浸出金也归于水溶化法的领域，该法是根据在溶液平分解出的活性氯使金氯化而进入溶液。浸出法较之通氯氧化法具有浸出时间短、氯利用率高级长处。 因为的报价高，所以用它来处理含有很多重金属杂质的物料是不经济的，并且还因为浸出液的组分杂乱，而直接影响复原沉积的金纯度。如此法用于图1的流程中，即阳极泥经预先除掉铜、硒、铅，浸出渣的产出率小于阳极泥分量的40%后，再用浸出浸渣中的金，则具有必定的优越性。图1  氯化－全湿法流程 浸出金是在1mol／L的液中，固液比1∶3，参加渣重20%的食盐，经拌和和加热至80℃后，分次参加占渣重5%的固体NaClO3，拌和浸出1h。金的浸出率大于99%，渣含金20～30g∕t。 复原浸出液中的金，有三种办法： 一、加热浸出液后，通二氧化硫并操控必定的复原电位，可获得纯度99.9%的金粉。复原液经回来运用至铂、钯富集到必定浓度后，进去收回铂和钯等。 二、加热浸出液后，先通入少数二氧化硫复原锡等高价氧化物，避免水解生成胶状物。然后用萃取法别离金，并用草酸复原。此法可获得较高纯度的金。 三、加热浸出液除氯后，用硫酸亚铁复原金，残液经锌置换收回铂族金属。复原的金粉经酸洗除掉杂质后其纯度大于99.9%。但此法复原后的溶液因含有硫酸根而不能回来运用，硫酸亚铁的消耗量也大。

某厂处理铜阳极泥的工业实验流程包含氧化浸出铜、硒，浸出渣浮选富集贵金属精矿，精矿的火法熔炼和电解提纯。 实验用铜阳极泥的首要组分为（%）：金0.038、银13.13、铜14.00、硒2.85、铅5.00等。 浸出除铜、硒，是在稀硫酸溶液中参加固体作氧化剂进行的。在硫酸的效果下，放出和活性氧。后者首要氧化阳极泥中的铜，跟着分化硒化物。当绝大部分铜、硒被氧化进入溶液后，如持续参加，就会发作很多游离氯，而开端金的氧化溶解。故金开端氧化进入溶液即为氧化除铜、硒作业的结尾， 浸出作业于1.5m3珐琅反响罐中进行。固液比1∶2，开端液硫酸浓度350～450g∕L，液温80℃。参加后发作强烈反响放出很多的热，会使矿浆处于欢腾状况。故应严格控制的参加速度，避免矿浆外溢而形成丢失。当阳极泥中的铜、硒被彻底氧化进入溶液后，浸出渣色彩即变白。为了尽可能多地除掉阳极泥中的铜和硒，氧化浸出到溶液中含金略大于10mg∕L时停止。溶液中的含金量甩快速比色法测定。然后参加少数生阳极泥置换金，到溶液中含金约3mg∕L时出槽，经真空泵抽滤别离固液，1台1.5m3珐琅反响罐，可日处理湿阳极泥600kg。每吨阳极泥耗费100kg，硫酸800kg。 浸出后，均匀有92%的铜和86%的硒被除掉，并有0.4%的银和约3%的金丢失于浸出液中。但当用二氧化硫从浸出液中复原硒时，丢失的金、银均进入粗硒产品中得到收回。经浸出后的渣首要组分为（%）：银17.40，金0.052、铜1.60、硒0.55、铅7.60等。浸出液含银0.17g∕L、金0.0055g∕L、硒7.45g∕L。 实验时，发现浸出液中的硒部分呈正（H2SeO4）状况存在，不易被二氧化硫复原，且亚的复原速度也较慢，即便通复原24h，溶液中含硒仍选1～2g∕L。为了强化硒的复原，先将含硒液调整至含硫酸300g∕L，并参加适量铁屑，拌和2h，使溶液中80%的硒复原呈元素硒沉积。此刻未发作沉积的硒亦被复原为贱价硒，再参加少数氧钠以复原其他的硒。选用此法处理，整个作业进程只需进行3h，就可从含硒13g∕L的浸出液中复原96%的硒，残液含硒可降至0.5g∕L左右。

次溶液浸出进程属氧化碱浸进程，也是碱法氯化进程。ClO -/Cl- 电极复原电位为1.715 V，比金「E（Au+ /Au)＝1.58V」和银［E（Ag+/Ag）＝0.80V」等贵金属高，故可用于从矿石浸出金银。从电位-pH图（见相关图）看出，在所有pH范围内，HC10, ClO-的电位都高于Au，都可用次溶液浸出金。    用次浸出碳质金矿时，有必要预先通氧进行氧化，以消除某些复原性物质。矿浆液固比7：1，加碳酸钠调理pH为8-13，在49-98℃温度下通氧，氧化4-6h,然后在20-60℃温度下用次浸出数小时，用活性炭吸附收回溶出的金，金的浸出收回率达90%以上。    在酸性条件下用溶液浸出金，有必要增加适量氯化络合剂，如食盐。含金泥制浆，并酸化至pH约为2,然后用浸出数小时，金浸出率超越95%。溶液中的金用溶剂萃取法收回。    含磁铁矿、结合态氧化铜以及透辉石和云母等碱性脉石矿藏的浸铜渣，不宜酸浸，因为试剂消耗量太大。在碱性条件下用次浸出，金浸出率达92%，因为铜渣中含有剩余，与银激烈络合生成银络离子进人溶液，银的浸出率达76%。金溶解的热力学数据指出，系统pH大于9.7时，溶解金发生水解而分出Au（OH) 3 或AuO2。尽管矿浆中含对银浸出有利，但有必要操控系统pH不高于9.7,确保取得高金浸出率。NaClO和C1- 既是浸出剂，又是氧化剂和络合剂，因而，保持必定的氯离子浓度，使反响物生成络合阴离子，能够进步金的溶解度，消除钝化，加快溶解反响。    次受热简单分化：                          3NaC1O ==== 2NaCl＋NaClO3    所以，浸出温度不宜过高，以45-50℃为宜。    国内某地难选氧化铜浸渣含金8.37g/t 、银21g/t。 用质量浓度为8.4g/L的NaC10和质量分数为8%的NaCl混合溶液浸出，浸出矿浆液固比3：1，系统pH为9.7，浸出温度53℃，浸出矿浆时刻7.5h，浸渣含Au 0.27g/t, Ag5g/t，金、银浸出率别离达96.7%和76.2%。部分浸出溶液补加适量浸出剂可回来浸出浸铜渣，适用于多段逆流浸出。

