我国铝土矿资源丰富，已探明的铝土矿储量达23亿t。其间含硫高的一水硬铝石型铝土矿储量达1.5亿t，占总储量的11.0%左右。这类矿石以中高铝、中低硅、高硫、中高铝硅比矿石为主，且此类矿石高档次所占份额大，需加工脱硫才干运用，因而研讨经济合理的脱硫办法，具有巨大的潜在工业含义。       在氧化铝出产流程中，铝土矿中的硫不只构成Na2O的丢失，并且溶液中S2－进步后会使钢材遭到腐蚀，蒸腾和分化工序的钢制设备因腐蚀而损坏，添加溶液中铁含量。在拜耳法出产氧化铝过程中假如铝土矿中硫的含量超越0.3%，就能导致氧化铝档次因铁的污染而超支，别的还能使氧化铝的溶出率下降。跟着氧化铝工业的不断发展，科学研讨者对脱硫办法进行了许多的研讨工作，但效果及运用均不尽人意。因而有必要对高硫铝土矿进行进一步脱硫研讨，到达拜耳法氧化铝厂对铝土矿含硫的要求。       铝土矿中硫首要以黄铁矿（FeS2）办法存在，因为黄铁矿简略用黄药等捕收剂浮选，而含铝矿藏以氧化物和氢氧化物办法存在，亲水，不易被黄药捕收，因而，浮选用黄药理论上简略完成黄铁矿和含铝矿藏的别离。用浮选的办法下降铝土矿中硫的含量，最早被原苏联人员选用。在我国，浮选脱除铝土矿中的含硫矿藏还未见文献报导。因而，针对我国铝土矿的特色，用选矿脱除铝土矿中含硫矿藏的研讨具有重要含义。       针对河南某地出产的铝土矿的特色，选用黄药等作捕收剂，对反浮选除掉铝土矿中的硫化物进行了实验研讨。       一、实验部分       （一）实验质料       河南高硫矿，碳酸钠（分析纯，上海虹光化工厂），六偏磷酸钠（分析纯，天津市科密欧科技有限公司），（分析纯，天津市科密欧化学试剂开发中心），硫酸铜（化学试剂，天津市博迪化工有限公司），丁基黄药（株洲选矿药剂厂），戊基黄药（长沙矿冶研讨院选矿所），松醇油（株洲选矿药剂厂），单质碘和碘化钾（分析纯，汕头市西陇化工厂）。对河南高硫矿进行了化学分析。首要化学成分列于表1。   表1  试样的首要化学组成（质量分数）/%Al2O3SiO2Fe2O3TiO2CaOK2ONa2OMgOST61.6212.654.603.003.001.810.080.420.96       （二）实验设备及仪器       实验一切设备及仪器包含浮选机，拌和机，pH计，过滤设备，电炉，烘箱，管状炉，石英管，滴定管等。       （三）实验办法       各添加剂预先装备成必定的浓度备用。药剂添加次序为：六偏磷酸钠→→硫酸铜→丁基黄药→戊基黄药→松醇油，实验中各药剂的用量及添加药剂后的拌和时刻见表2。实验所用脱硫浮选办法为简略的一段浮选。浮选产品别离过滤、洗刷、烘干后分析。   表2  药剂用量及拌和时刻药剂称号药剂用量/（g·L－1）拌和时刻/min碳酸钠 六偏磷酸钠硫酸铜 丁基黄药 戊基黄药 松醇油2.5 7.65×10－3 4.00×10－4 1.88×10－2 3.13×10－2 3.13×10－2 0.125  1 1 2 1 2 1       二、条件实验       选用六偏磷酸钠作为按捺剂，和硫酸铜作为活化剂，丁基黄药和戊基黄药作为捕收剂，对高硫铝土矿进行一段浮选脱硫条件实验，研讨各添加剂用量对浮选成果的影响。       （一）碳酸钠用量的影响       在pH＞11的高碱环境下，黄铁矿表面会有亲水的氢氧化物生成，进而浮选遭到按捺。碱性增强对黄铁矿的按捺不断增强。低pH值系统中难以浮选，乃至浮选没有泡沫，这与铝土矿结构以及实验条件有关。碳酸钠另一效果是对黄铁矿具有活化效果。在CO32－与HCO3－离子效果下，铁的氢氧化物又可转变成铁的碳酸盐，使黄铁矿表面掩盖的氢氧化物和硫酸盐脱落暴露出新鲜的表面。因而碳酸钠添加量对浮选的效果有较大的影响。按表2所示条件，进行了碳酸钠用量对脱硫效果的影响的研讨，成果见表3。   表3  碳酸钠用量条件实验成果碳酸钠用量/（g·L－1）pH值产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0.59.70低硫铝土矿 高硫尾矿82.44 17.560.41 3.5435.25 64.751.010.10低硫铝土矿 高硫尾矿89.91 10.090.420 5.7739.35 60.652.510.43低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 563.510.78低硫铝土矿 高硫尾矿93.4 26.580.48 7.7846.67 53.33       由表3可知，跟着碳酸钠用量的添加和矿浆pH值升高，高硫尾矿中硫的档次越来越高，硫的收回率在逐步下降，低硫铝土矿的产率较大起伏的升高，到碳酸钠用量为2.5g/L，pH值为10.43时，硫的档次达最大值，随后又开端下降，硫的收回率持续下降，低硫铝土矿的产率也到达最大值后又下降。由此可见碳酸钠对浮选具有较大影响。归纳考虑以上要素，高硫矿浮选碳酸钠用量应为2.5g/L，pH值为10.43左右。       （二）按捺剂用量的影响       六偏碳酸钠在含量高时对一水硬铝石具有按捺效果，但在pH＞10时，其按捺效果较弱，只要在较高用量的条件下才具有较强的按捺效果。六偏磷酸钠的按捺效果为在浮选过程中损坏和削弱一水硬铝石与捕收剂之间相互效果，增强一水硬铝石表面的亲水性。它的效果办法有3种：消除活化离子；在矿藏表面构成亲水薄膜；消除矿藏表面的活化薄膜。六偏磷酸钠一起可对矿浆起涣散效果。按表2所示条件，进行六偏磷酸钠用量对脱硫效果的影响，成果见表4。   表4  六偏碳酸钠用量条件实验成果六偏碳酸钠用量/（×10－3g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿93 70.54 6.5852.02 47.987.65低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 5615.30低硫铝土矿 高硫尾矿95.34 4.660.48 10.7947.68 52.32       由表4可知，跟着六偏碳酸钠用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先进步然后下降，硫的收回率也是先进步后下降，低硫铝土矿的产率在小起伏规模内改变。六偏碳酸钠用量以7.65×10－3g/L为宜。       （三）活化剂用量的影响       活化剂的效果是在矿藏表面生成促进捕收剂效果的薄膜。浮选电化学以为，某些硫化矿藏具有半导体性质和必定的电子传导才能，表面的静电位是HS－离子能否在其表面氧化生成元素S0的要害，当表面静电位Ems高于HS－氧化成S0的平衡电位时，则这种氧化在热力学上能够完成。黄铁矿表面静电位Ems高于HS－氧化成S0的平衡电位，因而HS－可能在黄铁矿表面氧化成元素（S0）。王淀佐等人测定了黄铁矿的表面静电位，在pH＞8今后一直高于EHS-/S0，所以HS－能够在其表面氧化。Na2S参加矿浆中后，矿浆中存在许多的HS－离子，黄铁矿因为表面静电位较高，对HS－离子有较强的电催化效果，HS－在其表面有如下反响：   HS（aq）－→HS（ad）－     HS（aq）－→H＋＋S（ad）0＋2e－       S0吸附于黄铁矿表面使其变得疏水，因而黄铁矿具有杰出的诱导可浮性。       当黄铁矿表面氧化较深时，可被Cu2＋活化。其机理为Cu2＋可替代黄铁矿品质中的Fe2＋使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附效果。铜离子比较简略进入黄铁矿的晶格，铜和硫的亲和性比铁和硫的亲和性更大，使黄铁矿表面构成铜膜，铜离子不影响矿藏晶格深处，在黄铁矿表面上掩盖铜相当于分散处理黄铁矿表面，即影响到黄铁矿表面的导电类型。