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。

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%。

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。

常用铍铜中铍的质量分数为1.7-2.5%,铍青铜经过淬火和时效可以具有极高的强度和硬度,远超过其他所有的铜合金,甚至可以和高强度钢蓖美.它的弹性极限\疲劳极限\耐磨性\耐腐蚀性也都很好,是各种性能结合得很好的一种合金;还具有很好的物理\化学性能.就是价格太高!!!常用牌号:QBe2\QBe1.5\QBe1.7等.

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

铋的电解精粹是以经过开端火法精粹的铋铸成阳极，将电解分出铋铸成阴极，在和三氯化铋的电解液中电解，凭借直流电的效果，使阳极铋溶解，铋在阴极上分出。 铋的氯化溶液电解的工艺流程如图1所示。图1  铋的氯化溶液电解工艺流程 粗铋中杂质在电解时分为三类：一类在阴极分出；一类溶入电解液；一类不溶解而进入阳极泥。 一、铋电解的电极反响 铋电解示意图如图2。图2  铋电解示意图 在由和三氯化铋组成的电解液中的电离反响：在直流电效果下，阳极发作铋的溶解：阴极发作铋的堆积分出：跟着电解进程的进行，阳极铋逐步溶解，阴极上逐步分出铋而增厚。 二、杂质在电解中的行为 粗铋阳极板中含有多种杂质，这些杂质可分为三类： （一）较铋更负电性的金属：如铁、碲、铅、锡等，因为它们的标准电位比铋更负，所以先于铋进入电解液，生成氯化物盐类，其间氯化铅在溶液中溶解度小而沉积，其他氯化物进入电解液后，下降BiCl3浓度，使耗费添加，电耗添加，还会使阳极泥中海绵铋量添加，电流效率下降，使分出铋质量下降。 （二）较铋更正电性的杂质：如金、银等不溶解，进入阳极泥。少数银进入阴极铋是因为电解液循环机械夹藏所形成的。 （三）与铋电位挨近的杂质：如砷、锑、铜等，当这些杂质在溶液中浓度较大时，可能与铋一道在阴极分出。 所以要求电解运用的阳极质量好，主成分含量高，杂质含量低，特别是应严格控制砷、锑、铜的含量，以削减其在阴极分出的可能性。 三、铋电解造液法 因为铋离子在溶液中导电性差，因此铋阳极溶解的速度慢，而在阴极分出的速度快，从而使电解液中铋离子浓度不断下降，这种现象叫阳极钝化。所以在铋电解进程中，有必要制作部分含铋高的电解液弥补到已贫化的电解液中去。造液有两种办法：坩埚造液法与碱性造液法。 1、坩埚造液法。粗铋为阳极，铅条为阴极，铅条外用素烧的陶瓷坩埚作阴极隔阂。当新造液时，原液选用和食盐的混合液：而旧造液时，用电解后的溶液造液回来运用。在直流电效果下，氯离子移向阳极，使阳极铋溶解生成三氯化铋溶液，因为铋离子体积较大，不能透过阴极坩埚隔阂，而被留在电解液中，只要氢离子体积小，能经过隔阂在阴极放电。在不断对阴极弥补的情况下，电解液含铋量不断添加，其反响为：造液后的高铋溶液，经过电解液的循环，接连地弥补到电解出产中去，而含铋低的电解液，也经过循环不断回来造液。 坩埚造液法能够在不改变电解液量的情况下，进步电解液中铋离子浓度。 2、碱性造液法。阴极与阳极均用粗铋，不需阴极隔阂，造液运用食盐溶液，在直流电效果下，阳极铋溶解生成BiCl3，而在阴极表面分出并发生NaOH，其反响为：生成的氯化铋被水解为氯氧化铋，仅少数在阴极分出：阳极不断溶解，直至将溶液中氯离子耗费完毕。电解完毕后将碱液抽去，用将BiOCl浸出：因为浸出BiOCl的溶解度约束在100～120克／升铋左右，所以碱性造液法只能添加所需的电解液量，而不能进步电解液含铋量。 四、铋电解的技能条件 （一）电解液组成。电解液由与三氯化铋组成。在开槽制备电解液时，需配入一定量的食盐，其浓度为100千克食盐／1米3，以添加溶液中氯离子浓度。电解液中游离酸控制在80～100克／升，铋控制在120～150克／升。电解液密度1.2克／厘米3左右。电解液中酸量超越含铋量时，在阴极分出海绵铋，酸量过低则阳板溶解欠好，有片状物掉落，阳极泥含铋高，下降电流效率。当电解液中铋量过低时，阴极也分出海绵铋，而含铋过高时则需很多造液，使电耗添加。 2、阳极。