若浸取液为碱性，则杂质含量较低；若为中性，特别是酸性，则杂质含量较高。净化除杂质的惯例手法是水解沉积，或加沉积剂。某些情况下也运用萃取剂或离子交流树脂。 一、沉积除杂质 沉积除杂质是根据溶度积原理。金属阳离子如铁、镁、锰等大多可水解发生沉积后去除。阴离子如 等则可参加沉积剂去除。净化作用首要取决于pH值及沉积剂的品种及用量。杂质Fe2－Mn2＋水解pH值10～1210～129～109～109.5～118～9沉积剂Mg2＋Mg2＋Mg2＋，Ca2＋温度／℃9090沉积物Fe（OH）2Mn（OH）2MgCrO4MgSiO3MgNH4PO4Ca3（PO4）3①Mg2＋沉积剂过量，会生成Mg（VO3）2； ②pH值低于8， 易水解生成 ；pH值大于9，Ca2＋易水解生成Ca（OH）2，均会使净化功率下降。 二、溶剂萃取法 用溶剂萃取剂能够有用的将钒萃取到有机相，最终经反萃取而得含钒溶液。一起能够使原始低钒溶液得到浓缩富集。开始萃取提钒首要是用于从含铀溶液中提取钒。有许多萃取剂可用以提取钒，如硫酸三丁酯（TBP）、二（2－乙基已基磷酸）（D2EHPA）、胺类化合物等。其代表性反响如下： 对四价钒  nVO2＋＋m[（HA）2]＝（VO）nA2n（HA）2（m－n）＋2nh＋ 对五价钒 式中[HA]代表D2EHPA，萃取剂浓度一般在0.4mol／L，pH值＝2。因D2EHPA对四价钒选择性更高，故可在萃取前加复原剂如铁粉、Na2S、NaSH等，使五价钒复原为四价。反萃剂则运用稀硫酸或10%的Na2CO3溶液。 运用醋酸戊酯从、硫酸混合液中萃取别离钒、铀，具有很高的功率。当HCl／V的浓度比为3或6 mol／1mol时，对萃取前液配加等体积的浓硫酸，则钒对铀的别离因子可别离到达150／1、1000／1，因而可优先萃取钒，然后使铀、钒得以高效别离。 当运用胺类萃取剂时，可运用仲胺、叔胺、季胺类萃取剂。水相介质为HCl、H2SO4，酸浓度0.5 mol／L，pH＝3，金属1g／L，有机相0.1 mol／L，稀释剂为，此刻钒的分配系数大于200，故极易被萃取。 当运用阴离子型胺类萃取剂时，它只能萃取阴离子型的钒酸根，即五价钒离子。为此萃取前应运用将贱价钒悉数氧化成五价钒。胺类萃取剂能够在较宽的pH值范围内萃取钒，反萃能够运用 的性溶液，反萃后 在较高的pH值下会转变成结晶而分出。工业上常用的胺类萃取剂有叔胺（N235）、季胺（N263），它们萃取钒的功能如图1。从图中能够看出，叔胺的萃取率在pH＝2～3时最高，而季胺盐在pH＝5～9.5时坚持较高的萃取率。图1  胺类萃取剂钒的萃取率与pH的联系 三、离子交流法 运用阴离子交流树脂能够有用地吸附钒酸根。常用的树脂有Amberlite、IRA－400、IRA－401、IRA－402、IRA－410、IRA－420以及DOWEX－1、DOWEX－2等。都归于强碱性、含氯离子的高交流容量树脂。其交流反响如下：式中R代表树脂。上述反响是可逆的。当溶液中Cl－浓度较低时（例如低于1 mol／L），pH为6～7.2有利于反响向右进行。当Cl－离子浓度足够高时（例如达4 mol／L），上述反响将使树脂解吸， 将被淋洗而回来溶液。上述反响的平衡式如下： K＝[RV] [Cl]4／[S－RV] [V] 式中  K－平衡常数，对Amberlite IRA－402,K＝86；      RV－树脂上钒离子浓度；       S－树脂总交流容量；     [V]－溶液中钒离子浓度；    [Cl]－溶液中氯离子浓度。 若溶液中的钒以四价态存在，因VO2＋系阳离子，故不能被上述阴离子交流树脂吸附。为此需加氧化剂如NaClO3，使四价钒氧化成五价钒才干被吸附。然后含钒树脂的淋洗也能够使用复原剂如SO2水溶液淋洗，则五价钒被复原的一起，会从树脂上解吸下来。

一、浸取 依据钒渣来历及性质的不同，浸取的溶剂可所以中性、酸性或碱性。 （一）焙烧熟料的中性浸取 通过高温下化焙烧的熟料，钒现已转化为五价钒的钠盐，易溶于水。因而，大部分的钒均可溶解。因为熟猜中残留少数的碱，故溶液呈碱性，pH值约为7.5～9。一些可溶性离子如Fe2＋、Fe3＋、Cr3＋、Mn2＋、Al3＋等均将水解而构成沉积。上述各离子的水解pH值如下：离子Fe2＋Fe3＋Mn2＋Cr3＋水解pH值6.5～7.51.5～2.37.8～8.83.3～44～4.9 （二）焙烧熟料的酸性浸取 当酸度增加时，将使贱价钒酸盐如Ca（VO3）2、Mn（VO3）2、Fe（VO3）2、Fe（VO3）3部分溶解。为此残渣在第2段浸取时将选用酸性浸取，以进步钒的浸取率。 四价钒用硫酸浸取时，可生成安稳的VOSO4： VO2＋H2SO4＝VOSO4＋H2O 进步酸度虽使钒浸取率进步，但浸取液中的杂质也相应增加，给净化工序增加了困难。 （三）焙烧熟料的碱浸及碳酸化浸取 含钙高的质料及增加氧化钙焙烧的熟料可选用碱性溶液浸取钒。例如：因为CaCO3的溶度积小于Ca（VO3）2，故在上述复分化反应中，使Ca（VO3）2分化构成CaCO3沉积，而 被浸取。通过CO2则可使溶液pH值下降，更有利于Ca（VO3）2的分化与浸取。 （四）直接酸浸 含钒质料的直接酸浸，首要用于处理含钒铀矿，一起收回铀和钒。浸取时一起增加氧化剂如二氧化锰或。运用浓硫酸在挨近沸点下浸取。铀、钒的浸取率可别离到达98%、85%。 （五）加压碱浸 含钒质料的直接碱浸，可在高压下200℃左右，通入压缩空气，使贱价钒氧化为五价钒而溶解。最终以Na3VO4·（5～12）H2O的结晶收回。 含钒原猜中的钒若以五价钒的状况存在，则亦可用浸取法提取。可选用50～300℃，0.1～20MPa，NH32～8mol／L的条件进行浸取。 二、浸取设备 在焙烧进程中会发生烧结及结团现象，为此浸取时仍需细磨以进步浸取率。一般是将熟料先水淬，再进湿球磨，细磨至－100目以下，然后可明显进步钒的浸取率，缩短钒的浸取时刻。一般通过湿球磨后，浆料即已完结浸取，进而送至稠密机进行固液别离。 焙烧熟料的碱浸，湿球磨后需要碳酸化浸取，一般是在机械拌和槽内进行，在槽底鼓入CO2气体（焙烧熟料的尾气或石灰窑气）。也能够运用气体拌和槽，俗称巴秋卡槽。假如质料是疏松多孔的块矿或焙烧球团，则可用渗滤浸取器。以上均参见图1。图1  浸取槽 a－气体拌和槽（巴秋卡槽）；b－浸滤浸取槽

