钒酸钙、钒酸铁盐沉淀法主要用于从低浓度含钒溶液中回收钒。 一、钒酸钙法 加入CaCl2、Ca（OH）2、CaO，随溶液pH值的变化而生成不同的沉淀。pH值10.8～117.8～9.35.1～6.1沉淀物正钒酸钙焦钒酸钙偏钒酸该Ca3（VO4）2CaV2O7Ca（VO3）2溶解度小小稍大 通常在强烈搅拌下逐渐加入沉钒剂，加Ca2＋后 等杂质也会进入沉淀，硅胶也混入沉淀。最经济有效地沉淀物位焦钒酸钙，沉钒率一般可达97%～99.5%。 二、钒酸铁沉淀法 用铁盐或亚铁盐作沉淀剂，在弱酸性条件下，将含钒溶液倒入硫酸亚铁溶液中，并不断搅拌、加热，便会析出绿色沉淀物。由于二价铁会部分氧化成三价铁，V2O5会部分还原成V2O4，所以沉淀物的组成多变，其中包括Fe（VO3）2、Fe（VO3）3、VO2·xH2O、Fe（OH）3等。若沉淀剂采用FeCl3或Fe2（SO4）3，则析出黄色xFe2O3·yV2O5·zH2O沉淀。本法钒的沉淀率可达99%～100%。 钒酸铁及钒酸钙均可作冶炼钒铁的原料，或作为进一步提纯制取V2O5的原料。

古代用木炭复原辉铋矿Bi2S3制得铋，1737年J.埃洛用火分化铋矿，得到一小块金属铋；1757年法国的C.J.日夫鲁瓦用木炭复原辉铋矿也制得金属铋。其称号来自德文矿藏名，意为白色物质，因铋的化合物可作白色涂料。铋在地壳中的含量为2×10-5%。铋在天然界既有游离状况的，亦有化合物方式的，化合态首要有铋赭石也称泡铋矿Bi2O3和辉铋矿。游离态铋具有显着菱形结构，是亮光的粉红色脆性金属，熔点为271.3℃,沸点为1560 ℃，相对密度为9.8。熔融的金属铋在凝结时胀大约3.3%，铋对磁力线成直角方位时，受磁场激烈排挤。室温下铋在空气中不氧化，强热时焚烧，生成三氧化二铋。铋不与和稀硫酸效果，但能溶于浓度不大的硝酸和热浓硫酸，铋也能与氢、卤素、氧、氮及硫构成化合物。铋的氢化物BiH3很不安稳，室温即分化。三氧化二铋具有碱性，溶于酸生成铋(Ⅲ)盐。将碱效果于铋(Ⅲ)的可溶盐可制得白色沉积氢氧化铋(Ⅲ)： Bi+4HNO3=Bi(NO3)3+NO↑+2H2O 2Bi+6H2SO4=Bi2(SO4)3+3SO2↑+6H2O Bi(NO3)3+3NaOH=Bi(OH)3↓+3NaNO3 氢氧化铋(Ⅲ)是很弱的碱，所以铋(Ⅲ)盐简单水解，转变成难溶于水的碱式盐。从铋和硝酸相互效果的溶液中结晶出五水，可溶于硝酸酸化的少数水中。用水稀释溶液时发作水解，分出碱式盐，其组成取决于条件，常常生成组成为BiONO3的盐。BiO+称为铋酰，也叫铋氧离子： Bi(NO3)3+H2O=BiONO3+2HNO3(可逆) 三氯化铋是吸湿性晶体，水解为氯化铋酰（或氯化氧铋）BiOCl。将通入铋盐溶液可得黑褐色沉积三硫化二铋，与砷、锑不同，铋不生成硫代酸盐，所以三硫化二铋不溶于碱金属或铵的硫化物溶液中。铋（Ⅴ）的化合物中最重要是铋酸盐。如铋酸钠。这些化合物是强的氧化物，铋酸钠可将硫酸锰中Mn(Ⅱ)氧化成Mn(Ⅶ)的高锰酸盐。铋也存在于一些有机化合物，尤其为化学医治而制备的有机物(酒石酸盐)中。 铋的首要用途：①为防火设备、金属接点、导热介质用低熔(易熔)合金的组分；②用于制备医治胃病和梅毒的药；③用于电设备(热门合金和永久磁体)；④用作催化剂，特别用在腈制备中；⑤制造高温陶瓷和颜料；⑥是有机组成中常用的氟化剂。 金属铋可由硫化物矿煅烧后成三氧化二铋，再与碳共热复本来制得 叶碲铋矿极为稀有，矿藏学材料匮乏。高庄金矿的叶碲铋矿为我国初次发现，它首要产于磁黄铁矿多金属阶段，与磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿、碲银矿、天然金等共生。经电子探针分析，高庄金矿有多种铋碲化物，有三粒矿藏的成分与标准叶碲铋矿完全一致。对一较大颗粒的叶碲铋矿做了单晶X射线衍射分析。Au与Bi在矿石和围岩中的含量呈共消长联系，Te与Bi可能对Au、Ag的搬迁富集起了重要效果。

铋的电解液由与铋组成，所用阳极是经开始火法精粹的粗铋。开始火法精粹首要包含两个工序：榜首工序是熔析除铜后加硫拌和除铜、铅，然后用洗刷脱硫；第二工序是用惯例的碱性精粹与氧化精粹除砷、锑。 阳极选用立模浇铸，阴极选用铜板，悬挂在电解槽中，在直流电效果下，发作下列反响：铋的溶液电解工艺流程图如图1所示。图1  铋的溶液电解工艺流程 各种杂质在电解中的行为与在氯化溶液中类似，不用造液。电解液含铋在80～100克／升，H2SiF8 330～350克／升，室温，当电流密度40～80安／米2时，槽压0.3伏，阴极分出纯度达99.9%。 日本住友公司国富冶炼厂曾选用电解精粹铋、阳极的典型分析为Bi 98.77%，Pb 0.12%、Ag 0.022%、Cu 0.032%、As 0.03%、Sb 0.026%。选用笔直型阳极浇铸机铸成挂耳型阳极，每块重约为70千克，阳极袋套用聚料。运用18个衬沥青的钢筋混凝土电解槽，尺度为：长×宽×深＝3350×760×850毫米。28块阳极，24块阴极，板距离为130毫米。电解液含铋40克／升，游离330～350克／升，每出产一吨铋加胶一克，电解的总电流为850安，总电压4.5伏，选用硅整流器，槽电压0.2伏，电流密度60安∕米2，电流效率93%，残极率约40%，阳极泥率0.5%，分出铋洗刷后脱落熔化铸成5千克锭。电铋质量为：铋高于99.99%，铜与铅均为2ppm，铁与锌均为3ppm，微量银、砷、锑。

