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。

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。

戊基钾黄药 分子式：C5H11OCSSK性状：谈黄色或灰白色有刺激性气味的粉末或颗粒，能溶于水。首要用途：戊基钾黄药是一种强捕收剂，首要浮选氧化了的硫化矿或氧化铜矿和氧化铅矿(通过或进行硫化)的杰出捕收剂，该品对铜一镍硫化矿及含金黄铁矿等的浮选也能获得较好的选别作用。规格：项目 目标 粒状 粉状 戊基钾黄药 % ≥ 90.0 90.0 游离碱 % ≤ 0.2 0.2 水及挥发物 % ≤ 4.0 4.0 直径(mm) 3-6 —长度(mm) 5-15 — 有效期(月) 12

A  黄铁矾法除铁原理    a  黄铁矾沉淀组成及热力学稳定性    黄铁矾的分子式通常可以写成A20·3Fe203·4S03·6H20或AFe3（S04）2（OH)6，或A2[ Fe6( SO4）4（OH）12，式中A代表一价阳离子，即可以是K+、Na+、NH4+、Rb+、Ag+、—Pb2+或H3+O等，例如：    黄钾铁矾：KFe3（S04）2（OH）6,其化学组成：K20 9.41%，Fe203 47.83%，S03 31.97%，H20 10.79%。黄钠铁矾：NaFe3（S04）2（OH）6，其化学组成：Na20 6.4%；Fe203 49.42%；S03 33.04%，H20 11.14%。黄铵铁矾：NH4 Fe3（S04）2（OH）6，其化学组成：（NH4）2O 5.43%，Fe203 49.93%，S03 33.37％，H20 11．27％。    这些化合物通常称黄钾铁矾或黄铁矾。在自然界里，有些矿物具有类似的组成，相同的结构和结晶形态，即所谓类质同晶。所谓矾，是一系列类质同晶矿物的总称，而黄钾铁矾是矾中的一种。    波北兹涅克和麦尔文研究了Fe203-S03-H20三元系在某些温度下的平衡情况，如下图所示。所有碱式盐、酸式盐及正盐都位于三元系相图内部，这是由于它们都含有结晶水的缘故。无水硫酸高铁位于Fe203-S03二元系线上，但它在50℃和75℃的条件下不是平衡相，即不会从溶液中以这种成分析出，因而没有在图上出现。按照平衡固相来分类，图大致可分成以下三类区域：    平衡固相是氧化铁的水化物。这是一个非常狭小的区域，位于图中最左端的三角形1中。在这个区域内，从液相析出的固相是一水氧化铁或三水氧化铁。由于后者是介稳相而不是平衡相，因而未在图上标出。液相线基本上不和Fe203-S03二元系边线相交，因而氧化铁的水化物在水中的洛解度非常小。三角形1远离组分S03，表示系统酸度非常低，高铁以氢氧化铁和针铁矿的形态从铸旅由析出需要符合这种条件。黄铁矾除铁必须偏离这个区域，即必须使溶液保持一定酸度。[next]    平衡固相是碱式盐或碱式盐和氧化铁水合物的混合物。三角形2-7都属于这样的区域，它们由液相和固相很合组成。可以看出，三角形2的平衡固相是氧化铁的水合物和含结晶水的硫酸高铁碱式盐（3Fe203·4S03·9H20），在3-7中，平衡固相则为一种或两种不同的碱式盐。    平衡固相是正盐、酸式盐或它们的混合物。三角区域9-13就属于这样的区域，体系中S03%的增加将使平衡液相线即母液的含铁量急剧下降。这些区域的特点是平衡液相线含有很高的S03%。与黄铁矾沉铁直接有关的是区域2-3，与它们相应的稳定平衡固相是碱式盐草黄铁矾3 Fe203·4S03·9H20，也可以写成［H(H20)］20·3 Fe203·4S03·6H20，不论在成分或物理化学性质方面都和黄钾铁矾非常相近。