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。

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。

本实验是在前人提出的石煤焙烧—水浸—树脂交流—解吸—铵盐沉钒—煅烧制五氧化二钒工艺[1]基础上开展工作的。原工艺进程中，水浸能将焙烧样中70%的钒浸出。本文作者经过进一步的研讨发现，将水浸后的渣再用稀酸浸出，可使钒总浸出率进步10个百分点以上。但用稀酸浸出水浸渣中钒的一起，杂质硅、铝、铁、磷等也进入酸浸液。有材料标明，杂质的存在影响后续沉钒，故酸浸液沉钒前有必要进行除杂净化处理。本实验依据酸浸液含钒浓度低、杂质含量高级特色，用掩蔽溶液中的钒，再用铜铁试剂络合杂质离子，然后经过调理溶液pH值使杂质络合物发作沉积而被除掉，到达钒与杂质的有用别离，以便后续作业能顺畅收回钒。       一、酸浸液       对江西某石煤矿样（V2O5档次为0.87%）进行钠化焙烧，焙烧样经过两次水浸后，水浸渣再用稀酸处理，得到实验用酸浸液。酸浸液的钒浓度为0.1～0.3g/L，pH值在1.5～2之间，其首要离子成分分析成果见表1。   表1  酸浸液首要离子成分分析成果        mg/L离子VSiAlCa浓度281.33512.33406.332090.00离子CuFeZnP浓度35.5027.50365.331020.00       二、首要试剂和仪器       首要试剂：，，铜铁试剂。别离将铜铁试剂配成浓度为1g/L的溶液，的配成质量分数为33%的溶液备用。       首要实验仪器：79－1磁力加热拌和器，SHB－Ⅲ循环水真空泵，Model pHs－3C型pH计，全谱直读等离子体发射光谱仪。       三、实验办法       由表1能够看出，酸浸液中除含有低浓度的钒（281.33mg/L）外，还存在很多Zn2＋、Al3＋、Fe3＋、Cu2＋等杂质。因为很多杂质的存在，该酸浸液不能直接进入后续处理作业，否则将构成后续沉钒功率大大下降，乃至使沉钒作业不能进行。尽管直接调理酸浸液的pH值能使杂质离子在不同的pH值下别离沉积而除掉，但生成的Al(OH)3、Fe(OH)3、Zn(OH)2等胶体沉积会很多吸附溶液中的钒酸根离子，构成钒很多丢失，有时丢失率达50%以上。依据材料，酸浸液中钒首要以VO43－的方式存在，VO43－中的O2－离子可被过氧化氢（H2O2）中的过氧离子O22－替代，生成黄色的二过氧钒酸根阴离子络合物[VO2（O2）2]3－，然后掩蔽溶液中的钒酸根离子，阻挠钒酸根离子与溶液中的水合金属离子经过氢氧键的“架桥”效果而络合；而铜铁试剂分子羟上的氧和亚硝基特殊结构使其能吸附酸浸液中的杂质金属离子，按捺pH值调整进程中杂质离子生成的胶体颗粒在溶液中的运动，促进它们沉积而除掉，然后到达酸浸液的净化和削减钒丢失率的意图。       实验时，每次取400ml酸浸液，边拌和边参加适量，反响10min后，再参加必定体积的铜铁试剂溶液，持续反响10min后，用溶液酸处理液的pH值，生成杂质沉积，沉积充沛后固液别离，滤液即为酸浸液的净化液。实验流程如图1所示。图1  酸浸液净化除杂实验流程       四、实验成果与评论       （一）pH值对钒丢失率的影响       为断定Zn2＋、Al3＋、Fe3＋、Cu2＋等离子适合的pH沉积点，先直接对酸浸液进行了pH值调整实验。用调理酸浸液pH值别离为4、5、6、7和9，酸浸液中钒丢失率的改动如图2所示。图2  pH值对钒丢失率的影响       由图2能够看出，钒丢失率随pH值的改动曲线在pH值为5时呈现一个波峰，在pH值为6～7之间呈现波谷。当pH值小于5时，酸浸液中首要是Fe3＋生成氢氧化铁沉积，因为氢氧化亚铁胶体的吸附效果，会使钒有必定丢失；跟着pH值增大，酸浸液中的Al3＋开端生成沉积，当pH值为5时，Al3＋完全生成Al(OH)3沉积，因为Al(OH)3胶体的吸附效果激烈，使酸浸液中钒的丢失率到达57.90%，构成前述波峰；pH值持续升高到6～7之间进，溶液中钒的丢失率有所下降，呈现波谷，可能是生成的Al(OH）3胶体再溶解，使胶体吸附效果下降；当pH值超越7后，酸浸液中的钒丢失率再次急剧添加，可能是因为锌离子和铜离子生成沉积构成钒丢失，而跟着pH值持续上升，钙离子也开端沉积，且溶液中钙离子浓度较高，使得酸浸液中的钒丢失率也不断增大。