黄铁矿为电子型半导体，晶格表面层上富集电子的表面，因而不能安稳的吸附黄药。一些二价Cu2＋从其表面取得电子，Cu2＋浓度下降为Cu2＋，使黄铁矿表面层电子浓度下降。黄铁矿表面导电性的转化，这时能安稳地吸附黄药。       综上所述，首要对黄铁矿起到诱导浮选效果，但因为黄铁矿镶嵌于结构杂乱的铝土矿中，且黄铁矿的含量小，尤其是当黄铁矿表面氧化较深时，对黄铁矿就起不了诱导浮选效果，而Cu2＋能够进入黄铁矿晶格中替代Fe2＋使表面生成含铜硫化膜然后增强对黄药的吸附效果。因而和硫酸铜均可起到活化效果，其用量多少对硫档次影响很大。按表2所示条件，别离进行了和硫酸铜用量对脱硫效果的影响研讨，成果别离见表5和表6。   表5  用量条件实验成果用量/（×10－4g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿95.25 4.750.50 10.1649.73 50.272低硫铝土矿 高硫尾矿94.12 5.880.48 8.5747.51 52.494低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 5610低硫铝土矿 高硫尾矿96.62 3.380.61 1161.27 38.73   表6  硫酸铜用量条件实验成果硫酸铜用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿92.89 7.110.48 7.2348.59 51.411.88低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 563.75低硫铝土矿 高硫尾矿93.20 6.800.55 6.5553.6 46.4       由表5可知，跟着用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先下降后升高，随后又下降，硫的收回首先升高后下降，低硫铝土矿的产率改变不大。用量以4×10－4g/L为宜。       由表6可知，跟着硫酸铜用量的添加，高硫尾矿中硫的档次先升高后下降，改变的起伏比较大，硫的收回首先逐步升高然后较大起伏的下降，低硫铝土矿的产率改变不大。硫酸铜用量以1.88×10－2g/L为宜。       （四）捕收剂用量及其品种的影响       在浮选中运用捕收剂，能够进步有用矿藏表面的疏水性。黄铁矿捕收剂首要是黄药类等捕收剂。在许多情况下，已成功地运用单一种捕收剂。但混合运用多种硫代捕收剂可大大进步硫化矿浮选目标。按表2所示条件，丁基黄药及戊基黄药用量对脱硫效果的影响成果别离见表7和表8。   表7  丁基黄药用量条件实验成果丁基黄药用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿94.29 5.710.55 7.8253.49 46.511.56低硫铝土矿 高硫尾矿95.10 4.900.57 8.5456.41 43.593.13低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 566.25低硫铝土矿 高硫尾矿97.06 3.740.50 12.9251.68 48.32   表8  戊基黄药用量条件实验成果戊基黄药用量/（×10－2g·L－1）产品称号产率/%S档次/%S收回率/%0低硫铝土矿 高硫尾矿96.62 3.380.56 12.4556.17 43.831.56低硫铝土矿 高硫尾矿95.69 4.310.45 12.344.78 55.223.13低硫铝土矿 高硫尾矿96 40.44 13.4444 566.25低硫铝土矿 高硫尾矿96.5 3.50.57 11.5957.74 42.26       由表7可知，跟着丁基黄药用量的添加，高硫尾矿中硫的档次和收回率都随之添加，然后下降，低硫铝土矿的产率在小规模内增大。丁基黄药对浮选效果具有较大影响。丁基黄药用量以3.13×10－2g/L为宜。       由表8可知，跟着戊基黄药用量的添加，高硫尾矿中硫的档次在小起伏内先升高后下降，硫的收回率在较大起伏内先升高后下降，低硫铝土矿的产率改变不大。戊基黄药对硫的收回率影响较大。戊基黄药用量以3.13×10－2g/L为宜。       三、优化条件的浮选成果       通过以上各条件实验的影响，得出高硫铝土矿一段浮选除硫的最佳条件实验为：碳酸钠用量2.5g/L，六偏磷酸钠用量为7.65×10－3g/L，拌和1min，用量为4.0×10－4g/L，拌和1min，硫酸铜用量为1.88×10－2g/L，拌和2min，丁基黄药用量为3.13×10－2g/L，拌和1min，戊基黄药用量为3.13×10－2g/L，拌和2min，松醇油用量为0.125g/L，拌和1min，实验成果见表9。   表9  原矿一段浮选实验成果产品称号产率/%S档次/%S收回率/%低硫铝土矿 高硫尾矿 原矿96 4 1000.44 13.44 0.9644 56 100       由表9可知，在优化的浮选条件下，原矿通过一段浮选即可取得硫档次高达的13.44%，收回率56%，而产率仅为4%的高硫尾矿；一起取得产率为96%，硫档次为0.44%的低硫铝土矿。这一成果比前苏联研讨人员浮选高硫铝土矿一段浮选尾矿含硫达9%的工艺目标还好。       对浮选所得低硫铝土矿和高硫尾矿进行化学分析，分析成果见表10。为了便于对照，将原矿相应数据也列于表10中。   表10  浮选产品化学分析成果（质量分数）/%产品称号Al2O3SiO2Fe2O3TiO2CaOK2ONa2OMgOST1）低硫铝土矿 高硫尾矿 原矿62.10 51.96 61.6212.83 8.18 12.654.17 14.94 4.602.95 4.71 3.003.07 1.43 3.001.85 0.95 1.810.08 0.11 0.080.42 0.40 0.420.44 13.44 0.96        1) 此为化学分析成果，不是荧光分析成果       由表10可知，一段浮选高硫尾矿的A/S比为6.35，与A/S比为4.87的原矿比较，高硫尾矿的A/S比高，这是因为铝比硅更简略浮选，成果导致高硫尾矿中A/S比稍高。因为被浮选的高硫尾矿产率不大，因而对低硫铝土矿的A/S比的影响不大。高硫尾矿中硫和铁含量比原矿明显进步，铁略有进步，其它元素含量都偏低。而低硫铝土矿与原矿比较，除了铝，硅以及钾比原矿略低高外，其它元素都有所下降。       四、结语       （一）选用浮选的办法，以碳酸钠为pH调整剂，六偏磷酸钠为按捺剂，和硫酸铜为活化剂，丁基黄药和戊基黄药为捕收剂，松醇油为起泡剂，进行高硫铝土矿的一段反浮选，取得硫含量高达13.44%，收回率56%，氧化铝含量为51.96%，而产率仅为4%的高硫尾矿，一起取得产率为96%，氧化铝含量为62.10%，硫档次为0.44%的低硫铝土矿。因为铝比硅更简略浮选，高硫尾矿的A/S比升高，但因为高硫尾矿的产率低，仅为4%，因而对低硫铝土矿的A/S比影响不大。       （二）对原矿进行一段浮选的最佳条件是：碳酸钠用量为2.50g/L，六偏磷酸钠用量为7.65×10－3g/L，用量为4.00×10－4g/L，硫酸铜用量为1.88×10－2g/L，丁基黄药用量为3.13×10－2g/L，戊基黄药用量为3.13×10－2g/L，松醇油用量为1.25×10－1g/L。矿浆最佳浮选pH值规模是10.4～10.5左右。       （三）本研讨测验一起运用2种活化剂，即和硫酸铜，活化的效果大于单一活化剂的效果，进步硫的浮选收回率。丁基黄药与戊基黄药2种捕收剂按份额混合运用可进步硫的档次及收回率。

