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。

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。

可用稀硫酸作浸出剂处理硅酸盐型的难选氧化铜矿石。若除氧化铜矿藏外，还有适当量的硫化铜矿藏，则宜选用氧化酸浸法分化矿石。酸浸一般在常压进行，依据难浸程度不同，可加温或不加温，固液比一般为1:1～2，铜呈硫酸铜形状转入浸液中，可用铁置换法、堆积－浮选法、萃取－电积法收回浸液中的铜。     一、酸浸－置换（堆积）－浮选法     酸浸－置换－浮选法简称LPE法，它是由3个阶段组成：第一阶段用稀硫酸溶液将氧化和混合铜矿石浸出；第二阶段用铁屑等置换浸出液，将铜置换堆积；第三阶段浮选堆积铜。     此法的工艺进程可简述如下：     （一）磨矿。磨矿细度依据矿石性质和铜矿藏的成分而定。假如矿石是纯氧化矿，如孔雀石、蓝铜矿和其他易溶解的矿藏，则磨矿粒度应尽量大些，一般粒度上限约1mm。若含难分化的硫化铜矿藏和贵金属时，则磨矿粒度与普通浮选进程相同，即确保使硫化矿、金银同脉石单体解离。近年来趋向于选用泥沙分隔处理的流程，即先将矿石碎至8mm，泥沙分隔处理，矿泥用酸浸，矿砂可先浸后浮或只用浮选法处理。     （二）浸出。浸出时适宜的条件，发硫酸的浓度、矿浆的液固比、温度等要经过实验来断定。一般来说，酸浸时选用浓度为 0.5%～3%的稀硫酸作浸出剂，意图是分化次生氧化铜矿藏，余酸一般为0.05%～0.1%，固液比为1:1～2。浸出是在室温或加温至50～80℃的条件下进行。     （三）堆积。堆积时可用废铁、铁屑、海绵铁或灼烧后的废罐头盒作堆积剂，也可选用作堆积剂，使铜呈海绵铜或硫化铜形状分出。堆积时首要操控pH值、堆积剂用量等要素。置换堆积时固液比为1:3，开端的酸度2～3g/L，置换时刻10～25min，铜的堆积达87%～97%，铁耗首要取决于介质的剩下酸度，一般为1.2～3.5kg/kg。置换堆积时应防止充气，避免置换铜被氧化和重溶。若浸液余酸太高，可先用石灰进行中和。     （四）浮选。金属铜的可浮性好。堆积铜的浮选直接在弱酸性（pH=3.7～4.5）矿浆中进行，一般选用混有（1:1）的黑药及双黄药作捕收剂，以或作起泡剂，未分化的硫化铜矿藏与伴生的贵金属和堆积铜一同上浮。浮选流程简略，一般从粗选槽中即能发生富精矿。     总归，该工艺的特点是可选用较粗的磨矿细度、较稀的浸出剂、浸出矿浆不必固液别离，未分化的硫化铜矿藏和贵金属可与堆积一同浮选收回，与直接浮选法比较可得较高的铜精矿档次和收回率。     一种易于工业化的难选铜矿石的化学选矿办法，浸出－堆积－载体浮选法，简称LPCF法。用该法处理硅铝型、钙镁型和铁锰型难选氧化铜矿石和中矿，都取得了较好成果；精矿档次高于20%，铜收回率比惯例浮选法高6%～40%。     浸出时一般用稀硫酸作浸出剂。堆积时，在浸出后的矿浆中参加碱或碱式盐，中和游离酸。再增加硫化碱，使铜离子生成胶态硫化铜堆积。载体浮选，用铜精矿（尽量用进程自身所发生的高档次精矿）作为载体，可省去载体的别离与再生等工序。     用该法对某氧化铜矿实验成果表胆，与惯例硫化浮选法比较，精矿档次进步5%，收回率进步6%～7%。实验的准则流程如图1所示。    图1  浮选－LPCE法实验准则流程     二、酸浸－萃取－电积法     自美国BiueBial铜矿于1968年3月成功地用溶剂萃取代了铁屑置换法建立起世界上第一座铜萃取工厂今后，浸出－萃取－电积技能提取铜的根本工艺就断定了。