高纯钒化合物广泛使用于航空、电子材料、荧光粉、钒氧电池等范畴。跟着技能的前进，一些钒下流高端技能产品的工业化出产，对钒化合物质量有更高的要求。我国钒资源丰富，高纯钒化合物的出产在我国具有宽广的远景。因为高纯钒化合物出产技能高，国内尽管供应商较多，但出产技能水平大多比较落后，产品质量不高。高纯钒化合物的出产技能开发具有严重的技能和社会价值。由吉首大学副教授邹晓勇总经理掌管研制的工业级钒除杂制备高纯钒化合物技能，工艺流程短、出产成本低、产品质量可达分析纯、出产过程发生的废水少，现在已在自己公司批量出产，取得了杰出的经济效益。 工艺原理用工业级做质料，经过除杂处理后得到高纯度的钒化合物。 技能长处 ★工艺流程短； ★出产成本低； ★产品质量达分析纯； ★ 出产过程发生的废水少。 工业化使用 2009年2月，在自己公司批量出产。 产品检测成果：五氧化二钒质量达化学工业部标准HG/T3485-2003 分析纯。

一、工艺流程     矿石破碎→球磨→酸浸→固液别离→预处理→萃取反萃取沉钒→红钒热解→五氧化二钒。     石煤钒矿石破碎后湿式球磨至粒度－60目占80％以上，然后用占矿石质量15%的硫酸接连拌和，温度85℃，液固体积质量比（0.85～1）：1，钒以四价方式转入溶液。固液别离后，矿渣堆积，溶液预处理后，以P 204＋TBP ＋磺化火油为萃取剂，经7级箱式半逆流萃取，然后用1～1. 5mol/L的硫酸5级反萃取，得到质量浓度80～120 g/L的含钒溶液，加热氧化沉积得红钒（），红钒于550℃下加热分化得五氧化二钒。     二、工艺原理及运用     陕西山阳县境内的石煤钒矿石中的钒一部分在云母中以类质同象方式置换六次配位的三价铝而存在于云母晶格中｛云母分子式为K （Al，V）2[AlSi3O10]（OH）2｝，若从云母中浸出钒有必要损坏云母结构，故这部分钒难于浸出。直接用酸损坏云母结构，即在必定温度和酸度下，让氢离子进入云母晶格中置换A13+，使离子半径发生变化，将钒释放出来。钒被氧化成四价后用酸溶解，反应式为： （V2O3）·x＋2H2SO4＋1/2O2→ V2O2（SO4）2＋4H2O＋x， V2O2（OH）4＋2H2SO4→ V2O2（SO4）2＋4H2O，     得到的是蓝色的溶液，经过后续处理得五氧化二钒产品。     该工艺在陕西山阳县10余家钒加工厂得到广泛运用，总收率达65%～71%，出产成本控制在5.5～6.8万元/t。出产废水中的Fe2+，Fe3+、A13+等金属离子经过氧化、沉积、过滤、弄清去除，态氮经过调pH、加热、吹脱可除掉90%，废水可循环运用；出产过程中不发生有害气体，对大气无污染。

此法用来出产硫酸锌。 一、工艺流程。 如图1。图1  七水硫酸锌出产工艺流程图 二、首要技能条件。 浸出温度：80℃，液固比：4∶1，酸耗为理论量的1.4～1.5倍，残酸为15～20克／升，粒度：－40目，浸出时刻，2小时，锰粉参加量为渣量的1∕10。 一次净化除重金属铅，铜，铋：参加锌粉，分两次加，每次参加量为渣量3～4%，净化温度高于70℃，拌和，pH3～5。 二次净化除铁：参加，第一次参加理论量的40%，第2次参加30%，第三次参加40%，除铁至微量，溶液煮沸，拌和，pH3～5。 蒸腾结晶：净化后溶液蒸腾至密度1.52克／厘米3，冷却结晶，结晶用离心机过滤甩干即可包装。 三、首要设备。 浸出槽一个，净化槽二个，蒸腾浓缩槽一个，皆选用φ1000×1500毫米之珐琅反应釜：球磨机一台；颚式破碎机一台：离心过滤机一台。 四、产品用处。 产品可作印染媒染剂，木材及皮革防腐剂，医药催吐剂，人造纤维辅助材料，避免果树和苗圃病虫害，农肥，还用于电缆和电镀职业，用于出产锌盐和立德粉，用作选矿药剂。 五、产品质量。 一级品含ZnSO4·7H2O≥99%，游离酸不高于0.05%，水不溶物不高于0.02%，氯化物（Cl）不高于0.05%，铁不高于0.005，铅不高于0.01%；二级品含ZnSO4·7H2O98%，游离酸不高于0.1，水不溶物不高于0.05%，氯化物（Cl）不高于0.2，铁不高于0.01，铅不高于0.05%。

稀有金属钒是一种重要的战略物资，主要应用于钢铁工业、国防尖端技术、化学工业以及轻纺工业等领域。世界上钒的资源丰富，分布广泛，但无单独可供开采的富矿，而是以低品位与其它矿物共生。目前，世界各国生产钒的原料主要是钒铁磁铁矿在冶炼过程中副产的钒渣，我国的钒资源主要是以钒铁磁铁矿和含钒石煤形式存在。含钒石煤是我国特有的一种钒矿资源，其储量丰富，对钒的提取冶炼具有很大优势，但传统平窑钠化焙烧－水浸工艺的钒回收率，生产成本高，食盐焙烧过程中所放出的Cl2、HCI等有害气体严重污染了环境。国家已经因此强制关闭了数百家采用NaCll为添加剂，且毫无污染治理措施的平窑生产钒产品的小企业。空气焙烧和钙化焙烧工艺虽然避免了Cl2、HCl等有害气体的污染问题，但要根据石煤的矿相结构和化学成分而定，工艺的适应性较差。近几年来，伴随我国钢产量的迅速增长，钒需求量的逐渐上升，从石煤中提钒的研究引起了人们的高度重视。石煤提钒既是石煤综合利用的一个重要发展方向，又是我国钒冶炼产业发展的新方向。因此，新型低耗环保高回收率提钒工艺的研发迫在眉睫。       一、矿石物相分析及化学组成       （一）矿石物相分析       样品来源于贵州某地，分为块状和粉状，分别进行了岩相鉴定和电镜分析，其结果如下。       1、主要物相。