阳极档次宜高，一般在90%～95%，最好大于95%，含硫要求不超越0.5%，含铅不超越3%。阳极中杂质含量对电解作业影响很大。某厂曾对表1所列阳极进行电解，技能条件控制为：电解液组成：Bi 90～115克／升，HCl 100～120克∕升，NaCl 80～100克／升，电流密度100安／米2。 表1  粗铋组成与电解作业联系由表1可见，粗铋含硫高时，阴极分出物呈混状，有一半的分出铋掉入阳极泥中，电流效率下降至50%左右，这是因为不溶的硫化铋薄膜阻止阳极铋溶解形成的。 粗铋中锑的含量直接影响阳极泥的附着情况，含锑高时，阳极泥不掉落，但含锑过高将引起槽压上升；当阳极含锑低时，阳极泥易掉落，添加了槽底阳极泥量，且电解液易污染。 粗铋含银与阴极分出铋含银间联系如图3所示。图3  粗铋含银与分出的铋含银间的联系 当粗铋含银低于1.5%时，电铋含银低于0.05%。 参加适量硫酸以除掉电解液中Pb2＋。但参加硫酸也有利于银在阴极分出，所以当粗铋含银大于1%时，不宜加硫酸避免银分出。 阳极板的厚度与电解周期有关，当阳极厚5毫米，电流密度100安∕米2时，可饱尝24小时电解，残极率35%。 （三）电流密度。电流密度是每米2阴极表面上经过的电流安培数，单位为安／米2。电流密度直接影响电解的出产率、电耗和出产本钱，是至关重要的技能参数。选定电流密度时要考虑经济和技能条件。不引起阳极钝化又能确保阴极分出物质量的最大电流密度称答应电流密度，在答应电流密度范围内，经济上最合理的电流密度叫经济电流密度，也就是本钱最低的电流密度，能够确保较高的阴极质量、较高的电流效率和较低的电耗的高电流密度。铋电解的电流密度一般控制在100～150安／米2，造液的电流密度为200～300安／米2。 （四）电耗、槽电压及电流效率。电耗是电解出产的首要技能经济指标，是每出产一吨铋在电解时所耗费的直流电数量，以千瓦小时／吨铋或千瓦小时／吨分出铋表明，电耗（W）首要由槽电压（V）和电流效率（η）所断定，其核算式： 从上式可见，电耗与槽电压成正比，与电流效率成反比，而以槽电压影响最大。 槽电压可用下式核算：式中，Ea－由阳极浓差极化引起的阳极电位（伏）；       Ek－由阴极浓差极化引起的阴极电位（伏）；       I－经过电解槽的电流强度(安)即电流密度乘以一个电解槽内阴极总面积(米2)；       R1－电解液电阻（欧）；       R2－阴极、阳极与导电铜板和导电杆等的电阻（欧）。 槽电压随电流密度的进步及电解时刻的延伸而进步。开端电解时槽压为0.25伏左右，跟着电解的进行，阳极泥层加厚，浓差极化加重，至电解后期达0.5伏以上。造液则开端为3.5伏左右，后期升至5.5伏左右。 铋电解的电流效率在90%以上，一般在95%左右。核算电流效率的公式为：式中G－分出铋分量（克）；     q－铋的电化当量，为2.6克／安·小时；     I－电流强度（安）；     t－通电时刻（小时）；     n－电解槽数目。 综上所述，列出铋电解技能条件如下： 电解液组成：游离80～100克／升；铋离子120～150克／升；NaCl 100～120克／升； 阳极档次：Bi高于90%；S低于0.5%； 电流密度：100～150安／米2；造液200～300安／米2； 槽电压：0.25～0.5伏：造液3.5～5.5伏； 电解液温度：25～30℃；造液时低于50℃； 电解液循环量：下进上出，5升／分； 极距：100～110毫米； 电解周期：2～3天；造液3～4天； 阳极泥率：10%左右；阳极泥含铋50%～70%； 残极率：35%～50%。 五、铋电解设备 某厂年产500吨电铋之电解设备为： 电解槽：2500×1050×1000毫米共30只，水泥槽体，内村沥青； 地下贮槽：2500×2000×1000毫米共2只，材料为混凝土槽体内衬沥青； 洗残极槽2个； 离心过滤机：φ600毫米（内衬胶）一台； 电动单樑桥式超重机（2吨）一台； 酸泵：φ'2"（内衬胶）2台。 六、分出铋的火法精粹 粗铋经电解精粹在阴极分出的电铋，含铋在99%左右，还含有铅、铜、砷、锑、碲、银等杂质，有必要再经火法精粹提纯。 将粉与分出铋分层装锅，每层分出铋厚度约300～400毫米，加硫份额为Bi∶S＝200∶1。装锅后缓慢升温至600℃，拌和捞除铜浮渣，然后参加固体碱，拌和除硫。再进行加锌除银与氯化除锌、铅，其原理与操作办法如前述。

