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。

在我国，钒90%左右用于钢铁工业，钒在钢中的使用首要是经过增加钒来提 高强度和耐性。在结构钢中参加0.1%的钒，可进步强度10%—20%，减轻结构分量15%—25%，降低成本8%—10%。因为钒钢具有强度大，耐性、耐磨性及耐蚀性好的特色而广泛使用于输油(气)管道、建筑、桥梁、钢轨和压力容器等工程建设中。2000年我国钒钢使用量现已到达120万t/a，含钒钢使用量年均增加10%。 钒和钛组成重要的金属合金Ti—6Al—4V，用于飞机发动机、宇航船舱骨架、、军舰的水翼和引入器、蒸汽涡轮机叶片、火箭发动机壳等。此外，钒合金 还使用于磁性材料、硬质合金、超导材料(如V，Ca)及核反应堆材料等范畴。国内出产钒铝中间合金的厂商有宝鸡有色金属加工厂和锦州铁合金厂，国内的钒铝合金产值不能彻底满意国内需求，每年需要从国外进口一部分，钒铝中间合金的商场发展潜力相当大。 在化工中首要使用的钒制品有深加工产品V2O5，(98%—99.99%)，NH4VO3()、NaVO3及KVO3等。它们别离使用于催化剂、陶瓷着色剂、显影剂、干燥剂及出产高纯氧化钒或钒铁的质料。V2O5作催化剂具有特殊的活性，其它元素难以替代。国内的粉状V2O5现首要由石煤提取。因为国内相关厂商规模小、产值低、且难出产高级产品。因而这部分高级产品现首要靠进口处理。 钒的盐类的色彩五颜六色，有绿、红、黑、黄等。如二价钒盐常呈紫色;三价钒盐呈绿色，四价钒盐呈浅蓝色，四价钒的碱性衍生物常是棕色或黑色，而五氧化二钒则是赤色的。这些色彩缤纷的钒的化合物，被制成艳丽的颜料，如加到玻璃中，可制成彩色玻璃，也能够用于制作各种墨水。 此外，二氧化钒薄膜和超细粉体因为其本身共同的相变特性，可广泛使用于电学和光学开关设备、太阳能操控材料、光盘介质材料、涂层、热敏电阻等范畴;北京烁光特晶科技有限公司研制出长距离光纤通讯用的钒酸钇晶体材料，具有双折射率大、透过率高、透光性好，是功能极佳的双折射晶体。