从那时起，尽管所用铜萃取剂不断更新，萃取级数和反萃取数不断削减，但根本工艺流程没有准则的改动。     （一）溶剂萃取－电积法     溶剂萃取具有提取率高、别离作用好、操作简洁、“三废”少，易接连和自动化等长处，是一种很有发展前途的提铜新工艺。     1、萃取进程。萃取进程，它也是一种平衡。该进程就是酸浸含铜溶液同有机载体药剂混合，铜离子进入有机相，萃余液循环运用。再从负荷有机相中反萃取铜，再生有机剂循环运用，一起为电积铜预备了电解液。     由上简述，溶剂萃取包含下列两个进程：     （1）萃取。将浸出液与不相混溶的有机萃取剂拌和，可将浸出液中有价金属萃取至有机相，两相别离后，保存荷载有机相而萃余液再循环或许弃去。     （2）反萃。以少数恰当的反萃溶液与荷载有机相拌和收回其间的有价金属铜，这样便得适当纯的有价金属铜的富集。经反萃的溶液可循环运用。     2、萃取剂。从酸性浸铜液中萃取铜国外广泛选用Fix（R）型萃取剂，国内现有的萃取剂为N－510、N－531、O－3045等，与Fix（R）相同均归于肟类螯合剂。N－510适于从贫铜液（1－3g/L）中萃取铜，萃取率随pH值的进步而增大，一般用于浸液。N－530、N－531性质类似，适于从富铜液（约10g/L）中萃取铜，可用较高的酸度（pH=1）O－3045的选择性较好，但平衡时刻较长，适用于细菌浸铜液和贫铜液。用肟类螯合剂萃铜时，一般选用废电解液进行反萃，反萃液含铜可达50g/L左右，然后选用不溶阳极电积法得电铜。反萃有机物可回来萃取作业循环运用。     3、溶剂萃取法的长处。国内外工业实践标明，从含铜量低的贫液中（一般为1－5g/L）提取铜，溶剂萃取法比铁屑置换法，有以下几个显着的长处：     （1）萃取流程。防止了铁屑置换、液固别离、烘干及火法工序，使得总收回率进步。     （2）收回的阴极铜质量高，一般均能达99.99%以上。     （3）电积进程使硫酸再生，可回来作反萃或浸出用，下降了酸耗，使总操作费用下降。     （4）浸出－萃取－电积进程组成闭路循环，排出物料只要产品和浸出渣。消除了SO2污染及火法处理难以防止的废气排放问题，改进了工厂劳作环境，并利于完成自动化。     4、电积。电积与一般冶金工厂的电解精粹工艺类似，其不同特点是所用的阳极不同。电解精粹所用的阳极是用粗金属做成的可溶阳极，通电电解时，阳极逐步溶解，纯金属则在阴极上堆积出来。而电积用的阳极是用含银1%的铜或含锑6%～15%的铅锑合金做成的不溶阳极，通电电解时，阳极并不溶解，仅仅电解液中欲提取的金属铜离子在阴极上堆积而到达提取金属之意图，送电解的溶液含铜应在25～30g/L以上。     （二）酸浸－萃取－电积法工艺及生产实践     1、工艺流程。此工艺以稀硫酸为浸出剂，其准则流程大都如图2所示。    图2  浸出－溶剂萃取－电积法工艺的准则流程     在整个工艺进程中，除了排出的浸出渣及产品阴极铜以外，所有料液均处于闭路循环之中。萃余液回来浸出段循环浸矿，反萃后的有机相回来萃取段循环萃取，充分利用了电解进程中发生的酸。整个循环系接连工作。除了原矿石外，大宗质料只要硫酸（一般每吨金属铜，需耗硫酸2～3t）。现在，萃取段多选用二级萃取、一级反萃取，萃取剂耗量一般为每吨金属铜5～8kg。产品可达一级电解铜质量标准。     2、生产实践。酸浸―萃取―电积法在国外有不少生产厂，如美国Blue Bird矿氧化矿堆浸，浸液含铜4g/L和硫酸3～5g/L，用Fix64萃取，电积产铜18.2t/d，纯度99.9%。     