将除银后铋液用泵转入4号锅进行氯化精粹。降温至320～340℃通入，每锅刺进通氯管4～8根，刺进深度为300～400毫米。插管太浅，易逸出蒸发，基层含铅高的液体难以氯化，插管太深，则通氯阻力大，钢锅易被腐蚀。 氯化锌熔点283℃，因为密度小（2.9克／厘米3），上浮至液面而有掩盖效果，锅面构成灰白色薄膜，当开端呈现深灰色渣时，则为除锌结尾，此刻将液态的氯化锌渣舀出，作为出产ZnCl2的质料。 然后氯化除铅。因为铅是铋液中首要杂质，为了加速氯化除铅的速度和进步利用率，操作温度一般控制在350～400℃。PhCl2的密度5.9克／厘米3，熔点498℃，较铋液轻而上浮，呈固态浮渣掩盖铋液表面，避免的蒸发丢失和污染环境。除铅过程中要抓取氯化铅渣数次，捞渣时先停氯，升温至500℃以上，使呈液态舀出，以削减渣中夹藏金属铋丢失。半途捞渣不用捞净，每次捞完后仍降温至350～400℃，持续通氯，直至除铅结尾。氯化锌渣量约为料重的3%～5%，氯化铅渣量约为料重的13%～20%，其成分于下表。 表  氯化精粹渣成分（%）氯化除铅结尾的判别极为重要。判别过早，因除铅不完全而添加出锅前弥补脱铅工序，判别过晚，就会添加铋被氯化入渣丢失量。判别结尾可根据粗铋中杂质铅含量概算氯化铅渣产出量，而大略估量除铅结尾。在出产实践中首要经过取试样目测判别：当试样表面发黑，不冒金属小珠，试祥断面贯穿细密的笔直条纹状结晶，呈金属光泽，无灰色斑驳，则为除铅结尾，此刻之铋液含铅小于0.01%，然后持续通氯一小时左右，取样分析铅，此刻之含铅量动摇在0.0005%～0.001%之间。 剧毒，激烈影响人的呼吸系统，吸入过量会引起肺水肿，乃至引起逝世。

为了防止碲与锡在碱性精炼中同时入渣，采用先除碲，后除锡的工艺，以利于分别回收碲与锡。 将氧化精炼除砷、锑后的铋液，降温至500～520℃，加入料重1.5%～2%的固体碱，熔化后，鼓入压缩空气除碲，固体碱分几次加入，除碲精炼时间一般控制在6～10小时，至加入之固体碱在压缩空气搅动下不再变干，则为除碲终点。除碲后的铋液，含碲降至0.05%以下，在以后的精炼工序中，还能进一步有效地除碲，所以无需过多地延长除碲操作时间，以免产出大量贫碲渣，降低铋的直收率。碲渣呈淡黄色，重量约为料重的3%～5%。 捞出碲渣后，降温至400～450℃，加入NaOH与NaCl，熔化后覆盖在铋液表面，用鼓入的压缩空气搅拌15～20分钟后加入NaNO3，再搅拌30分钟后捞出干渣。碱的加入量为Sn∶NaOH∶NaCl∶NaNO3＝1∶2∶0.6∶0.5。操作反复进行三次，第一次加入量占总加入量的3∕5，第二次为1／5，第三次为1／5。锡渣量约为料重的1%～3%。 某厂碱性精炼产出之碱渣成分如下表所示，从中分别回收碲与锡酸钠。 表  碱性精炼渣成分（%）

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。

一、最终精炼机理 氯化精炼为可逆的置换反应。为了除去残留的比铋更易氧化的痕迹元素，如氯、锌、锑、碲、铁、铅等，必须进行最终精炼。 最终精炼实质上为碱性精炼，将重量为铋量的1%～2%的固体碱加入除氯后铋液中，并加入KNO3（或NaNO3）2～5千克，压缩空气搅拌，某厂最终精炼杂质除去情况如图1所示。图1  最终精炼杂质去除程度 从图1可见，以除氯效果显著，对除残锌、残铁亦有效，而对脱除残铅作用不大。这大概是由于铅与铋的氧化物的自由焓较接近，而铅与铋之间又能生成稳定的金属间化合物之故。 最终精炼时锌首先氧化，被NaOH吸收入渣，为了加强氧化效果，在铋液中加入少量KNO3（NaNO3），生成锌酸盐以除去残锌。 若含铅高于0.001%，则需补充通氯脱铅，直至合格。 二、最终精炼实践 最终精炼在实践中又分“高温法”与“低温法”两种。 高温法是将最终精炼温度控制在680～720℃，加入料重0.5%～1%的NaOH和1～2千克KNO3，向除氯后铋液中鼓入压缩空气搅拌约2小时后捞渣，取样分析铅与银，至铅低于0.001%，银低于0.003%为合格。然后加入少量固体碱熔化后覆盖液面，降温至300～400℃铸锭。精铋采用立模浇铸，铸模内部尺寸为370×140×30毫米，每块重约15.6千克。 低温法是将精炼温度控制在550℃左右，其它操作与技术条件与高温法类似。实践证明，采用低温法不影响质量，并可降低燃料消耗，延长精炼锅使用寿命。 某厂最终精炼渣成分如表1所示。 表1  最终精炼渣成分（%）精铋表面呈玫瑰红金属光泽，无夹渣、无气孔、无毛翅。某厂为使精铋表面呈银白色，增加“做表面”工序。将合格后铋液，降温至320～340℃，加入0.2～0.5千克氯化铵，2～5分钟后，取样观察表面呈银白色，即可出锅铸型。 通过直接火法精炼，可产出1号或2号精铋。精铋的国家标准如表2。 表2  精铋的国家标准GB915－84