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）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。

前苏联南乌拉尔铝土矿采用浮选法脱除硫化矿物和碳酸盐的工业试验取得成功。该矿石中一水软铝石和一水硬铝石占46%，方解石占19.0%，赤铁矿占12%，高岭石占6.6%和黄铁矿占4%。矿石经三段碎矿、三段磨矿，最终磨矿粒度为-200目占94%。浮选流程：硫化物经一次粗选、二次精选、二次扫选，分别得硫化物精矿和尾矿；其尾矿再浮选碳酸盐，经二次精选和二次扫选，分别可得到碳酸盐精矿和铝土矿精矿。其试验结果见表1，铝土精矿矿供拜耳法生产铝，碳酸盐精矿供烧结法炼铝，硫精矿作为氧化镍矿熔炼的硫化剂，矿石得到充分综合利用。 表1  浮选工业试验指标产品名称产率/%品位/%回收率/%Al2O3SiO2Fe2O3CO2SAl2O3SiO2Fe2O3CO2S硫精矿 碳酸盐精矿 铝土矿精矿 原 矿8.42 27.26 64.32 100.0027.90 19.42 50.49 40.124.54 4.01 8.18 6.7429.86 4.99 13.95 12.835.09 27.17 2.76 9.6128.68 0.69 0.19 2.225.86 13.19 80.95 100.005.67 16.23 78.10 100.0019.60 10.60 69.80 100.004.46 77.07 18.47 100.0086.02 8.47 5.51 100.00     北乌拉尔铝土矿采用筛分-光电拣选-浮选联合流程的工业试验也取得成功，其原矿铝土矿主要为一水硬铝石，铝硅比高达15，但硫和碳酸盐等有害杂质含量较高，分别为1.5%S和3.5%～3.6%CO2。硫主要分布于黄铁矿类型矿石，CO2则集中于碳酸盐矿石中。碎矿后硫和碳酸盐绝大部分集中在+200mm粒级，-200mm粒级中杂质含量较低，可供拜耳法炼铝。粗粒级进行光电选矿和浮选，光电拣选的精矿供拜耳法炼铝原料，尾矿用浮选脱硫，硫精矿作氧化镍溶炼的硫化剂，浮选尾矿烧结法炼铝。该流程特点是利用硫化物和碳酸盐在矿石中的不均匀性和光学性质上的差异采用简单的筛选和光电选别。     为此，在20世纪80年代初建成日处理能力为250～300t贝斯铝土矿选矿厂，主要处理南乌拉尔和北乌拉尔铝土矿，脱除硫化物和碳酸盐等有害杂质。该厂从碎矿、预选、磨矿、分级和浮选、脱水过滤等均进行了系统的工业试验，并取得了良好可靠的技术经济指标。

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。

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%。

摘要：对某地低品位钒钛磁铁矿石(含V205为0．22％、仉为25．8％、TiO2为5．35％)采用优先浮选．磁选．重选联合工艺，在回收主元素Fe、Ti的同时，还综合回收了V、Co、S、P伴生组分，分别获得含V2()5为0．76％、Fe为66．75％、S为0．019％、P为0．008％的优质铁精矿；含Co为0．35％、S为33．28％的合格钴硫精矿；含n02为43．88％、S为0．096％、P为O．078％的合格钛精矿；含P，Q为31·24％的合格磷精矿；使矿石中对主产品铁、钛精矿有害成分s、P及有用成分v、Co最大限度地转化为有价可销售的副产品，增加主产品的附加值，提高了综合工艺技术指标及综合经济效益。   关键词：综合回收；优先浮选；最大限度；钒；钴：硫：磷提高矿产资源的综合利用技术水平，为经济社会的可持续性发展提供良好的资源保证，是当前所面临的一个重要课题。目前我国金属矿产综合利用率仅为30％左右，如资源利用较好的企业攀枝花钢铁公司，对钒钛磁铁矿石只回收了Fe、v、Tj元素，而co、Ni、Cr、Ga等元素还没有回收利用。从国外综合回收来看，美国、日本的cu、Pb、zn、Ni多金属矿山矿产综合利用率为76％一90％，美国黄金产量40％、白银75％，加拿大黄金产量30％都是通过综合利用回收的。 近年来作者在金属矿山矿石选冶工艺中，对综合回收伴生有价组分进行了一些试验研究，取得了一定成绩。本文就某地低品位钒钛磁铁矿石中综合回收钒、钴、硫、磷的选矿工艺特点作了介绍。 1矿石矿物学分析 1．1矿物组成及嵌布特征   矿石中主要铁矿物为含钒磁铁矿，其中钒以类质同象状态存在，矿物量16％左右，含钛主要矿物为钛铁矿，含量10％左右。磁铁矿和钛铁矿主要呈自形晶与黄铁矿、辉石、角闪石晶体形成晶隙结构、包围结构及海绵陨铁结构。     磁铁矿嵌布粒度一般在0．3～0．6 mm，钛铁矿嵌布粒度在0．2～0．5 mill之间，并有部分微细粒(0．02。0．005 mm)呈星点浸染状或包含在辉石等脉石中。     矿石中含硫矿物主要为含C0黄铁矿，其次为少量磁黄铁矿，其中co亦呈类质同象赋存于黄铁矿中。含磷矿物为磷灰石，自形晶，长柱状与铁、钛矿物和辉石、角闪石、黄铁矿等呈平直连生。弱磁性脉石矿物辉石含量约40％，普遍受绿帘石化，绿泥石化，透闪一阳起石化交代，内含细粒．微细粒浸染状少量铁、钛矿物而具有弱磁性。角闪石含量约7％左右，内含少量微粒铁、钛矿物，亦具有弱磁性。     2选矿工艺流程及试验结果讨论     国内外选矿试验研究及选矿生产实践表明，原生钒钛磁铁矿均系多金属共生矿石，需采用多种选矿方法组成联合流程进行选别。通常采用浮一磁一重、磁．重．浮、磁一浮．重一浮、浮．弱磁．强磁．重等工艺流程。     该矿石性质研究查明，矿石中伴生多种有价成分。原矿中V2O5为0．22％、Co为0．018％、S为0．89％、P为0．58％，均达到综合回收品位，故选矿工艺中应考虑采用联合工艺流程，在回收主元素Fe、Ti的同时，综合回收v、C0、S、P组分。矿石中v、Co呈类质同象状态分别赋存于磁铁矿和黄铁矿中，可通过富集磁铁矿和黄铁矿而达到同步富集相应载体矿物的目的。矿石中S、P元素均为主产品Fe、Ti的有害杂质，试验研究必须采用除s、P工艺，同时综合回收产出可销售的副产品钴硫精矿和磷精矿。作者认为，综合回收技术指标高低将直接影响除杂效果，也是本研究的技术关键。 2．1磁选．重选．浮选工艺对综合回收指标影响 磁选．重选．   该工艺试验结果表明，弱磁选获取的钒铁精矿中 v2O5品位0．6％以上，Fe品位60％以上，P品位0．1％以下，而S品位在0．4％左右，未达合格钒铁矿产品中 s的允许含量。钒铁精矿中s含量高的原因是矿石中有0．22％的S为磁黄铁矿中的S，这部分磁黄铁矿通过磁选随磁铁矿同时进入钒铁精矿中，导致s品位偏高，重选获得钛精矿Ti02品位大于40％，S、P含量均小于0．3％，为合格产品，浮选获得钴硫精矿Co品位大于0．2％，S大于30％，磷精矿中P2O5品位大于30％，均为可销售产品。    由于该工艺中钒铁精矿中S较高(0．4％左右)，必须进一步除s才能获得合格钒铁精矿。 2．2浮选一弱磁强磁一浮选工艺对综合回收指标影响     该工艺特点是通过浮选除S，使含co黄铁矿及少量磁黄铁矿一同进入钴硫精矿中，降低浮尾磁选时钒铁精矿中s的含量，同时提高co、s的回收率。   试验结果表明，钴硫精矿中co品位0．2％以上，回收率50％左右，s品位30％以上，回收率90％以上，这说明c0、S采用浮选回收是可行的。弱磁产出的钒铁精矿中S、P均小于0．1％，达到除s、P的目的。钒铁精矿Fe品位大于60％，V20，品位大于0．7％，符合优质钒铁精矿质量要求。弱磁选尾矿经强磁选3次选别，最终钛精矿Ti02品位25％左右，S、P品位均小于0．1％。钛精矿TiO2品位未达到40％，经过详查和分析，原因是矿石中钛矿物和共生脉石矿物角闪石、绿泥石、绿帘石均具有弱磁性，不能有效分离，也证明强磁选富集钛矿物不能得最终产品。2．3优先浮选．弱磁一重选工艺对综合回收指标影响     在前二种选别工艺试验研究基础上，为进一步提高Fe、Ti主产品质量及综合回收技术指标，确定采用优先浮选一弱磁．重选工艺进行探讨和条件试验，该工艺技术思路为：在一段磨矿细度条件下，优先浮选，获得钴硫精矿，再浮选，获磷精矿，使C0、S、P最大限度富集在相应的精矿产品中，同时除杂效果也彻底，使浮尾经磁选富集的钒铁精矿、磁尾经重选富集的钛精矿中 S、P降至最低，提高Fe、Ti产品质量及销售价格。   试验研究进行了探索试验、条件试验、浮选闭路试验、全流程综合条件试验，选用一段磨矿细度为一0．074 mln粒级占65％，经二粗一精一扫浮选作业，获得合格钴硫精矿；经二粗三精一扫浮选作业，获得合格磷精矿；浮选尾矿经一粗一精磁选作业，产出优质钒铁精矿；磁尾经重选(摇床)选别，获得合格钛精矿，Fe、Ti精矿中的S、P品位均降至0．1％以下。 表4试验结果说明，此工艺处理该矿石是适宜的，每种方法选别均可获得合格精矿产品，既达到对Fe、Ti产品除杂目的，同时也综合回收co、V、S、P有价组分，并获得良好的选矿技术指标。3结  语     1)本研究经多方案工艺流程对比，确定一段磨矿细度为一0．074 nlln粒级占65％条件下，进行优先浮选．弱磁．重选工艺流程，以Fe、Ti为主综合回收v、co、s、 P有价成分，达到充分有效利用矿产资源，提高Fe、Ti产品附加值及矿山技术经济指标。     2)矿石中主元素Fe、Ti品位低，其中可回收富集的磁铁矿中Fe品位仅12．78％，30％的铁赋存在硅酸盐脉石及其它矿物中，难以回收。脉石中还有17．24％的TiO’也无法回收。     3)采用优先浮选工艺除S、P杂质效果明显、彻底，使Fe、Ti精矿中S、P含量降至0．1％以下，提高了主产品质量同时，使Co、S、P最大限度富集在相应的精矿中，S、P回收率达90％以上。 4)本研究推荐的优选浮选．弱磁．重选工艺流程畅通，选矿条件简单，投资少，生产成本低，易于工业化，有利于矿山开发。