国内对此工艺也进行了很多的实验研讨和生产实践，如某氧化铜矿选用酸浸―萃取―电积法的生产实践标明，该工艺技能牢靠，经济合理，可产出99.95%的电解铜。     该厂处理的质料是某铁矿脉石层工表土层里的伴生氧化铜矿，其首要含铜矿藏有孔雀石、蓝铜矿及少数硅孔雀石，化学成分和物相分析见表1和表2。 表1  原矿化学成分化学成分CuSFeCaOMgOAl2O3SiO2MnO质量分数/%2.280.0193.960.51.331.5053.140.66 表2  原矿藏相分析结合铜/%单体氧化铜墙/%硫化铜/%全铜/%0.431.810.042.28     从表2中看出，铜矿藏首要以单体氧化铜存在，硫化铜仅占1.8%，酸性脉石占53.4%，比较适宜酸浸处理。     矿石经碎矿和磨矿至适宜粒度后，进行拌和浸出―萃取―电积处理，其准则流程如图3所示。    图3  某铜矿酸浸－萃取－电积准则流程     （1）拌和浸出。浸出槽用花岗岩砖砌成，内衬耐酸瓷砖，容积为Φ2m×2m，选用涡轮拌和器。浸出液固比为3:1，浸出液酸度20～30g/L，每槽装矿1t，拌和3h后补加1m3洗液，天然弄清，抽出上清液后逆流洗刷二次，终究浸出液（与洗液兼并）含Cu4g/L，pH值为1.6～1.8。     （2）萃取作业。从浸出作业取得的含铜富液，选用浅池式混合弄清萃取箱进行萃取。萃取箱的首要尺度分别为：混合室（有用）0.9m×0.9m×0.9m、弄清室（有用）0.9m×1.8m×0.45m，拌和转速为320r/min。萃取作业生产条件见表3。 表3  萃取作业生产条件首要参数生产条件参数值生产条件参数值进入料液 N－510 电积废液（反萃液）含铜3～5g/L，pH=1.5～2 10%左右 含铜25～40g/L，H2SO4150g/L  流比 级数有机:废液:反萃取=（4～5）:（3.5～5）:1.5m3 四级萃取，三级反萃    （3）电积作业。电积槽由钢筋混凝土制成，内衬硬聚氯乙烯塑料板。每槽尺度为长×宽×宽=2m×0.8m×1m，阴极尺度为0.72m×0.64m，阳极为铅、锑合金，尺度为0.7m×0.62m，硅整流器才能3000A/75V。为削减电积作业的酸雾，在槽面覆盖了塑料浮球，每槽加12kg。电积条件见表4。 表4  电积作业操作条件首要条件参数值首要条件参数值槽电压 电流密度 循环速度1.7～1.9V 90～120A/m2 100L/h电解周期 电流效率  15d 82%～86%       该铜矿用酸浸―萃取―电积法的原材料耗费见表5。 表5  原材料的耗费原矿档次/%收回率/%每吨铜原材料耗费矿石/t酸/t电耗/kW·hN－510/kg火油/kg2.2872.4651.152.5828563.14248.90

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。

稀土原料因其储量稀少和在现代高科技 产业 、新能源 产业 等具有日益广泛的应用而被称为“工业味精”、“工业维生素”，拥有“科技元素”、“未来元素”的美誉。自上个世纪80年代以来，我国稀土 产业 在储量、 产量 、消费量、出口量等方面均为世界第一，目前，我国稀土 产业 的生产和出口占全世界比重在90%以上。　　 但是，多年来我国对稀土资源监管处于失控状态，源自上世纪80年代实行的“有水快流”开采政策至今对稀土资源开采产生不利影响，稀土 产业 的企业数量多、规模小、粗放经营、滥采乱挖、产能过剩、走私贩私等无序竞争状态，一度成为我国矿业秩序混乱的“典型代表”。这种 产业 竞争无序状态，不仅使宝贵的稀土资源在开采环节上被严重破坏和浪费掉，而且由于开采和冶炼企业在销售环节上竞相压价，“稀土资源卖出土价钱”，使得宝贵的稀土资源大量流失到国外，严重威胁到我国 产业 安全和经济安全。　　 