概 况 钒在地壳中的含量大约是地壳分量的0.02%，散布较广，但涣散。含钒矿藏已发现的就有70多种，其间的绿硫钒矿、钒云母矿和钒铅锌矿等含钒氧化物高达8-20%，钒钛磁铁矿含钒档次低，一般含v2o5为0.2-1.4%，但它的储量最多，国际储量在400亿吨以上，是提取钒的首要质料。 全球的钒铁磁铁矿和钒资源恰当丰厚，已查明国际钒铁磁铁矿的储量为400亿吨以上，且会集在少数几个国家，有前苏联、美国、我国和南非，首要赋存于钒钛磁铁矿、磷块岩矿、含铀砂岩和粉砂岩型矿床中。此外还有许多钒赋存于铝土矿和含碳质的原油、煤、油页岩和沥青沙中。 据美国矿藏局统计资料标明，按现在挖掘规划，已探明的钒资源可继续挖掘150年，且会集散布在南非洲、亚洲、北美洲等区域，(南非占47.0%，前苏联占24.6%，美国占13.1%，我国占9.8%，其他国家总和占小于6%)。 钒具有杰出的可塑性和可锻性，常温下可制成片、拉成丝和加工成箔。但少数的杂质，特别是空隙元素(如碳、氢、氧、氮)会显着影响钒的物理性质。如钒含氢0.01%时引起脆变，可塑性下降;含碳2.7%时其熔点升高到2458。K。钒的熔点高，硬度大，电阻率高，呈弱顺磁性，线胀系数小，钒的弹性模量密度和钢附近，可用作结构材料。 钒是重要的战略物资之一，首要用于冶金工业，作为合金元素增加剂，改进钢材的结构、功能，进步强度和耐性，次之与钛制成具有高温高强度合金，再次之是化学工业，以钒的氧化物形状，用作出产催化剂、触媒等等。 国外钒的提取基本上是从副产品中收回的，如南非、芬兰、前苏联等国家是从钒钛磁铁矿炼铁中收回，美国大部分钒是钾钒铀矿及磷铁矿中收回，加拿大是从焚烧石油焦搜集的尘中收回，少数国家还从石煤中提取钒。总归，国际上钒首要是从钒钛磁铁矿中收回的，现在从钒钛磁铁矿收回的钒，每年约为7万吨左右，约占总产量的%。 钒的产品分为初级产品、二级产品和三级产品。初级产品包含含钒矿藏，精矿、钒渣、作废的粹的废催化剂，作废触媒和其他残渣。二级产品包含v2o5，也可所以一种可用的工业产品，即出产硫酸的触媒和粹用的催化剂。三级产品包含钒铁、钒铝合金、钼钒铝合金、硅锰钒铁合金及钒化合物，其间钒铁是最为重要钒材料，它占钒消费量的85%。各国钒铁标准可分为50-60%和70-85%的二类。 我国钒工业起步于20世纪50年代，1958年康复并扩建锦州铁合金厂提钒车间，以承德大庙含钒铁矿精矿为提钒质料，1960年今后我国的其他提钒厂相继建成投产，70年代攀枝花钢铁公司建成投产，从此我国的钒工业便进入一个新的历史时期，至80年代中已成为国际首要产钒国家之一，能出产各种钒制品，钒的推广运用也取得较快的开展。 从含钒质料提取纯钒化合物的技能，视质料不同而有所差异。钒钛磁铁矿、钒铁精矿、含钒石煤、石油渣、钒铀矿、钒磷铁矿等等，现分述收回技能。 一、 钒钛磁铁矿提钒技能： 钒钛磁铁矿提钒能够概括为火法和湿法两大类。火法流程能够处理含钒档次低的质料，能够经过火法富集，然后处理收回，也称之为简接法;湿法流程具有流程短、收回率高的长处，但要求处理的质料含钒档次相对较高，也称之为直接法。 1.火法工艺流程 将选出的钒铁精矿参与高炉或电炉炼铁，矿石中的钒大部分进入铁水中，将含钒铁水送入转炉吹炼成钢，钒高度富集在表面渣中，即钒渣，钒渣再经破碎、焙烧、浸出、过滤即得到V2O5。这是前苏联、挪威和南非等国所选用的办法。我国也选用相似的办法收回钒。 2、湿法工艺流程 选用含钒铁精矿加芒硝制团、焙烧、水浸，使钒酸钠进入溶液，再加硫酸使之转化为V2O5沉积，过滤后直接得到V2O5，水浸后的球团用于炼铁质料。 南非海威尔德公司是西方国家一起运用以上两流程(即生铁—钒渣流程和焙烧浸出流程)的典型比如。 生铁—钒渣流程 含钒铁精矿 料仓配料 回转窑预复原 含钛炉渣 炼铁 暂存堆积未处理 含钒铁水 板坯 氧气 吹炼 出售 钢水 顶吹炼钢 半钢 钒渣 钢坯 出产V2O5 焙烧浸出流程 含钒铁精矿 H2O 芒硝(碱或Na2SO4)NaCl 配料制团 钠化氧化焙烧1000℃ 水浸 过滤 铵盐 球团 溶液 炼铁 过滤 H2SO4 废液废液 V2O5 含钒铁精矿或钒渣的浸出首要化学反响为 (1)4FeO.V2O3+4Na2CO3+5O2=8NaVO3+2Fe2O3+4CO2 (2)4FeO.V2O3+8NaCl+5O2=2Fe2O3+8NaVO3+4Cl2 (3) 4FeO.V2O3 +8NH4Cl +5O2=2Fe2O3+8NH4VO3+4Cl2 (4)2NaVO3+H2SO4=V2O5 + Na2SO4+H2O (5)2NH4VO3+H2SO4=V2O5 + (NH4)2SO4+H2O 3、生铁—钒渣流程主体设备 ① 首要视炼铁的主体设备，曾经苏联炼铁主体设备是高炉，挪威、南非等国则是电炉。 ② 吹炼：不同国家选用的设备也不相共同 a.底吹转炉提钒:前苏联丘索夫联合公司是将含钒铁水装入底吹转炉吹炼,在炼半钢进程氧化表面构成含钒渣,钒渣经破碎、焙烧、水浸收回V2O5，然后炼成钒铁。从精矿到钒铁、钒的总收回率为60%左右。 b.顶吹转炉双联提钒：前苏联下塔吉尔钢厂则用顶吹转炉将含钒铁水吹成半钢和钒渣。就铁水到钒渣钒的收回率达92%—94%。我国的承钢、马钢和攀钢也用该法出产钒渣，钒的收回率为80%—88%。 c.高炉铁水雾化法提钒，该法实际上是将含钒铁水倾入中间缸，然后进雾化器，经雾化反响之后，使钒由V2O3氧化成V2O5、 V2O4、V2O3的混合物流入半钢缸，半钢面上构成钒渣。该法由我国攀钢首要实验成功并投入出产运用的，并且是我国钒渣出产的首要办法，钒的氧化率达85~90%,收回率为73.6%，半钢收回率为93.9%。该法的首要长处是：炉龄长(最高炉龄已达12000炉)、处理才干大(可达366吨/时)、可半接连化出产、设备简略、操作简略。 d.曹式炉提钒：我国马钢曾用槽式炉吹炼提钒，槽式炉才干为70T/h,实验的首要技能目标，钒的氧化率达88.5~95.2%，钒的收回率为81.3~90.49%,半钢率90.20~94.1%，出产目标不如实验目标。该法的长处是能接连出产、设备简略、出产本钱低，缺陷、钒渣含铁高、钒收回率还欠低。因而现在已停止运用，需求进一步完善，仍不失可供挑选的好办法之一。 4、焙烧浸出流程设备 湿法流程即焙烧浸出流程的中心首要是使钒氧化然后转化构成水可溶性的钒酸盐，选用何种焙烧设备，完成其意图。 a. 南特殊特腊厂，所运用钒钛磁铁矿成分： Fe 50~60%,V2O5 2.5% ,TiO2 8~20%, Al2O31~9%, Cr2O31%,选用回转窑焙烧完成氧化和转化。 b. 前苏联和澳大利亚阿格纽克拉夫有限公司都选用欢腾炉焙烧使97~98%的钒转化可溶性钒而被浸出。 c. 芬生奥坦馬基，运用原矿成分Fe40%,TiO215.5%,VO26%(V2O5:0.71%)原矿制团,在竖炉焙烧和转化,转化率达80~90%。 二、钾钒铀矿和磷铁矿收回钒技能 1、 美国钒的出产供应商处理的质料的以钾钒铀矿石、铀钼钒矿和磷铁矿石为主，钾钒铀矿的化学式为：K2(VO2)2(V2O8)" 3H2O或K2O" 2UO2"V2O5"3H2O。最近澳大利亚西部伊利里的钙结石乐岩中发现大型钾钒铀矿，我国陕西、湖南区域也发现钒铀共生矿。国际上最大的矿冶公司——美国联合碳化物公司从钾钒铀矿石出产钒的工艺流程是焙烧、浸出、沉积、复原和再浸出。该法钒铀浸出率别离为70~80%和90~95%，其流程如下： 钾钒铀矿 6~9%NaCl 钠化氧化焙烧 (多膛炉850℃ φ5m.8层) 1~2%Na2CO3 急冷 浸出 H2SO4 浸出液中和煮沸 PH：3 NaOH或NH3 沉积PH7 钒滤液 滤饼 沉积 Na2CO3 或NaCl 复原熔化 钒化含物 H2O 浸出 钒溶液 含铀沉积物收回铀 酸法和碱法浸出含钒溶液，可用离子交换法、溶剂萃取法、或挑选性沉积法进行别离提纯。该公司年产V2O8454吨，V2O51360吨。 2、 钒铁矿的处理与钾钒铀矿有所不同，钒铁矿运用真空揉捏和焙烧炉，先将矿粉与盐混合，送揉捏机揉捏成条、堵截，焙烧浸出提纯沉积后得V2O5。 3、 钒磷铁矿的处理 钒磷铁矿电炉出产单质磷和磷肥的副产品(含钒磷铁)用来作提钒质料，美国的克尔麦吉(KerrMeGee)化学公司所用的含钒磷铁含钒3.26%~5.2%，磷24.7%~26.6%，铁59.9%~68.5%,铬3.4%~5.7%,镍0.84%~1.0%。 先将含钒磷铁磨至粒度小于0.42mm，配入1.4倍纯碱和0.1倍的食盐在回转窑中770~800℃下焙烧，钒便转变成水溶性的钠盐，焙砂在沸水中浸出，钒、铬、磷均溶入浸出液，过滤后滤液结晶折出磷酸钠晶体，粗磷酸钠可再行纯化直至产品合格。磷酸钠结晶母液含磷>0.98g/L,可参与适量CaCl2,使其以磷酸钙(CaPO4)沉积，然后水解收回钒，随后往母液中参与以沉积。此工艺的钒、铬和磷的收回率别离能够到达85%、65%和94%。 三、含钒褐铁矿收回钒技能 含钒褐铁矿五氧化二钒含量为0.5~2.5%，Fe20~40%，SiO230~65%. 矿石首要由针铁矿、赤铁矿和脉石组成。脉石以石英为主，其次是泥质还有少数的绢云母。钒在褐铁矿中没有呈独立矿藏存在，而是以离子型吸附状况存在于铁和泥质中。处理的准则流程是：破碎球磨 焙烧 浸出 沉积Nu4VO3 或V2O5。 研讨标明褐铁矿V2O5含量不同，钒的转化率受矿石组分的影响，其间首要影响要素是矿石CaO的含量,跟着的CaO的含量增加，影响钒的转化，焙烧温度的进步能进步钒的转化率。不同含钒矿石，最高转化率的温度是有差异的。 四、含钒石油渣提钒技能 一般讲，原油和石油砂都含有钒，虽然有些国家至今仍未把油含钒列为钒资源，但这些原油确是钒的潜在资源，全球的石油中钒的含量改动很大，委内瑞拉、墨西哥、加拿大和美国原油含钒为220~400ppm，是全球石油含钒量较高的少数几个国家。 美国、日本、德国、加拿大和俄罗斯等国家从石油渣，石油灰中提钒，提钒的终究产品首要是V2O5，但也能够直接炼成钒铁。提取的办法许多，首要依据质料成分或性质上的差异，挑选不同的工艺。 1、 从石油会集收回钒技能 委内瑞拉的原油经过裂化处理得到石油焦含0.4%V,石油焦用作蒸气锅炉的燃料,焚烧后烟尘用电收尘器收尘,尘含V2O5达15%,作为收回钒的质料。收回办法是将搜集烟尘直接酸浸，经过滤滤液加次(NaClO4)将钒氧化成五价，滤液由兰色变黄色后，加NH3调PH由0.3至1.7,使钒以铵盐方式沉出，然后枯燥锻烧得V2O5或V2O5熔化铸片。流程图： 石油焦尘埃 酸 浸出 滤液 残渣NaClO4氧化 沉积 调PH 洗刷 滤块 残渣 洗液 抛弃 烘干 锻烧 V2O5 首要化学反响：酸浸工序： V2O5+6HCl 2VOCl2+3H2O+Cl2 或V2O5+2H2SO4 VOSO4+2H2O NaClO4氧化： VOCl2+NaClO4 NaVO3+2NaCl+Cl2VOSO4+NaClO4 NaVO3+NaSO4+Cl2 沉积锻烧 NaVO3+NH4Cl NH4VO3+NaCl2NH4VO3 V2O5+2NH3+H2O 2、 从炼油渣中收回钒技能 美国Amax和CRIVentures公司就是处理炼油渣、归纳收回钒、钼、钴、镍和铝。他们处理的工艺：炼油渣与烧碱混合磨矿进行加压浸出，在高温和加压下氧化，硫转化硫化物，碳氢化合物大部分分化，钒、钼溶入溶液，经过滤别离，从溶液收回钒钼。或石油渣加Na2CO3或NaCl配料后，在硫化物和硫酸盐存鄙人进行电炉熔炼，取得钒渣和镍锍。钒渣首要惯例处理办法制取工业V2O5。美国是20世纪80年代末开端用石油渣，石油灰为质料出产钒的，现在仍然是该质料出产钒的最大出产国。 