因为后续作业要求净化液的pH值为6～8，归纳考虑，挑选沉积杂质时的pH值为6.5。       （二）用量对钒丢失率的影响       是常用的强氧化剂，将其参加含钒酸浸液中，可使酸浸液中的V（Ⅳ）氧化成V（Ⅴ），有利于后续沉钒作业；一起的O22－离子也可与酸浸液中的VO3-离子络合，阻挠VO3－离子在pH值改动时生成沉积。       在酸浸液与铜铁试剂的体积比为8∶1、酸浸液终究pH值调至6.5的条件下，按图1流程进行用量实验，使与酸浸液中钒的物质的量之比别离为5、10、15和20，酸浸液中钒丢失率的改动如图3所示。图3  用量对钒丢失率的影响       由图3能够看出：用量对酸浸液中钒的丢失率影响显着。跟着用量的添加，酸浸液的钒丢失率呈下降趋势，当与酸浸液中钒的物质的量之比为15时，钒丢失率降到最小值，为15.42%；持续添加用量，钒丢失率改动不大，简直呈与横轴平行的直线。与酸浸液中钒的物质的量之比小于15时钒的丢失率较大，可能是没有满足的氧根离子与VO3－离子络合，无法起到络合掩蔽效果。依据实验成果，与酸浸液中钒的物质的量之比取15较适合。       （三）铜铁试剂用量对钒丢失率的影响       铜铁试剂在不同pH值下可与多种金属离子构成络合物和沉积物，广泛用于贵金属的湿法冶金。实验发现，参加铜铁试剂后，可使酸浸液中发作的沉积方式发作改动，由胶体沉积转变为粒度更大的粒状沉积，不光使固液别离进程晚简单进行，还可大幅度下降因为胶体吸附效果构成的酸浸液净化进程中钒的丢失。       在与酸浸液中钒的物质的量之比为15、酸浸液终究pH值调至6.5的条件下，按图1流程进行铜铁试剂用量实验，当铜铁试剂溶液（1g/L）的用量别离为20mL、30mL、40mL、50mL、60mL和80mL时，酸浸液中钒的丢失率改动如图4所示。图4  铜铁试剂对酸浸液钒丢失率的影响       由图4看出：跟着铜铁试剂用量添加，酸浸液的钒丢失率明显下降，当铜铁试剂用量为50mL时，钒的丢失率到达最小值，为15.42%；再添加铜铁试剂参加量，钒的丢失率改动不大。因而，断定铜铁试剂用量为50mL，此刻酸浸液与铜铁试剂的体积比为8。       铜铁试剂在促进杂质离子发作沉降的一起，还可有用削减钒的丢失，可能是因为铜铁试剂破坏了Zn2＋、Al3＋、Fe3＋、Cu2＋等离子所构成的胶体颗粒的带电性，然后削弱了它们对VO43＋的吸附效果。       （四）归纳实验       依据上述实验成果，在与酸浸液中钒的物质的量之比为15、酸浸液与铜铁试剂的体积比为8、杂质沉降pH值为6.5的条件下，按图1流程对400mL酸浸液进行净化处理，用全谱直读等离子体发射光谱仪检处理前后果酸浸液中首要离子浓度的改动，成果见表2。   表2  净化处理前后酸浸液中首要离子的浓度  mg/L酸浸液VSiAlCa处理前281.33512.33406.332090.00处理后237.67330.1732.501211.67酸浸液CuFeZnP处理前35.5027.50365.331020.00处理后0.000.003.0075.98       由表2能够看出，净化处理后，酸浸液中Zn2＋、Al3＋、Fe3＋、Cu2＋等离子均大幅度去除，而酸浸液中残留的P、Si、Ca2＋等不会对后续提钒发作晦气影响，此刻酸浸液中的钒也大部分保存，钒丢失率仅15.52%。       五、定论       使用和铜铁试剂的掩蔽、除杂效果，对杂质含量高、钒浓度低的石煤提钒水浸渣酸浸液进行除杂净化处理，在与酸浸液中钒的物质的量之比为15、酸浸液与铜铁试剂（1g/L）的体积比为8、杂质沉降pH值为6.5的条件下，有害杂质去除比较完全，钒丢失率仅为15.52%，为后续提钒发明了良好条件。