炼铋转炉与铜冰铜吹炼炉不同，仅外形有某些相似，炼铋转炉采用厚16～20毫米锅炉钢板焊成圆筒状，外有两筋状钢轮包围筒体，水平安置在四对滚轮上，滚轮安装在铸钢底座上，底座固定在钢筋混凝土基础上。圆筒有两个端盖钢板，并在圆筒一端靠近支承轮旁有一大齿轮圈，大齿轮圈是转动机构的主动轮。电动机经减速箱传动驱动小齿轮，小齿轮与大齿轮啮合，从而通过电机运转驱动转炉炉体。 炼铋转炉实际上是一旋转式熔炼炉，不需要如吹炉似的一排风口。炉体用镁砖砌筑，其结构如图1所示。图1  铋转炉的一般构造 1－烟道；2－托圈；3－风口；4－炉口；5－大齿圈；6－油口； 7－小齿圈；8－减速箱；9－转动电机；10－后托轮；11－前托轮 一、转炉的构造及主要尺寸 转炉由炉体、燃油装置、炉口、转动装置、炉尾烟道、余热利用设备等主要部分组成。 （一）炉体。炉体为圆筒形，卧式，用锅炉钢板焊成，两端钢板与圆筒用螺钉联结固定，一端设重油燃烧孔，一端炉尾烟道与水平固定烟道相接。 （二）重油燃烧系统。采用100号重油作燃料。燃烧系统包括下述主要设备：齿轮油泵、流量计、压力式温度计、电加热器、减压阀、低压油嘴等。 （三）炉口。炉口在转炉中部，如图1所示。炉口有两个作用：炉料从炉口装入炉内：熔体（粗铋、冰铜、炉渣）从炉口放出。 （四）转动装置。用4.5千瓦电动机经减速箱后，以6分／转的转速转动炉体至任意位置。 （五）炉尾烟道。转炉炉头安装重油喷嘴，炉尾设烟道排送烟气，炉尾烟遭与水平固定烟道之间，用法兰盘螺钉密封联接，其联接部位示意图如图2所示：图2  铋转炉烟道接口示意图 1－固定部分；2－转动部分；3－接口部分 （六）余热利用设备。转炉炉尾烟气温度在1150℃左右，在水平固定烟遭中安装套管式换热器，如图3所示。图3  套管式换热器示意图 1－水平烟道；2－换热器；3－喷流孔 冷空气从内管进入换热器，经管壁无数小孔呈喷流状态喷在被炉尾烟气加热的外管壁，实现热交抉，被预热的空气经夹套送入重油燃烧系统。套管式换热器可将空气预热到300℃以上，供重油燃烧用。 二、转炉作业基本条件 （一）炉料与装科方法铋转。铋炉多用来进行氧化铋渣的还原熔炼。这是由于转炉便于操作，炉温易于调节，所以处理氧化铋渣时可以减少产生炉结，即使生成炉结也易于处理。转炉产出冰铜含铋高，可以返炉再炼。最近某厂已将转炉用于处理铋精矿及混合料，正在探索最佳技术条件。 转炉备料及装料方式与反射炉大致相同，采用地坑配料，箕斗盛装，卷扬提升至炉顶。不同之处是转炉不另置进料口，而是转动炉体使炉口朝上，将箕斗内的炉料直接倒入炉内。进料后，再将炉口转至水平位置。 （二）燃料及燃烧方法。转炉可采用重油、粉煤、天然气作燃料，铋转炉多采用重油，因为重油发热量高、灰分极少，设备投资省。重油需先预热至80～100℃，并用98066.5～196133帕油泵送入喷嘴。一般采用低压喷嘴，喷嘴的内管输送燃料、夹套间输送1373～1961帕的压缩空气。重油燃烧所需空气的3%～6%随重油一道喷入炉内，其余绝大部分空气从喷嘴周围大气中吸入炉内。