五、石煤提炼钒技能 在普查磷矿时意外地发现了石煤含有钒，进而发现石煤中还有铀、铜和镍等金属和非金属60多种，就当时的技能水平而言，具有挖掘和商业价值的只要钒。我国的石煤资源非常丰厚，估计石煤中钒的总储存量为钒钛磁铁矿中钒总储存量的七倍。但石煤中含钒档次各矿相差甚大。现在条件下石煤含钒超越0.8%，才有挖掘价值。美国内华达州含钒页岩分为风化页岩(V2O30.93%)和碳质页岩(V2O50.84%)。我国石煤资源会集在南边各省,现有钒的厂20多家,年产量为2500~3000吨,本钱2.5~30万元/吨。 石煤提钒选用加食盐焙烧、浸出、萃取、沉积的出产工艺。含钒碳质页岩是用于烧锅炉或液态化床发电的脱碳焚烧，在焚烧进程中钒富集在烟灰中，富集钒烟灰加NaCl或Na2Co3进行化焙烧，使钒转变为水溶性的NaVO3和Na2V2O5. 4FeOV2O3+4Na2CO3+5O2=4Na2OV2O5+2Fe2O3+4Co2 NaCl+1/2O2= Na2O+Cl2 Na2O+V2O3=2NaVO3 用热水浸出钠化焙烧产品，钒酸钠和偏钒酸钠便溶于热水而与大部分不溶杂质别离，含钒浸出液经提纯和别离，产出钒的纯化合物。 美国内华达对含钒页岩提钒流程： 页岩 ↓ 破碎、枯燥 ↓ 焙烧 ↓ H2O 残渣←弱酸浸出 H2SO4 NH3 ↓ 浸出液除硅 PH值由2.5调至5 ↙ ↘ 硅渣 含钒溶液 PH5调回PH3 ↓ 萃取(三级) 萃取有机相 萃取废液 ↓ 再生萃取 ←二级反萃 ←NaCO3 溶液 有机相 ↓ 含钒溶液 ↓ NH4Cl →钒酸铵沉积 ↓ 过炉、洗刷、枯燥→废液 ↓ 制品 阐明：除硅需将溶液调至PH值5，但萃取别离又需将溶液PH从头调回至PH3，用的萃取剂是混合十三胺(DITDA)，偏钒酸胺煅烧脱后能够得到V2O5。 在我国，已建有从含钒石煤中提取钒的工厂，各厂依据其资源特色开发出具有必定特色的提钒工艺流程，他们的准则流程是： 石煤提钒的准则流程 石煤破碎、磨矿 ↓ 加水→配料←NaCl ↓ 成球 ↓ 平窑焙烧 ↓ 水浸 ↙ ↘ ↙H2SO4或HCL 浸出渣 浸出液 ↙ ↘ 粗钒 废水 ↓ NAOH → 碱熔 ↓ NH4CL 水溶 ↙ ↘ 废水↓ 热分化 ↓ 五氧化二钒 石煤提钒的新工艺有：1.石煤加食盐，欢腾焙烧—酸浸—离子交换法。2.石煤无盐焙烧—酸浸—溶剂萃取法。3.酸浸—中间盐提钒 新工艺的所谓新，会集在二个环节上，首要是焙烧所选用的炉型，由平窑焙烧转而运用欢腾炉，回转窑，竖炉等，成果是竖炉的操作条件不简略操控，转化率不稳定，劳动条件差，未能在工业上取得大规划运用。回转窑广泛运用于钒渣的钠化氧化焙烧，但石煤含硅(SiO2)较高(65%--68%)，在焙烧进程中简略呈现粘窑、结圈、影向回转窑正常操作和钒的转化率，故不宜作为石煤焙烧设备，作为石煤焙烧设备最好是欢腾炉。 其次的环境是溶液的处理，除已有的化学沉积法外引证了离子交换法和溶剂萃取技能，因为新技能的引证，能够带来技能目标的进步，削减废水的处理，视操作的差异，或许影响加工本钱。 六、废催化剂和触媒的提钒技能： 钒的化合物具有杰出的催化功能，即它自身不参与化学反响，但在它的参与下，可加快反响的进行。用钒化合物与其载体作成的能改动某些化学反响速率，而自身又不参与反响的化学试剂，称之为催化剂。钒催化剂(V2O5•NH4VO3)替代铂用于出产硫酸，使SO2转化为SO3。在石油工业中，钒首要用做裂解催化剂(VS)，以及脱硫剂。在橡胶工业中，用乙烯和的交联合成橡胶的催化剂(VCl4)。化学工业上的氧化成马来酐，蔡氧化成酞酐的钒催化剂(NH4VO3)等等。特别是化学工业和石油工业运用过的废钒催化剂数量较大，是很好的钒二次资源，不只能够从中收回许多的钒，并且一起收回镍、钼等价金属。 1. 石油裂解用废催化剂(VS)的收回技能 废硫化钒催化剂经焙烧得到产品，能够选用高温浸法，钒废质料在参与压煮器中，473。K温度下用1—14MOL/L浓度的压煮4小时，钒酸铵便溶于中，经过炉别离后，将钒酸铵滤液的温度降至323。K，便分出钒酸铵结晶，结晶浆液经过滤、水洗、枯燥后，在473--873。K温度下煅烧，便得到V2O3，结晶的母液回来浸出循环运用。 除以上办法外，也能够用碱浸出从这种钒废猜中收回钒，用NaOH或Na2Co3溶液在363--378。K温度下浸出1-6个小时，然后过滤别离，在浸液中通入和二氧化碳，坚持298--308。K温度，按1MOL钒参与1.5—5MOL量，并将溶液PH调至6—9。经处理，坚持308。K，便能够沉积出钒硫铵。滤液送解吸器，用蒸气驱逐液体中的NH3和CO2，然后回来浸出，钒硫铵处理同前。 2. 从原油脱硫用的废催化剂的收回技能： 废催化剂在1073。K温度下进行氧化焙烧，先制得含钒10.88%，钼5.49%，钴2.03%，镍1.94%，铝35.48%的焙烧料，然后按150g焙烧猜中参与300ml含溶液NaOH15%的溶液，在333。K温度下拌和浸出3小时，浸出料液在323。K温度下过滤，浸出液由323。K降至278。K，便分出含钒结晶体，母液回来运用，结晶体经水洗、枯燥、煅烧后得到V2O3。 除此之外，焙烧料也可用酸浸流程，催化剂除钒外，其他有价元素Mo、Ni、Co等都转入流液，除杂后钒用萃取别离法收回。 美国AMR是一家从石油裂变废催化剂提钒大公司，其处理的废催化剂的量占全美的50%，年处理废催化剂16000吨，能够归纳收回1500吨V2O3，1000多吨Mo，400—600吨Ni，110—180吨Co，还有部分Al2O3. 3、从《制酸废触媒(V2O5，NH4VO3)》收回钒技能 硫酸工业上用矾触媒进程中，因为SO2气体中的AS2O5和触媒中V2O5构成络合物，在触媒的正常操作温度480摄氏度下该络合物随气体蒸发掉。蒸发量占V2O5总量的40—50%，除此以外还有K2SO4和SiO2。新废触媒成分如下： 成分称号 V2O5 K2SO4 SiO2 新触媒成分 9---------10% 20-------------22% 20% 废触媒成分 5---------6% 10------------12% 80% 因而废触媒中的三中首要成分都是名贵资源。废触媒的处理，工业上能够选用①直接酸浸工艺②化焙烧水浸工艺： 直接酸浸工艺：为了下降溶液杂质和游离酸，削减酸碱耗费。用两段逆流浸出，一段为弱酸浸，二段为高酸浸。高酸浸出液参与到新加废触媒进行弱酸浸出。二段浸出成果钒浸出率可达88.5-91.1%，浸出渣含V2O5能够降到0.59%，当进步二段浸出酸浓度到80—100G/T，渣含V2O5可降到0.3%。溶液的净化选用N235或P204萃取，碱反萃取，用NH4Cl沉，煅烧得到V2O5。 考虑到直接酸浸液除钒外，还含有许多Fe离子为溶液处理带来费事。经过预焙烧使钒氧化成高价钒，一起使其转型，削减了提钒的困难。因为废触媒自身含有10%硫酸钾组分，因而氧化焙烧水浸流程可分为不加钠盐和加钠盐两种。前者焙烧温度900摄氏度到达最佳转化率(~80%)。再高或再低温度的焙烧，钒的转化率都不抱负，后者增加5%的Na2CO3在800摄氏度下焙烧2小时，钒的转化率可达92%，是比较抱负的。 焙砂进行两段浸出，即先水浸后酸浸或碱浸，它的特色是先将钾盐、钠盐和近80%钒水浸进入低酸溶液。这种溶液杂质少，易处理，可收回运用钾盐。酸浸或碱浸意图在于不容于水的钒盐尽或许多地溶解，以进步钒的收回率。 溶液中的钒用N235萃取别离，碱返萃，NH4CL沉积，煅烧得V2O5。 总归，流程的挑选，要视供应商的现状，以为钠化氧化焙烧水浸提钒工艺较好。物料过滤功能好，浸出液中钒呈高价，杂质少，下步钒别离、净化进程简略，也能够直接用NH4CL沉积，省去萃取进程，下降产品加工本钱。 七.钒铁出产技能： 钒和铁组成铁合金，首要在炼钢中用作合金增加剂，高钒钒铁还用作有色合金的增加剂。常用的钒铁含钒40%、60%和80%三种，国内外首要选用电炉铝热法和硅热法冶炼钒铁的工艺，先分述如下： 1. 铝热法： 电炉铝热法冶炼钒铁的质料，可所以V2O5或贱价氧化钒混合物(V2O4、V2O3等)或钒铁渣。用铝作复原剂，在碱性炉衬条件下进行。 首要反响：V2O5+ AL(豆或粒状)=V+AL2O3 V2O4(V2O5)+AL= V+AL2O3 铝热法冶炼钒铁反响为放热反响，反响速度快，因而冶炼进程V2O5喷溅丢失严峻，为削减丢失，进步钒的收回率，特意将V2O5加工成片状，一起将铝粒改为铝豆，恰当减缓反响，下降放热量。 以贱价氧化钒为质料时，则冶炼进程反响速度缓慢，反响热量合适，削减进程的喷溅。然后进步钒的收回率，一起吨铁钒节省了铝复原剂40—60公斤，钒铁含钒60—80%，钒的收回率达90—95%。 2. 硅热法： 该法的本质是：片状V2O5用75%的硅铁和少数铝作复原剂，在碱性电弧炉中，经复原，精粹两个阶段炼得合格产品。复原期是把复原剂和V2O5进行硅热复原。当渣中V2O5小于0.35%时，即可作为废渣处理(或作建筑材料用)，作为冶炼作业讲，即能够转入精粹期，此刻再参与部分V2O5和CaO，用以脱除合金液中过剩的硅、铝等。当合金成分到达要求即可出渣和出含金，精粹期渣含V2O5达8—12%，此渣可回来冶炼复原期收回。合金液可铸成圆锭后破碎成制品。此法出产的钒铁含钒40—60%，钒收率可达98%。 除此之外，还开发了高钒铁、硅钒铁、硅锰钒铁、碳化钒、碳氮化钒、氮化钒铁以及金属钒等产品，在此不再赘述。 八、几点观点： 1.依据所用的含钒质料有：含钒铁水，钒铁精矿，钒渣、钒铀铁矿，钒磷铁矿，含钒石煤，含钒褐铁矿，含钒石油渣，以及化学石油以及橡胶工业用过的废催化剂等。 2.提取钒的流程遍及都存有：焙烧、浸出与净化、溶液中钒的提取和提取尾液处理四大过程组成，前两过程最为重要： ①焙烧：含钒质料和Na2CO3 NaClNa2SO4等钠盐混合在回转窑、竖炉、平窑、多膛炉或欢腾炉，在800—1000。C下进行氧化和转化，使钒转变为XNa2O•YV2O5以便溶于水。 单个情况下，含钒质料可加石灰或石灰乳(Ca(0H)2)，在上述提取各种炉内进行焙烧，它的意图与钠化焙烧正好相反，使钠转化为不溶于水，但溶于碳酸盐溶液，构成钒酸钙，到达与其他杂质别离的意图。 ②浸出：焙烧熟料浸出有：水浸、酸浸、碱浸和碳酸化浸出等四种办法，水浸时，钒酸钠进入溶液，酸浸则不同，能够有三种办法：A、含钒物料直接酸浸;B、含钒物料经焙烧后酸浸;C、含钒熟料经水浸之后再进行酸浸，酸浸还能够适用于处理其他物料，为钾钒铀矿、磷钒铁矿、含钒灰烬、废钒催化剂等。常用碱浸出剂有NaOH、Na2CO3或两者混合等，碱浸时还有必要使钒成高价态才行。氧化剂有氧气、空气、富氧空气，、、次、等。 溶液净化：含钒浸出液悬浮物可经过弄清除掉Fe、Mn、Si、Al可用中和沉积除掉，可用钙盐、镁盐沉积除掉P、AS，对高碱度溶液可用电渗析脱钠、收回碱。 ③溶液中钒提取：有沉积法、溶剂萃取和离子交换法 沉积：A、铵盐沉积：生成(NH4)2V6O16沉积,生成Na2(NH4)4V10O28.11H2O沉积，生成NH4VO3沉积。 B、水解沉积：加H2SO4，分出赤色钒酸钙沉积，Na2H2-X.V12O31。 C、钙盐或铁盐沉积： 碱性溶液用CaCl2或其他CaO、Na(OH)2沉积出钒酸钙，或用高铁盐沉积出钒酸铁(XFe2O3•YV2O5•2H2O)。 溶剂萃取：钒和铀别离法：用二乙基已基磷酸 磷酸三丁酯及N235 离子交换：合适处理碱性溶液 ④尾液处理：五价钒和六价铬离子游离酸、盐都是有毒的，有必要处理好才干扫除，工业上有三种处理办法： A、 复原中和扫除法 B、 气体中二氧化硫复原法 C、 离子交换法 3、已探明的钒储量，按现在挖掘规划够150年运用，年产钒量已处在供需平衡状况，钒的供需改动随合金钢产量改动而改动