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%。

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。

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。

中温浸取大致在150～170℃，往往在开端阶段浸取速度比较快。可是跟着构成的单质硫量的增加，反响速度逐步下降。硫的熔点因结晶状况不同而异，斜方硫熔点385.8K。386.4K时斜方硫转化为单斜硫，熔点变为392K。尽管进步反响温度有利于硫化矿的浸取，可是实践中的经历标明，发生单质硫的最好温度规划是155～160℃。高于这个温度规划，液态硫的黏度随温度升高而显着增加，并且开端氧化为硫酸根。 前期的研讨把浸取温度都局限于110－115℃，也即低于硫的熔点，为的是避免熔融硫包裹未浸取的颗粒。因为液态硫非常易于滋润硫化矿，特别是硫化铜矿的表面，导致包覆或聚会。多年来现已发现许多化合物能够作为表面活性剂或分散剂，用于削减液态硫对硫化矿的滋润，然后削减硫对硫化矿包覆或聚会。其间用得最多的是木质素磺酸钠,还有邻二胺(OPD)和加拿大魁北克省的一种树皮和碎木材的提取物(商品名Quebracho)。浸取液中参加少数氯化物也能够非常有用地到达上述意图，在这个发现的基础上，开发了好几个流程。近来加拿大的迪那泰克（Dynatec )公司的研讨人员发现，无论是在浸取黄铜矿或许闪锌矿时，运用少数煤粉也能够非常有用地削减硫和硫化矿的聚会。 在中温酸浸的开发研讨方面，早在20世纪70年代其时苏联的研讨人员就发现，浸取温度在硫的熔点之上，加人少数氯化物能够强化镍铁磁黄铁矿的浸取，发生的硫不会阻挠硫化矿的进一步浸取。诺兰达（Noranda）矿业公司开发了一个浸取黄铜矿的流程，浸取温度在130～145℃。 近十多年中温浸取黄铜矿很受重视，人们在战胜产品单质硫对浸取反响的影响的研讨中，更重视从工业使用和工程方面寻觅解决方法。 在黄铜矿浸取时，浸取大部分铜的速度都非常快，只要大约10%～20%的铜需求比较长的浸取时刻。为了缩短在高压釜中的停留时刻，采纳两段收回铜，榜首段在较短的时刻内浸取85%～90%的铜。然后从渣中浮选收回未反响的铜精矿，枯燥后，熔融过滤，别离硫。余下的铜精矿再经磨矿后，回来浸取。尽管这种铜精矿是归于难浸的部分，并且仍含有许多单质硫，可是它们的浸取速度并不比质料铜精矿慢。而回来的单质硫在浸取过程中并不被显着氧化。因此，经过两次浸取，铜的总浸取率彻底能够到达98%～99%。在浮选时，大部分金进入硫化矿精矿。近来研讨标明，留在浮选尾矿中的金能够经过直接化收回，并且耗并不大。 关于含黄铁矿很高的低档次精矿，将黄铁矿悉数氧化是不合理的。迪那泰克采纳的方法是细磨矿石，稍稍延伸浸取时刻，使铜尽量浸出，但黄铁矿并不彻底氧化。金的收回率则决定于它的赋存状况以及在浮选时的散布。银或许生成银的铁矾盐，在银的含量较高时，必须用石灰在90℃左右分化铁矾盐，使银从其间释放出来才有或许收回。 一、迪那泰克增加煤粉的新工艺 在加压浸取方面富有经历的迪那泰克（Dynatec）公司在浸取锌精矿时，参加表面活性剂阻挠硫和硫化矿的包覆、聚会，并不非常收效。主要是因为表面活性剂在具有氧化性的酸溶液中分化。在很多的实验中发现，煤粉是最安稳和廉价的增加剂。不但在锌精矿浸取时如此，在铜精矿浸取时也相同有用，能够到达工业使用所需的浸取速度和较高的单质硫的产率。以含碳较低的煤为好，因为含碳高的煤是由芳烃化合物组成，而低碳的是烷烃化合物。实验结果标明，宜挑选碳含量25%～55%，主要是烷烃的煤。磨细到60μm。能够预先磨，也能够与矿粉一同磨。加人量与煤粉的成分和性质有关，在3～50kg/t矿石之间，一般在10kg/t左右。在浸取过程中煤粉的分化率不超越50%。 二、中温酸浸的CESL流程 1990年代，科明科（Cominco）工程效劳有限公司提出一种称作CESL的流程（CESL是该公司全称号缩写)，选用二级浸取，处理目标包含低黄铁矿的黄铜矿和黄铜矿－斑铜矿混合矿。榜首级在150℃下用稀硫酸加少数加压氧化浸取，浸取液含有氯离子浓度约12g/L、15～20g/LCu2＋ ，Cu2＋是直接氧化剂。操控参加的酸量，使终究的pH值为2.3～3.5，铜转化为碱式硫酸铜。第二级常压浸取，浸取温度40℃，保持pH值为1.5～2，使碱式硫酸铜溶解，尽量削减铁进入溶液。因为反响是放热的，因此两段反响均不需加热。两段的浸取时刻均约1h。榜首段浸取时，铁转化为赤铁矿，90%的硫转化为单质硫，少数为硫酸根。一段浸出液萃取、蒸腾后，回来一段浸取，二段浸出液萃取别离铜，反萃后电积。流程如图1所示。全流程铜的收回率到达99%左右。萃取1和萃取2与萃取3有机相兼并，一同经洗刷反萃。图1  CESL酸浸萃取流程 （图中虚线为有机相走向） CESL流程还在不断改进，以习惯不同的质料，因此流程图也屡次改变。据估量，生产能力20万t的CESL流程的工厂的出资为2.25亿美元，为同规划火法厂的一半。生产成本估量在176～286美元/t电解铜。