低污染的黄铁矾法基本原理是在“沉矾”之前，先通过低温预中和调整溶液的组成，在沉矾过程中不需添加中和剂就能满意地除铁。主要流程可由下两图表示。上图左示出低沮预中和流程。预中和既可采用焙砂，也可采用中性浸出后的浓密底流。如果热浸出液中铁含盆较高，则铁矾沉淀后对浓密上清液的返回可能有益处；下图右表示用中性浸出液作稀释剂的流程。   [next]     因为在低污染黄铁矾法中所产生的铁矾只含少量的有价金属。减少了铅、锌、银、金、锡、铜等有价金属的损失。下表一示出低污染黄铁矾法及常规铁矾法金属回收率对比；下表二示出两种沉淀法铁矾渣组成。这些数据显示出新方法的优越性。该法是由世界第二大炼锌厂，年产200kt锌的澳大利亚电锌有限公司发展的处理锌渣的方法，并在日产500t锌的中间工厂进行了试验。生产流程如下图所示。澳大利亚电锌公司已决定在生产厂改造中引人低污染黄铁矾法。表一 不同铁矾法金属回收率元素金属回收率/%常规黄铁矾法低污染黄铁矾法Zn94～9798～99Cd94～9798～99Pb～75>95Ag～75>95Au～75>95Cu～90>95表二 不同铁矾渣组成元素常规黄铁矾法低污染黄铁矾法Fe25%～30%32.40%Zn2～60.25Cd0.05～0.20.001Pb0.2～2.00.05Ag10～15g/t4g/tAu0.6g/tCo0.01%0.00%Cu0.1～0.30.016[next]    我国长沙矿冶研究院马荣骏等于20世纪80年代开展了低污染黄钾铁矾法的研究，也得到了较好的结果。我国赤峰冶炼厂已采用低污染黄钾铁矾法进行工业性生产，取得了良好的经济效益和社会效益。