脉石为主，次要物相为金属铁、含钒硅铝铁酸钾、石墨。       2、镜下特征。脉石呈大小粒状，多数为石英，粒径为0.05mm左右，少数为含钒硅滋酸钾。金属铁呈大小粒状，一般粒径为0.015～0.02mm之间为主，少数大者可达1mm左右，金属铁里都能见到发白的含钒元素（碳化钒）。石墨呈条状，其含量在10%左右。含钒的硅铝铁酸钾呈细粒状，一般在0.015～0.025mm左右。       （二）矿石的X－衍射分析结果       矿石的X－衍射分析结果如图1所示。图1  石煤的X－衍射分析结果       （三）矿石的化学组成       石煤矿先破碎到2～3 cm直径的小块，然后经破碎机破碎至直径0.5mm的颗粒，最后用球磨机干磨至一200目占100%，进行化学分析，其分析结果见表1。   表1  原矿主要化学成分分析结果     %成分V2O5CSiO2Al2O3MgOCaONa2O含量3.267.6053.0316.621.220.490.59成分K2OFe2O3FeOTFeMnOCrCr6＋含量3.362.702.383.840.00190.064痕量成分SP2O5AsTiO2ZnCuMo含量0.700.190.0430.980.0180.0190.087成分NiPbCd烧失量固定碳灰份挥发份含量0.0340.00040.001214.715.6285.299.09       二、石煤提钒理论研究       石煤提钒流程的选择应根据不同地区石煤物质组成、钒的赋存状态和价态等特征进行全面考察。石煤中钒的氧化是钒转化的基础和必要条件。因此在制定提钒方案之前，应对石煤中钒的价态、溶解性、氧化和转化作用作深人研究。       （一）石煤中钒的赋存状态       含钒石煤的物质组成比较复杂，钒的赋存状态变化多样。按钒的赋存状态分类，主要有含钒云母型（碳质岩型）、含钒粘土型（硅质岩型）和介于两种之间的中间类型。试验矿样的钒物相分析结果如表2所示。   表2  原矿样钒物相分析结果钒物相氧化铁及粘土云母类矿物难溶硅铝酸盐TVV2O5含量 占有率0.586 17.982.626 80.550.048 1.473.26 100.00       从表2可见，原矿中的钒主要以吸附状态赋存于云母类矿物中，少量以类质同相形式取代Fe3＋进入氧化铁及粘土矿等氧化矿物，并有极少量以类质同相形式取代A3＋进入难溶硅铝酸盐相。       （二）石煤中钒的价态       我国南方数省含钒石煤的物质组成比较复杂，钒的赋存状态和赋存价态变化多样，搞清这些间题，对制定石煤提钒的合理工艺流程具有重要的指导意义。钒在石煤中的价态分析的研究结果表明，各地石煤原矿中一般只有V3＋和V4+存在，极少发现V2＋和V3＋。除了个别地方石煤中V4＋高于V3＋外，绝大部分地区石煤中钒都是以V3＋为主。试验矿样的钒价态分析结果如表3所示。   表3  不同价态钒的分配率钒价态V3＋V4＋V5＋TV钒含量 占有率0.627 34.340.527 28.860.672 36.801.826 100.00       从表3可见，3种价态的钒的含量相差不是很大，但以五价形式为主，且三价钒与五价钒的含量相当，与多数文献中所研究的石煤中钒的价态情况有较大差别。结合表2分析可知，V3＋部分以类质同相形式取代Fe3＋、A13＋等进人氧化铁矿、粘土矿等氧化矿物及难溶硅铝酸盐相，部分以吸附状态赋存于云母类矿物中，而V4＋和V5＋则几乎全部以吸附状态赋存于云母类矿物中。       （三）石煤中不同价态钒的溶解性       1、V3＋。石煤中V3＋存在于粘土矿物二八面体夹心层中，部分取代A13＋。这种硅铝酸盐结构较为稳定，通常石煤中V3＋难以被水、酸或碱溶解，除非采用HF破坏粘土矿物晶体结构，因此可以认为V3＋基本上不被浸出。只有V3＋氧化至高价以后，石煤中的钒才有可能被浸出。       2、V4＋。石煤中V4＋可以氧化物（VO2）、氧钒离子（VO2＋）或亚钒酸盐形式存在。VO2可在伊利石类粘土矿物二八面体晶格中取代部分Al3＋，这部分V4＋同样不能被水、酸或碱浸出。石煤中游离的VO2＋不溶子水，但易溶于酸，生成钒氧基盐VO2＋，稳定，呈蓝色。   VO2＋H2SO4＝VOSO4＋H2O      （2）V5＋。V5＋离子半径太小，不能存在于粘土矿物二八面体之中。石煤中V5＋主要以游离态V2O5或结晶态（xM2O·yV2O5）钒酸盐形式存在，易溶于酸。       三、氧压直接酸浸出提钒       石煤氧压直接酸浸出提取钒新技术是由昆明理工大学研发的一种全湿法工艺流程，如图2所示。该法主要针对石煤提钒技术中的不足和缺点，抓住石煤提钒技术中的核心技术和关键技术，研究和开发在压力场或加压条件下，对石煤中的钒进行提取，在强化冶金条件的基础上，大辐提高钒的回收率，同时做到无废气排放，保护环境。图2  石煤氧压直接酸浸出提钒工艺流程       （一）有氧和无氧的对比试验       1、试验条件。时间4h、温度150℃，H2SO4用量25%，液固比1.2∶1，粒度－200目，添加剂（硫酸亚铁）5％。       2、试验结果。在有氧与无氧条件下分别进行3次平行试验，其浸出率结果见表4。    表4  有氧和无氧对比试验的浸出率结果试验条件试验次数平均值123有氧试验 无氧试验77.30 34.0275.27 36.5174.23 35.6975.60 35.41       从表4可见，有氧条件下的浸出率远高于无氧条件下的浸出率，说明氧气在反应器里起了明显的作用。