所以当溶液中存在K＋、Na+、NH4+时，平衡固相将由更为稳定的黄铁矾所代替。随溶液酸度减小，黄铁矾趋于不稳定，并将转变为含水氧化铁。为使高铁以铁矾析出，必须使溶液保持一定酸度。    从硫酸铁溶液中沉淀铁矾的反应如下：    3Fe2（S04）3＋6H2O ==== 6Fe(OH)S04＋3H2S04    4Fe（OH）S04＋4H20 ==== 2Fe2（OH) 4 S04＋2H2S04    2Fe（OH）S04＋2Fe2（OH）4S04＋2NH40H ====（NH4）2 Fe6（S04）4（OH）12    2Fe（OH）S04＋2Fe2（OH）4S04＋Na2S04＋2H20 ==== Na2Fe6（S04）4（OH）12＋H2SO4    2Fe（OH）S04＋2Fe2（OH）4S04＋4H20 ====（H30）2 Fe6（S04）4（OH）12    黄铁矾形成时，有硫酸产生。必须将酸中和，反应才能继续进行。在锌冶炼中通常采用焙砂作中和剂。在其他情况下可用Fe203 、Na2C03等作中和剂。    黄铁矾结晶的形成需要的是Fe3+，在实际的工业滤液中均含有比例不等的Fe2+，因此氧化Fe2+成为Fe3+是结晶前的首要步骤。氧化剂有KMn04, Mn02 , C12 , NaC1O3和过氧硫化物等。在湿法炼锌工业实践中，多用02或空气为氧化剂。沉矾速度是人们关注的重要问题，长沙矿冶研究院马荣骏等做出了系统的动力学方面的工作。    b  一价阳离子对结晶的影响    黄铁矾的生成条件是，溶液中必须有Na＋，K+或NH4+等离子。通常使用的化合物有NH40H，（NH4）2S04，NH4HC03,Na0H,Na2S04及KC1等。一价离子加入量必须满足化学式AFe3（OH）6所规定的原子比，即Fe/A必须等于或大于3方能取得好的除铁效果。不同种类和数量的一价阳离子除铁效果如下图。由图可知，钾离子效果最好，钠和铵离子效果接近。[next]       c  溶液酸度对沉淀的影响    溶液pH值对黄铁矾的稳定性和沉淀率有重要影响。黄铁矾在形成过程中产生大量酸，酸度增高将降低铁的沉淀量和速率。沉淀母液中Fe3＋浓度与硫酸浓度的关系，理论上为CFe3+ /CH2SO4＝0.004,但工厂操作时上述比值常取0.01。有人研究了温度-pH值关系，如上图右所示。图中阴影部分是黄铁矾稳定存在的区域。表明在低pH值下，必须在较高温度下黄铁矾才能稳定存在：20℃时,pH值范围是2～3；100℃时，pH值范围是1～2.3 ；而在200℃时，pH值则为0～1.2。实际上，pH＜2.5，溶液电位大于0.60V和Fe3＋浓度大于0.001 mol/dm3，黄铁矾即可以稳定存在。下图示出了电位与pH值关系图。表明黄铁矾在pH =0.5 ～2.5范围内是稳定的。[next]        d  反应温度对沉淀的影响    黄铁矾在室温下形成的速度非常缓慢。如在25℃时由K2S04-Fe2（S04）3溶液中沉淀钾铁矾，在水相pH值为0.82～1.72范围内，需要1～6个月。如将温度升到100℃，数小时后沉淀则已近于完全；温度若达到180～200℃，黄钾铁矾则开始破坏。    沉矾的操作温度要求高于85℃，温度对沉淀结果的影响如上图右所示。温度低不仅沉淀缓慢而且过滤困难。黄铁矾在酸性介质中的溶解度随温度升高而急剧下降。