低压喷嘴的一般构造如图4所示。图4  低压油嘴的构造示意图 1－固定螺丝；2－重油喷头；3－油量调节器 三、转炉熔炼实践 转炉熔炼包括备料、熔炼、出炉等步骤。 （一）备料。处理氧化铋渣时，其配料比控制在：氧化铋渣100%，纯碱3%～4%，煤粉3%，黄铁矿20%～30%，萤石粉3%～4%。处理返炉冰铜时，其配料比为：返炉冰钢100%，煤粉3%。纯碱3%～4%，黄铁矿15%，萤石粉酌情加入。处理铋精矿及混合料时，其配料比可参考反射炉配料比。 各工序操作时间与温度的控制如表1。 表1  转炉各工序操作时间与温度（二）熔化。采用低压喷嘴燃烧重油。由于是周期性作业，每炉升温前要点火。点火可用木柴或煤气点火，点火时操作人员应站在油嘴两侧，先开风后开油，点火后遂渐加大风量与油量，使炉温逐渐上升。风油比控制为每千克重油耗10米3风量，油压应大于0.39×106帕，当用压缩空气雾化时，风压应大子0.39×106帕，当用蒸汽雾化时，蒸汽压力应大干0.59×106帕。 在熔化过程中必须经常观察炉料熔化情况，根据具体情况翻动炉料或转动液面。炉料完全熔化后，为了使还原反应完全，可加入煤粉后翻动炉料，再封好炉口继续熔化。 （三）出炉。出炉包括放渣、放冰铜，放铋合金（粗铋），放渣时不许停风停油，保持高温放稀渣，溜口要清理得又宽又平，缓慢转动炉体，使渣流出时薄而慢，经常取样观察，炉内粘渣、浮砖要及时抓出，不让在炉内形成炉结。放渣后要清理干净炉口，将炉口转至水平位置。为了降低冰铜含铋，可加入部分铁屑，用铁扒搅匀后升温。放冰铜时速度应稍快，但要防止粗铋流出，要经常采样观察。放完冰铜后降温，直至炉内残存之冰铜冷凝成固体后，再放粗铋，放到斗内的粗铋上的浮渣，要及时捞干净。 四、转炉故障及排除 （一）炉结。转炉炉结与反射炉炉结大体相同，主要是由黄渣组成，因为氧化铋渣含砷高达2%左右，而加入黄铁矿后，热分解产生FeS，FeS被纯碱氧化成FeO，FeO在转炉熔炼温度下，当炉内局部气氛含CO高于70%时，可以还原为金属铁。 金属铁与氧化铋渣中被还原的砷一道组成黄渣。黄渣的处理方法与反射炉大致相同，由于转炉燃料是重油，炉温较反射炉更易掌握，所以炉结较易排除。 （二）重油燃烧的主要故障及预防 1、点不着火的原因是无油或油中渗水过多、烧嘴服堵塞、温度不够、风量过大、重油闪点过高。预防法是重油须经滤油器过滤、点火时确认有油喷出，雾化空气量必须适当。 2、火焰不稳定的原因是重油粘度过大、燃烧器喷嘴过大、风压，油压不稳定。预防法是提高加热温度、选用适当的油嘴砖、设置减压阀。 3、回火的原因是重油闪点过低、油灰过大、一次空气压力不够。预防法是选用合适的燃烧器，观察雾化状况及喷出速度，防止排气管堵塞。 4、积炭结焦包括喷口及油嘴砖积炭结焦。原因是由于预热温度过高、喷射不良、油含碳高而引起喷嘴结焦；而油嘴砖扩散度不够、喷嘴喷射角度太陡、重油雾化不够是造成油嘴砖结焦的原因。对积炭结焦要经常检查，及时清理。