由于原矿中有难以被水、酸所溶的V3＋形式存在的钒，在通人氧气后，溶解在水溶液中的O2把Fe2＋氧化成Fe3＋，然后Fe3＋再将V3＋氧化成易溶于酸的V4＋。因此，与无氧条件相比，通氧条件下钒的浸出率能大幅度提高。       （二）浸出时间对钒浸出率的影响       1、试验基准条件。温度150℃，H2SO4用量25%，液固比1.2∶1，粒度－200目，添加剂用量5%。       2、试验结果。以时间为变量，取5个点（1h、2h、3h、4h、5h）进行试验，试验结果如图3所示。图3  时间对钒浸出率的影响       从图3可见，钒的浸出率随时间的延长而提高，但是达到一定时间后（3h），钒浸出率反而有所降低，但是降低很缓慢。钒浸出率的峰值在3h～4h之间。钒的浸出率有所下降的原因可能是随着时间的延长，在密闭容器中，原矿结团，钒被包裹，其浸出率下降。因此选定浸出时间在3h～4h之间比较符合实际。       （三）浸出温度对钒浸出率的影响      1、试验基准条件。时间4 h，H2SO4用量25％，液固比1.2∶1，粒度－200目，添加剂用里5%。      2、试验结果。以温度为变量，取5个点（120℃、135℃、150℃、165℃、180℃）进行试验，结果如图4所示。图4  温度对钒浸出率的影响       从图4可看出，温度越高，钒的浸出率就越高。主要由于温度越高反应速度越快，相同时间内（4h），浸出的钒量就越大，因此浸出率就高。但是温度不能无限制的升高，其对浸出率的影响必有一极值点，且要综合考虑能耗、生产成本以及工业生产中设备的承受能力。温度的选择，只从浸出率的高低来看，应尽可能地选择高温，但在多段浸出的情况下，浸出率相差不大，则应选择低温，以利于减低能耗，适应工业生产需要。       （四）硫酸用量对钒浸出率的影响       1、试验基准条件。时间4h，温度150℃，液固比1.2∶1，粒度一200目，添加剂用量5%.       2、试验结果。以硫酸用量为变量，取5个点（15%、20%、25%、30%、40%）进行试验，结果如图5所示。图5  硫酸用量对钒浸出率的影响       从图5可看出，硫酸的用量对钒浸出率的影响比较大，钒的浸出率，呈上升趋势，在25%～30%之间钒的浸出率基本上没有多大的提高。说明硫酸浓度越大，则H＋浓度就越大，进人云母晶格中的几率就越大，有利于破坏云母的结构，从而钒的浸出率就越高。       （五）液固比对钒浸出率的影响       1、试验基准条件。时间4 h，温度150℃，H2SO4用量25%，粒度－200目，添加剂用量5%。       2、试验结果。以液固比为变量，取5个点（1.1∶1、1.2∶1、1.5∶1、2.0∶1、3.0∶1）进行试验，结果如图6所示。  图6  液固比对钒浸出率的影响       液固比对浸出率的影响和硫酸用量对浸出率的影响有些相似，液固比越低，硫酸的相对浓度就越大，钒的浸出率就越高。从图6可见，第1点1.1∶1的浸出率低于第2点1.2∶1，这可能是由于液固比太小时奋矿浆豁度过高，硫酸活度降低，导致钒的浸气出率降低。”       （六）矿物粒度对钒浸出率的影响       1、试验基准条件。时间4h，温度150℃，液固比1.2∶1，H2SO4用量25%，添加剂用量5%。      2、试验结果。以粒度为变量，取5个点（－150目、－200目、－250目、－300目、－350目）进行试验，结果如图7所示。图7  原料粒度对钒浸出率的影响       从图7可见，当原矿粒度为150目－250目时，钒的浸出率基本保持在77.3%左右；但当原矿粒度小于－250目时钒的浸出率开始有所降低；当原矿粒度小于－300目时钒的浸出率则表现为明显降低。说明粒度过细会使原料在浸出过程中发生结团现象，导致钒浸出率降低。故在本试脸中原矿粒度不宜过低，考虑实际中磨矿问题原矿粒度应控制在150目～250目为宜。       （七）硫酸亚铁用量对钒浸出率的影响       1、试验基准条件。时间4h，温度150℃，H2SO4用量25%，液固比1.2∶1，粒度－200目。        2、试验结果。以添加剂（硫酸亚铁）用量为变量，取5个点（15％、20%、25％、30%、40%）进行试验，结果如图8所示。                      图8  FeSO4用量对钒浸出率的影响       从图8可看出，硫酸亚铁的加入使同条件下钒的浸出率有较大提高，且钒浸出率随添加剂用量的增加而逐渐增大，但增大趋势较为缓慢，当其用量超过8%时，基本不再增加。同时由于硫酸亚铁的加入会使浸出液中含有更多的金属铁离子，不利于后序钒萃取工艺，因此，添加剂用量不宜过多。由图8可知，当投入的硫酸亚铁添加剂量为石煤矿量的5%时，钒浸出率与同条件下无添加剂加入时相比，可提高8.07个百分点。因此综合考虑，添加剂用量以5％左右为宜。       （八）两段浸出综合试验       综合以上试验结果，取最佳试验条件进行5组两段浸出试验，考察验证钒的浸出率，结果见表5。       浸出条件如下：       1、一段浸出条件。恒温时间3h，浸出温度150℃，硫酸用量25%，固液比1.2∶1，粒度－200目，添加剂用量3%。       2、二段浸出条件。恒温时间4h，浸出温度150℃，硫酸用量35%，固液比1.2∶1，粒度－200目，添加剂用量5％。   