c  转化法除铁及其使用    奥托昆普转化法是奥托昆普公司拟定的。办法的特点是铁酸锌的浸出及铁沉积进程合并在一个阶段完成。自1973年2月以来，已经在科科拉电锌厂付诸实践。    在浸出和沉铁一起进行，所构成的铁矾称为混合型黄铁矾，上图所示出H2S04-Fe2（S04) 3-（NH4）2SO4-H20-（NH4）x（H30）(1-x)-［Fe3（S04）2（OH）6〕系生成混合型黄铁矾的安稳曲线。假如代表溶液成分的点坐落曲线的上方，溶液内的Fe3+将生成混合型黄铁矾沉积。沉积速度决定于Fe3+浓度间隔相应平衡值的远近。当代表液相成分点坐落平衡曲线（固体物料的安稳区域）以上时，有可能在大气压下浸出铁酸锌并一起沉铁，对铁酸锌物猜中的有价金属一起将以硫酸盐形状提取出来，反响可表示如下： [next]     从理论上看，铁酸锌的浸出及铁的沉积可在下图平衡线以上的条件进行。但因为当溶液含酸量减少时铁酸锌的浸出速度将下降；又当溶液含酸量添加时，残留铁量将添加。因而实践中有必要挑选在最佳酸度范围内操作。如图所示在科科拉厂转化法使锌的浸出收率由早年的92%上升到96％。    d  铁矾渣的处理及使用    黄铁矾法在锌冶炼厂一般选用焙砂做中和剂，构成有价金属的丢失。因为铅、银、锢等在除铁进程中也能生成黄铁矾型复盐，因而怎么从矾渣中收回有价金属、硫酸盐、铁制品以及渣的固化，引起各国学者的注重。    有人用化学和矿藏办法调查了银在湿法炼锌中的行为。焙烧时，精矿中的银矿藏转变成硫酸银、和金属银。浸出时，银首要先以硫酸银（Ag2SO4）方式溶解，然后当即转成不溶性Ag2S沉积并环包着细的或粗的闪锌矿颗粒。在热酸浸出时，构成元素硫一黄铁矾粒群，其中有细微的Ag2S或Ag2S的夹杂物和替代黄铁矾中的一价阳离子的银存在。溶解后的银对黄铁矾型化合物具有很强的亲和力。大于90%的可溶性银与Na+、NH4+、Pb2+等型黄铁矾共沉积。    在黄铁矾沉积中，银黄铁矾比钠或铵型黄铁矾更安稳。在银、钠共存系统中，黄铁矾中含银量随溶液中银浓度添加而添加。但钾型黄铁矾比银型更安稳。因而假如以K+作沉积剂，对捕集溶液中的微量银是晦气的。    我国会东炼锌厂做了热酸浸出-铁矾沉铁一段转化法处理锌渣的工业实验。产出的铅银铁矾渣经选矿产出产品含银1.5%。    沈阳冶炼厂和辽宁冶金研讨所从前研讨从黄铁矾渣中归纳收回有价金属的工艺流程。

e  参加晶种对沉积影响    黄铁矾晶核的生成比较缓慢。从含硫酸lOg/dm3，Fe3+10.98g/dm3的热酸浸液中除铁，大约1h后溶液中才有结晶分出。加人晶种后半小时便有晶体分出。在整个沉矾进程中拌和也是必要的。    向热力学稳定相搬运的相变都将下降整个系统的自由能。新相的生成，使系统的相数由一相变为两相。一方面部分原子由高的自由能（旧相）向低的自由能（新相）改变，下降系统内部自由能；但另一方面，新相表面的构成，又需求能量，然后添加系统的自由能。因而新相（如黄铁矾结晶）构成时自由能的改变可用下式标明：                                     △F = -V△fvSσ 式中    V——结晶新相的体积；      △fv——单位体积中旧相、新相间自由能之差，△fv = F液-F固；        S——新相的表面积；        σ——单位相界面上，新旧两相间的表面张力，即两相间比表面能。    假定新相为球形，上式可改写成：                                            4                                   △F = - ——  πr3n△fv + 4πr2nσ                                                                   3式中   r——球形晶粒的半径；       n——新相生成的颗粒数。    从下图左能够看出，△F的改变取决于新相颗粒的巨细。