掺杂共聚合物，以及其他具有金属导电性的有机材料，一般称为组成金属。这个名词经过Alan Mac Diarmid“组成金属：有机聚合物的新式效果”为人们所熟知。该术语也能够在专门介绍这些材料的Elsevier杂志和世界组成金属科学技能会议上看到。“组成金属”这个术语运用的时刻现已满足长，所以很少有人质疑它的来源。因而，回忆一下这一术语的来源前史是有必要的。 人们以为靠前次运用这个术语是Alfred Ubbelohde在1969年开端的。在Weinberg的关于Ubbelohde的列传中能够找到一个明显的案例：“Ubbelohde发明了诱人的表达”组成金属，是包含金属传导材料发明的，但这些材料又完全由非金属原子如碳、氮、氢、卤素和氧组成的。但事实上，这个术语的呈现早于Ubbelohde，这能够在1911年的Herbert Mc Coy的着作中找到。 Herbert Newby Mc Coy（1870-1945）于1898年在芝加哥大学取得博士学位，并在前往工厂之前具有犹他州和芝加哥的职位。虽然他为人所熟知的是稀土化学专业的研讨，但也被以为是经过电解（CH3）4N+盐在1911年靠前位制备有机金属的人。这可追溯到1808年关于合金的报导，McCoy以为复原铵能够显现类似于的金属性质。 运用电极，电解发生类似于钠齐的具有金属光泽的固体。虽然不是很安稳，但被确以为是具有金属导电性的铵自由基的齐。Mc Coy总结道：“效果刚被检查过，虽然数量很少，但很有或许制备复合金属物质，就是称为组成金属的物质，而且这些组成元素中至少一部分对错金属的。”1986年，Bard和搭档以为，这些产品实际上是由复原NH4+（Hg4-）发生的的Zintl离子盐。因而，这些不是较初以为的有机金属，而似乎是“组成金属”的来源。该术语随后在文献中不再运用，直到1969年Ubbelohde运用它描绘插层石墨时再次呈现。 Alfred Rene Ubbelohde（1907-1988）1941年被牛津大学颁发D.Sc. 学位，之后在皇后大学和帝国学院担任学术职位，他的研讨生计触及一系列科研方向，包含石墨和插层化合物，金属氢，相变材料和离子熔体。Ubbelohde报导的嵌入石墨显现出高达2.5×105Scm-1的电导率，因而成为供给金属有机物质的靠前实例。他在1951年初次描绘这些材料，但直到1969年才将它们描绘为组成金属。1969年的论文中报导的电导率明显高于他曾经的陈述，这或许是为什么他会用这个术语来描绘这些后来的材料的原因。不管什么原因，这个词之后成为他的着作中的干流，这导致了人们信任是他发起了这个词。 那么，到底是Ubbelohde独立开发了“组成金属”这一词，仍是在Mc Coy的作业中学到了它，并简略地将它应用于自己的作业。这个问题是不或许有定论的，虽然Ubbelohde的列传能够供给一些头绪，可是需求留意的是，Ubbelohde从来没有宣称这个术语是他自己的，他也从不界说这个术语。他总是运用这个术语，就好像它是一个已知的术语，不需求解说。例如，他在1969年靠前篇论文中靠前句话说到：“跟着出产近抱负石墨的办法的开展和操控逐步形成插层化合物的办法的改善研讨，这些组成金属中电荷载流子行为的改变是有或许的，会比研讨天然金属的可运用性的状况愈加具体。” 这个术语没有被解说，他也没有供给参阅内容。虽然Mc Coy从未被提及，但应该留意的是，Ubbelohde在1951年宣布了2篇关于铵齐的论文，这与Mc Coy的组成金属原文是相同的论题，因而他了解Mc Coy的作业似乎是合理的。虽然这不能被证明，笔者以为，Ubbelohde是从Mc Coy那学习到这个术语的，而且没有独登时开展它。假如这个说法是正确的，那Ubbelohde从未参阅或供认Mc Coy的原因将依然是一个令人困惑的奥妙。 在20世纪70年代初，发现了别的的金属材料，包含有机电荷转移盐、金属链化合物和聚硫氮化物。因为这项研讨覆盖了一系列科学和地舆学科，1976年的夏天在匈牙利的希奥福克举办了一个研讨会，将这些跨学科研讨人员集合在一起。从此发生了一个长时间的世界会议，即世界组成金属科学和技能会议，一般称为ICSM。该会议自1976——1982年每年举办一次，1982年后每2年举办一次。 1976年11月，研讨人员发现经过掺杂聚薄膜能够得到高导电性材料，Mac Diarmid、Heeger和Shirakawa初次在纽约市的第二届ICSM会议上陈述了这一研讨。这一研讨结果随后呈现在1977年底的文献中，然后扩展了组成金属的规模，即包含掺杂的聚。虽然该术语并未用于原始的聚论文中，但Mac Diarmid在1979年的谈论文章中界说了组成金属是衍生于自聚硫氮化物，聚和石墨的金属化合物。跟着导电聚合物的持续开展，该术语在1991年得到进一步延伸，包含掺杂聚合物，如聚对、聚亚基亚乙烯、聚、聚和聚。 到1979年10月，一份新的Elsevier杂志被推出，专门报导这些材料，名为组成金属。到目前为止，这依然是的有机导电材料杂志。 组成金属的前史能够追溯到比一般以为的愈加长远。此外，因为咱们的导电材料概念在曩昔50多年中也发生了改变，因而“组成金属”这一术语所代表的材料自从初次运用以来也发生了改变。但是，在所有状况下，这些材料都契合Mc Coy较早在1911年提出的组成金属是用来表明“复合金属物质从组成元素来看，其间至少部分元素对错金属的”这一观念。