黄铁矾习惯上也统称为黄钾铁矾，在酸性溶液中具有很小的溶解度。矾是指两种或两种以上金属的硫酸盐所组成的复盐，它比其对应的单盐更易从溶液中结晶分出，还能构成较大的晶粒，有利于固液别离。黄铁矾是一组Fe（Ⅲ）的碱式硫酸盐的复盐，其分子式一般可写成M2O·3Fe2O3·4SO3·6H2O或MFe3（SO）2（OH）6，式中M＋为下列一价阳离子（或称矾离子）之一：H3O＋、Na＋、K＋、NH4＋、Ag＋、Rb＋和 Pb2＋等。在黄铁矾的化学组成中，高铁离子与硫酸根离子的比值（Fe3＋∶SO42－＝1.5）远大于1∕2，因此归于碱式盐而不是正盐。与正盐比较，它是在溶液酸度较低和SO3百分含量较小的条件下构成的，并可看成是氢氧化物向正盐过渡的中间产品。在正盐中，高铁离子的键合物是SO42－离子中的O2－离子，在氢氧化物中则为OH－离子。溶液酸度增大就会向正盐改变，酸度下降则分出氢氧化物。 自然界巳知有6种黄铁矾，别离为：黄钾铁矾，草黄铁矾，黄铵铁矾，银铁矾，黄钠铁矾和铅铁矾。它们都是在酸性环境中构成的，多为黄铁矿氧化成褐铁矿的中间产品，多发作在硫化矿氧化带发育的开始阶段。一价阳离子M＋的品种对黄铁矾的沉积有影响。在160～200℃规模内别离参加Na2SO4，Na2CO3，NH4OH或K2SO4作为沉积黄铁矾的一价阳离子源进行比较，发现沉积后溶液中残留的铁浓度很不相同，残留铁浓度按此次序递减，但到180℃以上这种不同变小。几种黄铁矾中草黄铁矾最不安稳，尽管没有碱金属存在时能够见到草黄铁矾H3OFe3（SO4）2（OH）6生成，但即便少数碱金属的参加便会使之转化为碱金属黄铁矾，水合质子   H3O＋被碱金属离子替代的程度随温度上升而添加。钾的铁矾安稳性最高，NH4＋离子半径比K＋大，Na＋、Li＋等离子的半径尽管比K＋小，但它们的水合分子数多，其水合离子的半径大，因此它们的铁矾的安稳性都不及钾的铁矾。不过考虑到钾盐较贵，工业上铵一般是沉积黄铁矾首选的一价阳离子源。 黄铁矾一旦构成，就很安稳，不溶于酸，因此黄铁矾的沉积反响可用于从硫酸盐溶液中除铁，然后下降给定酸度下铁的溶解度。沉积反响可用下式标明：   （1） 如上式所见，黄铁矾沉积进程中有游离酸发作，需求随反响进程处以中和以坚持沉积要求的溶液pH值。因此，沉积黄铁矾运用的中和剂不只用以中和初始酸，也用以中和高铁水解发作的酸。不过如前所述，中和不宜运用强碱如，即便很稀的强碱液也很难操控pH值。在电解锌厂的实践中是用锌焙砂（首要含ZnO）作中和剂。 文献汇集了各种黄铁矾的自由能数据，从黄铁矾离解成它的组成成分的平衡常数能够核算在给定条件下铁的溶解度。黄钾铁矾沉积构成的速度随温度而异。在25℃下黄铁矾的构成速度缓慢，从pH值0.82～1.72规模的溶液中沉积彻底或许需耗时6个月。进步温度可改进沉积速度，80℃以上时沉积速度变得较快，100℃时可在数小时内沉积彻底。温度100℃以上沉积速度明显加速，不过就黄铁矾的安稳性而言，沉积温度有一个上限。尽管此温度上限会因溶液的组成而异，但180～200℃似为黄铁矾安稳性的上限。 诚如上述，除pH值和温度外，黄铁矾的构成及其安稳性还与一价阳离子浓度、铁浓度以及有无晶种或杂质存在等许多要素密切相关。假如把黄铁矾看作一种难溶电解质，其离解反响式可写为：    （2） 相应地，溶度积写为    （3） 能够看出，参加碱金属硫酸盐可促进黄铁矾的构成。不过上式中以一价阳离子M＋的浓度方次最低，对溶液中铁的沉积影响最小，黄铁矾能够从含K＋低至0.02mol∕L的溶液中沉积，但一般来说，铁沉积的程度随一价阳离子M＋对Fe3＋之浓度比添加而进步，且试验证明，抱负状况的M＋浓度应满意分子式MFe3（SO4）2（OH）6所规则的原子比。从含Fe3＋0.025至3mol∕L的溶液都彻底能够沉积黄铁矾，沉积的下限是10－3mol∕L。只需溶液中有过量的M＋离子存在，沉积的黄铁矾的数量和成分与初始溶液中的Fe3＋浓度无关。另一方面，OH－离子的浓度方次最高，因此溶液酸度对铁矾分出影响最大。在工厂实际操作条件（沉积温度～100℃）下，黄铵铁矾沉积时溶液中残留的Fe3＋浓度与初始H2SO4浓度存在以下联系： [Fe3＋]／[H2SO4]＝0.01 上式标明，初始H2SO4浓度越高，黄铁矾沉积残留的Fe3＋浓度也越高。并且到达平衡所需求的时刻也越长。 黄铁矾沉积基本上是一个成核与成长的进程，其沉积数量和速度与晶种的运用很有联系。在均相系统中发作沉积反响发作固体表面或许需求一个诱导期，晶种的存在可望消除这种诱导期并加速铁矾沉积的速度。尽管因为反响设备的尺度然后壁效应、所用试剂的纯度等许多要素都或许影响新相成核进程，因此文献对晶种的效果的报导颇有收支，有的乃至以为晶种效果不大，但一般的观念都必定晶种对黄铁矾构成的促进效果。晶种的参加可大大添加黄铁矾的沉积速度并按捺诱导期，沉积的初始速度随晶种参加量呈线性添加。参加晶种还可使黄铁矾在更低的pH值及温度下沉积。 铅、银及其他二价金属如Cu、Ni、Co等在黄铁矾沉积中的行为也不容忽视。在酸度不高的条件下铅可按下式构成铅铁矾：    （4） 铅铁矾的生成量与铁浓度及酸度有关。铁浓度越高，能构成铅铁矾的酸度也越高。这类铁矾还会与其他黄铁矾如草黄铁矾和碱金属的黄铁矾构成固溶体。假如溶液中的铅浓度本来有收回价值，则铅铁矾的生成会构成铅的丢失。为避免铅铁矾的生成，提出过3种办法，（1）将酸度进步到能阻挠铅铁矾能构成的浓度，在95℃下铅铁矾能溶于1mol∕L硫酸；（2）在180～190℃规模内沉积铁，在此温度规模内铅铁矾不安稳；（3）在有足够高的碱金属离子浓度下有用地沉积铁，这样会构成比铅铁矾更安稳的碱金属黄铁矾。例如，在Fe3＋为0.1mol∕L，H2SO4为0.1mol∕L、PhS为4.5kg／m3的矿浆中，在150℃、K2SO4或Na2SO4或（NH4）2SO4为0.3mol∕L下就能够有用避免铅铁矾的构成。而碱金属离子浓度较低时则会发作碱金属与铅的混合黄铁矾。 贵金属如银也易沉积为银铁矾或含银铅铁矾    （5） 当从含100×10－4%以下Ag的溶液中沉积黄钠铁矾时，有95%以上的银被结合到铁矾中。而二价金属如Zn2＋，Cu2＋，Ni2＋则只在很小程度上结合到碱金属黄铁矾中，这使得黄铁矾法能够很方便地用于从这些金属的溶液（尤其是硫酸盐溶液）中除铁而不构成金属丢失。金属结合到碱金属黄铁矾中的次序是：Fe3＋＞Cu2＋＞Zn2＋＞Co2＋＞Ni2＋。但这些金属结合到铅铁矾中的量要大得多。三价金属如Ga和In比较简单结合到黄铁矾类化合物中。 还有一种观念以为，二价金属离子替代的是黄铁矾结构中的Fe3＋而不是碱金属离子。二价金属结合到黄铁矾中的总的趋势是随其离子浓度、pH及碱金属离子浓度添加而加强，并随Fe3＋浓度削减而下降。