表5  两段浸出试验结果编号12345总浸出率90.8191.7190.9692.9690.99       从表5可看出，5组两段浸出试验钒的总浸出率都达到了90%以上，说明在上述条件下进行石煤氧压直接酸浸出提钒具有一定可行性。        四、结论       （一）通氧条件下钒的浸出率远高于不通氧试验条件下钒的浸出率，证明石煤氧压酸浸提钒是一条切实可行的工艺路线。       （二）氧压酸浸过程中硫酸亚铁添加剂的加入可进一步提高钒的浸出率，当其用量为石煤矿量的5%时，钒浸出率与同条件下无添加剂加入时相比，可提高8.07个百分点。       （三）研究表明，含钒石煤氧压酸浸提钒工艺的最佳工艺参数为浸出时间3～4h，浸出温度150℃，液固质量比1.2∶1，硫酸用量25%～35%，矿石粒度－200目，添加剂用量3%～5%。       （四）试验石煤矿样经两段通氧加压硫酸浸出，钒浸出率可达90%以上。       （五）石煤氧压直接酸浸提钒新技术具有工艺流程短、操作简单、钒浸出率高、环境污染小等优点，是一种具有良好发展前途的环境友好型提钒新技术。氧压酸浸无污染提钒工艺是我国石煤提钒工艺改革的应有趋势。

一、有机溶剂萃取法转型 （一）基本原理 1、莘取剂。钨萃取工艺中，常用的萃取剂主要为有机胺和季铵盐，在有机胺中又分为伯胺、仲胺和叔胺萃取剂。 在胺类萃取系统中，有机相一般由胺、相调节剂和稀释剂组成。作为相调节剂的有醇类、酮类和磷酸三丁酯（TBP），但大都用醇类，作为稀释剂的多用火油。上述三种溶剂的份额视萃取条件而定。某些萃取系统萃钨的功能见表1。 表1  某些萃取剂萃钨的功能注：N235－三烷基胺；N263－季胺盐。 在用有机胺时，先用无机酸（常用H2SO4）与有机相效果，使胺生成胺盐，例如用2～3mol∕L H2SO4效果，则：用H2SO4≥5mol∕L效果时，则：2、萃钨进程。先用无机酸（如H2SO4）将Na2WO4溶液酸化至pH＝2.5～3.0，钨以（HW6O21）5－、（H2W12O40）6－、（W12O39）6－等存在。当这些溶液与酸化后的叔胺触摸时，发作阴离子交流萃取反响。 关于叔胺萃钨（Ⅵ）的反响，在不同文献报导中有所不同，即萃合物中萃取剂与钨的摩尔比动摇于1∶3～1∶2之间。因而，有的作者提出了叔胺萃钨的通式，即在Na2WO4溶液pH＝1～3条件下，用体积比为：% Alamine336∶癸醇∶火油为7∶7∶86的有机相萃钨（Ⅵ）的通式为：依据Kim等的数据，在此pH值范围内，通式中钨的阴离子为（W12O40H2）6－、(W6O21H)5-（低钨浓度下）和（W12O40）8－。 当Na2WO4溶液中存在着硅、磷、砷和钼时，在溶液pH＝2.5～3.0的条件下，它们均与钨生成杂多酸阴离子被叔胺萃取，这样，不只玷污终究钨产品，并且还给萃取作业带来困难。例如杂多酸根（SiW12O40）4－、（PW12O40）3－、（AsW12O40）3－与叔胺生成的萃合物是密度大于1g∕cm3的黏性物质，当沉降到萃取器底部时会阻塞溢流口。因而，当有这些杂质时，先向料液中参加F－离子（以氟盐参加），以生成不被萃取的H2SiF6、HPF6等。 3、反萃进程。为了直接获得（NH4）2WO4溶液，工业上用（或含部分钨酸铵）反萃钨。关于不同的有机相萃合物组成，其反萃的反响别离如下：可见，虽然有机相中萃合物的组成不同，但都是1mol钨耗费2mol氮。所用的浓度一般为3～4mol∕L NH4OH，反萃终了的平衡水相应保持在pH＝8.5左右。 （二）工业实践 用叔胺萃钨的准则流程参见图1。图1  从粗Na2WO4溶液制取钨化合物准则流程图 叔胺萃钨工艺中各阶段的条件及目标见表2。 表2  叔胺萃钨工艺中各阶段的技能条件及目标阶段称号技能条件目标各物料组成萃取比较（o∕a）＝1，混合2～3min，温度25～40℃，3～5级逆流钨萃取率大于99%，萃余液中低于0.1g∕L WO3①有机相φ∕%：10叔胺＋10仲辛醇＋80火油，酸度（H2SO4）0.1～0.2mol∕L； ②Na2WO4料液：（WO3）90～100g∕L，pH＝2.5～3 ③萃取洗剂和反洗剂为纯水； ④酸化剂为（H2SO4）0.1～0.2mol∕L ⑤反萃剂为（NH4OH）3～4mol∕L萃洗比较（o∕a）＝4～5，混合2～3min，温度25～40℃，3～5级逆流洗出液中WO3含量低于0.5g∕L反萃取比较（o∕a）＝3（未计水相回流），混合10min以上，温度25～40℃，1级箱式回流反萃取率大于99%，反萃液中250～300g∕L WO3反洗比较（o∕a）＝4～5，混合2～3min，温度25～40℃，3～5级逆流洗出液中低于0.5g∕L WO3酸化比较（o∕a）＝5，混合2～3min，温度25～40℃，2～3级逆流    纳尔契斯克湿法冶金厂用萃取法处理白钨精矿苏镇压煮液的工艺条件、设备及成果如下。 工艺条件： 有机相φ∕%；20叔胺，20异辛醇，60火油； 料液组成／（g·L－1）；（WO3）45～55；（Mo）0.03～0.05；（SiO2）0.03～0.06；（F－）0.1；（NaCl）50～60。 设备。萃取和有机相的洗刷在带有分配器的脉冲填料塔中进行，反萃取在混合弄清器中进行。钛材脉冲塔直径1.6m，填料区高10m，有两个弄清区，脉冲频率50次∕min，振幅20min，塔总体积30m3，生产才能按两相总计为50m3／h。