927.0//72.26//A1，10h2272.3//91.85//A1，15h3100.2//97.00//A1，20h433.5//99.0//A1，25h533.04099/99.111.2/A1，30h61081//72.18//A2，10h7315.2//91.89//A2，15h8113.6//97.10//A2，20h938.5//99.0//A2，25h1037.04050429099.212.13.6A2，30h     从表2可知，当萃取槽接连进料25h，萃取到达了平衡，此刻含氟系统与不含氟系统钒萃取率别离为99.2%和99.1%，铁的萃取率别离为12.1%和11.2%；一起发现在未到达平衡时各时段钒的萃取率根本共同，因而阐明含氟助浸剂对钒的萃取及别离根本无影响。究其原因，这首要与萃取剂特性有关，P204是归于酸性萃取剂，酸性萃取剂HA只萃取阳离子，萃取作用与阳离子价数及离子半径有关。在硫酸系统中（pH为2），萃原液中的钒以（VO) S04方式存在。VO2+在水相中安稳，VO2+与F-只生成离子型化合物，不会构成络离子，因而虽然系统中有F一存在，但它不改动钒的价态及离子半径，与因而含氟助浸对钒的萃取不受影响。而对P204萃取铁而言，因为萃原液中的铁都是Fe2+，Fe2+与F－也不会构成络离子，因而，二种情况下P204萃取铁的作用也根本共同。     （三）含氮萃余液的处理及循环使用     含氟萃余液的首要成份是Fe2+、H+、SO42-、F-，其间ρ(Fe2+）=4.5g/L，ρ（SO42-）=80g/L，ρ(F-)=4.2g/L，酸度为pH=2。选用石灰乳米中和卒余液，中和进程中主安发作如下反响：     Ca(OH）2+H2SO4＝CaSO4＋2H20     Ca(OH）2+FeS04＝Fe（OH）21↓＋CaS04     Ca(OH) 2+2HF＝CaF2＋2H20     跟着Ca(OH）2不断参加，当pH升至7～8时，萃余液中Fe都会沉降下来（实测上清液Fe浓度为80mg/L)，反响生成很多的CaS04也会不断沉积。而ksp（CaF2）＝1.46×10-10，ksp（CaS04）=5.0×10-6，生成CaF2更简单沉积，实测上清液F浓度为0.2g/L，因而用石灰乳中和萃余液的上清液回来浸出槽，F不会累积下来。一起，试验还标明，上清液回来浸出槽，不会影响侵出作用。     三、结语     （一）含氟助浸剂能有用进步钒的浸出率，硫酸直接浸出钒的浸出率为80%，而参加2%含氟助浸剂后钒的浸出率可达93%。     （二）选用10级逆流萃取，加与不加含氟助浸剂，钒的萃取率均可达99%以上，含氟助浸剂对钒的萃取及萃取别离影响不大。     （三）含氟助浸剂的萃余液通过石灰乳中和至pH为7～8后，上清液回来浸出槽不会引起F的堆集。

钼是银灰色的难熔金属，密度10.2，熔点2610°C，沸点5560°C。钼在常温下很安稳，高于600℃时很快地被氧化成三氧化钼；温度高于700℃时，水蒸气能将钼氧化成二氧化钼；温度高于800℃，钼与碳及碳氢化物或生成碳化钼。钼可耐稀硫酸、、磷酸的腐蚀，但不耐硝酸、和氧化性熔盐的腐蚀。在常温下耐碱，但加热时则被碱腐蚀。金属钼在高温时也能坚持高强度和高硬度。　　钼在地壳中的含量约为1×10－6，在岩浆岩中以花岗岩类含钼最高，达2×10－6。钼在地球化学分类中，归于过渡性的亲铁元素。在内生成矿作用中，钼首要与硫结合，生成辉钼矿。辉钼矿(MoS2)是自然界中已知的30余种含钼矿藏中散布最广并具有实际工业价值的钼矿藏。其他较常见的含钼矿藏还有铁钼华([Fe3+(MoO4)8•8H2O])，钼酸钙矿(CaMoO4)，钼铅矿(PbMoO4)，胶硫钼矿(MoS2)，蓝钼矿(Mo3O8•nH2O)等。　　钼首要用于钢铁工业，用作出产合金钢的添加剂，并能与钨、镍、钴、锆、钛、钒、钛、铼等组成高档合金，可进步其高温强度、耐磨性和抗腐蚀性，其间大部分是以工业氧化钼压块直接用于炼钢或铸铁，少部分熔炼成钼铁后再用于炼钢。不锈钢中参加钼能改进钢的耐腐蚀性。在铸铁中参加钼能进步铁的强度和耐磨性能。含钼18%的镍基超合金具有熔点高、密度低和热胀系数小等特性，用于制作航空和航天的各种高温部件。