A  基本原理    a 首要反响及其热力学条件    白钨矿白钨矿碳酸钠浸出的反响为：                       CaW04（s）+Na2C03（aq） ==== Na2W04（aq）+CaC03（s）            （1）    依据测定，反响式（1)的浓度平衡常数Kc和活度平衡常数Ka见表1，从表可知，反响的Kc值随苏打用量的增加而减小。黑钨矿黑钨矿碳酸钠浸取的反响为： 表1        反响式（1）的浓度平衡常数和活度平衡常数温度/℃90175200225250275300碳酸钠用量（理论量的倍数）1.01.01.01.52.02.50.751.01.52.01.01.52.01.01.0Kc（п.M.佩尔洛夫）（1958）0.461.211.451.190.960.671.561.521.490.991.851.610.97  T.щ.阿格诺夫（1986）  0.97    1.46  1.521.370.991.631.57Ka（阿格诺夫）   1.151.341.511.66              （Fe，Mn）W04（s）+Na2C03（aq）Na2W04（aq）+FeC03（s）（或MnC03（s））                      或FeW04（s）＋Na2C03（aq）Na2W04（aq）+FeC03（s）                        MnW04（s）+Na2C03（aq）Na2W04（aq）+MnC03（s）                         FeC03（s）+2H20 Fe（OH）2（s）+H2 C03（aq）                            He（OH）2（s）Fe3 04（s）+2H20+H2                        MnC03（s）+2H20 Mn（OH）2（s）+H2C03（aq）    T. III.阿格诺夫测定了人工合成的FeW04、MnW04与Na2C03的反响，发现在200~275℃下，反响生成的FeC03简直悉数水解，渣中含很多Fe304，而生成的MnC03只要3%~11%水解成Mn（OH）2。一起测定了FeW04及MnW04与Na2C03反响的浓度平衡常数Kc（见表2）。 表2     FeWO4、MnWO4、（Fe，Mn）WO4与Na2CO3反响的Kc值（T.щ.阿格诺夫）物料碳酸钠用量：理论量1倍碳酸钠用量为理论量2倍200℃225℃250℃275℃225℃FeWO41.101.512.253.000.80MnWO41.391.511.561.530.94人工合成（Fe，Mn）WO4，Fe：Mn=1：1（摩尔比） 约1.3   天然黑钨矿 1.1   [next]     b  进程的动力学及影响浸取率的要素    反响的机理许多作者都倾向于以为在155℃以上且拌和速度足够快时,进程为化学反响操控,因此升高温度可大大加速反响速度,缩短反响时刻。T.班．阿格诺夫指出天然钨锰矿的浸出速度显着低于天然钨铁矿,对钨铁矿(含16.14% FeO和6.49% MnO)而言,其开始浸出速度与温度的联系在225~250℃范围内契合反响操控的规则,表观活化能为100kJ/mol,温度高于250℃则契合扩散操控规则,表观活化能为25 kJ/mol。对钨锰矿（含13.75％MnO、4. 89 % FeO）而言，在225~ 300℃范围内均为反响操控，表观活化能为100kJ/mol。对上述两种矿而言，在必定温度下跟着反响的进行，因为生成物膜增厚，逐渐过渡到扩散操控。    影响浸取率的要素：    (1)温度II. M.佩尔洛夫在处理含25.1% W03的白钨精矿时，当温度为280℃，即便碳酸钠用量仅为理论量的2.25倍，则15 min内渣含W03亦可降至0.048%。因此佩尔洛夫等以为进步温度以下降碳酸钠用量、进步浸出率是当时碳酸钠高压浸出尽力方向之一。但与此一起，杂质的浸出率亦进步。P. B.奎缪亦得出相似成果。    (2)碳酸钠用量及碳酸钠开始浓度当开始浓度必守时，碳酸钠用量增加浸出率增加；当碳酸钠用量必守时，开始浓度下降浸出率增加。因此一般以为Na2C03开始浓度以70~200g/L为宜。残渣的显微镜调查和化学分析标明，当Na2C03浓度超越230g/L时，残渣中还存在成分近似为Na2C03·CaC03的复盐和微量Na2C03·2CaC03。    碳酸钠高压浸取进程的强化：    (I)机械活化A. H.泽里克曼等进行了很多研讨，标明钨矿预先进行机械活化后，浸取率显着进步。例如，含7.4% W03的白钨精矿，在相同的条件下，当预先在离心式磨机中活化，则浸取率达96.9%，而不予活化则浸取率仅84.9%。    实验也标明，机械活化使白钨矿与Na2C03反响的表观活化能由54.78kJ/mol降为12.71 kJ/mol，浸出钨锰矿时表观活化能由46kJ/mol降为20kJ/mol。    (2)热活化将矿在高温下锻烧，并进行淬火，在急冷急热的情况下，矿藏中存在热应力或坚持其高温相，因此处于较高的能位状况，一起淬火进程中因为热应力而在矿藏中发作裂纹，这些都有利于进步浸出速度。T. ILK.阿格诺夫将含33.32% W03、2.3% Mo、30.35% Ca0、3.75% Si02、0.5%有机物的白钨矿进行热活化处理，然后在225℃、碳酸钠用量为理论量2.5倍的条件下进行浸出，则W03浸出率可进步1~2个百分点。    (3)超声波活化H. H.哈伏斯基（XaBCKHri )等在容量为210L的设备中的实验标明，在5－lOkHz的超声波效果下，当碳酸钠用量为理论量的3倍，工作压力为0.7MPa，固／液比为1/4的条件下，白钨矿的浸出率较无超声波效果高3%~7%，A. A.别尔欣茨基等亦指出，在有超声波效果下，即便碳酸钠用量仅理论量的1.6~1.8倍，在2.5 h内，浸出率达86%~88%，比没有超声波效果时成倍增加。    c 碳酸钠高压浸取进程中杂质的行为及杂质的按捺    碳酸钠高压浸取进程华夏猜中的磷灰石、砷黄铁矿、臭葱石、萤石、磷灰石、硅酸盐、铝酸钙矿等都能部分与碳酸钠反响生成磷酸氢钠、氢钠、等进入溶液，但除钼酸钙矿的浸取率达80%~90%以外，其他杂质的浸出率都很低，一般磷、砷、硅的浸取率都为5%以下，在没有氧化剂存在的条件下，硫化矿如辉钼矿、辉锑矿等基本上都不发作浸取反响。    实验证明碳酸钠高压浸取进程中增加A12 03或镁化合物都有利于按捺Si02及部分磷、砷的浸取，例如含12.75%W03、13.7% Si02、0.407% P、O. 019% As的白钨中矿的浸取进程中，当不增加A12 03，则终究浸出液中含Si,P及As别离为0.86g/L、O.013g/L及0.O11g/L,参加A1203时，终究浸出液中含Si、P和As别离降为0. 0092g/L、O.006g/L和0.0065g/L，对含31.7% WO3、1.08% SiO2的白钨中矿进行高压浸出时，参加矿量5.2％的镁盐，则浸出液中Si02含量降至（1~5）、10-4 g/L。    B  工业实践    a  设备    高压釜有立式及卧式两种。立式釜容积一般为3~5m3。卧式釜的釜体由低合金钢焊成，直径约1.5~1.8m,长10~15m,壁厚25~30mm，一般转速为2~3 r/min，釜内装球，在旋转进程中能铲除釜壁上的结垢，蒸汽及料浆别离经过蒸汽管及料浆管通人釜内。    b  工艺进程    工艺进程分接连作业和接连作业两种。澳大利亚金岛白钨公司化学处理厂用立式釜接连高压浸出的设备流程见下图。接连作业便于机械化和自动化，一起蒸汽用量均匀，能耗低，设备生产能力高。前苏联某厂将接连作业改成直接蒸汽加热接连操作后，生产能力进步1倍。[next]    c  技能条件及技能经济目标    某些工厂的技能条件及技能经济目标见表3。 碳酸钠高压浸取法处理钨质料的技能条件及目标质料工艺条件浸出成果补白Na2CO3用量（理论量的倍数）液/固温度/℃时刻/h浸出率/%渣含WO3/%低档次白钨中矿，含10%~25%WO3约5 190~2001.5~2980.2~0.6由中矿至APT的收回率为95%低档次白钨矿中含8%~15%WO34~5，另加理论量0.5倍的NaOH矿浆密度1.7g/cm380497.5~98.7约0.1浸出母液成分/（g·L-1）：45WO3，2F，1Si钨中矿含45%~50%WO3，5%~6%Mo3.5~4，当用两段浸出时刻为2.5~3~3  99 浸出母液成分/（g·L-1）：100~130WO3，5~8Mo，80~90Na2CO3，1.5~2SiO2，3~4F钨细泥含12.6%WO3其间白钨与黑钨各占50%左右：0.019%As，0.14%Mo，0.49%P，13.7%SiO23.85，另加矿量3%的NaOH1.3~1.52102~398.060.3两段错流浸出3.85，另加矿量5%的Al2O3   97.610.35两段错流浸出钨细泥含：28.86%WO3，其间黑钨占总钨的39.2%4.5，另加矿重5%的NaOH2.8210~2202~396~980.6~0.8浸出液成分/（g·L-1）：86WO3；0.135SiO2；0.1P；0.05As是非钨混合钨精矿2.2，另加理论量0.2倍NaOH 230299  钨细泥含16.5%WO3，21%SiO23.0，另加2%NaOH，3%Al2O3 185~195298~990.15~0.2浸出液成分/（g·L-1）：0~80WO3，0.005As，0.01P，0.02Si，1~2F     d  碳酸钠收回    因为压煮中碳酸钠用量达理论量2.5~5倍，故母液中残留很多Na2CO3，其间Na2CO3/WO3达0.8~1.6（质量比）。从母液中收回碳酸钠的办法繁复，但都未见其工业化的报导，具体见参考文献[1]的72~77页。    参考文献：    1.李洪桂主编.有色金属提取冶金手册：稀有高熔点金属卷（上）.北京：冶金工业出版社，1999