脉冲塔中的比较约为1。在塔上部用水洗刷，其比较（o∕a）为（5～10）∶1，从塔出来的富钨有机相流入第二个填料塔（不必脉冲）顶用稳定剂处理，塔直径为1.3m。反萃用的混合弄清器的混合室和弄清室别离为5m3和16m3。反萃后的有机相送至第三个填料塔（不必脉冲）水洗，塔直径为1.6m。 钨和其他成分在流程中的分配见表3。 表3  钨和其他成分在流程中的分配    （g∕L）美国联合碳化物公司用苏镇压煮所得的Na2WO4溶液为55～110g∕L WO3，2.1～4.5g∕L Mo，pH＝10.5～11.0。首要除掉钼。除钼后溶液含51. 8g∕L WO3，0.0012g／L Mo，0.75g∕L SiO2。有机相为5（V）%三癸胺－10（V）%十二醇－火油。在混合弄清器中3级逆流萃取。萃取比较O∕A为1，洗刷比较（O∕A）为 1∶0.75。然后用3mol∕L NH4OH反萃钨，比较（O∕A）为1∶（1～1.1）。将反萃液循环至（NH4）2WO4溶液中WO3浓度为225g∕L停止。这时反萃液中含0.4g／L SiO2以上。将溶液在55℃和2.7mol∕L NH4OH条件下弄清约1.5h，使SiO2沉积分出。萃取和反萃取均在50℃下进行。 中科院赵由才等曾研讨用伯胺及磷酸三丁酯（TBP）为萃取剂别离钨酸钠或钼酸钠溶液中的砷、磷、硅杂质，获得较满足的成果，估量被萃取杂质以杂多酸方式进入有机相，有待展开更多的作业。 二、离子交流法转型 乌兹别克斯坦某厂使用活动床经过AH－80П树脂将经典法净化所得的Na2WO4溶液转型为（NH4）2WO4，其准则流程见图2。图2  用AH－80П将Na2WO4溶液转型的流程 —树脂运动道路；----各种溶液运动道路 1－吸附柱；2－洗刷柱；3－解吸柱；4－再生柱：5－交流后液贮槽； 6－中和槽；7－（NH4）2WO4液贮槽；8－中和槽；9－过滤器 Na2WO4溶液含125g∕L WO3；0.01～0.08g∕L Mo；≤0.05g∕L P、As；115～135g∕L NaCl＋Na2CO3；pH＝2.5～3.0。溶液中钨主要以偏钨酸根离子形状存在。溶液由吸附柱1底部进入，AH－80П树脂（Cl－型）由上部进入吸附柱悬浮在溶液中并缓慢下沉，两者相对运动并进行离子交流进程，树脂与溶液的流比为1∶（4.2～5.0），吸附柱处理才能为0.2～0.45m3／（m2·h）。从吸附柱底部卸出的树脂当密度到达1.36～1.40g／cm3，则阐明已饱满送往洗刷，当密度小于1.36g∕cm3，则回来吸附柱持续吸附。树脂在吸附柱内与溶液触摸时刻达8～12h，交流后液含WO3 0.02g∕L，WO3吸附率达99.95%。饱满WO3的树脂在洗刷柱2内用pH＝2的水洗去Na＋后。再进入解吸柱3用15%～25%的解吸。解吸液中高浓度部分送蒸腾结晶APT，低浓度部分回来解吸。解吸后的树脂经60～80g∕L HCl再生成Cl－型后，进行再吸附。 依据测定当溶液中WO3浓度为15～20g／L时，AH－80П的全改换容量达1g干树脂吸附1610mg WO3，比经典的人工白钨酸分化再溶的工艺WO3回收率可进步1.3%～1.5%，耗费下降65%～70%，CaCl2耗费下降100%；电能耗费下降30%～40%。 在生产条件下，当用HNO3系统，则树脂亦可用BП－14K型。 三、沉积人工白钨－酸分化法转型 其实质是将净化除杂后的Na2WO4溶液首要参加CaCl2使Na2WO4转化为CaWO4沉积，而Na＋留在溶液中，然后完成了Na＋与WO42－的别离，反响为：生成的CaWO4（又称人工白钨）再与HCl效果转化为H2WO4，H2WO4进而用NH4OH溶解得（NH4）2WO4溶液。

硫酸铁是一种重要的化工原料，是水净化和湿法冶金的重要药剂。目前，硫酸铁的工业制造方法，主要是直接氧化或催化氧化硫酸水溶液中的硫酸亚铁，有的是用细菌加臭氧或氧气氧化，如加拿大专利CA－1018774公开了一种用于制造硫酸铁的连续细菌氧化工艺和设备，可将硫酸亚铁在细菌作用下，与硫酸和氧气反应转变为硫酸铁。另外，还有用硫酸水溶液浸出铁矿石或其与金属铁的混合物，所用氧化剂有H2O2、KC1O3、KMnO4、O2等，如日本专利J61－286228、286229是用硫酸与铁的氧化物反应，将得到的浸出液中的Fe2＋用O2或空气、H2O2、MnO2、NaC1O3氧化剂氧化，或以硝基氧化物催化氧化成Fe3＋。上述己有技术，由于是将硫酸与亚铁反应，需要的设备要求耐腐蚀性好，因此设备投资、维修费用高，同时氧化剂、催化剂消耗很多，工艺也比较复杂，从而限制了硫酸铁的生产和应用。本实验采用铁矿石为原料制备硫酸铁，由于铁矿石中含有许多有机杂质，如果直接酸浸，将影响硫酸铁的质量。故将铁矿石先进行缎烧然后再酸浸，同时考察了锻烧温度、锻烧时间、硫酸浓度、酸浸时间和液固比（硫酸与铁矿石质量比）对铁浸出率的影响，并确定了合理的生产工艺和操作条件。该法具有工艺简单、投资少、成本低的特点，可有效地综合利用铁矿石，治理环境污染。     一、实验部分     铁矿石取自湘潭某钢铁厂，经分析，其化学组成为：TFe 63.3％，FeO 0.25％，Fe2O389.94％，Al2O3 2.08％，SiO2 4.16％，CaO0.4％，其它3.17％。     主要仪器。DBJ一621型六联定时变速搅拌器；CS－501SP型超级数量恒温器；马弗炉。     实验方法。