金属钼在电子管、晶体管和整流器等电子器件方面得到广泛应用。氧化钼和钼酸盐是化学和石油工业中的优秀催化剂。二硫化钼是一种重要的润滑剂。钼和钨、铬、钒的合金钢适用于制作高速切削的刃具、军舰的甲板、坦克、炮、火箭、卫星等的合金构件和零部件。金属钼很多用作高温电炉的发热材料和结构材料、真空管的大型电极和栅极、半导体及电光源材料，因钼的热中子浮获截面小及具有高强度，还可用作核反应堆的结构材料。钼的化合物在颜料、染料、涂料、陶瓷玻璃、农业肥料等方面也有广泛的用处。　　我国钼矿资源比较丰富，已探明的钼矿区散布于全国29个省区，从钼矿散布区域来看，中南区域占全国钼储量的35.7%，居首位。其次是东北19.5%、西北14.9%、华东13.9%、华北12%，而西南区域仅占4%。河南储量最多，占全国钼矿总储量的29.9%，其次陕西占13.6%，吉林占13%。别的储量较多的省(区)还有山东占6.7%、河北占6.6%、江西占4%、辽宁占3.7%、内蒙古占3.6%，以上8个省区算计储量占全国钼矿总保有储量的81.1%。我国钼矿资源具有以下特色：　　（１）储量大，但档次与国际首要钼资源国美国和智利比较，明显偏低，多属低档次矿床。矿区均匀档次小于0.1%的低档次矿床，其储量占总储量的65%，其间小于0.05%的占10%。中等档次(0.1%-0.2%)矿床的储量占总储量的30%，档次较富的(0.2%-0.3%)矿床的储量占总储量的4%，而档次大于0.3%的富矿储量只占总储量的1%。　　（２）档次低，但伴生有利组分多，经济价值高。据统计，钼作为单一矿产的矿床，其储量只占全国总储量的14%。作为主矿产，还伴生有其他有用组分的矿床，其储量占全国总储量的64%。与铜、钨、锡等金属共生和伴生的钼储量占全国钼储量的22%。　　（３）规划大，并且多适合于露采。据统计，储量大于10万吨的大型钼矿，其储量占全国总储量的76%，储量在1-10万吨的中型矿床，其储量占全国总储量的20%。适合于露采的钼矿床储量占全国总储量的64%。大型矿床大都能够露采，并且辉钼矿的颗粒往往比较粗大，归于易采易选型。

3月21日消息：钼是18世纪后期才发现的，而且在自然条件下没有金属形态的钼存在。尽管如此，钼的主要矿物-辉钼矿在古代时就早已得到了应用，只是辉钼矿和铅、方铅矿及石墨都很相似，不易区分，"molybdos"这个词在希腊文里就是铅的意思。　　曾在14世纪的一把日本武剑中发现含有钼 。直到1778年，瑞典科学家卡尔.威廉.谢勒（Carl Wilhelm Scheele）才证实了钼的存在。他将辉钼矿在空气中进行加热，从而产生了一种白色的氧化粉末。此后不久，到1782年，彼得. 雅各布.耶尔姆（Peter Jacob Hjelm）用碳成功地还原了这种氧化物，获得一种黑色金属粉末，他称这种金属粉末为“钼”。　　19世纪钼基本上是作为实验品，后来才逐渐生产。1891年，法国的斯奈德Schneider)公司率先有钼作为合金元素生产了含钼装甲板，他们立刻发现，钼的密度仅是钨的一半，这样以来，在许多钢铁合金应用领域钼有效地取代了钨。　　第一次世界大战的爆发，导致了钨需求的剧增和钨铁供应的极度紧张，钼在许多高硬度和耐冲击钢中取代了钨。结果钼需求的增长促使了对钼需求的进一步研究。这时，美国科罗拉多州的大型矿山克莱麦克斯(Climax)矿随之开发，并于1918年投产。　　钼的原子量：95.95 g/g原子　　钨的原子量：183.85 g/g原子　　大约在1816年出现了"钼"这个词的英文"molybdenum"，14世纪日本著名艺术家马萨穆内经过分析证实该武剑中含有钼（参考资料：Sutulov.A.著的"钼百科全书" ，智利，1978年）　　第一次世界大战的结束导致了钼需求锐减，要解决这个问题就得开发钼在新的民用工业的应用，不久对许多用于汽车工业的新型低钼合金钢进行了试验并得到认可。30年代得出了这样一个观点，那就是锻造和热处理钼基高速钢必须要求适当的温度，这一观点的提出是 技术上的一个突破。从此，对钼作为合金元素在钢铁和其它领域的开发研究进入了一个新的阶段。20世纪30年代末，钼已经是广泛使用的工业原料。1945年第二次世界大战结束再一次刺激了钼在民用工业领域应用的开发与研究，加上战后重建给许多含钼工具钢的应用开辟了广阔的市场。　　1945年以后的这些年中，钼、钼合金及钼化合物的应用领域大大拓宽，充足的资源供应与日益增长的需求相一致，随着工艺的改进，钼的回收率得到了很大的提高。　　尽管钢和铸铁占领了巨大的市场份额，但由于钼有多种特性，因此，钼在超合金、镍基合金、润滑剂、化工、电子等领域的应用也日益广泛。   (miki)