当晶粒的半径小于临界颗粒半径rk时，系统总自由能增高；当半径大于rk时，状况相反；半径等于r0时,△F的添加等于零，标明因为新相的生成，构成的相界面表面能抵消了部分原子由液相向自由能较低的固相改变带来的自由能下降；当半径大于r0时，自由能的添加为负值，标明整个系统内的自由能趋于下降。由此可知，在结晶开端后，能够有许多晶粒，可是遭到必定约束，只要那些因为涨落现象等原因使粒径增大到引起系统自由能减小的晶粒得以生长，即半径大于rk的晶粒，才或许成为晶核。下图右标明外加晶种能够大大加速沉矾速度。   [next]     f  黄铁矾沉积进程中其他离子的行为    黄铁矾法除铁首要用于湿法炼锌，因而锌对沉积的影响是首先要考虑的要素。调查锌的影响时发现，即便溶液中含有100g/dm3的Zn2+，沉积由结晶向无定形改变的临界pH值也简直不变，即不加Zn2+，临界pHJA为：                               pHJA = 0.211lg[Fe3+]+1.84而参加100g/dm3的Zn2+（ZnSO4参加）后：                             pHJA ＝ 0.21log[ Fe3+］＋1.80    标明在沉矾进程中，锌能够看作是一种慵懒物质。但工业上，要考虑的是假如锌浓度过高，溶液黏度增高，对操作晦气。    B  黄铁矾法在锌冶炼中的运用    a  黄钾铁矾除铁法    在湿法炼锌中黄钾铁矾除铁法运用最多，今罗列几个厂的运用状况如下。    澳大利亚雷斯顿电锌厂将残渣处理放到浸出车间（如下图所示）。由锌电解系统来的浸出渣（800～1000g/dm3浓度）和堆积的浸渣浆化后（用预热到75`C的废电解液）一同进入浸出槽，在85～95℃下浸出7h。浸出后的残渣用水力旋流器分级，富锌渣（ZnS 80%）与富铅渣分隔。此外，浸出液中和至pH =0.90 (15g( H2S04 )/dm3），随后将25%的参加溶液。在加焙砂一起，在pH＝1.3～1.7中坚持4.5h，生成黄铁矾，以除掉大部分铁。 [next]     挪威锌公司把浸出渣处理进程合并到浸出系统中，如下图左所示。整个系统中包含中性浸出，将焙砂中80%的可溶性锌溶解，一起少数铁和其他杂质沉积而发生一种中性溶液。别离后的残渣进行热酸浸出，温度为90～95℃，酸度40～80g（H2S04）/dm3，使残渣锌溶解。不同焙砂的溶解度有所不同，因而有必要参加浓硫酸操控恰当的酸度以到达最高的提取率。不溶的铅、银残渣为中性，浸出进程中参加焙砂量的10%～12%，别离后剩余的含锌、铁溶液中的铁以黄铁矾方式沉积。      长沙矿冶研讨院马荣骏等针对我国的高锢高铁锌矿资源，研讨出一个有用收回锌、锢的湿法联合流程。流程中的要害工序为焙烧料的热酸浸出-黄铁矾除铁。在低酸浸出液用黄铁矾法沉铁时，锢先富集于铁矾渣，再从渣中收回铟，一起收回一部分锌及钠，然后提高了锌的总收回率，并下降了钠试剂的耗费。研讨了在铟、铁共存的多元系统中，铟、铁进入黄铁矾的规则。铁以黄铁矾沉积时，生成的是钠（或铵）铟铁矾晶体，它的热力学性质与黄铁矾类似。在530～590℃焙烧时大部分铁成三氧化二铁而铟仍为硫酸复盐，铟易被稀酸浸出。1983年在柳州有色金属冶炼厂对此流程进行了工业实验，1985年9月完成了锌流程工业实验。工业实验选用的准则流程如上图右所示。    柳州有色金属冶炼厂用此流程进行了工业出产多年，获得了很好的效益，填补了我国铁矾法的空白。目前我国已稀有家湿法炼锌厂运用热酸浸出铁矾法进行湿法出产锌，均学习了这一效果的经历，而在我国炼锌工业中占有了重要位置。    b  低污染黄钾铁矾法    现有的湿法炼锌厂，广泛选用惯例黄铁矾法除铁，但铁矾渣中仍丢失了一些有价金属。

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。