2005年以来我国不断采取措施，逐步加强了对稀土资源的管理，使稀土 产业 逐步走上计划生产和配额出口的轨道，稀土开采秩序有了极大好转，中国在稀土定价方面也逐步掌握了主动权，但是，一些深层次问题依然困扰稀土 产业 发展， 产业 组织结构变化不大，矿业开发秩序并未真正好转。并且，当前主要依靠政府行政部门强力推进的资源保护措施也存在着一些“副作用”，需要引起足够重视。     近年来，国家逐步加强了对稀土资源的保护力度。除了持续地加大淘汰落后产能和环保整治力度外，2005年国家取消稀土产品出口退税，稀土出口配额逐年调整，2006年加征出口暂定关税，2007年对稀土矿产品和冶炼分离产品实行指令性计划，2008年进一步调高稀土产品出口关税，2009年缩减了出口配额。　　 经过多年的调整，政策的效应逐步显现，一些企业关停并转， 产业 集中度有所提高；加上未来几年国家将不再批准新的稀土矿的采矿权，滥采乱挖现象得到初步控制；初步取得稀土产品定价的话语权，除受到金融危机冲击出现暂时的下降外，稀土产品 价格 维持在相对较高的水平上；符合出口条件的企业已从2007年的39家减少到目前的20家，在出口量减少的同时，出口额却不降反升。但是，在取得这些成绩的同时，需要意识到可能会产生新的问题：　　 第一，一些国家可能动用储备或间接出口，应对和规避我国的出口限制。一是动用过去廉价从中国购买的稀土资源所建立的储备，以应对中国的限制出口。二是利用在稀土资源区设立的独资或合资工厂，从中国大量买入稀土原料和 金属 （购买稀土原料初级产品不受配额限制），经简单加工后运到国外进行深加工或储备，规避我国出口配额限制。　　 第二，可能刺激一些国家加快开发本土或海外资源的步伐，反过来对我国形成威胁。受稀土 价格 持续上涨的影响，一些国家开始重视在中国以外的地区寻求新的稀土供应基地。美国的稀土资源量约占世界总资源量的12％，稀土储量位居世界第二，但从10多年前开始，美国就封存了稀土矿的开采。在稀土产品 价格 不断上涨的情况下，2007年10月美国恢复了MountainPass矿的生产，并开始出售稀土产品。　　 与此同时，各国对稀土的探矿活动也有所增加，对加拿大Hoidas湖、Thor湖以及非洲马拉维的Kangankunde的稀土资源评估也在继续。其实，从资源来看，我国只处于相对优势地位，按照稀土资源品位排序，澳大利亚居首位，俄罗斯次之，再次为美国、巴西，中国居第五。一旦这些资源被开发出来，可能对我国稀土 产业 造成强力冲击。　　 第三， 价格 上涨将刺激私采滥采、走私贩私现象死灰复燃。由于稀土矿区点多面广、且多处于山区，监管起来很难，在稀土 价格 不断高涨的情况下，将有可能刺激不法分子铤而走险　　稀土原料储备有两种形式，一种是将矿山封存起来；另一种是将矿产品储存起来，暂不流向 市场 。鉴于目前稀土资源开发现状，我国稀土 产业 储备应以后者为主，以保持 市场 供求相对均衡，保持稀土产品 价格 的相对稳定。为此，应尽快建立国家收储机制，明确稀土收储时机，不分南方和北方，轻稀土和中、重稀土，一视同仁进行收储，维护国家利益。 更多有关稀土原料的内容请查阅上海 有色 网