滴渗方法，溶液直接作用于矿粉堆表面，矿粉表面将不形成水层，入渗速度快，而且能够与浸钒溶剂充分接触，并冲刷矿粉表面，这将对钒离子的析出十分有利。 堆浸处理工艺关键技术 为解决该工艺存在的问题，相应的将浸钒溶剂均匀地、可靠地分配并均布于石煤钒矿矿粉中，采用先进技术手段是十分必要的。采用传统的喷淋进行堆淋的情况下，开始时，由于喷洒强度不超过矿粉的入渗能力，矿粉表面将不形成水层，这种情况下的入渗称为自由入渗。矿粉的入渗速度等于降雨强度。随着喷洒强度很大和喷洒时间的增加，矿粉表面很快形成积水层，形成板结入渗过程转为有压入渗，淋洗的效率随着降低。利用滴渗方法，溶液直接作用于石煤钒矿矿粉堆表面，矿粉表面将不形成水层，入渗速度快，而且能够与浸矿溶剂充分接触，并冲刷矿粉表面，这将对钒离子的析出十分有利。现代滴淋设备具有压力补偿、防止堵塞装置，出流均匀且可以根据矿石成分、品位和破碎程度采用最佳滴淋强度和浸钒溶液浓度。 浸金溶液滴淋方法 将滴淋技术应用于浸钒溶液输送及将浸钒溶液均匀地洒布于矿粉的方法，有以下优点： 1. 高性能和高可靠性，容易安装; 2. 可以降低生产成本; 3.消除风的影响; 4. 一年四季都可以运行; 5. 减少太阳紫外线对化学物质的破坏; 6. 减少浸钒溶液的排泄和流失; 7. 节省贮液池和引水渠道建设费用; 8.滴头自动清洗和防阻塞; 9. 减少对操作工人、周围环境和土地的影响，有利于环境保护。滴淋可以增加溶液中空气的含量，这意味着增加参加化学反应的氧含量;滴淋系统自动化程度高，操作容易，生产效率高，可靠性高，对环境影响较小，生产成本相对较低。滴淋系统平面布置图 本系统具有在扩展方面很好的灵活性，可以应用于一个堆浸作业，也可以用于多个堆组成的较大型的堆浸作业。

含钒钢渣是含钒铁水直接在转炉里按一般碱性单渣法炼钢而得到的钢渣。该种渣成分复杂，又经常波动。含钒钢渣的特点是氧化钙含量高，钒含量较低。研究结果表明，硅酸三钙(Ca3SiO5)，其形状受空间限制，自行性差，一般呈不规则粒状填充于其他矿物格架之间，并包裹其他矿物。硅酸三钙相中V2O5的含量较低，约1.47%，但由于该相在渣中占得比例大，仍有17.88%的V2O5夹杂其中。镁--方铁石系方镁石、方锰石构成的固溶体系列，其分子为(Mg0.58，Fe0.36，Mn0.06)1.00O，该矿物中含钒很少。 钙钛氧化物是一种新矿物，分子式为(Ca3.02，Mn0.013.03(Ti1.36，V0.37，Fe0.23，Mg0.01，Si0.09)2.12O7，可简写成Ca3(Ti，V)2O7。该矿物是一种黑色厚薄不等的长板状矿物，并与其他矿物连生，钒置换钛进入晶格中。该矿物中V2O5含量为9.78%，其钒量占渣中总钒量的78%，是提钒的主要对象。含钒钢渣返回高炉处理是我国首创的一种提钒工艺。它是把含钒钢渣再烧结后返回小高炉，练出含钒2~3%的铁水，再兑入氧气底吹转炉内吹炼，得到V2O5含量高于35~40%的高钒渣。此渣在电炉内直接还原，制取含钒大于35%的钒铁合金。含钒钢渣的特点是氧化钙含量高。用传统的钠盐焙烧--水浸提钒工艺，钒浸出率很低。目前研究出的钠盐焙烧--碳酸化浸出工艺较好的解决了氧化钙的危害。 在含钒钢渣中，钒主要赋存在钒钙钛氧化物中，焙烧时钒钙钛氧化物与碳酸钠反应：2Ca3V2O7+Na2CO3+O2=3CaO+2NaVO3+Ca3(VO4)2+CO2硅钒酸钙与碳酸钠也发生类似反应：2[Ca2SiO4·Ca(VO4)2]+Na2CO3+O2 =2Ca2SiO4+2NaVO3+Ca3(VO4)2+5CaO+CO3烧结后水溶性钒约20%，碳酸化浸出的钒约60%。  焙烧主要技术条件：渣碱比100:18，钢渣的磨细度-200目大于60%，制粒后的粒度直径5~10mm，焙烧温度1100℃，物料停留时间3.7小时。技术指标是：生产能力1.58T·m-2·d-1，烟尘率0.5%，熟料转浸率85%。