品名：戊基黄原酸钠(钾) 英文名称： SODIUM (POTASSIUM) AMYL XANTHATE(SAX,PAX) 牌 号：B1-06分子式：C5H11OCSSNa(K) 性状：淡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：戊基黄原酸钠(钾)是一种强捕收剂，首要应用于需求捕收力强而不需求选择性的有色金属矿藏的浮选。例如，它是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-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 指 标 粒 状 粉 状 戊基黄原酸钠(钾) % ≥ 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 12 包 装 120公斤/铁桶 900公斤/多层板箱，50公斤/塑编袋等120公斤/铁桶 60公斤/塑编袋

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，使其中所含的铅下沉取出。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。

银白色或微赤色，有金属光泽，性脆，导电和导热性都较差。铋在凝结时体积增大，膨胀率为 3.3％。铋的硒化物和碲化物具有半导体性质。室温下，铋不与氧气或水反响，在空气中安稳，加热到熔点以上时能焚烧，宣布淡蓝色的火焰，生成三氧化二铋，铋在红热时也可与硫、卤素化合。铋粉在内着火。铋不溶于水，不溶于非氧化性的酸（如），使浓硫酸和浓，也仅仅在共热时才稍有反响，但能溶于和浓硝酸。 　　        因为铋的熔点低，因此用炭等能够将它从它的天然矿石中复原出来。所以铋早被古代人们获得，但因为铋性脆而硬，缺少延展性，因此古代人们得到它后，没有找到它的使用，仅仅把它留在合金中。

一种低熔点核/壳型锡铋铜合金粉体及其制备方法      一种低熔点核／壳型锡铋铜合金粉体及其制备方法，涉及一种低熔点核／壳型合金粉体。提供一种低熔点核／壳型锡铋铜合金粉体及其制备方法。包括核和壳，核为铜锡基合金核，壳为锡铋基合金壳。按质量百分比，按预先设定的锡铋铜合金粉体的成分，称量锡、铋、铜各 金属 放入真空感应炉内的熔炼装置熔化；将熔化的合金液体倾倒于受液斗，在液体流入雾化室的瞬间，用惰性气体（最好为氩气或氮气等）吹之，即得核／壳型锡铋铜合金粉体。其工艺简单、成本低、效率高、污染少。 

铋首要用于制作易熔合金，熔点规模是47～262℃，最常用的是铋同铅、锡、锑 、铟等金属组成的合金，用于消防设备、主动喷水器、锅炉的安全塞，一旦发作火灾时，一些水管的活塞会“主动”熔化，喷出水来。 在消防和电气工业上，用作主动救活体系和电器保险丝、焊锡。铋合金具有凝结时不缩短的特性，用于铸造印刷铅字和高精度铸型。 　　        铋作为可安全运用的“绿色金属”，除用于医药行业外，也广泛应用于半导体、超导体、阻燃剂、颜料、化妆品、化学试剂、电子陶瓷等范畴，大有替代铅、锑、镉等有毒元素的趋势。