烃基磺酸钠、烷基硫酸钠、烃基、烃基胂酸等。从它们的分子结构看，也是一端为极性基其它端为非极性基的复极性化合物。本章所述药剂都可作氧化矿捕收剂，前两种可替代脂肪酸，而含磷、砷的捕收剂选择性强，对锡石和黑钨浮选作用较好。一、结构 烃基磺酸钠视其烃基不同又可分为烷基磺酸钠 和烷基芳基磺酸钠，它们的通式如下： RSO3Na R-Ar-SO3Na RO-SO3Na 烷基磺酸钠烷基芳基磺酸钠 烷基硫酸钠 二、性质 (1)烃基磺酸钠和烷基硫酸钠均为白色粉状物，易溶于水，毒性很低。 (2)烃基磺酸分子中的C-S键很安稳，因而烃基磺酸钠不易分化，配成溶液后，放置好久均可运用， 不会失掉洗刷才能和捕收才能。 (3)烷基硫酸钠与烃基磺酸钠不同，能水解称醇和 ：RO-SO3Na+H2O→ROH+NaHSO4 特别是在加热条件下水解更快，因而，烷基硫酸钠 溶液放置过久，会部分水解下降其捕收才能，运用时应当天制造的溶液当天运用为好。

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。

生物冶金技能工业化始于20世纪60年代的铜矿、铀矿,到了20世纪80年代生物冶金技能发展愈加敏捷,并在铜、铀、金等生物冶金方面大规模工业运用,生物冶金的研讨与运用范畴已由铜、铀、金等的提取向镍、钴、锌、钼、磷、煤脱硫等范畴拓宽,到1999年镍钴矿的生物提取也相继完成了工业运用,标志着镍钴矿的生物冶金已从实验室走向工业化运用。实践证明,选用生物法提镍钴生产成本远低于传统工艺的生产成本。 从80年代起,国内一些从事根底研讨的单位如北京有色金属研讨总院、中国科学院进程工程研讨所、中南大学等开端硫化镍矿细菌浸出机制的研讨,对细菌浸镍的电化学机制进行研讨后以为,镍黄铁矿的细菌浸出受复合作用机制操控。北京有色金属研讨总院已从金川镍矿选育出优秀浸镍菌株,贫矿和尾矿镍浸出率别离达88%和87%以上,通过激光诱变技能选育耐受高pH值的浸镍硫杆菌,初步解决金川镍矿耗酸脉石多而导致的pH值不稳,然后影响细菌活性的难题,展现了生物冶金技能在我国镍矿资源的开发利用方面具有杰出的运用远景。 本研讨挑选高砷硫低镍钴硫化矿为研讨目标,其含镍首要矿藏是辉砷镍矿,在浸出镍的一起,砷也一起浸出。而砷含量高,对细菌的正常成长与繁衍活动影响大。与现在文献报导的含镍黄铁矿或含镍磁黄铁矿的细菌浸出比较,需进行抗砷细菌的挑选与改进研讨,进步细菌浸矿功率。本研讨通过选用化学分析和偏光矿相显微镜矿藏判定等现代工艺矿藏学研讨办法、现代微生物驯化育种技能和浸矿活性检测技能以及矿石摇瓶细菌浸出办法等,具体研讨了生物浸出工艺矿藏学、抗毒性强的高效浸矿菌种的选育和细菌浸出要害工艺参数,取得了高砷硫低镍钴硫化矿生物浸出的高效浸矿菌种和生物浸出最优工艺参数,为进一步展开低档次硫化镍钴矿的生物提取研讨供给了技能根底。 一、研讨办法、材料和浸矿菌种 （一）研讨办法 矿石工艺矿藏学研讨办法:挑选具有代表性的矿石标本,通过切开、粗磨、细磨和抛光等工序制成光片,然后在矿相显微镜下进行矿藏品种的判定和矿藏数量的计算,并通过矿石样品中ICP2MS化学分析,定量查定矿藏的化学组成。 浸矿菌的选育与驯化办法:依据矿石的理化性质和矿石组成,挑选合适的原始浸矿菌株,在9K培育基中参加必定浓度的Ni2+,Co2+金属离子和,然后逐渐进步Ni2+,Co2+金属离子和浓度,并每次转接于高砷硫低镍钴硫化矿粉浸出系统中进行进步浸矿功能和抗毒性驯化。一起,选用亚铁离子氧化速率法、生物显微镜直接计数法及氧化复原电位法测定驯化菌的浸矿活性。 矿石细菌摇瓶浸出实验办法:称取必定量的矿粉,加到300ml的三角瓶中,放入压力锅中蒸汽消毒20min,冷却后接入已消毒的细菌根底培育基,调酸度至所需的pH值,使之安稳,然后接入细菌,置于空气恒温摇床振动浸出。在浸出进程中,每天测定矿浆pH值、电位一次,用20%的稀H2SO4或10%NaOH溶液调矿浆pH值。浸出完毕后,浸出渣过滤、洗刷、烘干,浸出渣和浸出液别离分析化验。 （二）实验和检测仪器 偏光矿相显微镜:矿藏的判定;控温无级调速摇床:菌种的培育;高压灭菌锅:器皿和培育基的灭菌;Thermo orion model 868电位pH计:检测细菌培育和浸出进程pH值;电位差计:检测菌液与矿浆的电位(vs.SCE),选用的电极为标准甘电极和铂电极;生物显微镜(含CCD数码摄像和传输)系统:检测溶液中的细菌活性;原子吸收光谱分析仪:分析浸出液和浸渣的金属元素的含量;分光光度计:检测细菌浓度及分析浸出液和浸渣的金属 （三）材料 运用的化学试剂(分析纯)首要有:硫酸亚铁、硫酸铵、硫酸镁、、磷酸氢二钾、、、硫酸、、、磷酸、等。 （四）浸矿菌种 实验用的原始浸矿菌种为Retech Ⅰ,Retech Ⅲ,Retech Ⅴ。 二、工艺矿藏学研讨成果 矿石的化学组成见表1。矿石中首要有利成分是镍和钴,其他有用组分 表1  矿石的化学组成Mn,Pb,Cu,Zn含量较低,有害组分为砷。构成矿石的金属矿藏的组分首要是铁、硫,构成脉石矿藏的组分首要是二氧化硅和三氧化二铝,氧化钙和氧化镁等均较低。 构成矿石的各种矿藏的相对含量见表2。矿石中金属矿藏首要是黄铁矿,其次是白铁矿、胶黄铁矿和褐铁矿、赤铁矿;含镍矿藏为辉砷镍矿、碧矾、针镍矿、斜方砷镍矿、镍华等。脉石矿藏首要是石英、水云母,还有少数绿泥石;碳酸盐类矿藏很少,还有少数菱铁矿、菱镁矿。 表2  矿石的矿藏组成及相对含量 黄铁矿是有利组分镍、钴的首要载体矿藏;黄铁矿遍及结晶程度差,结构松懈,易被细菌浸蚀,镍、钴也简单被浸取。 矿石中存在一部分颗粒微细的含镍矿藏,并且涣散在结构细密的脉石中,不易单体解离或暴露,在生物浸出中含菌高铁液难于与之触摸,这将是影响镍浸出率的首要原因。 上述矿石的物质组成研讨成果标明,生物浸出进程中矿石耗酸量小;因为矿石中金属硫化矿的硫和铁含量较高,并且以黄铁矿中的硫和铁为主,因而细菌浸出镍、钴时,也氧化黄铁矿而产出较多的酸和浸出较多的铁,这关于生物浸出液中的镍和钴的提取发生晦气影响。 三、浸矿微生物的挑选、驯化与活性测定 （一）浸矿微生物的挑选 依据矿石的理化性质和矿石组成,从生物冶金国家工程实验室浸矿菌种库中挑选合适的实验用菌株,别离编号为Retech Ⅰ,Retech Ⅲ,Retech Ⅴ,用无铁9K培育基进行高砷硫低镍钴硫化矿挑选性驯化研讨,其成果如表3所示。 表3　浸矿菌株的挑选实验成果由表3可见,Retech Ⅲ的菌种较习惯于该高砷硫低镍钴硫化矿石浸出,镍钴浸出作用较好。因而,菌种的驯化作业以RetechⅢ菌种进行。 （二）浸矿微生物的驯化 对菌株Retech Ⅲ的驯化首要是为了进步其对该矿石性质的习惯性和对金属离子Ni2+,Co2+和砷的耐受才能。驯化进程是直接在9K培育基中参加必定浓度的Ni2+,Co2+金属离子和,然后逐渐进步Ni2+,Co2+金属离子和浓度,并每次转接于矿石浸出系统中进行驯化。第一代驯化条件:Ni2+1g·L-1,Co2+0.5g·L-1,As0.5g·L-1;第二代驯化条件:Ni2+2.5g·L-1,Co2+1.5g·L-1,As1.0g·L-1;第三代驯化条件:Ni2+5.0g·L-1,Co2+3.0g·L-1,As2.5g·L-1。实验成果见表4。 表4　RetechⅢ习惯性驯化浸出实验成果实验成果标明,通过实践矿石和金属离子Ni2+,Co2+,驯化后的菌株,其抗毒性和浸镍、钴才能得到进步,标明该菌株的习惯性和浸出活性经驯化后在实践矿石中的安稳性增强。 （三）浸矿微生物的活性测定 浸矿微生物的活性是细菌浸矿的重要参数。为了调查Retech Ⅲ三代驯化菌的浸矿活性,选用了亚铁离子氧化速率法、生物显微镜直接计数法及氧化复原电位法测定了Retech Ⅲ三代驯化菌的浸矿活性,测定条件为:9K培育基,Ni2+5.0g·L-1,Co2+3.0g·L-1,As2.5g·L-1,初始菌浓度3.78×105cells·ml-1,摇床温度30℃、转速145r·min-1,成果见图1～3。图1  Retech Ⅲ三代驯化菌氧化Fe2+为Fe3+速率的改变曲线图2  细菌培育时菌液氧化复原电位的改变曲线图3  细菌培育时刻与菌液中活细菌浓度对数的改变曲线 对Retech Ⅲ三代驯化菌的浸矿活性测定成果标明:该菌株具有较高的活性,将Fe2+氧化为Fe3+速率到达1.4g·(L·h)-1;细菌繁衍速度快,细菌浓度由初始时的3.78×105cells·ml-1培育60h到达1.67×108cells·ml-1,安稳时较长;溶液的电位挨近600(mV,vs.SCE),氧化才能强。 四、镍和钴生物浸出实验成果与分析 （一）有菌与无菌比照实验 实验条件:矿浆浓度5%,矿浆pH值为2.0,浸出时刻为16d,浸出温度30.3℃,摇床转速为145r·min-1,其他实验条件及成果见表5。 表5　有菌与无窥比照实验成果（二）浸出介质初始pH值对生物浸出镍和钴的影响 实验条件:矿浆浓度5%,细菌接种量为20%,浸出时刻为20d,浸出温度30.3℃,摇床转速为145r·min-1,其他实验条件及成果见表6。 表6　浸出介质初始pH值实验成果实验成果标明:浸出介质的初始pH值对该高砷镍钴矿中镍和钴的浸出影响较显着,过高和过低的初始pH值都晦气于镍和钴的浸出。因而,挑选适宜的浸出介质pH值(1.50～2.0),并可以安稳操控该pH值,对进步镍和钴的浸出率是非常有利的。一起,也标明晰浸出实验所运用的细菌,其最佳成长的pH值是在1.50～2.0之间。 （三）细菌接种量与生物浸出镍和钴之间的联系 　细菌接种量及实验成果见表7,其他实验条件为:矿浆浓度为5%,浸出介质初始pH值为1.90,浸出时刻为20d,浸出温度30.3℃,摇床转速为145r·min-1。 表7　细菌接种量实验成果 实验成果标明:镍、钴浸出率受细菌接种量的巨细影响,在无菌浸出时镍、钴浸出率别离只要23.92%和26.25%,接种量达30%后,镍、钴浸出率别离到达71.23%和97.52%,标明增大细菌接种量有利于加速镍、钴的浸出速率。其首要原因是增大细菌接种浓度,缩短了细菌在新的浸出环境中的习惯期,即缩短了细菌的阻滞期而快速进入细菌成长繁衍期和安稳时。 （四）矿浆浓度对生物浸出镍和钴的影响 矿浆浓度及实验成果见表8,其他实验条件为:细菌接种量为20%,浸出介质初始pH值为1190,浸出温度30.3℃,摇床转速为145r·min-1。 表8　矿浆浓度实验成果实验成果标明:在浸出时刻满足长的情况下,矿浆浓度对镍钴的细菌浸出影响不大;只要在短时刻的细菌浸出进程中,矿浆浓度对镍、钴的浸出速率存在较大影响。细菌浸出10d,矿浆浓度在10%以内,镍的浸出率均挨近60%,钴的浸出率均挨近80%,而矿浆浓度在15%以上,镍和钴的浸出速率急剧下降,镍和钴的浸出率别离下降到45%和60%左右;细菌浸出20d,矿浆浓度5%～30%,镍和钴的浸出率别离到达70%和97%。 （五）浸出周期对生物浸出镍和钴的影响 浸出周期及实验成果见表9,其他实验条件为:矿浆浓度为10%,细菌接种量为20%,浸出介质初始pH值为1.90,浸出温度30.3℃,摇床转速为145r·min-1。 表9　浸出周期实验成果实验成果标明:浸出周期对镍、钴浸出率有较大影响。跟着浸出周期的延伸,镍、钴浸出率进步,但当浸出周期延伸到20d后,持续延伸浸出周期,镍、钴浸出率进步的起伏逐渐削减,浸出周期延伸到100d,镍、钴浸出率别离到达85.46%和99.23%,矿石中的钴根本被彻底浸出。 （六）生物浸出工艺参数优化实验成果 高砷低档次硫化镍钴矿生物浸出工艺参数优化实验是依据矿石的生物浸出工艺矿藏学研讨成果和镍钴硫化矿的生物浸出特征,调查了生物浸镍钴的首要影响要素。通过对浸出介质、浸矿微生物、浸出周期、矿浆浓度、温度等首要影响要素的实验研讨,取得的最优工艺参数如下:浸矿菌株为Retech Ⅲ三代驯化浸矿菌株、矿浆浓度为10%、细菌接种量为20%、浸出矿浆pH值为1.5～2.0、浸出矿浆温度为30℃、浸出时刻为20d、摇床转速为145r·min-1。依照上述最优工艺参数进行实验,镍和钴的浸出率别离到达72.33%和98.58%。 五、定论 （一）某高砷硫低镍钴硫化矿矿石中存在一部分颗粒微细并涣散在结构细密的脉石中的含镍矿藏,是影响镍细菌浸出率的首要原因;因为矿石中酸可溶脉石量少以及黄铁矿中的硫和铁含量高,因而生物浸出进程中,矿石耗酸量小,而细菌氧化黄铁矿而产出较多的酸和浸出较多的铁,这关于生物浸出液中的镍和钴的提取发生晦气影响。 （二）挑选的Retech Ⅲ菌种通过驯化后较习惯于某高砷硫低镍钴硫化矿的浸出,镍钴浸出作用较好,菌可以耐受较高的镍、钴和砷等重金属离子浓度的毒性,浸矿活性高,细菌氧化Fe2+为Fe3+的才能到达1.4g·L-1·h-1;细菌繁衍速度快,细菌培育60h,菌浓度由初始时的3.78×105cells·ml-1上升到1.67×108cells·ml-1,安稳时较长;溶液的电位挨近600(mV,vs.SCE),氧化才能强。 （三）通过对生物浸出镍、钴工艺条件优化研讨后,进步了某高砷硫低镍钴硫化矿的镍、钴细菌浸出率,取得了合适该矿石性质的高效浸矿菌株Retech Ⅲ三代驯化菌和细菌浸出的工艺技能参数,镍、钴的浸出率别离到达85.46%和99.23%。