钒是高熔点稀有金属，密度5.96，熔点1890℃，沸点3380℃，有耐性，在中加热变脆，含氧和氮的钒也有脆性。钒是电的不良导体，其电导率仅为铜的十分之一。室温下，钒不与氧效果，在加热条件下被氧化成VO、V2O3、VO2、V2O5，高温下与大都非金属元素(如氮、碳、硫)发作反响。钒还能与铝、钴、铜、铁、锰、钼、镍、钯、锡、硅构成合金。钒的氧化态为-1、+1、+2、+3、+4、+5，一般+2和+3价钒的氢氧化物呈碱性，+4和+5价钒的氢氧化物呈，+5价钒在不同酸度的水溶液中构成不同组成的钒酸盐。在常温下，钒有较好的抗蚀性，本领、稀硫酸、碱溶液和海水腐蚀，但能被硝酸、或浓硫酸腐蚀。 钒在地壳中常与其他元素伴生，富集成工业矿床的很少。首要涣散于钒钛磁铁矿、铀矿、磷矿、铝钒土及煤炭中。钒的矿藏首要有绿硫钒矿(V2S+nS)、钒云母〔K2(Mg，Fe)(Al，V)4Si12O32•4H2O〕、钒铅矿〔PbCl2•3Pb3VO4〕2〕、钒钾铀矿(K2O•2V2O3•V2O5•3H2O)等。 钒矿的分化办法有：①酸法，用硫酸或处理后得到(VO2)2SO4或VO2Cl。②碱法，用或碳酸钠与矿石熔融后得到NaVO3或Na3VO4。③氯化物焙烧法，用食盐和矿石一同焙烧得到NaVO3。 金属钒的制取：含钒的矿藏经处理后得到五氧化二钒，再将五氧化二钒用碳、硅、铝复原得到金属钒;或用、镁复原的办法制取金属钒。 钒是冶金工业的重要质料。在钢铁中，钒首要是以钒铁的方式参加，首要起脱氧和脱氮的效果，一起可进步钢的强度、耐性、淬透性和回火稳定性。现在，90%的钒用作钢铁增加成分出产高强度低合金钢、高速钢、工具钢、轴承钢、耐热钢、不锈钢和铸铁等。钒还用于钛合金、钴和镍基高温合金的增加剂。 V2O5广泛用作有机和无机氧化反响的催化剂，用于出产硫酸、精粹石油。钒在电子工业中可用作电子管的阴极、栅极、X射线靶、真空管加热灯丝。硅化钒和镓化钒是杰出的金属间化合物超导材料。在玻璃工业，钒可用于制作吸收紫外线的玻璃，以及用于制作护目玻璃和防护屏等。

一、前言 生物浸出低品位复杂矿中的有价金属元素是目前矿冶领域的重要研究方向。生物浸出低品位镍铜硫化矿的工艺研究文献报道较少。Miller等曾对南非低品位镍矿进行了细菌堆浸模拟实验，在浸出70d后镍的浸出率在30%～50%。Southwood等研究了影响低品位镍矿生物堆浸的一些重要参数，表明矿石的理化性质、浸堆的渗透度和孔隙度是影响浸出速度和浸出率的主要因素，大量脉石的存在阻碍了镍的浸出。前人的工作表明，采用生物堆浸方式处理低品位镍铜矿，浸出速度慢，浸出率低。为了进一步提高浸出效率，有必要实验其它浸出方式处理低品位复杂镍铜矿的效果。 本文论述了3种不同方式生物浸出低品位镍铜硫化矿的实验结果。不同生物浸出方式的实验研究，以已完成的浸出条件研究结果为基础，包括：采用氧化亚铁硫杆菌（TF5）浸出硫化矿，pH值应严格控制在1.2～2.0；细菌的初始接种量应保持在108～109个∕g（细胞∕原矿）；合适的矿浆浓度由矿物的硫化物含量确定；加入适量氧化硫硫杆菌（TT）有利于浸矿的进行，以TF5∶TT＝2∶1的比例进行接种为最佳；在温度为35℃的情况下镍和铜的浸出率最高。实验的浸出方式包括通气搅拌浸出、通气气搅浸出及柱式渗滤浸出。 二、实验 实验采用的矿样取自金川二矿区底部贫矿，主要矿物成份为镍磁黄铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿。矿石含镍0.68%、铜0.34%、钴0.022%。实验矿样分为两种粒度：－300目占97%和－300目占54%。细菌来自中科院微生物所提供的氧化亚铁硫杆菌和氧化硫硫杆菌，经进一步驯化培育后使用。 氧化亚铁硫杆菌采用Leathen培养基，氧化硫硫杆菌用Starky培养基，温度35℃，摇床转速140r∕min下培养。并用原矿培养混合菌，混合菌由氧化亚铁硫杆菌和氧化硫硫杆菌组成，其比例为2∶1。 用原子吸收分析法分析溶液中的镍、铜和钴，并计算浸出率。 三、结果与讨论 （一）通气气搅浸出 以矿浆浓度为5%，15%，25%进行浸出，浸出温度为室温（30℃左右）。