Bi 【化学组成】成分较纯,偶含微量Fe、S、Te、As、Sb等元素。 【晶体结构】三方晶系;arh=0.475nm,α=57°14′,Z=2;ah=0.456nm,ch=1.187nm，Z=8。砷型结构(图Z-12)。   图Z-12自然铋的晶体结构(砷型结构) (引自陈武，季寿元，1985) (a)NaCl型结构，(b)NaCl型结构沿L3方向变形而形成的砷型结构 【形态】单晶少见,常见呈粒状、片状、致密块状或羽毛状集合体。 【物理性质】新鲜断面呈微带浅黄的银白色,在空气中易变成具浅红的锖色；条痕灰色；金属光泽。{0001}完全解理。硬度2～2.5。相对密度9.70～9.83;具弱延展性;熔点271°C。具逆磁性。 【成因及产状】自然铋可形成于高温热液矿床、伟晶矿床中。自然铋在地表条件下易于氧化形成铋华和泡铋矿。 【鉴定特征】浅红的锖色，完全的解理，硬度较低和相对密度较大。

早在古希腊和罗马时期，就有金属铋的使用，人们用木炭复原辉铋矿制得它，首要用作盒子和箱子的底座。1450年，德国修士B•瓦伦丁曾描绘过铋。直到1556年，德意志的G.阿格里科拉才在《论金属》一书中提出锑和铋是两种独立金属的观点。1737年赫罗特用火法剖析钴矿时曾取得一小块样品，但当时并不知是何物。1753年，英国C. 若弗鲁瓦和T.伯格曼承认铋是一种化学元素，定名为bismuth。1757年法国人日夫鲁瓦(Geoffroy)经剖析研究，确定为新元素。铋的拉丁称号bismuthum和元素符号来自德文weisse masse(白色物质)，可是金属铋并非银白色，而是粉红色。

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%。

据20世纪70年代的研讨以为，其效果机理大致有两种：一种是黄药的氧化产品一双黄药起首要效果；另一种是矿藏表面的金属起首要效果。前者经过很多电化学实验测定，后者首要经过红外线光谱查验。还有非必须的观点，例如，有人以为或许是表面的元素硫起效果。    1973年曾经，黄药与方铅矿表面反响产品的判定是先萃取然后作光谱判定的。1973年发布了直接用红外线光谱判定的成果证明，方铅矿表面只要金属构成，而没有双黄药。     1974年宣布的动电位测定成果标明，构成黄原酸铅时，铅过量或黄原酸过量，测得的动电位不同，前者为-20 mV，后者为-50 mV，而双黄药的电位与pH值有关，pH=7时，动电位为-70 mV，pH＝11时，动电位为-140 mV。黄药处理过的方铅矿表面，其动电位挨近黄原酸铅，而与双黄药相差颇远。实测时，黄药浓度比正常浮选的浓度高，因此，以为在正常浮选条件下，方铅矿表面不会构成双黄药。    很多电化学的测定标明，当方铅矿的表面电位为-0.2V和2.0 V时，发作化学吸附，当表面电位持续增加到2.0 V以上，逐步构成双黄药。又由实验得知，氮气泡不向小于2.0 V的方铅矿电极粘附，当表面电位大于2.0 V时氮气泡就粘附，则证明双黄药存在有利于矿粒向气泡附着。电化学测定成果提出的化学吸附反响式为： PbS  +  2X-  → PbX2+S+2e方铅矿     黄药离子 黄原酸铅     用方铅矿作电极对黄药溶液进行长时间的电解，发现一起构成黄原酸铅和双黄药，两者之比介于3~0.5，随不同的方铅矿电极而不同。晶格中的硫离子在电解条件下，不是构成元素硫，而是氧化成硫代硫酸盐。发作的反响是先构成一层化学吸附的黄药，然后堆积几层双黄药，最终一起构成黄原酸铅及双黄药。    20世纪30年代曾有人试过直接用双黄药作为捕收剂，成果证明双黄药对方铅矿有捕收效果。可是，在方铅矿表面，是双黄药直接物理吸附，抑或是双黄药向方铅矿表面化学吸附，乃至发作化学反响构成黄原酸铅，好久未有结论。1975年宣布用放射性同位素示踪原子的黄药及双黄药对方铅矿表面的效果研讨标明，化学吸附的是黄原酸铅，而双黄药仅仅物理吸附。而且，物理吸附首要发作在方铅矿表面的“阳极区”。这种物理吸附的双黄药或许分散到“阴极区”。而在阴极区，双黄药被复原而构成，或许的表面反响是：  PbS      +     X2   ——   PbX2  + S方铅矿表面      双黄药           黄原酸铅     此式如果是体相反响，在25℃时的反响自由能是-13.86 kj/mol，假定表面反响与体相反响能量类似，则能够为上式是能够自发进行的。因此现在以为，双黄药的物理吸附进一步与方铅矿表面的阴极区效果，会构成黄原酸铅。