老厂网状矿选矿厂是云锡集团矿业开发有限责任公司日处理1300t的重选厂。该厂自1992年投产以来，一直以处理氧化脉锡矿为主，分为一、二两个系统，采用三段磨矿、三次选别、次精矿集中复洗、溢流单独处理的选矿工艺流程。近年来，随着原矿资源的变化，砂锡资源逐渐消失，继而出现的是复杂难选的含铁较高的锡、铁、砷、铜等相互共生的锡石多金属氧硫混合矿、残渣矿、渣子矿等。为了适应原矿性质的变化，该厂在原矿制备、工艺流程改进、新设备应用等方面进行了一系列的实践探索，目前主要选矿指标已达到同类选矿厂的较好水平。其中，锡粗精矿品位18%～19%，锡回收率为75%～79%。在生产实践中，我们掌握了一些锡石多金属氧硫混合矿选矿的特点，在改进工艺流程方面探索出了一些新路子，获得了该类型选矿厂技术管理的一些经验。 一、原矿性质 原矿具有以下特点： 1、含锡、铜、砷、铁高，属锡石多金属共生的氧硫混合矿，经济价值高。 表1  原矿光谱分析结果表2  原矿多元素化学分析结果表3  原矿粒度分析结果表4  锡物相分析结果2、锡石结晶粒度较细，单体解离度差。当原矿破碎至－1.2mm时，有36.59%的锡石属包裹体，并与黄铁矿、磁黄铁矿、褐铁矿、毒砂、云母、方解石、石英、萤石等致密共生，呈包裹及半包裹状态赋存，属难选的锡矿石。 二、生产流程及其特点 原矿采用三段开路碎矿、一段磨矿流程，锡重选采用三段磨矿、三段摇床选别、次精矿集中复洗、溢流单独处理流程；脱杂硫化物回收铜硫金属采用一次粗选、一次扫选、三次精选的混合浮选工艺。生产原则流程见下图。选矿原则流程图 （一）采用高效破碎设备，改造原矿制备流程，实施多碎少磨、以碎代磨网状矿选矿厂原设计处理大陡山网状矿，选前设有复杂的破碎系统和重介质脱废系统。1992年后，选矿厂几经改造，逐步形成了现在处理锡石多金属氧硫混合矿、残渣矿、渣子矿等多个矿种，生产规模为日处理1300t的重选厂。 该厂原矿制备作业原是采用PEF颚式破碎机一次粗碎、两次中细碎，3台中1500mm×3000mm棒磨机作为一段磨矿的工艺流程。存在问题是矿石破碎最终产品粒度粗，＋80mm产率占10%，导致一段磨矿机人磨矿石粒度粗，处理能力低，磨矿机技术效率低，磨不细及过粉碎同时存在，因此原矿制备流程的技术改造势在必行。 由于碎矿的效率高，而磨矿的效率低，作为选矿前的矿料破碎，增大破碎任务而减小效率低的磨矿任务是实施多碎少磨、以碎代磨的技术实质。在充分论证的基础上，决定技术改造的基本方案是采用具有世界先进水平的诺德伯格(Nordberg)GPl00圆锥破碎机代替2台PEF250mm×400mm和l台PEF150mm×750mm颚式破碎机，靠设备优越的技术性能来确保产品粒度。2004年3月投资90多万元安装1台诺德伯格GP100M圆锥破碎机作为中碎设备，2007年1月又投资安装1台诺德伯格GP100MF圆锥破碎机作为细碎设备。 诺德伯格GP100系列圆锥破碎机具有以下特点：1、设备结构简单、性能可靠、调节维修方便，产品粒度均匀，衬板损耗小；2、处理能力大，破碎效率高，可以挤满给矿，满腔破碎；3、设备运转平稳、噪音小。诺德伯格GP100MF圆锥破碎机技术参数见表5。 表5  诺德伯格GP100MF圆锥破碎机技术参数为了保证圆锥破碎机的给矿质量，包括控制最大粒度，减少排泥量及排除杂物。具体改造方案是：1、保持碎矿机前的筛分洗矿作业，减少破碎机给矿含泥量，为顺利排矿和减少粉尘创造条件；2、保留PEF250mm×400mm颚式破碎机作二次碎矿，排矿粒度控制在85mm以下；3、将ZDSM1555型单层直线振动条筛改为双层，上层条筛间距50mm，下层中22mm的有眼筛板。上层条筛筛上产品进入PEF250mm×400mm颚式破碎机，下层有眼筛板筛上产品进入GP100M圆锥破碎机。4、坚持在皮带运输机上使用电磁除铁装置，减少异物引起的故障。 表6  改造前后处理残渣矿碎矿产品粒度组成经过原矿制备系统的改造，碎矿最终产品粒度从35ram下降到25mm，实现了多碎少磨，以碎代磨，细碎入磨。由于一段磨矿人磨粒度的降低，扩大了一段磨矿处理能力。2007年1月23日实际生产流程考察测定，2台磨机合计处理能力由44.12t/h提高到51.00t/11，处理氧化矿能力提高了15.6%。磨矿产品粒度－1.2mm达到92.74%，磨机技术效率达79.87%，碎矿系统改造取得了好的效果。 （二）选前抛废。提高入选品位 该厂在处理残渣矿、渣子矿、锡石多金属氧硫混合矿时，由于这类矿石的采矿贫化率较高，因而矿石的预选是值得注意的问题。我们考虑振筛结合手选的工艺，以尽早丢弃大量单体粗废石。2006年3月在完成对碎矿流程的调整后，利用直线振筛改变筛孔形状和尺寸，将振筛上层条筛间距定为50mm宽，筛上物料结合手选工艺，对处理低品位矿石进行大量抛废。2006年1～10月份共处理坑下供给残渣矿455t。通过抛废措施，人选品位由0.15%提高到0.34%，抛废率达36%。入选量由日处理1000t，、提高到日处理1400t。生产实践表明，这是“该丢早丢”、节省磨矿费用、降低选矿成本的有效方法。 （三）浮选脱杂除硫工艺的运用 网选厂由于处理矿种的多样性，选别工艺流程上也针对处理矿种的多变性，采取以变对变的策略，在处理氧化矿、残渣矿、渣子矿时采用纯重选生产工艺；在处理锡石多金属共生的氧硫混合矿时则采用浮选－重选生产工艺，首先采用浮选脱除硫化物杂质，降低硫化物对重选锡石分选的影响，然后用云锡传统的阶段磨矿、阶段选别的重选流程回收锡金属。2001年6月，网选厂开始采用浮选脱杂工艺，几年来的生产实践表明，浮选脱杂效果的好坏直接影响到重选锡石回收的效果。由于该厂过去是纯重选流程，原矿制备入选粒度较粗，因此浮选脱杂效果不太理想。但要改变人选粒度困难较大，一是磨矿能力不够，二是厂房条件限制；再者，该厂以选锡为主，附带从脱杂泡沫中回收铜金属。由于锡石性脆，为避免锡石过粉碎而影响锡的回收，不宜细磨，工艺上除硫浮选脱杂是为选锡服务。浮选脱杂的好坏对提高锡的回收率有着重要的影响。 网选厂浮选脱除硫化物杂质占原矿产率为19%～25%，锡损失率为4%以下。通过浮选脱杂，原矿锡品位从0.744%。1.385%提高到0.886%～1.772%。由于大密度硫化物杂质的脱除，致使摇床精矿端分带明显，锡精矿接取易于操作，为锡金属的有效回收创造了良好的条件。 （四）复洗系统工艺的改进 复洗系统，是砂矿系统各段摇床的次精矿集中选别的工艺流程。2006年以前，该厂采用各段床的次精矿集中预先复洗，中矿再磨再选的一次磨矿、两次选别流程。2006年1～6月，根据生产存在的问题，复洗系统流程又改进为：各段床次精矿集中预先复洗，预先复洗中矿经磨矿后进入一次复洗，一次复洗中矿再磨后进两次复洗。流程改造为两次磨矿、三次选别的工艺。改造后复洗系统锡综合回收率由改造前的14.97%提高到改造后的16.77%，提高了1.8%，年创经济效益124万元。 2006年6月以来，由于锡石多金属共生的氧硫混合矿含杂质较高，锡与铁、硫、砷等杂质致密共生，嵌布粒度细，几种矿物密度接近，密度差值小，因而摇床难以分选。另外，由于各段床次精矿粒度较粗，其间没有解离的连生体大量富集到次精矿复洗系统，对复洗系统再度形成高杂质给矿，极大地影响着复洗系统的产品质量及选矿回收率。因此，该厂再次将复洗系统工艺改进为：各段别次精矿集中入磨，磨后浮选脱杂，脱杂后人预复床选别，预复床中矿再磨后进复一床。形成浮选—重选结合、两段磨矿两次摇床分选的新工艺。该工艺旨在减小硫化物对复洗系统分选的影响，同时对脱杂泡沫中的有价铜金属进行回收，使资源得以充分回收利用，达到提高复洗系统产品质量及选矿回收率的目的。 改造前后的生产统计数据对比：改造前复洗系统锡粗精矿品位16.09%，回收率15.87%，改造后粗精矿品位16.84%，回收率17.15%。通过技术改造，不仅锡回收率提高了1.28%，而且还提高了锡产品质量。年创经济效益85万元。 （五）高频振动细筛的应用 网状矿选厂选别车间一段磨为西1500mm×3000mm球磨机与螺旋分级机闭路磨矿。由于螺旋分级机是按矿石在介质水中的沉降速度不同进行分级，一方面分级效率低，进入浮选脱杂作业粒度粗，导致浮选脱杂不彻底，浮选机沉槽，被迫常常开启槽底事故闸阀放粗砂，影响生产；一方面又存在部分细粒单体锡石的再磨形成过粉碎。考虑到筛分是按物料粒度分级，因此，该厂于2007年1月引进HGZS高频振动细筛配合螺旋分级机联合使用，与一段磨矿形成闭路，作为一段磨矿的预先筛分和检查筛分。高频振动细筛具有处理量大，筛分效率高、能耗少、运行可靠、重量轻、操作维修方便等特点。通过2007年2月8日生产考察测定，高频振动细筛筛分效率达90.35%。 （六）脱杂硫化物中铜的回收 脱杂硫化物经磨矿后采用一次粗选、一次扫选、三次精选的浮选工艺。该锡石多金属氧硫混合矿中的铜、硫、砷三种矿物活性较强，可浮性相当好，铜硫分离困难。按照常规的药剂制度很难使硫、砷杂质有效抑制。在铜硫分离中，CaO的用量是整个分离浮选的关键性因素，CaO的添加必须达到14kg/t才能使硫、砷杂质有效抑制。CaO用量为8kg/t时，铜精矿中含砷品位5.18%，砷的混杂率为91.92%。CaO用量增加到14kg/t后，铜精矿中含砷降到1.537%，砷的混杂率降到9.16%。 三、结语 网状矿选矿厂经过多年来的生产实践，初步掌握了处理锡石多金属氧硫混合矿选矿的技术关键： 1、解离是选锡的前提。由于锡石多金属氧硫混合矿中的有用矿物多为致密共生，如不把锡石从矿石中解离出来，就无法进行锡的选收，因此选前必须进行充分的破碎及磨矿。在磨矿时应遵循的原则是：既要达到锡石的充分单体解离，又要避免其过粉碎。生产实践经验是“阶段磨矿，阶段选别”，尽量做到“该收早收，该丢早丢”。 2、脱除硫化物杂质是选锡的关键。由于这类矿石含有大量的硫化物，且其密度较大，单用重选无法脱除，因此必须在重选前或重选后进行浮选脱硫，才能获得质量好的锡精矿和较高的锡回收率。浮选脱硫应遵循的原则是：既要尽量把硫化物浮净，又要尽量减少锡在硫化物中的损失。为此，要合理掌握磨矿细度、浮选浓度、矿浆酸碱度以及准确添加各种浮选药剂。 3、脱杂硫化物中的浮选铜硫分离，必须使用高碱流程，石灰用量须达到14kg/t，pH值达11以上。石灰是该矿种铜硫分离浮选药剂中最显著的因素。锡石多金属氧硫混合矿选矿难度大，今后还要致力于探索新的路子，做好细粒锡石、伴生铜金属的回收及硫砷分离工作，不断改进选矿工艺，使有限的矿山资源得到充分有效回收。 参考文献 1、马正堂.降低破碎产品粒度,提高磨矿生产效率[J].有色金属:选矿部分,2005(6):28－32. 2、锡的选矿编写组.锡的选矿[M].北京:冶金工业出版社,1978：86－87. 3、段希祥.碎矿与磨矿[M].2版.北京:冶金工业出版社.2006:114－115.