实验过程为：当矿浆浓度为5%时，在简单气升式反应器（外管直径3.5cm，中心管直径2.5cm，其中心直管单气泡通入空气）中加入270mlLeathen培养基，15g原矿（粒度为－300目占97%）然后加酸进行预浸。待pH稳定在2。0左右，进行接种，接种量为30ml适应混合菌，最后通入空气进行浸出，通气速率约为60L∕h，每隔2d取样分析结果。当矿浆浓度为15%和25%时，实验步骤相同，只是由于固体浓度不同，接种量有所不同，固体与细菌接种量之比为每5g矿接种10ml菌液。3种不同矿浆浓度的镍铜浸出结果如图1所示，渣相分析见表1。实验结果表明，当矿浆浓度为15%时，浸出情况最好，镍浸出率达95%以上，钴浸出率达82%以上。浸出过程中，细菌生长的停滞期与矿浆浓度密切相关，矿浆浓度为5%时最短。图1  通气气搅生物浸出镍和铜 表1  气搅浸出结果通气气搅浸出时，矿石颗粒借助气流的提升悬浮于浸出液中，因而在浸出液中不均匀分布。细菌在矿浆中的分布与细菌周围的营养物、氧气和二氧化碳的分布有关。矿浆浓度高的部分，必须补充高浓度的营养物、氧气和二氧化碳，细菌才能充分生长。所以通气气搅实验明显存在弊端，矿石分布的不均匀，导致浸出液中各部分生长环境不同，使细菌生长环境受到制约，进而直接影响到金属元素的浸出速度和浸出率。且浸出低品位镍矿时，由于硫化物含量较低，矿浆浓度必须比较高才更有利于细菌的生长，但通气气搅方式不适合高矿浆浓度的浸出，因而采用该方式浸出低品位镍矿时，需要在高效反应器中进行，这部分工作正在研究中。 （二）通气搅拌浸出 通气搅拌浸出的特点是，在电磁搅拌下通入空气浸出。搅拌浸出反应器置于恒温水浴中，温度控制在35℃，搅拌速度为300r∕min，空气通入速率约40L∕h。 1、不同矿浆浓度的通气搅拌浸出 实验在矿浆浓度为15%，25%，30%条件下进行。15%矿浆浓度下浸出实验过程为：在恒温水浴浸出槽中加入140mlLeathen培养基，然后放入30g原矿（－300目占97%），加酸进行预浸，pH稳定在2.0之后，接种60ml适应混合菌，然后进行通气搅拌浸出。25%和30%矿浆浓度下的浸出实验过程相同，接种的细菌固体比为每5g矿接种10ml菌液。每隔两天进行取样，分析结果如图2所示。浸渣分析结果见表2。图2  通气搅拌浸出不同矿浆浓度下的镍和铜 表2  不同矿浆浓度下通气搅拌浸出结果实验表明，25%矿浆浓度时浸出结果最佳。原因在于15%矿浆浓度时，单位体积中硫化物量较少，不能为细菌生长提供足够的能量。在显微镜下观察，25%矿浆浓度时细菌数量明显多于15%矿浆浓度时。而30%的矿浆浓度过高，产生的较强剪切力有碍细菌生长，使浸出率下降。 2、不同粒度的通气搅拌浸出 实验在25%的矿浆浓度下进行，原矿分为两种粒度，分别为－300目占54%及－300目占97%。实验过程为：在恒温水浴浸出槽中加入100mlLeathen培养基及50g原矿，进行酸预浸。pH值稳定在2.0之后，接入100ml菌液。两个实验操作步骤相同，并不断补充培养基使溶液体积固定在200ml。每隔两天取样进行分析，实验结果示于图3，表3为浸出结果。图3通气搅拌浸出不同粒度的镍和铜 表3  不同粒度下通气搅拌浸出结果实验结果表明，矿物的粒度越小越有利于浸出。在浸出过程中，粒度较细时，耗酸量明显增加。 通气搅拌浸出与通气气搅浸出相比有明显的优点。采用机械搅拌，使矿石在浸出液中的分布较均匀，可采用较高矿浆浓度，对细菌的生长较有利。另一方面，在矿浆浓度较高情况下，通气加上机械搅拌，产生较强剪切力，不利于细菌浸出。因而采用这种方式浸出时，浸出率不及气搅浸出。然而，搅拌速度和矿浆浓度的合适配合，可能提高通气搅拌浸出的浸出率，比较适合浸出低品位镍铜矿。但该方式生产成本较高，由于低品位镍铜矿的脉石含量高，有价金属含量低，只有缩短生产周期，才有比较好的经济效益。为此，需要解决高效菌种，缩短生长停滞期，研制分布均匀、又不产生过高剪切力的高效反应器。 （三）柱式渗滤浸出 低品位镍铜矿采用搅拌浸出将明显增加处理成本，为提高经济效益，考虑成本相对低廉的生物堆浸。实验室中常采用柱式渗滤浸出模拟堆浸。本实验，采用柱式玻璃反应器（直径2。