铋是银白色金属，密度9.8，熔点271.3℃，沸点 1560℃，性脆，导电和导热性都比较差。铋是逆磁性最强的金属，在磁场效果下电阻率增大而热导率下降。铋及其合金具有热电效应。铋在凝结时体积增大，膨胀率为3.3％。在室温下，铋不与氧气或水反响，加热到熔点以上时能焚烧生成三氧化二铋，铋在红热时也可与硫、卤素化合。铋不溶于非氧化性的酸（如），但能溶于硫酸和硝酸。铋的氧化态为－3、＋3、＋5，其间＋5价化合物NaBiO5（铋酸钠）是强氧化剂，在分析化学中用于检测Mn。铋的硒化物和碲化物具有半导体性质。　　自然界中铋以单质和化合物两种状况存在，铋独自矿床少，常与铅、锌、铜、钨、钼、锡等伴生。首要矿藏有辉铋矿(Bi2S3)、泡铋矿（Bi2O3）、菱铋矿（nBi2O3•mCO2•H2O）、铜铋矿（3Cu2S•4Bi2S3）、方铅铋矿（2PbS•Bi2S）等。　　铋的冶炼分粗炼和精粹两个过程。粗炼的办法因质料而异，以硫化铋精矿、氧化铋和铋的混合矿、氧化铋渣以及氯氧化铋等作为炼铋质料时，选用混合熔炼法，配入适量的铁屑、纯碱、萤石粉、煤粉等，在反射炉中进行混合熔炼，得到粗铋，送去精粹。以铅的火法精粹过程中发生的钙镁铋浮渣为质料的炼制办法是：先将浮渣加热，使其间所含的铅下沉取出。持续加热熔渣，熔化后，参加氯化铅或通入，以除掉钙和镁，得到富含铋的铅铋合金，再送精粹。精粹一般包含氧化除砷锑碲、加锌除银、氯化除铅锌、高温除氯四个过程。　　铋的首要用途是以金属形状用于制作易熔合金，以化合物形状用于医药。前者熔点规模为47-262℃，最常用的是铋同铅、锡、锑、铟等金属组成的二元、三元、四元、五元合金。改动这些金属在合金中所占的百分比，就可取得一系列不同熔点和不同物理性质的合金，这些合金用于消防设备，做主动喷水器的热敏元件，锅炉和压缩空气缸的安全塞，焊料等。　　铋合金具有在冷凝时不缩短的特性，用于铸造印刷铅字和高精度的铸型。铋及其合金常作为铸铁、钢和铝合金的添加剂，以改进合金的切削性能。含锑11%的铋合金用于制作红外线检测计。铋锡和铋镉合金用于制作硒整流器的辅佐电极。使用铋在磁场效果下电阻率急剧减小的特性制作磁力测定仪。铋锰合金可用作永磁材料。铋的热中子吸收截面很小而且熔点低、沸点高，可用作核反响堆的传热介质。碲化铋广泛用于制作温差元件用于太阳能电池，铋银合金可用于制作光电放大器，硫化银铋用于制作半导体仪器，铋镉温差元件用于报警设备。

铋是银白色金属，密度9.8，熔点271.3℃，沸点1560℃，性脆，导电和导热性都比较差。铋是逆磁性最强的金属，在磁场效果下电阻率增大而热导率下降。铋及其合金具有热电效应。铋在凝结时体积增大，膨胀率为3.3%。在室温下，铋不与氧气或水反响，加热到熔点以上时能焚烧生成三氧化二铋，铋在红热时也可与硫、卤素化合。铋不溶于非氧化性的酸(如)，但能溶于硫酸和硝酸。铋的氧化态为-3、+3、+5，其间+5价化合物NaBiO5(铋酸钠)是强氧化剂，在分析化学中用于检测Mn。铋的硒化物和碲化物具有半导体性质。 自然界中铋以单质和化合物两种状况存在，铋独自矿床少，常与铅、锌、铜、钨、钼、锡等伴生。首要矿藏有辉铋矿(Bi2S3)、泡铋矿(Bi2O3)、菱铋矿(nBi2O3•mCO2•H2O)、铜铋矿(3Cu2S•4Bi2S3)、方铅铋矿(2PbS•Bi2S)等。 铋的冶炼分粗炼和精粹两个过程。粗炼的办法因质料而异，以硫化铋精矿、氧化铋和铋的混合矿、氧化铋渣以及氯氧化铋等作为炼铋质料时，选用混合熔炼法，配入适量的铁屑、纯碱、萤石粉、煤粉等，在反射炉中进行混合熔炼，得到粗铋，送去精粹。以铅的火法精粹过程中发生的钙镁铋浮渣为质料的炼制办法是：先将浮渣加热，使其间所含的铅下沉取出。持续加热熔渣，熔化后，参加氯化铅或通入，以除掉钙和镁，得到富含铋的铅铋合金，再送精粹。精粹一般包含氧化除砷锑碲、加锌除银、氯化除铅锌、高温除氯四个过程。 铋的首要用途是以金属形状用于制作易熔合金，以化合物形状用于医药。