锡酸钠是一种投资者想知道，因为了解它可以帮助操作。【中文名称】锡酸钠 　　【英文名称】sodium stannate 　　锡酸钠【结构或分子式】Na2SnO3·3H2O 　　【分子量】 266．73 　　【CAS号】12209-98-2 　　【性状】 　　白色至浅褐色晶体 　　【溶解情况】 　　溶于水，不溶于乙醇、丙酮。 　　【用途】 　　可用作纺织品的防火剂、增重剂和媒染剂，也可用于制玻璃、陶瓷，碱性镀锡和镀酮锡合金、锌锡合金等。 　　【制备或来源】 　　由锡与氢氧化钠、硝酸钠灼烧共熔，或由锡与氰酸钠溶液共沸而制得。 　　【其他】 　　加热至140℃时失去结晶水。在空气中易吸收水分和二氧化碳而分解为氢氧化锡和碳酸钠，因而水溶液呈碱性。化学性质无色六角板状结晶或白色粉末。溶于水，不溶于醇和丙酮。加热至140℃时失去结晶水而成无水物。在空气中吸收二氧化碳而成碳酸钠和氢氧化锡。熔点  140°C如果你想更多的了解关于锡酸钠的信息，你可以登陆上海 有色 网进行查询和关注。

一、设备 高压釜有立式及卧式两种。立式釜容积通常为3～5m3。卧式釜的釜体由低合金钢焊成，直径约1.5～1.8m，长10～15m，壁厚25～30mm，一般转速为2～3r∕min，釜内装球，在旋转过程中能清除釜壁上的结垢，蒸汽及料浆分别通过蒸汽管及料浆管通入釜内。 二、工艺过程 工艺过程分连续作业和间断作业两种。澳大利亚金岛白钨公司化学处理厂用立式釜连续高压浸出的设备流程见图1。连续作业便于机械化和自动化，同时蒸汽用量均匀，能耗低，设备生产能力高。前苏联某厂将间断作业改成直接蒸汽加热连续操作后，生产能力提高1倍。图1  金岛白钨公司化学处理厂的设备流程图 三、技术条件及技术经济指标 某些工厂的技术条件及技术经济指标见表1。 表1  碳酸钠高压浸取法处理钨原料的技术条件及指标原料工艺条件浸出结果备注Na2CO3用量（理论量的倍数）液∕固温度 ∕℃时间 ∕h浸出率 ∕%渣含WO3 ∕%低品位白钨中矿，含10%～25%WO3约5190～2001.5～2980.2～0.6由中矿至APT的回收率为95%低品位白钨中矿含8%～15%WO34～5，另加理论量0.5倍的NaOH矿浆密度1.7g∕cm3180497.5～98.7约0.1浸出母液成分∕（g·L－1）；45WO3，2F，1Si钨中矿含45%～50%WO3，5%～6%Mo3.5～4，当用两段浸出时为2.5～3～399浸出母液成分∕（g·L－1）；100～130WO3，5～8Mo，80～90Na2CO3，1.5～2SiO2，3～4F钨细泥含12.6%WO3其中白钨与黑钨各占50%左右；0.019% As，0.14% Mo，0.49% P，13.7% SiO23.85另加矿量3%的NaOH1.3～1.52102～398.060.3两段错流浸出3.85另加矿量5%的Al2O397.610.35两段错流浸出钨细泥含：28.86%WO3，其中黑钨占总钨的39.2%4.5另加矿重5%的NaOH2.8210～2202～396～980.6～0.8浸出液成分∕（g·L－1）：86WO3；0.135SiO2；0.4P；0.05As黑白钨混合钨矿2.2，另加理论量0.2倍NaOH230299钨细泥含16.5%WO3，21%SiO23.0，另加2%NaOH,3%Al2O3185～195298～990.15～0.2浸出液成分∕（g·L－1）；70～80WO3，0.005～8As，0.01P，0.02Si，1～2F 四、碳酸钠回收 由于压煮中碳酸钠用量达理论量2.5～5倍，故母液中残留大量Na2CO3，其中Na2CO3∕WO3达0.8～1.6（质量比）。从母液中回收碳酸钠的方法繁多，但都来见其工业化的报道。