金溪石墨矿是一个储量达2600万t的大型鳞片石墨矿床，矿石石墨含量高，固定碳均匀档次为10.18%。该矿最大的特色是矿石中有档次较高的钒。钒以氧化钒的方式赋存于钒白云母中，钒白云母呈片状或扇状集合体与鳞片石墨共生，单晶片径0.2～5mm，集合体可达1cm以上，大多沿片理平行散布。石墨矿石中钒白云母的含量占5%～10%，V2O5的含量为0.4～0.7%。该类型的伴生钒资源是我国发现的一种新的共同的钒资源类型。 华东理工大学的研讨标明：选用一段磨矿4次浮选工艺选别金溪石墨矿，可得到固定碳含量为73.72%的石墨精矿；选用酸法和碱法对浮选石墨精矿进行化学提纯，能够取得固定碳含量≥99.9%的高纯石墨产品；石墨矿中伴生的钒绝大部分都进入尾矿中，若随尾矿被抛弃，将构成钒资源的巨大糟蹋。因为金溪石墨矿中的钒是一种新的共同的钒资源类型，钒首要以类质同象的方式赋存在钒的钒白云母中，而钒白云母的结构十分安稳，因而金溪石墨矿中钒的提取技能尚有待研讨。有关专家从维护资源的视点动身，提出要开发金溪石墨矿，有必要处理以下几个问题：1、石墨矿石中钒的赋存状况；2、含钒白云母与石墨的别离；3、钒白云母中钒的提取。 钒作为具有重要战略意义的稀有金属，在航空工业、原子能工业、宇航工业、国防顶级工业等范畴中被越来越广泛地使用，是一种不行短少的重要资源。因而，对金溪石墨尾矿进行提钒技能研讨，对促进该石墨矿的开发，进步我国钒资源的保证程度具有现实意义。 一、实验计划 金溪石墨矿石现在发现的仅有的含钒石墨矿类型，该类型含钒资源的提钒技能在国内均属空白。而从石煤中提取钒是我国取得钒资源的一个重要途径，我国石煤提钒技能十分老练，为含钒石墨尾矿的提钒打下了较好的技能根底。金溪石墨矿中钒的赋存状况等虽与石煤有必定的不同，但也有其相似之处。本实验在学习石煤提钒技能成果的根底上，对金溪石墨尾矿进行提钒技能探究研讨。 依据金溪石墨矿石中钒的特色，结合石煤提钒工艺技能，拟定了从金溪石墨尾矿中提钒的实验计划，其准则工艺流程如下图所示。图  金溪石墨尾矿提钒准则工艺流程 二、实验质料、试剂及仪器设备 实验质料：华东理工大学对金溪石墨矿石进行浮选实验取得的尾矿。石墨尾矿的粒度为－0.074mm，化学组成见表1。 表1  金溪石墨矿石浮选尾矿化学组成  %成分V2O5Fe2O3TiO2SiO2Al2O3CaOMgOK2ONa2O烧失含量0.5562.231.6079.339.890.234.402.560.131.30 试剂：浓硫酸，分析纯；火油，工业级；磷酸三丁酯（TBP），工业级；磷酸二异辛酯（P－204），工业级；碳酸钠，分析纯；过氧化氢，分析纯；氯化钠，分析纯；，分析纯；，分析纯。 实验设备及仪器：马弗炉，SXZ－10－12型；恒温水浴锅HH－2型；电动拌和器，JJ－1型；冰箱，家用型。 实验中钒的测验依照国标GB731511－1987，选用氧化－硫酸亚铁铵复原滴定法。 三、实验成果 （一）加酸焙烧－水浸 金溪石墨尾矿中含钒的矿藏为钒绿云母，v首要以类质同象方式替代硅酸盐矿藏晶格中的Al。含钒的铝硅酸盐矿藏结构十分安稳，难以被水、酸和碱溶解，归于难浸难溶物质。要浸出含钒铝硅酸盐矿藏中的钒，有必要先损坏铝硅酸盐矿藏的晶体结构，使赋存在铝硅酸盐中钒的价态发生变化，即便三价或四价钒转变为五价钒。有实验标明，焙烧可使云母类矿藏中的V3＋削减，V4＋和V5＋增多。 实验发现，选用直接氧化焙烧和氯化钠焙烧工艺，钒的浸出率均很低。因而，改用加酸焙烧工艺进行了探究实验。成果标明，在500℃下加硫酸焙烧2h后进行水浸，钒的浸出率显着比直接氧化焙烧和氯化钠焙烧时高得多。 依据探究实验成果，进行了加酸焙烧－水浸条件实验。实验办法为：称取100g石墨尾矿样品于坩埚中，参加10mL浓H2SO4和适量的水，混合均匀，置于马弗炉中，在必定的温度和时刻下焙烧，然后取出天然冷却。将冷却后的焙烧产品置于烧杯中，参加500mL水，于90℃恒温水浴中拌和浸出必定时刻，使钒以离子方式转入溶液中，然后将渣滤出。 通过实验，断定石墨尾矿加酸焙烧－水浸的最优条件为：硫酸参加量10%，焙烧温度550℃，焙烧时刻3h，浸取时刻2h。在此条件下，钒的浸出率到达95.4%～95.6%，得到的滤渣量超越80g。 （二）除钾除铝 焙烧产品的浸出进程中，石墨尾矿中的Al2O3、Fe2O3、K2O等组分也会随钒一同溶出，以K＋、Al3＋、Fe3＋离子的方式进入浸出液中，因而在提钒前有必要对浸出液进行净化处理。