将研磨为－200目的铁矿粉放入马弗炉中，分别在600℃、700℃、800℃和900℃温度下煅烧一定时间，冷却后，取出备用。在常温常压下，将一定比例的铁矿粉和被稀释过的浓硫酸置于一个带有搅拌装置的500ml烧瓶中，然后在100℃条件下反应一段时间，冷却，过滤，即得含有Fe2（SO4）3的溶液。以H3PO4作掩蔽剂，用KMnO4滴定，测定Fe2＋浓度；以磺基水杨酸为指示剂，EDTA络合滴定法测出Fe3＋浓度。     二、结果与讨论     （一）煅烧温度对铁浸出率的影响 控制锻烧时间为2h，硫酸浓度为5mol/L，液固比为6∶1，酸浸时间为3h，考察不同锻烧温度对铁浸出率的影响，结果见表1。由表1知，当锻烧温度低于800℃时，铁浸出率随温度升高而增大；但当锻烧温度超过800℃时，铁浸出率随温度升高变化不明显。故较佳煅烧温度为800℃。 表1  煅烧温度对铁浸出率的影响煅烧温度/℃600700800900铁浸出率/%53.169.279.580.3     （二）锻烧时间对铁浸出率的影响     控制煅烧温度为800℃，硫酸浓度为5mol/L，液固比为6∶1，酸浸时间为3h，考察不同煅烧时间对铁浸出率的影响，结果如表2所示。由表2可知，随着煅烧时间的延长，铁的浸出率提高；但煅烧时间超过2h后，铁浸出率增大不明显。所以煅烧时间以2h为宜。 表2  煅烧时间对铁浸出率的影响煅烧时间/h0.5123铁浸出率/%35.362.578.780.4     （三）硫酸浓度对铁浸出率的影响     控制煅烧温度为800℃，煅烧时间为2h，液固比为6∶1，酸浸时间为3h，考察不同硫酸浓度对铁浸出率的影响，结果见表3。由表3可知，随着硫酸浓度的升高，铁的浸出率提高，当硫酸浓度超过5mo1/L时，铁的浸出率反而下降。这是因为硫酸的浓度过高，则反应系统的水分越少，反应就会不充分，铁的浸出率反而下降。因此，硫酸浓度控制在5mol/L为宜。 表3  硫酸浓度对铁浸出率的影响硫酸浓度/（mol/L）3456铁浸出率/%44.870.679.578.2     （四）酸浸时间对铁浸出率的影响     控制煅烧温度为800℃，煅烧时间为2h，硫酸浓度为5mol/L，液固比为6∶1，考察不同酸浸时间对铁浸出率的影响，结果见表4。由表4可知，随着酸浸时间的延长，铁的浸出率提高；但酸浸时间超过3h后，铁浸出率增大不明显。所以酸浸时间以3h为宜。 表4  酸浸时间对铁浸出率的影响酸浸时间/h1234铁浸出率/%51.570.378.779.1     （五）液固比（硫酸与铁矿石质量比）对铁浸出率的影响     控制煅烧温度为800℃，煅烧时间为2h，硫酸浓度为5mo1/L，酸浸时间为3h，考察不同液固比（硫酸与铁矿石质量比）对铁浸出率的影响，结果见表5。由表5可知，铁浸出率随液固比的增大而提高，因为液固比增大，液固接触机会增多，反而速率提高，因而铁浸出率提高，但液固比超过6∶1后，铁浸出率增大不明显。因此，液固比（硫酸与铁矿石质量比）控制在6∶1为宜。 表5  液固比对铁浸出率的影响液固比（硫酸与铁矿石质量比）4567铁浸出率/%58.375.179.179.7     三、结论     （一）由于铁矿石中含有许多有机杂质，如果直接酸浸，将影响硫酸铁的质量。故将铁矿石先进行煅烧然后再酸浸，其铁浸出效果会更好。     （二）当煅烧温度为800℃，锻烧时间是2h，硫酸浓度为5mo1/L，酸浸时间3h以及液固比（硫酸与铁矿石质量比）为6∶1时，铁的浸出率最高。     （三）以铁矿石为原料，按上述方法制备硫酸铁，具有工艺简单、投资少、成本低的特点，可有效地综合利用铁矿石，治理环境污染。

铋是一种“绿色”金属，在地壳中的丰度和银的恰当。首要铋矿藏有辉铋矿（Bi2S3）、铋华（Bi2O3）和泡铋矿（nBi2O3 mH2O）。金属铋－般作为钨、钼、铅、铜、锡冶炼进程中的副产品收回。据美国矿业局1991年的资料，1990年国外铋的探明储量为8. 95万t，其他铋资源11.4万t，算计20. 35万t，首要散布在我国、日本、秘鲁、澳大利亚、墨西哥、美国、加拿大等，在环太平洋沿岸地区构成一个非接连性的大圈。国外铋资源散布状况见表1。 表1  国外铋资源散布    万t我国铋资源丰富，储量总计50～60万t，占国际总储量的70%，会集散布在湖南、广东、江西、云南4省。湖南柿竹园有色金属矿铋的储量占全国总储量的74%，并且档次高、易挖掘，是我国最重要的铋质料基地。近年来，国内许多科研机构依据铋矿的不同组成，环绕下降出产本钱、处理环境污染、FeCl3再生和溶液中有价金属的富集问题，展开了很多作业，开发了多种湿法冶金工艺流程，首要有：1）FeCl3浸出－铁粉置换法，2）FeCl3浸出－隔阂电极法，3）FeCl3－水解沉铋法，4）挑选性浸出法，5）－亚硝酸浸出法，6）新氯化水解法，7）矿浆电解法等。这些工艺流程大都已进行扩展实验或半工业、工业实验，其间矿浆电解法已用于工业出产。 一、国外铋矿的湿法冶金技能及工艺参数 国外用湿法技能处理铋矿石收回金属铋始见于1958年。Fester，等选用10%的HNO3从含铋钨精矿中浸出金属铋，浸出温度为80℃；选用10%H2SO4＋NaNO3和H2SO4＋KClO3作浸出剂，在较低的温度下浸出铋，也得到了较为满足的成果。表2是国外处理低档次铋矿的工艺参数。 表2  国外铋矿湿法处理技能及工艺参数二、国内湿法冶金技能及存在的问题 （一）FeCl3浸出－铁粉置换法 该办法可分为、浸出，铁粉置换，海绵铋熔炼3个首要进程，工艺流程见图1。