5cm），矿粒度控制在－20目～＋40目，矿量总重为100g，浸出液（pH＝2）柱高约20cm，总体积为4000ml，浸出液流速约25cm∕h，渗滤柱矿样表面无溶液，温度约25℃进行循环浸出。首先进行酸预浸，待pH稳定在2.0之后，接入400ml菌液。浸出过程中，液体蒸发部分用Leathen培养基补充。每隔7d进行取样分析，实验结果如图4所示，表4为浸出结果。图4  柱式渗滤浸出镍和铜 表4  柱式渗滤浸出结果在浸出28d后，加入银离子作为催化剂以提高铜的浸出率，加入量为1.2mg∕g（催化剂∕原矿）。由实验结果可以看到，柱浸渗滤浸出实验的浸出速度很慢。在浸出过程中，溶液的Eh值一直处于较低水平，在0.62mV（SCE）左右。由于浸出过程缓慢，pH值常上升，要经常加酸补充，调节pH值，浸出期间的总耗酸量为0.002mol∕g。 渗滤浸出是生产成本最低的浸出方式，但由于矿石粒度较细，且一直处于静止状态，浸出周期很长，浸出率也低于前二种方式。然而，从经济效益考虑，渗滤浸出最具应用于工业生产的前景。 四、结论 采用3种不同方式进行了金川低品位镍铜硫化矿的生物浸出实验，得到如下结论： （一）通气气搅浸出结果最好，在15%矿浆浓度下浸出20d后，镍浸出率达953.4%，铜为48.6%，钴为82.6%。 （二）通气搅拌浸出可在高矿浆浓度下进行，且浸出周期最短，在25%矿浆浓度下浸出14d后，镍浸出率为80.2%，铜为45.2%，钴为78.4%。 （三）柱式渗滤浸出周期长，浸出率低，浸出49d后，镍浸出率为48.5%，铜为37.5%，钴为33.6%。

中国地质调查局近日发布了1999年实施国土资源大调查以来的地质科技成果。在所涉及的17个大方向中包括526个科技项目，投入经费11.59亿元。到2009年底，共获得国家科学技术进步一等奖2项，二等奖15项，获得专利近100项。 　　据介绍，地质调查局地质勘查技术取得了重大进展与成果，在创新综合利用技术工艺的基础上，不断扩大社会经济效益。比如磁场筛选法新技术有针对性地解决了细粒难选磁铁矿矿石的选矿难题，在确保回收率的前提下，可以大幅度提高铁精矿品位，获得优质铁精矿。目前，“磁筛”技术装备相继在武钢大冶铁矿、唐钢庙沟铁矿等50余家矿山企业推广应用，数以亿吨计的细粒不均匀嵌布磁铁矿可以获得高品质铁精矿，有力推动了钢铁工业节能减排。 　　在成果展示会上，据了解，依托红柱石选矿新技术，新疆库尔勒三维矿业公司建成了目前亚洲最大的红柱石选矿厂，其采用的选矿工艺简单易行、低成本、无污染，不但可获得优质骨料级高档耐火材料原料，填补国内空白，而且解决了细粒级物料难利用的问题。 　　地质调查局的科技工作者一举攻克了氧化钼矿和难选滑石型钼矿选矿界公认难题，盘活了大量难利用的钼矿资源。 　　四川龙蟒集团利用钒钛磁铁矿综合利用技术研究成果，进行了红格钒钛磁铁矿选矿设计与工程开发，建成了年处理150万吨原矿的选矿示范生产厂，金属回收率、产品质量和能耗等主要经济技术指标领先于同类型企业，可年产铁精矿55万吨，钛精矿10万吨以上，年产值2.5亿元，利税6000万元以上。该项目解决了龙蟒保有储量6亿多吨的钒钛磁体矿资源合理开发利用难题，同时也将带动攀枝花红格矿区保有储量16亿多吨及攀西地区近百亿吨的钒钛磁铁矿资源利用的技术进步。 　　四川冕宁形成了适应西南稀土资源特点的开发利用系列技术，其成果转化形成了稀土生产的产业链，实际加工量占四川的50%、全国的10%-15%，2006年—2008年的产值达6亿元，上缴利税1.5亿元。以该技术为基础创办的“稀土科技产业园区”可批量供应氯化物、氧化物、氟化物等六大系列30余种系列稀土产品，出口日美等国家和地区，技术指标达到国际先进水平。 　　在西藏中凯矿业股份有限公司，一项“铜钼铅锌共生矿综合利用技术研究”成果通过三年的生产运行，使得该企业为国家上缴利税947.72万元。而“西藏扎布耶盐湖资源提取技术”为西藏扎布耶湖卤水提取锂资源的产业化提供了技术先进、经济效益好的开发途径。 　　这些高水平的综合利用新技术及时有效地投入到产业开发中，产生了巨大经济效益，同时也有力地促进了我国矿业的发展。 　　据悉，“十二五”期间，中国地质调查局将围绕国家对矿产与能源重大需求展开联合攻关，充分发挥新技术新方法在地质矿产调查和矿产资源综合利用等领域的支撑作用，以应用促进技术发展。（Ivy）