黄铁矾法作为有效的除铁方法在湿法炼锌厂的实践最具代表性。黄铁矾法的开发成功是在20世纪60年代中期，当时澳大利亚的电锌公司、挪威锌公司和西班牙阿斯图里亚那公司各自独立地开发了这项技术并几乎同时申请了专利。此后黄铁矾法迅速得到广泛应用，成为电解锌生产中主要的除铁技术，目前世界上至少有16家大型电解锌厂采用了此技术。现在用以除铁的黄铁矾法是将溶液pH值调到1.5且维持这一pH值，并在95℃左右加入一价阳离子从酸性硫酸盐溶液中沉淀黄铁矾。工业中最常用的一价阳离子是NH4＋和Na＋。黄铁矾沉淀后，溶液中铁的浓度一般降到1～5kg∕m3。 湿法炼锌中黄铁矾法典型的操作分3个基本步骤：中性浸出、热酸浸出和黄铁矾沉淀。在中性浸出阶段，酸性电解贫液被锌焙砂ZnO中和，得到含铁酸锌的渣和供电解沉积锌的中性硫酸锌溶液。铁酸锌渣在热酸浸出段用补克了硫酸的电解贫液造成的热酸中溶解，得到的含Zn和Fe的浸出液再在黄铁矾沉淀段处理，先用锌焙砂调整酸度，再加入硫酸铵或硫酸钠沉淀碱金属黄铁矾。沉铁后液返回中性浸出，黄铁矾渣则弃去。需要指出，沉淀黄铁矾时用作中和剂的锌焙砂中所含的铁酸锌将不溶解而进入铁矾渣中，因此新生成的黄铁矾渣不宜直接弃去，以免损失焙砂中和剂中未溶的铁酸锌。鉴于黄铁矾一旦生成则对酸相当稳定，实践上黄铁矾渣弃去前可在类似热酸浸出的条件下进行酸洗，溶解回收渣中残存的铁酸锌，而黄铁矾本身不致溶解。 黄铁矾法的3个基本步骤的具体操作条件及顺序在不同厂家不尽相同，但目的是相同的；最大限度地回收锌而不考虑少量的伴生元素如Pb和Ag。例如，铁酸锌的热酸浸出和黄铁矾的沉淀可以合而为一，即所谓转化法，其总反应如下：    （1） 该合并步骤的溶液然后可用新鲜焙砂中和，产出溶液供电解和渣返回循环。若精矿中含有较大量的Pb和Ag，则采用另外的流程，得到含Pb∕Ag的渣、黄铁矾沉淀和中性Zn电解液。这类流程中包含有一个预中和作业。在通常的黄铁矾流程中是用焙砂降低热酸浸出液的酸度，从而迅速而有效地沉淀黄铁矾。焙砂中存在的Zn2＋，Cd2＋，Cu2＋，Pb2＋和Ag进入黄铁矾而损失。在热酸浸出和黄铁矾沉淀作业之间引入一个预中和作业可以降低黄铁矾中的金属损失。在预中和作业中，溶液中的酸一部分被焙砂中和，所得的渣返回热酸浸出段溶解其中的Zn和Fe，而Pb和Ag留在铅－银渣中。部分中和过的溶液随后加入所需要的中和剂进行黄铁矾沉淀。 图1为集成的黄铁矾法流程示意图。它的设计中结合了各种黄铁矾法方案中的大多数改进环节。图1  集成黄铁矾法 除应用于湿法炼锌工业中外，黄铁矾法还在铜、镍、钴等金属提取中用作除铁工艺，尤其是在硫酸盐体系中。例如，在处理钴－铜精矿的阡比什（Chambishi）焙烧－浸出－电积法中，铜电积前的除铁就是采用黄钾铁矾沉铁。由于硫酸化焙烧本身提供了K＋离子，沉淀黄钾铁矾时无需外加高成本的硫酸钾。 黄铁矾法的优点是沉淀容易过滤，Zn，Cd和Cu在沉淀中的损失最少，可以同时控制硫酸根和碱金属离子，容易与各种湿法冶金流程结合。但它也有其自身的缺陷，例如：1）所用试剂成本较高；2）渣的体积较大，为1.4kg∕（m3·t），堆存占地较大；3）需要充分洗涤以除去吸附的有害环境或可供利用的金属；4）需要在控制条件下存放以免分解放出有害组分污染环境。通过热分解或水热分解将黄铁矾转化为赤铁矿供生产铁并将硫酸钠／硫酸铵循环至黄铁矾沉淀作业，可望克服这些缺点。