一、高温氧化酸浸 高温氧化酸浸是指温度在200 — 230℃，压力在4～6 MPa条件下进行浸取。此刻硫化矿的硫都氧化为硫酸根，黄铜矿的总浸取反响能够写作： 2CuFeS2＋H2SO4＋8.5O2 ==== 2CuSO4＋Fe2（SO4）3＋H2O 共生的黄铁矿在这样的浸取条件下也被浸出，在酸度较低时，高铁离子水解生成赤铁矿，发生硫酸，如下式：   Fe2（SO4）3＋3H2O ==== Fe2O3＋3H2SO4 按此反响计量比核算，氧化每公斤硫需氧气2.12kg。如一种精矿含Cu 26%、Fe 31.3% 、S36%，则溶出每公斤铜需氧气2.93kg。在不同温度和pH值及氧化条件下，铁还能够沉积为针铁矿FeOOH，酸型黄铁矾（H3O）Fe3(SO4)2(OH)6以及碱式硫酸铁Fe (OH)SO4。可是因为这些沉积组成不一样，发生的硫酸量也不同。如生成（H3O）Fe3（SO4）2（OH）6的反响为： 3Fe2（SO4）3＋14H2O ==== 2（H3O）Fe3（SO4）2（OH）6＋5H2SO4 每摩尔Fe3＋水解发生的酸（H＋）仅为5/3mol，而生成赤铁矿时，每摩尔Fe3＋水解发生的酸（H＋）为3mol。 铁沉积的稳定性影响到浸取渣排放的安全间题，以赤铁矿的稳定性最好，不会进一步水解释出酸，遇石灰不反响。碱式硫酸铁等与石灰反响，铁离子进一步水解。因而不管生成碱式硫酸铁或许酸型的黄铁矾（H3O) Fe3（SO4）2（OH）6，当从渣中化提金时，石灰耗费量往往很大。 二、黄铜矿和混合矿的酸 加拿大谢尔特•高登（Sherritt Gordon）在1954年成功将加压浸应用于镍黄铁矿浸取的一同，也进行了许多酸浸研讨。他们研讨过一种混合的镍黄铁矿—黄铜矿—磁黄铁矿的浸取，成分为：Ni 10%、Cu5% 、Fe 30%、S 30%。当温度在210℃和氧分压700kPa时，镍和铜的浸取率可到达99%。 20世纪90年代，科明科（Cominco）工程服务公司、佩莱•瑟侗（Placer Dome）公司、通用黄金资源公司 （General Gold Resources） 等试验过高温浸取黄铜矿的工艺。如试验研讨了斑岩铜矿、黄铜矿、黄铜矿—斑铜矿混合矿（含Cu 41.4%、Fe 22.2%、S 28.0%）等的浸取，在200～210℃，2MPa氧分压下，60 min，铜浸取率都在99%左右。浸出液含铜36～78g/L、硫酸40～31 g/L、铁小于lg/L。 三、高杂质含黄铜精矿的酸浸 在高温氧化酸浸时，砷、锑、秘等金属与铁一同沉积。在高温酸浸一种黑黝铜矿为主的精矿时，样品成分为：Cu 26.5%、Sb 13.2%、 As 6.8%、Fe 2.0%、Zn 2.9%、S 19.4% 、Ag 0.27%，事前参加硫酸亚铁，使Fe/(As＋Sb)＝1.5/1（mol )。在220℃和600kPa的氧分压下，铜和锌的浸取率别离到达95.4%和95.0%。渣用氯化物溶液浸取银，浸出率到达95.4%。 除了生成铁  Fe2（SO4）3＋2H3AsO4 ==== 2FeAsO4＋3H2SO4 铁离子和根还生成碱式盐 2Fe2（SO4）3＋2H3AsO4＋（2＋n）H2O ==== 2Fe2（AsO4）（SO4）OH·nH2O＋4H2SO4 常见的含砷、锑铜矿除了黑黝铜矿（Cu12Sb4S13），还有硫砷铜矿（Cu3AsS4）、砷黝铜矿(Cu12As4S13)。高压浸取一种含（％）：Cu 22.6、Sb 0.5、As 8.6、Fe 18.0、S 35.4、Ag 61g/t、Au 844g/t的精矿。在200℃经3h浸取或220℃下浸取1h，硫的氧化率到达99%，简直悉数的锑及多于94%的砷沉积到渣中。铜的浸取率在95%～98%，是因为溶解的铜又生成了一种含有Fe－Cu－As－S－O的沉积。进步浸取温度，生成的不稳定硫酸盐沉积量增大，在化时耗费更多的石灰。220℃的渣化浸金时耗费石灰达130kg/t，而200℃的浸取渣仅耗费50kg/t。金的化回收率在87%～96％之间。银的回收率很低，是因为构成银的黄铁矾盐的原因。 四、孔科拉流程 孔科拉矿石的首要铜矿藏是辉铜矿、斑铜矿，其次才是黄铜矿。因而它的精矿的特色是：高铜，低硫，低铁和高硅，而且含有钴矿藏，所以在熔炼时有必要配人黄铁矿和石灰。可是，这些特色使它十分合适选用加压浸取。孔科拉深部矿样中斑铜矿占铜矿藏的22%、辉铜矿18%、黄铜矿11％、铜蓝5%，首要脉石是钾长石(19%)、石英石（8%）和云母。钴首要以硫铜钴矿与铜矿藏共存。 南非的盎格鲁·阿美利加研讨室（AAC)受托付就孔科拉矿的冶炼，并结合恩昌加的难冶矿的使用，提出了一个酸的供需坚持平衡的联合湿法流程，流程图见图1。图1  孔科拉工程的流程 AAC的试验总共取了6个不同的钦可拉难冶矿样，其间一种典型的成分和孔科拉精矿样品一同列于表1。在进行了充沛的小试验之后，依照上述流程图进行接连的中间工厂试验，规划为4kg/h精矿和2kg/h难冶矿。氧化剂为纯氧。硫化矿加压浸取和难冶矿的两段常压浸出条件均见表2。 表1  孔科拉精矿和钦可拉难冶矿典型成分成分%CuCoFeAlMgCaMnNiSiZnCO3S孔科拉精矿41.440.46.513.010.880.350.0210.222约15难冶矿1.030.060.945.263.480.580.1429.70.022.48表2  孔科拉流程中试浸取条件矿藏工序温度/℃停留时间/h总压/kPa氧分压/kPa硫化矿分化碳酸盐6532300700加压浸取2001难冶矿一段常压302二段常压656    图2是浸取进程到达稳态时，各个取样点的铜、铁、钻和游离酸的均匀浓度散布。取样点1、2为碳酸盐分化前后的成分，当参加酸后，铜和铁都有显着的溶出，游离酸升至49g/L.取样点3至8别离是高压釜6个室的样品，因为样品是从200℃的釜中放出的，取样时有很多蒸汽蒸发，釜中溶液的浓度约为图中浓度乘以0.8后的数值。9是取自减压槽的样品。图2  孔科拉流程浸取进程中各首要成分的浓度散布这些结果标明，在釜中浸出的铁很快氧化、水解，然后沉积。沉积包含赤铁矿和铁的碱式硫酸盐。酸首要耗费于铜和钴的浸出反响，固体样品的分析标明，铜约在40mim时已浸出结束，而钴浸取则需求60min才干完结。铜矿藏的浸出次序为：斑铜矿＞辉铜矿＞铜蓝＞黄铜矿。