图1  FeCl3浸出－铁粉置换法收回金属铋的工艺流程 1、＋浸出。用与的混合液浸出硫化铋矿，矿石中的Bi2S3为FeCl3所溶解生成可溶性三氯化铋：一起，矿石中搀杂的少数天然铋也被溶解：矿石中的氧化铋则为所溶解：浸出剂中参加有助于避免BiCl3水解为不溶 性的BiOCl堆积。 2、铁粉置换。矿石中的铋经浸出后都转入到溶液中，加铁粉可置换出海绵铋：3、海绵铋的精粹。置换出的海绵铋需加热熔化铸成铋锭，但直接熔化会发作严峻的氧化反响，因而工业上是在熔融的（熔点318.4℃，密度2.13g／cm3）中进行熔化，这样既可避免铋的氧化，并且熔融的液铋（熔点271 0C，同温液体密度为10.064g∕cm3）也易于集合，一起铋的氧化物及其间某些杂质也能被NaOH吸收。基层集合的液铋经流铸构成必定巨细的铋锭，其间仍含有一些杂质，归于粗铋，须进一步精粹。 此法工艺比较老练，铋的浸出率高（94%～94.5%），环境污染小。其缺陷是材料耗费高，每 吨海绵铋耗费1.5～1.8t，0.4～0.5t，铁粉0.5～0.6t。因为选用铁粉置换和再生技能，铁和氯离子在溶液中的堆集不容忽视，废液排放量大，浸出液中离子浓度较高，溶液粘度较大，渣的过滤和洗刷较为困难。 （二）FeCl3浸出－隔阂电极法 用隔阂电极法替代铁粉置换法，恰当操控电位，铋在阴极被复原：铁在阳极发作氧化：该办法的关键是电极电位的操控和溶液透过隔阂的速度操控。在阴极区，溶液中的首要阳离子是Bi3＋、Fe2＋和H＋，在阳极区，溶液中的首要阳离子是Bi3＋、Fe3＋和H＋。为使阳极区的三价铁离子不致在阴极放电而下降电流效率，选用恰当的隔阂材料把阴、阳南北极分隔，阴极区液面高于阳极区液面。操控电解液的浸透速度，使与二价铁的氧化速度恰当。 与浸出－铁粉置换法比较，此流程较短，但因为溶液中铁离子浓度高，电堆积进程中三价铁不可避免地透过隔阂在阴极复原，因而电流效率低（42%～50%），二价铁的电氧化率也不高。 （三）FeCl3－水解沉铋法 使用氯化铋易水解的特性，在弱酸性溶液中水解氯化铋，使生成氯氧化铋，制取氯氧铋精矿。 为使水解彻底，溶液pH值一般操控在1～2之间。溶液需稀释数倍，形成水和试剂耗量大、铋收回率低、废水排放量大。柿竹园选厂曾选用此法出产氯氧铋精矿，每吨精矿耗费工业800kg，铋的收回率仅为60%。 （四）挑选性浸出法 操控溶液电位，用挑选性浸出硫化铋矿，一起按捺杂质的浸出：此法消除了很多铁离子在流程中的循环和堆集问题，提高了产品质量，渣的过滤、洗刷功能也得以改进，铋的浸出率较高，但的耗费量大，部分单质硫会进一步氧化为硫酸根，的污染和腐蚀较为严峻，设备原料和密封要求较高。与浸出法比较没有显着的优越性。 （五）－亚硝酸浸出法 该法已进行半工业实验，处理的是难选含铋辉铋矿。根本化学反响为：该法耗费试剂品种多且量大，除和氯化钠外，还需硝酸纳、火油和等。 （六）氯化－水解法 中南大学多年来的研讨成果表明，选用高浓度氯离子溶液，在90～105℃下，二段循环浸出 硫化铋矿，铋浸出率超越94%，工艺流程如图2所示。氯化－水解法浸出硫化铋矿，处理了很多铁在溶液中的循环和浸出剂的氧化再生问题，并且浸出液中有价金属的浓度比较高。但浸出时所需温度较高，元素硫的氧化严峻，杂质元素如As的浸出率也较高，因而氧化剂的耗费量大，一起还存在设备腐蚀、废液排放量大等问题。图2  氯化－水解法提取金属铋的工艺流程 （七）矿浆电解法 矿浆电解法是北京矿冶研讨总院历经20余年的研讨成果，是一种新的湿法冶金工艺。在一个设备中一起完结铋矿石的氧化浸出和铋的电积复原，将传统的浸出、固液别离、溶液净化、电积等进程有机地结合起来，改变了铋矿浸出时耗氧，而电积时阳极氧化空耗能量的不合理状况，简化了湿法冶金流程，金属收回率较高，能耗下降，有利于保护环境。 矿浆电解法处理铋精矿是在中等温度（50～60℃）下和酸性氯盐体系中进行。浆化后的铋精矿参加到矿浆电解槽的阳极区直接电解，铋精矿在被氧化浸出的一起，金属铋在阴极被复原分出，完成了金属铋的一步提取。阳极区发作的铋精矿的浸出反响为：阴极区发作金属离子的复原反响：工艺流程如图3所示。图3  矿浆电解法处理铋精矿工艺流程 矿浆电解法不只保留了传统湿法冶金工艺的长处，并且还具有以下特色： 1、一步产出金属，元素硫、砷、铁及脉石矿藏进入浸出渣，进程简略，溶液中离子浓度低，浸出渣易于过滤和洗刷。 2、在常压和接近于常温下操作，设备可选用廉价的玻璃钢、聚等抗氧化腐蚀的材料。 3、矿粒－电解液－阳极－空气泡体系有十分强的去极化才能，电解时所需槽电压很低，因为充分使用了阴阳极的复原氧化性，电能耗费小。 4、试剂耗费少，整个进程根本上无试剂耗费。 5、作业方法灵敏，既适合于大规模接连作业， 完成机械化和自动化出产，也能以小规模和间歇式出产，乃至可在矿山进行“坑口冶炼”。 6、归纳收回作用好。除用于处理铋精矿外，还特别适合于处理低档次杂乱难选的铜、铅、锌、铋、银混合硫化矿。 三、结束语 虽然金属铋浸出工艺研讨比较深化和完善，但不论是惯例拌和浸出法仍是矿浆电解法，都需求较高温度或电能，出资大、本钱高，且易污染环境。现在，在常温下从低档次铋矿中浸出金属铋的研讨仍是一片空白，首要原因是铋矿档次低，组成杂乱，条件难于挑选。 别的，湿法冶金进程中发生很多废渣和废水，危害性极大，需归纳治理，因而，在往后的研讨中，要不断开发高效、无污染、低本钱、低能耗、归纳使用程度高的新工艺流程。