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。

由湖南省煤炭科研所与长沙有色冶金设计院共同开发的流态化焙烧－酸浸-离子交换流程已被湖北某石煤冶炼厂选用（下图）。图  流态化焙烧－酸浸-离子交换法提钒流程 这一新工艺半工业实验取得的首要技能经济指标为：焙烧酸浸转化率67.03%，酸浸回收率大于98%，离子交换吸附率99%以上，淋洗解吸率99%以上，沉积回收率99%以上，从原料到产品钒回收率约65%，离子交换树脂的作业吸附容量高达420mg／g（湿树脂），淋洗液V2O5均匀浓度约100g／L，产品质量契合GB3283－87中冶金99级要求。

湖南省煤炭科研所与湘西双溪煤矿钒厂共同开发出的无盐熔烧－酸浸－溶剂萃取流程见下图。这一工艺已用于双溪煤矿钒厂的工业生产。图  无盐焙烧－萃取法提钒工艺流程 萃取的技能条件为：有机相N 263 15%＋仲辛醇3%＋磺化火油82%，萃取原液pH约为7，比较O／A＝1／2，混合时刻3min，级数为1。 反萃的技能条件为：反萃水相NH3·H2O＋NH4Cl，比较O／A＝2，混合时刻3min，级数为1。 这一工艺取得的首要技能指标为（%）：焙烧转浸率大于55，酸浸回收率约98，灼烧回收率约98，总回收率约50。 因为在焙烧时不加任何添加剂，该工艺的生产成本较传统工艺下降20%～25%。一起，避免了加盐焙烧时烟气的污染，含钒废水量也大大削减。

浙江化工研究院提出的石煤流态化燃烧灰（或石煤）酸浸－中间盐法提钒新工艺见下图。图  酸浸－中间盐法提钒工艺流程 半工业实验取得的首要技能经济指标为：V2O5浸出率93.69%，中间盐回收率99.07%，萃取率98.10%，反萃率98.16%，沉积率99.0%，V2O5总回收率大于80%。产品质量契合冶金98级要求，每吨产品耗硫酸30.46t，P204 7.5kg，TBP60kg，火油60kg，9.09t，蒸汽20t，电8000kW·h，副产铵明矾48。

用酸溶性钛渣作质料比钛铁矿作质料有以下长处。     a.因为钛渣中的TiO2含量高，产品总收率可进步2%~3%，并可节省相应的储运、枯燥、原矿破坏的费用；     b.因为钛渣中钛含量高、铁含量低，因而酸耗也明显下降，每吨钛的酸(H2SO4)耗可节省25%~30%，但反响时硫酸浓度较高；     c.无副产品硫酸亚铁，也不需求用铁屑来复原，防止废铁屑带进的杂质对成品质量的影响；     d.能耗低，可节省0.6t蒸汽/钛，节电8%、节油或燃气4%、节水5%、节省制作本钱12%；     e.工艺流程短，可省去复原、亚铁结晶与别离和浓缩3个工艺操作进程；     f.反响生成的钛液稳定性好，晶种增加量也较少；     g.废酸，废水、废渣排放量以每吨钛计比普通钛铁矿酸解工艺要少得多，三废管理的费用相对少。      因为酸溶性钛渣在高温冶炼时要参加复原剂(无烟煤)，因而产品中不含Fe2O3而含有二价的FeO和金属铁，所以在酸解进程中不只不需求参加铁屑来复原高价铁，有时因为三价钛含量过高还要参加少数的氧化剂。别的因为酸溶性钛渣中二氧化钛含量高、总铁含量低、不含有Fe2O3,因而反响时放热低，需求蒸汽加热的时刻较长，反响时的硫酸浓度要求较高(91%)老练和浸取的时刻较长。       图1为运用加拿大QIT索利尔酸溶性钛渣的酸解反响进程，从图中能够看出：反响前的80min为加酸、投矿和拌和的进程，此刻的压缩空气流量为600m3/h，随后加稀释水7min，因为硫酸稀释放热温度从50℃升至80℃，然后通蒸汽加热25min温度上升至120℃，主反响当即开端，在5min内温度从120℃猛增至200℃左右。主反响期间保持约15min，从加稀释水前20min到主反响期间压缩空气的流量增大至800~1000m3/h,保温吹气0.5h，此刻压缩空气量可降至500m3/h，中止吹气老练约4h，在此期间温度从190℃缓慢降至85℃，接着在不超越90℃的情况下浸取约7h，浸取期间拌和用的压缩空气流量约800m3/h,所得钛液的相对密度为1.550g/cm3。[next]     图2是一个运用加拿大QIT索利尔酸溶性钛渣的工艺流程和物料平衡示意图。

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。