美国科罗拉多的钒铀矿是美国钒的首要来历。前期以出产钒为主，铀是副产品。1943年后调整为以出产铀为主。矿石中的钒除钒钾铀矿（K2O·2UO3·V2O5·3H2O）外，还有钒云母[3（AIV）2O3·K2O·18SiO2·2H2O]及含钙钒酸盐。含U3O8约0.24%～1.23%，V2O5约0.07%～1.16%。矿石可不经焙烧，直接用碱液（Na2CO3、NaHCO3）浸取，可是浸取率低，原因在于钒云母中的钒不溶于碱溶液。为此需在氧化气氛下850℃加碱焙烧，然后再在高压釜中120℃，0.21MPa压力下浸取4～6h。钒、铀的浸取率别离可到达70%～80%、90%～95%。 美国阿特拉斯矿藏公司，选用新工艺处理米维达铀矿，工艺流程如图1所示。图1  阿特拉斯矿藏公司莫亚比铀厂工艺流程 矿石破碎至19mm，依据质料的不同，分酸浸、碱浸两条路线处理。 一、碱浸 参加Na2CO3 50～60g/L，溶液进湿球磨、水力旋流器分级，然后进稠密机。溢流回来，加碱，调理至Na2CO3 50～60g/L，再用于球磨。底流分两组，每组串联7个高压釜浸取，120℃、0.35MPa、6h。排出料浆与进料进行热交换，头两个高压釜用直接蒸汽加热。浸取后的矿浆用鼓式过滤机过滤，残渣送尾矿池。滤液进入4个串联的拌和槽，通蒸汽加热，增加NaOH，生成Na2U2O7沉积，经浓缩过滤，得铀产品。滤液通CO2气后，作为浸取液，送往提钒车间。 二、酸浸 将矿石与水在湿球磨及分级机中细磨，液固比5/1，进浮选槽回收得铜精矿。浮选后进入一段浸取槽。浸取后进入水力旋流器分级。溢流经弄清、过滤得清液。底流进2级浸取槽，用蒸汽加热，参加H2SO4，逗留21h。排料经耙式分级机，溢流用作一级浸取用液；底流过滤、洗刷后，残渣送尾矿池。1、2级的清液兼并送萃取工序。 三、萃取 萃取液加酸，调pH值至1.0～1.2。送4级混合弄清槽用叔胺先萃取铀。萃取有机相为： 成分     1号柴油     叔胺     异癸醇 %         92.5        5        2.5 萃取后有机相用碳酸钠碱液反萃得铀产品。萃取铀后的萃余水相，参加金属铁粉，使溶液的电动势降至150mV以下，使铁离子悉数还原为二价，部分钒也被还原为四价，以便进步钒的萃取率。加调停pH＝2，在5个混合弄清槽中逆流萃取。有机相为 成分     1号柴油     二－2－乙基－乙基磷酸     异癸醇 %          91                 6                  3 萃钒后的萃余液排入尾矿池。含钒有机相用15%H2O4反萃。反萃液送沉积槽，通蒸汽加热，参加NH4Cl、NH4OH沉钒得钒酸铵。最终将钒酸铵枯燥、熔化成薄片出售。

直接往含钒铁水中增加6%的纯碱、8%的铁皮，处理后得钠化钒渣。含钒铁水的脱钒率可达60%～80%。钠化钒渣含V2O5达6%以上。主要成分为NaVO3、Na4V2O7、Na3VO4的复合物。硫构成Na2S进入渣相，脱硫率大于80%；磷构成Na3PO4进入渣相，脱磷率60%～80%。所得半钢的硫、磷含量均低于制品钢的规格，因而可在转炉内完成无渣或少渣炼钢。 选用天然碱处理含钒铁水得到的钠化钒渣，曾在四川西昌410厂进行过湿法提钒及收回钠盐的扩展试验。天然碱取自河南吴城及内蒙古西林郭勒盟及鄂尔多斯湖等地。天然碱是Na2CO3及少数NaHCO3、Na2SO4、NaCl的混合物。所得钠化钒渣的成分如下：成分V2O5Na2OPSiO2S%12.8840.861.289.42.09 工艺流程共分6步：1）碳酸化浸取；2）浸取液的氧化及净化；3）深度碳酸化、浓缩结晶分出NaHCO3；4）碱性铵盐沉钒、制取；5）沉钒后液蒸、回来沉钒、后液回来浸取；6）NaHCO3煅烧得纯碱、煅烧得产品V2O5。 此流程在技术上有诱人的远景，扩展试验已成功，产品合格。但纯碱直销严重，故未能施行。