钼是银灰色的难熔金属，密度10.2，熔点2610°C，沸点5560°C。钼在常温下很安稳，高于600℃时很快地被氧化成三氧化钼;温度高于700℃时，水蒸气能将钼氧化成二氧化钼;温度高于800℃，钼与碳及碳氢化物或生成碳化钼。钼可耐稀硫酸、、磷酸的腐蚀，但不耐硝酸、和氧化性熔盐的腐蚀。在常温下耐碱，但加热时则被碱腐蚀。金属钼在高温时也能坚持高强度和高硬度。 钼在地壳中的含量约为1×10-6，在岩浆岩中以花岗岩类含钼最高，达2×10-6。钼在地球化学分类中，归于过渡性的亲铁元素。在内生成矿作用中，钼首要与硫结合，生成辉钼矿。辉钼矿(MoS2)是自然界中已知的30余种含钼矿藏中散布最广并具有实际工业价值的钼矿藏。其他较常见的含钼矿藏还有铁钼华([Fe3+(MoO4)8•8H2O])，钼酸钙矿(CaMoO4)，钼铅矿(PbMoO4)，胶硫钼矿(MoS2)，蓝钼矿(Mo3O8•nH2O)等。 钼首要用于钢铁工业，用作出产合金钢的添加剂，并能与钨、镍、钴、锆、钛、钒、钛、铼等组成高档合金，可进步其高温强度、耐磨性和抗腐蚀性，其间大部分是以工业氧化钼压块直接用于炼钢或铸铁，少部分熔炼成钼铁后再用于炼钢。不锈钢中参加钼能改进钢的耐腐蚀性。在铸铁中参加钼能进步铁的强度和耐磨性能。含钼18%的镍基超合金具有熔点高、密度低和热胀系数小等特性，用于制作航空和航天的各种高温部件。金属钼在电子管、晶体管和整流器等电子器件方面得到广泛应用。氧化钼和钼酸盐是化学和石油工业中的优秀催化剂。二硫化钼是一种重要的润滑剂。钼和钨、铬、钒的合金钢适用于制作高速切削的刃具、军舰的甲板、坦克、炮、火箭、卫星等的合金构件和零部件。金属钼很多用作高温电炉的发热材料和结构材料、真空管的大型电极和栅极、半导体及电光源材料，因钼的热中子浮获截面小及具有高强度，还可用作核反应堆的结构材料。钼的化合物在颜料、染料、涂料、陶瓷玻璃、农业肥料等方面也有广泛的用处。 我国钼矿资源比较丰富，已探明的钼矿区散布于全国29个省区，从钼矿散布区域来看，中南区域占全国钼储量的35.7%，居首位。其次是东北19.5%、西北14.9%、华东13.9%、华北12%，而西南区域仅占4%。河南储量最多，占全国钼矿总储量的29.9%，其次陕西占13.6%，吉林占13%。别的储量较多的省(区)还有山东占6.7%、河北占6.6%、江西占4%、辽宁占3.7%、内蒙古占3.6%，以上8个省区算计储量占全国钼矿总保有储量的81.1%。我国钼矿资源具有以下特色： (1)储量大，但档次与国际首要钼资源国美国和智利比较，明显偏低，多属低档次矿床。矿区均匀档次小于0.1%的低档次矿床，其储量占总储量的65%，其间小于0.05%的占10%。中等档次(0.1%-0.2%)矿床的储量占总储量的30%，档次较富的(0.2%-0.3%)矿床的储量占总储量的4%，而档次大于0.3%的富矿储量只占总储量的1%。 (2)档次低，但伴生有利组分多，经济价值高。据统计，钼作为单一矿产的矿床，其储量只占全国总储量的14%。作为主矿产，还伴生有其他有用组分的矿床，其储量占全国总储量的64%。与铜、钨、锡等金属共生和伴生的钼储量占全国钼储量的22%。 (3)规划大，并且多适合于露采。据统计，储量大于10万吨的大型钼矿，其储量占全国总储量的76%，储量在1-10万吨的中型矿床，其储量占全国总储量的20%。适合于露采的钼矿床储量占全国总储量的64%。大型矿床大都能够露采，并且辉钼矿的颗粒往往比较粗大，归于易采易选型。

含钒溶液经净化后，钒多以五价钒酸根存在。随溶液酸度增加，钒酸根会以钒酸的形式析出，俗称红饼。钒的水解主要取决于酸度、温度、钒浓度及杂质的影响。析出的沉淀也会因pH值、钒浓度的变化呈不同的聚合状态。有关的机理在认识上还不统一。大致可勾画如下，由图1及图2关于钒酸水溶液的性质图可以看出：钒浓度／（mol·L－1）溶液pH值主要的钒离子水解产物低，10－4酸性低4～8高，50×10－32～3高，50×10－31～6高，50×10－310～12高，50×10－313～当pH值约1.8时，V2O5的溶解度最小，约230mol／L。