实验选用冷凝结晶和加络合的办法使钾和铝以钾明矾[K2SO4·Al2（SO4）3·24H2O]和铵明矾[（NH4）2SO4·Al2（SO4）3·24H2O]的方式结晶出来（钒不参加结晶），到达除钾除铝的意图。 实验办法：先将浸出液浓缩到所需浓度，放入5℃左右的冰箱中冷凝24h，使钾和部分铝结晶成钾明矾晶体，然后将钾明矾晶体从浸出液中别离出来。别离出钾明矾晶体之后的浸出液中还有部分Al3＋存在，通过参加必定量的，一起参加适量的浓硫酸以弥补硫酸根离子，使剩下Al3＋被根离子和硫酸根离子络组成铵明矾结晶而得以别离。 依据实验，加络合的最佳条件为浸出液、、浓硫酸的体积比＝50∶7∶3.1（溶液pH值在1左右）。 依照上述办法，处理100g石墨尾矿可取得钾明矾9.2g、铵明矾23.2g。 （三）萃取和反萃取 通过焙烧－浸出的办法将含钒白云母中的钒转变为水溶性或酸溶性的含钒离子团（如 等）后，用有机萃取剂（85%火油＋5%TBP＋10%P－204）将浸取液中的钒离子转移至有机相中，然后使钒与其它金属离子别离（其它金属离子大都不能进入有机相）。含钒有机溶液再用反萃取剂（0.5mol/L的Na2CO3溶液）进行反萃取，使钒从有机相转入再水相中。 实验办法：使水相（浸出液）与有机相（萃取剂）的体积比＝4：1，调整混合液的pH值在2～3之间，于分液漏斗中振动、静置，使钒从水相转入有机相中，然后测萃余液（水相）中剩余钒的含量。对萃取液（有机相）依照水相（反萃取剂）与有机相的体积比＝1：4的条件进行反萃，使钒转入水相中，然后测水相中钒的含量。 实验成果标明，萃取－反萃取的最佳pH值为2.6。在此条件下，浸出液通过3次萃取，钒的总萃取率到达87.6%；萃取液通过1次反萃取，钒的反萃取率到达99.9%。 反萃取液中的钒呈四价，沉钒之前须将其用氧化成五价。氧化后在拌和条件下用调溶液pH＝1.9～2.2，然后在90～95℃下持续拌和1～3h，沉积出（红钒），沉积率可到达99.0%。 实验标明：pH值控制在2左右可取得最高沉积率；进步温度可加快钒的沉积；拌和能使沉积物均匀分散，进步反应速度，特别是在沉积后期溶液中钒浓度不断下降时，拌和的影响更显着。 沉积出的红钒经洗刷后，在氧化气氛中于500～550℃下热解2h，可得到棕黄色或橙红色粉状精钒产品。 四、三废处理计划 石墨尾矿提钒的进程中，会发生废气、废水和废渣，假如直接排放会对环境构成极大的损害，因而有必要加以管理。 废气管理：废气首要为石墨尾矿加酸焙烧进程中发生的SO2气体。此外，烟道中还含有必定量的烟尘。关于SO2气体，能够选用天然高比表面积多孔矿藏材料进行吸附。如斜发沸石、丝光沸石具有杰出的耐酸、耐高温功能，能够用来吸除SO2气体，并可通过解吸办法收回SO2。 废石管理：浸出、萃取和沉钒进程中会发生废水，其间含有酸、有机物、金属离子等，不能直接排放，须通过管理。可选用直接循环回用工艺技能，尽量削减废水排放量。终究排出的废水，可选用中和技能处理其间的废酸，选用活性炭吸附工艺处理其间的有机物。对废水中的铁、钛、镁等金属杂质，可使其以氢氧化物的方式沉积；对少数的铬离子等有害元素，能够使用构成的氢氧化物进行吸附。 废渣管理：废渣首要指石墨尾矿经焙烧浸出后发生的滤渣。该滤渣的首要组分是由SiO2、Al2O3、CaO、MgO、K2O、Na2O、Fe2O3、TiO2等组成的硅酸盐，并且粒度较细（－300目），又通过热处理，因而具有较高的活性，能够将其替代粉煤灰和矿渣作为水泥掺合料和出产建筑材料的质料，然后完成废渣的资源化。 五、定论 选用加酸焙烧－水浸－除钾铝－萃取－反萃取－氧化沉钒处理金溪石墨矿浮选尾矿，钒的浸出率、萃取率、反萃取率和沉积率可别离到达95.5%、87.6%、99.9%和99.0%，一起可取得对浮选尾矿产率别离为9.2%和23.2%的钾明矾和铵明矾。此外，浸出渣首要由硅酸盐组成，并具有较高的活性，能够作为水泥掺合料和出产建筑材料的质料。

钒(V)元素简介 单质：钒 单质化学符号：色彩和状况：银白色。密度:5.96克/厘米3。熔点:1890±10℃沸点:3380℃，发现人：塞夫斯唐姆 发现时代：1830年元素描绘高熔点金属之一，呈浅灰色。密度5.96克/厘米3。熔点1890±10℃，沸点3380℃，化合价+2、+3、+4和+5。其间以5价态为最安稳，其次是4价态。电离能为6.74电子伏特。有延展性，质坚固，无磁性。具有耐和硫酸的身手，并且在耐气-盐-水腐蚀的功能要比大多数不锈钢好。于空气中不被氧化，可溶于、硝酸和。