元素称号：硫俗称:元素符号：S元素原子量：32.066晶体结构：晶胞为正交晶胞。 莫氏硬度：2.0 元素类型：非金属发现进程：古代人类已认识了天然硫。硫散布较广。单质物理性质：一般为淡黄色晶体，它的元素名来历于拉丁文，本意是鲜黄色。单质硫有几种同素异形体，菱形硫（斜方硫）和单斜硫是现在已知最重要的晶状硫。它们都是由S8环状分子组成。 密度 熔点 沸点 存在条件 菱形硫(S8) 2.07克/厘米3 112.8℃444.674℃ 200℃以下 单斜硫(S8) 1.96克/厘米3 119.0℃444.6℃ 200℃以上 硫单质导热性和导电性都差。性松脆，不溶于水,易溶于(弹性硫只能部分溶解)。无定形硫主要有弹性硫，是由熔态硫敏捷倾倒在冰水中所得。不安稳，可转变为晶状硫(正交硫),正交硫是室温下仅有安稳的硫的存在方式。化学性质: 化合价为-2、+2、+4和+6。榜首电离能10.360电子伏特。化学性质比较生动，能与氧、金属、、卤素（除碘外）及已知的大多数元素化合。还可以与强氧化性的酸、盐、氧化物，浓的强碱溶液反响。它存在正氧化态，也存在负氧化态，可构成离子化合物、共价化合成物和配位共价化合物。元素来历：重要的硫化物是黄铁矿，其次是有色金属元素（Cu、Pb、Zn等）的硫化物矿。天然的硫酸盐中以石膏CaSO4·2H2O和芒硝Na2SO4·10H2O为最丰厚。可从它的天然矿石或化合物中制取。火山口处存在许多。元素用处：大部分用于制作硫酸。橡胶制品工业、火柴、焰火、硫酸盐、盐、硫化物等产品中也需求许多。部分用于制作药物、虫剂以及漂染剂等。元素辅佐材料：硫在自然界中存在有单质状况，每一次火山爆发都会把许多地下的硫带到地上。硫还和多种金属构成硫化物和各种硫酸盐，广泛存在于自然界中。单质硫具有明显的橙黄色，焚烧时构成激烈有刺激性的气味。金属硫化物在焚烧时发生的气味可以断语，硫在远古时代就被人们发现并使用了。在西方，古代人们以为硫焚烧时所构成的浓烟和激烈的气味能驱除魔鬼。在古罗马博物学家普林尼的作品中写到：硫用来打扫住屋，由于许多人以为，硫焚烧所构成的气味可以消除全部妖魔和全部凶恶的实力，大约4000年前，埃及人现已用硫焚烧所构成的二氧化硫漂白布疋。在古罗马闻名诗人荷马的作品里也讲到硫焚烧有消毒和漂白效果。中西方炼金术士都很注重硫，他们把硫看作是可燃性的化身，以为它是组成全部物体的要素之一。我国炼丹家们用硫、硝石的混合物制成黑色。不管在西方仍是我国，古医药学家都把硫用于医药中，我国闻名医师李时珍编著的《本草纲目》中，将到硫在医药中的运用：治腰久冷，除凉风顽痹寒热，生用治疥廯。的广泛应用促进了的提取和精粹，跟着工业的开展，硫在制取硫酸中起着关键效果，而硫酸就是工业之母，无处不需求它。1894年出生在德国的美国工业化学家弗拉施发明用过热水的办法，将硫从地下深处直接提取出来。世界上每年耗费许多的硫，其间一部分用于制作硫酸，另一部分用于橡胶制品、纸张、硫酸盐、硫化物等的出产，还有一部分硫用于农业和漂染、医药等。1789年法国化学家拉瓦锡宣布近代榜首张元素表，把硫列入表中，断定硫的不可分割性。18世纪后半页，德国化学家米切里希和法国化学家波美等人发现硫具有不同的晶形，提出硫的同素异形体。硫在地壳中的含量为0.048%