前者熔点规模为47-262℃，最常用的是铋同铅、锡、锑、铟等金属组成的二元、三元、四元、五元合金。改动这些金属在合金中所占的百分比，就可取得一系列不同熔点和不同物理性质的合金，这些合金用于消防设备，做主动喷水器的热敏元件，锅炉和压缩空气缸的安全塞，焊料等。 铋合金具有在冷凝时不缩短的特性，用于铸造印刷铅字和高精度的铸型。铋及其合金常作为铸铁、钢和铝合金的添加剂，以改进合金的切削性能。含锑11%的铋合金用于制作红外线检测计。铋锡和铋镉合金用于制作硒整流器的辅佐电极。使用铋在磁场效果下电阻率急剧减小的特性制作磁力测定仪。铋锰合金可用作永磁材料。铋的热中子吸收截面很小而且熔点低、沸点高，可用作核反响堆的传热介质。碲化铋广泛用于制作温差元件用于太阳能电池，铋银合金可用于制作光电放大器，硫化银铋用于制作半导体仪器，铋镉温差元件用于报警设备。

铝锭原料是一个投资者需要了解的情况，了解它将对我们的操作很有利。按照铝锭的主成份含量可以分成三类:高级纯铝（铝的含量99.93%-99.999%）、工业高纯铝（铝的含量99.85%-99.90%）、工业纯铝（铝的含量98.0%-99.7%）。在我们日常工业上的原料叫铝锭，按国家标准（GB/T 1196-2008）应叫“重熔用铝锭”，不过大家叫惯了“铝锭”。它是用氧化铝-冰晶石通过电解法生产出来的。铝锭进入工业应用之后有两大类：铸造铝合金和变形铝合金。铸造铝及铝合金是以铸造方法生产铝的铸件；变形铝及铝合金是以压力加工方法生产铝的加工产品：板、带、箔、管、棒、型、线和锻件。按照?重熔用铝锭?国家标准，“重熔用铝锭按化学成分分为6个牌号，分别是Al99.85、Al99.80、Al99.70、Al99.60、Al99.50、Al99.00”（注：Al之后的数字是铝含量）。目前，有人叫的“A00”铝，实际上是含铝为99.7%纯度的铝，在伦敦市场上叫“标准铝”。大家都知道，我国在五十年代技术标准都来自前苏联，“A00”是苏联国家标准中的俄文牌号，“A”是俄文字母，而不是英文“A”字，也不是汉语拼音字母的“A”。和国际接轨的话，称“标准铝”更为确切。标准铝就是含99.7%铝的铝锭，在伦敦市场上注册的就是它。铝锭的价格（铝锭原料）A00铝锭 Al99.70 标准：GB/T 1196-2008铝锭现货价格名称 价格区间     均价 涨跌     升贴水   日期SMM  15310-15340 15325 60 (贴)80-(贴)60 8月18日长江 15320-15360 15340 80 (贴)80-(贴)40 8月18日南储 15200-15340 15270 30       -       8月18日铝锭各地现货行情 (铝锭的价格)各地成交 价格区间    均价 涨跌 日期无锡地区 15280-15340 15310 45 8月18日南海地区 15300-15320 15310 20 8月18日重庆地区 15240-15290 15265 40 8月18日沈阳地区 15290-15330 15310 30 8月18日天津地区 15320-15360 15340 30 8月18日市场主要流通品牌：中铝：贵铝、兰铝、华泽、华圣、青海海湖、焦作万方、万基、非中铝：青铜峡、西部矿业、东方希望、山西兆丰、豫港龙泉、铜川、阳泉、桥铝、神火、魏桥进口铝：加拿大铝、澳大利亚铝、巴西铝、俄罗斯铝、印度铝等地域说明：无锡：江浙地区铝锭贸易集散中心；南海：华南地区铝锭贸易集散中心；重庆：西南地区铝锭贸易集散中心；沈阳：东北地区铝锭贸易集散中心；天津：华北地区铝锭贸易集散中心。 通过了解铝锭原料，我们对其有了更深入的了解，你想知道更多可以登陆上海有色网。