V2O5与H2SO4之间的浓度关系如下：[H2SO4]／（g·L－1）2.312.017.121.2V2O5／（g·L－1）0.240.781.142.04 表1列出一组V2O5－H2SO4－H2O系的数据。 表1  V2O5－H2SO4－H2O系统平衡数据30℃75℃V2O5／%H2SO4／%密度／（g·㎝－3）析出相V2O5／%H2SO4／%析出相1.637.31.066①1.4817.43①4.7923.51.219①2.0024.18①7.437.261.370①5.0633.0①4.4145.01②5.4838.02②5.554.361.519②5.2741.01②9.1460.421.661②5.1346.56②5.4466.76③8.0952.31③1.5974.67③9.0857.33③6.2173.26④10.860.20④0.27680.411.727④7.514.98④0.05399.161.817④7.5270.50④9.2640.491.440①②0.1393.44④10.4962.221.734②③6.1034.30①②1.5077.481.714③④8.2949.53②③11.9657.56③④表中析出相：①V2O5·3H2O，V2O5 红褐色、针状； ②V2O5·2 H2O，2SO3·8H2O 粉红色、无定形、棕红色、针状； ③V2O5·H2O，V2O5·2SO3·3H2O 淡黄、针状、红色、柱状； ④V2O5，V2O5·5SO3·4H2O 黄色、针状、黄色、晶状。 对钒水解有重要影响的因素有温度、酸度、钒浓度及杂质含量等。图1  图2  V2O5溶解度与pH的关系（25℃） 1—V2O5／ ，lg ＝－0.82－pH；2—不析出V2O5 lg ＝－0.04－pH；3—V2O5／ ，lg ＝－4.44＋pH； 4—不析出V2O5，lg ＝－3.00＋pH；5— ／ ， pH＝1.03－0.333 lg ；6— ／ ，pH＝2.62； 7— ／ ，pH＝7.38＋lg图2  钒在水溶液中的状态与钒浓度及pH的关系（25℃） 一、温度 钒水解沉淀应在90℃以上进行，最好在沸腾状态。不同温度及酸度下沉淀率与时间的关系见图3。图3  沉淀率与时间的关系：Ⅰ－0.855；Ⅱ－0.954；Ⅲ－1.16；Ⅳ－1.18 二、钒浓度 溶液中含V以5～8g／L为宜。浓度过高，则结晶成核过快，易形成疏松的滤饼，吸附较多杂质及游离水。红饼组成xNa2O·yV2O5·z H2O中的x／y偏大。当溶液中含钒浓度低时，则会有负面影响。 三、杂质的影响 磷与钒形成稳定的络合物H7[P（V2O5）6]，还与Fe3＋、Al3＋形成磷酸盐沉淀，会污染红饼。为此要求净化后液含P小于0.15g／L。当酸度较高时，可使FePO4、AlPO4的溶解度提高，而减少磷对红饼的污染。 硅、铬、铝、铁等离子浓度较高时，水解生成的胶体沉淀物，妨碍V2O5晶体的长大，使水解速度变慢，生成的红饼沉降、过滤困难。适当提高酸度，可以改善此类不良的影响。 氯离子可以加快钒水解沉淀的速度。而硫酸钠含量在20～160g／L，会使钒水解沉淀速度下降，主要表现为延长晶核孕育期。氯化钠或硫酸钠过多都会使红饼中V2O5含量降低。 四、搅拌 钒的水解沉淀是一个伴有热量、质量传递的水解反应过程，因此必须保持适宜的搅拌速度，已达到临界悬浮状态，没有任何死角为宜。工业用的机械搅拌沉钒罐为圆柱形，内径2～5m，容积4～5m3。罐内壁衬耐酸瓷砖或辉绿岩。中心安装不锈钢搅拌器。罐壁附近设不锈钢蒸汽加热管。 水解沉钒是间歇作业，先加入25%的沉钒前液，开始搅拌，再加入所需的硫酸，然后通蒸汽加热到90℃以上接近沸点。继续添加剩余的75%的沉钒前液。最后分析溶液中游离酸及钒的浓度，调整酸度或补加沉钒前液，以使最后溶液中含钒小于0.1g／L为终点。停止加热、搅拌、再静置10～20min后过滤，即得红饼。根据生产规模，过滤设备可采用吸滤盘、压滤机或鼓式真空过滤机。 红饼须先经干燥去除水分，再在1073～1173K温度下熔化，浇铸成片状，作为炼钒铁的原料。 水解沉钒早期用得比较普遍，但所产红饼熔片V2O5的含量仅为80%～90%，纯度较低，且耗酸量大，污水量大，故现已基本为铵盐沉钒所取代。