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。

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）

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。

硫渣为黑灰色粉末，其中铜的形态主要呈硫化物，少部分呈金属铜；锡主要呈金属形态，部分呈硫化物。此外，还有一些其他的硫化物，如FeS, As2S3等。从硫渣中回收锡和铜，有直接焙烧-酸浸提铜与浮选分离出锡精矿后再氧化焙烧-酸浸提铜的两种方法。

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

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

直接往含钒铁水中增加6%的纯碱、8%的铁皮，处理后得钠化钒渣。含钒铁水的脱钒率可达60%～80%。钠化钒渣含V2O5达6%以上。主要成分为NaVO3、Na4V2O7、Na3VO4的复合物。硫构成Na2S进入渣相，脱硫率大于80%；磷构成Na3PO4进入渣相，脱磷率60%～80%。所得半钢的硫、磷含量均低于制品钢的规格，因而可在转炉内完成无渣或少渣炼钢。 选用天然碱处理含钒铁水得到的钠化钒渣，曾在四川西昌410厂进行过湿法提钒及收回钠盐的扩展试验。天然碱取自河南吴城及内蒙古西林郭勒盟及鄂尔多斯湖等地。天然碱是Na2CO3及少数NaHCO3、Na2SO4、NaCl的混合物。所得钠化钒渣的成分如下：成分V2O5Na2OPSiO2S%12.8840.861.289.42.09 工艺流程共分6步：1）碳酸化浸取；2）浸取液的氧化及净化；3）深度碳酸化、浓缩结晶分出NaHCO3；4）碱性铵盐沉钒、制取；5）沉钒后液蒸、回来沉钒、后液回来浸取；6）NaHCO3煅烧得纯碱、煅烧得产品V2O5。 此流程在技术上有诱人的远景，扩展试验已成功，产品合格。但纯碱直销严重，故未能施行。

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。

净化后的含钒溶液，首要是Na2O－V2O5－H2O系统，依据浸取条件的不同，可所以酸性或碱性。因为钒酸铵盐的溶度积小于钒酸钠，因而参加NH4Cl、（NH4）2SO4等 离子能够生成或多钒酸按沉积。其条件取决于溶液的酸度。 一、弱碱性铵盐沉钒 当pH值＝8～9时，溶液中的钒首要以 ，即 方式存在。故参加 时，构成NH4VO3结晶分出。影响铵盐沉钒的要素如下： （一）依据图1，NH4VO3溶解度随温度下降而下降，故NH4VO3的结晶应在20～30℃条件下进行；图1  NH4VO3在水中的溶解度、密度与温度的联系 1－溶解度与温度；2－饱和溶液的密度与温度 （二） 浓度应较化学计量数大，以借同离子效应促进沉积彻底； （三）拌和、晶种效应：NH4VO3溶液易构成过饱和溶液，为此加晶种、拌和会加速结晶，如图2。图中可观察到四种条件下的结晶状况。阐明拌和加晶种可明显加速结晶的速度。图  2  NH4VO3结晶动态图 1－静置；2－参加晶种静置； 3－拌和；4－拌和下参加偏钒酸按晶种； 5－20～30℃下偏钒酸按的平衡浓度 （四）弱碱性铵盐沉钒后，残液中含钒较高，约为1～2.5g／L V2O5。操作时间长，能耗高，所得NH4VO3经煅烧后可得纯度为99%的V2O5。放出的约0.187kg／kg V2O5，应予收回。弱碱性铵盐沉钒常用于精制水解法制得的红饼。 二、弱酸性铵盐沉钒 在pH＝4～6，钒首要以 存在，参加 ，则以十钒酸盐方式沉积。因为净化后液含很多钠离子，故沉积一般为：式中，x一般为0～2之间。为取得不含钠的产品，需将其溶于热水中，在pH为2的条件下重结晶，如此可得（NH4）2V6O16结晶。弱酸性铵盐沉钒的残液可使V2O5含量下降至0.05～0.5 g／L。 三、酸性铵盐沉钒 当pH＝2～3时，溶液中的钒当参加铵离子时，首要以六沉积。沉钒时用硫酸调pH值，参加适量的（NH4）2SO4，在高于90℃下沉钒。本法取得的产品纯度高，沉钒速度快，沉钒率高，铵盐耗费低，约0.06kgNH3／kgV2O5，只为耗量的1／3。硫酸耗量较水解沉积法少。故已成为我国现在以钒渣为质料出产V2O5的首要办法，在国外也被广泛选用。 四、钒酸铵的煅烧分化 NH4VO3、（NH4）2V6O16的分化在450～600℃下煅烧，反响如下： 6NH4VO3＝（NH4）2V6O16＋4NH3＋2H2O （NH4）2V6O16＝3 V2O4＋N2＋4 H2O V2O4＋1／2O2＝V2O5 榜首步反响放出很多，应予收回。第二步进一步分化并被还原成四价钒，但在进一步氧化气氛中被氧化成V2O5。钒酸铵的煅烧通常在回转窑中进行。窑内分三个区，榜首区为枯燥区，300～500℃；第二区为分化区，450～600℃；第三区在450℃以上，引进空气，充沛氧化。

[next]     从钒钛磁铁矿中提取钒的方法可概括为两种：火法是通过钒铁精矿或钒渣间接提钒，湿法则是用钒铁精矿直接提钒。目前我国以间接提钒法为主。    火法提钒工艺：将选矿产品钒铁精矿直接进入高炉或电炉中冶炼，使矿石中的钒大部分进入铁水，再将含钒铁水入转炉送氧吹炼，使钒富集于渣中，成为钒渣。钒渣经焙烧、浸出、过滤、即得五氧化二钒。这一方法的最大优点是钒回收率高，特别适用于低品位钒矿石的利用。缺点是矿石处理量大，而生产规模小，与大规模的钢铁工业生产不相适应。    湿法提钒工艺：将钒铁精矿加芒硝制团，经焙烧、水浸、使钒酸钠进入溶液，再加硫酸使之转化为五氧化二钒。水浸后的球团再用于炼铁。湿法的优点是工艺流程短，钒的回收率高。    上图是钒钛磁铁矿提钒的生铁-钒渣工艺的流程。    近20年来我国积累了大量有关钒钛磁铁矿提钒工艺的经验，并首创高炉炼铁-雾化提钒法。目前攀枝花钢铁公司用此种方法大规模生产钒渣。高炉炼铁-雾化吹钒渣法的要旨是，将铁水在中间罐内撇渣和整流，在雾化器中雾化，雾化后的铁水进入雾化炉反应，提钒后的铁水（即“半钢”）流入半钢罐，使之在半钢罐面上形成钒渣层，将半钢分离即得钒渣（下图）。1978年攀枝花钢铁公司已建成两座120t雾化炉，其设计能力为年产8.31～8.9万t钒渣。

钠硫蓄电池钠硫电池的优点：一个是比能量高。其理论比能量为760W•h/kg，实际已大于100W•h/kg，是铅酸电池的3～4倍；另一个是可大电流、高功率放电。其放电电流密度一般可达200～300mA/mm2,并瞬时间可放出其3倍的固有能量；再一个是充放电效率高。由于采用固体电解质，所以没有通常采用液体电解质二次电池的那种自放电及副反应，充放电电流效率几乎100％。钠硫电池缺点，主要其工作温度在300～350℃，所以，电池工作时需要一定的加热保温。而高温腐蚀严重，电池寿命较短。现在已有采用高性能的真空绝热保温技术，可有效地解决这一问题。也有性能稳定性及使用安全性不太理想等问题。在80～90年代，国外重点发展钠硫电池作为固定场合下（如电站储能）应用，并越来越显示其优越性。这方面日本企业进展最为显著。作为近期普遍看好的电动汽车蓄电池，已被美国先进电池联合体(USMABC)列为中期发展的电动汽车蓄电池，德国ABB公司生产的B240K型钠硫蓄电池，其质量为17.5kg，蓄电量19.2Kw•h；比能量达109W•h/kg，循环使用寿命1200次，装车试验时最好的一辆无故障地行驶了2300km。