除铜后之铋液，升温至680～750℃，鼓入压缩空气，使砷、锑氧化挥发，作业时间根据粗铋中砷、锑含量而定，一般为4～12小时，至白烟稀薄，铋液表面出现氧化铅渣时，则为除砷、锑的终点。在操作中如渣覆盖液面时，可酌情捞出，以免影响气体挥发逸出，渣稀时，可加入少量固体碱或谷壳、木屑，使渣变干，便于捞渣。除砷、锑氧化渣量，约为料重的4%～8%。氧化渣组成列于下表。 表  氧化精炼渣成分（%）

最终精炼在实践中又分“高温法”与“低温法”两种。 高温法是将最终精炼温度控制在680～720℃，加入料重0.5%～1%的NaOH和1～2千克KNO3，向除氯后铋液中鼓入压缩空气搅拌约2小时后捞渣，取样分析铅与银，至铅低于0.001%，银低于0.003%为合格。然后加入少量固体碱熔化后覆盖液面，降温至300～400℃铸锭。精铋采用立模浇铸，铸模内部尺寸为370×140×30毫米，每块重约15.6千克。 低温法是将精炼温度控制在550℃左右，其它操作与技术条件与高温法类似。实践证明，采用低温法不影响质量，并可降低燃料消耗，延长精炼锅使用寿命。 某厂最终精炼渣成分如表1所示。 表1  最终精炼渣成分（%）精铋表面呈玫瑰红金属光泽，无夹渣、无气孔、无毛翅。某厂为使精铋表面呈银白色，增加“做表面”工序。将合格后铋液，降温至320～340℃，加入0.2～0.5千克氯化铵，2～5分钟后，取样观察表面呈银白色，即可出锅铸型。 通过直接火法精炼，可产出1号或2号精铋。精铋的国家标准如表2。 表2  精铋的国家标准GB915－84

[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。

钒矿的矿业管理主要随主矿的管理。如从大型的钒钛磁铁矿矿床中回收钒，一切管理体制都按国有大型矿山的规定招待。从石煤中回收钒的小型企业，一般按乡镇企业管理执行。二者共同的问题是要强化资源综合利用意识，科研工作要加强综合利用工艺流程珠研究，提高回收率，特别是乡镇企业，不仅要提高钒的回收率，而且还要提高石煤中其他资源的综合回收率和综合利用率，同时要把污染减少到最低限度。

近年来，将微波技术和超临界技术、电极埋弧等新技术引入水热法，合成一系列纳米级陶瓷粉体，使水热法成为最有前景的纳米TiO2合成技术之一。其基本操作是：在内衬耐腐蚀材料的密闭高压釜中，加入纳米TiO2的前体（充填度为60%~80%），按一定的升温速度加热，待高压釜达到所需的温度值，恒温一段时间，卸压后经洗涤、干燥即可得到纳米级的TiO2。水热法为TiO2前体的反应、溶解、结晶提供了一种特殊的物理和化学环境。水热法制备的纳米TiO2粉体具有晶粒发育完整中、原始粒径小、分布均匀、颗粒团聚较少的特点。特别是用水热法制备纳米TiO2，有可能避免为了得到金红厂型TiO2而要经历的高温煅烧，从而效地控制了纳米TiO2微粒间团聚和晶粒长大。水热法合成纳米TiO2的关键问题是设备要经历高温、高压，因而对材质和安全要求较严，而且成本较高。

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。