什么是钨酸钠？钨酸钠是白色具有光泽的片状结晶或结晶粉末，溶于水呈微碱性(PH8.5-9),不溶于乙醇， 微溶于氨。在空中风化。加热到100℃失去结晶水而成无水物。与强酸(氢氟酸除外)反应生成不溶于水的黄色钨酸, 与磷酸或磷酸盐反应生成磷钨杂多酸络合物, 与酒石酸、柠檬酸、草酸等有机酸反应生成相应有机酸络合物。英文名称： Sodium tungstate dihydrate中文名称： 钨酸钠MF： H4Na2O6WMW： 329.85CAS： 10213-10-2【英文名】Sodium Tungstate【分子式】有二水物和无水物二种,二水物分子式为Na2WO4·2H2O ,无水物分子式为Na2WO4【分子量】二水物为329.86 ,无水物为293.86钨酸钠的化学性质,质量标准及用途化学性质白色晶体，易溶于水，不溶于醇，在干燥空气中风化。熔点         698 °C(lit.)密度         4.18 溶解度     H2O: 1 M at 20 °C, clear, colorless水溶解性  730 g/L (20 oC)Merck     14,8698质量标准 AR /  CP / 4N / SP化学成分 化学纯 一级品 二级品Na2WO4.2H2O 99 98 97Mo 0.001 0.02 --AS 0.001 0.001 0.001Cu 0.0005 0.001 0.001Fe 0.001 0.001 0.005Si 0.004 0.04 0.04水不溶物 0.005 0.05 0.05PH 8.5-9 8.5-9 8.5-9用途1 生产钨材料的中间产品，也可用于媒染剂、催化剂颜料和分析试剂，纺织工用作织物加重剂、水处理药剂，制造防火、防水材料， 以及磷钨酸盐、硼钨酸盐。2 用于制造 金属 钨、钨酸、钨酸盐、染料、油墨、催化剂等3 用于 金属 钨、钨酸及钨酸盐类的制造。用做媒染剂、颜料和催化剂。还可做织物防火剂以及分析化学试剂。4 本品用作织物助剂，由钨酸钠、硫酸铵磷酸铵等组成的混合物用于纤维的防火和防水。此种纤维可制作防火人造丝和人造棉。亦可用于织物加重，皮革鞣制，电镀镀层防腐。本品作助溶剂引入瓷釉色料能起降低烧成温度和补色作用。更多有关钨酸钠请详见于上海 有色 网

锑酸钠　　英文名称：sodiumantimonate;sodiummetantimonate详细说明： 　　NaSbO3又称偏锑酸钠。有粒状结晶与等轴结晶的白色粉末。耐高温，在1000℃仍不分解。溶于酒石酸、硫化钠溶液、浓硫酸，微溶于醇、铵盐，不溶于乙酸、稀碱和稀无机酸。冷水中不溶，热水中发生水解形成胶体。有毒。用作显像管、光学玻璃和各种高级玻璃的澄清剂，纺织品、塑料制品的阻燃剂，搪瓷乳白剂，制造铸件用漆的不透明填料及铁皮、钢板抗酸漆的成分；化学分析中用于鉴定纳离子。由锑块粉碎后与硝酸钠混合加热，通空气进行反应，再经硝酸浸取而得。也可由粗三氧化二锑与盐酸混合，再经氯气氯化、水解、用过量碱中和而得。 　　锑酸钠用途： 　　1.用作不透明填料、搪瓷的乳白剂及铁皮、钢板的抗酸漆； 　　2.用作显像管、光学玻璃等高档玻璃澄清剂、裉色剂。能抗暴晒，灯工性能极好； 　　3.用于塑料、橡胶等工业阻燃剂: 　　4.用于工程塑料待业着色力低，节约颜料； 　　用于搪次和耐酸陶瓷、高档陶瓷。

一、石煤流态化焙烧－酸浸－离子交换工艺 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（图1）。图1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。 二、石煤无盐焙烧－酸浸－溶剂萃取法 石煤无盐焙烧－酸浸-溶剂萃取法提钒新工艺 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－溶剂萃取流程见图2。这一工艺已用于双溪煤矿钒厂的工业生产。图2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。 三、酸浸－中间盐法 石煤流态化燃烧灰酸浸-中间盐法提钒新工艺 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图3。图3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。

钒钛磁铁矿是一种以含铁、钛、钒为主的共生磁性铁矿，钒的绝大部分和铁矿物质呈类质同象赋存于磁铁矿中。该类矿在世界上赋存量巨大，在世界六大洲均有大型矿床分布，世界上钒产量的88%是从钒钛磁铁矿中提取出来的。本文首先归纳我国开发的提钒技术，然后再介绍国外从钒钛磁铁矿和铁矿中提钒的成熟流程。          从钒钛磁铁矿中回收钒，常用的方法是将钒钛磁铁矿在高炉或电炉中冶炼出含钒生铁，再通过选择性氧化铁水，使钒氧化后进入炉渣，得到钒含量较高的炉渣作为下一步提钒的原料。         目前含钒铁水的处理方法有三种：1、吹炼钒渣法：此法是在转炉或其他炉内吹炼生铁水，得到含V2O512~16%的钒渣和半钢，吹炼的要求是“脱钒保碳”。此法是从钒钛磁铁矿中生产钒的主要方法，较从矿石中直接提钒更经济。目前世界上钒产量的66%是使用这种方法生产的。2、含钒钢渣法：此法是将含钒铁水直接吹炼成钢。钒作为一种杂质进入炉渣，钢渣作为提钒的原材料。但这种钢渣中氧化钙含量高达45~60%，使提钒困难。这种方法不仅省去吹炼炉渣设备，节省投资，而且回收了吹炼钒渣时损失的生铁，是新一代的提钒方法。3、钠化渣法：此法是把碳酸钠直接加入含钒铁水，使铁水中的钒生成钒酸钠，同时脱除铁水中的硫和磷。该种渣可不经焙烧直接水浸，提取五氧化二钒。所获得的半钢含硫、磷很低，可用无渣或少渣法炼钢。

纵观2010年的钒系市场萎靡的震荡徘徊，08年金融危机的影响并没有消除，面对十厂九停的局面，让笔者思绪万千。由于2010年钒系市场的不给力，在即将到来的2011年，钒系产品市场仍然不容乐观，机遇与挑战并存。 国家政策和经济大环境的影响，如十二五的特种钢规划、南非电力危机等，钒系产品可能会受益这些而有所上扬。在关注机遇的同时，挑战同样存在，那就是钢材和钒系产品库存的高居不下，这将直接影响钒系产品价格的波动。尽管“十二五”规划已经提出要扩大特种钢生产，但还需要一段时间的过渡期。在技术层面上来说，2012年《钒工业污染物排放标准》的执行，对于提钒技术有了更高的要求，行业洗牌在所难免。 笔者从事大型钒厂设计施工五年，深入理解了行业特点，在此结合工业化实际，分析目前行业的企业与提钒工艺，为行业健康发展尽一份绵薄之力。 笔者五年前开始对五氧化二钒的产销量与成本等进行了详细的研究，得出的结论是绝大部分石煤提钒项目前景黯淡，在此基础上力劝众多石煤提钒投资者做好项目前期工作，将地质勘探、试验研究等工作做扎实。         希望本文能起到积极的意义。 1石煤提钒企业 1.1 石煤提钒企业现状 石煤提钒行业在近五年快速发展，由于各种因素的影响，行业发展不规范，技术水平参差不齐，行业认识存在一些误区。都说石煤提钒项目是大有钱途的，我要说的是，那是特定阶段的暴利（30多万元／吨），在环保日益重视的今天，无视环保的企业很多还没点火即被查封，大规模产业化是根本行不通的，钒企业需要一定的科学性才能可持续发展。 不管你相不相信，“进退维谷”是目前石煤提钒企业最真实的写照，部分投资者却只记得五氧化二钒价格曾从4－5万元暴涨至36－40万元/吨，而抱有幻想，坚持己见或听从他人一叶障目的建议，以致少的投资数千万，多的投资2－3亿，却上马即巨亏，深陷泥潭。 对于传言要认真分析，石煤提钒钱景没那么美好，石煤提钒的成本，特别是新建项目的成本，基本上会达到8.5－10万/吨，有的甚至会达到10－12万元/吨（还有更可怕的）。加上金融危机的影响，钢铁行业低迷、钢铁中钒的用量增长前景放缓甚至停顿，近期钒价一直处于低谷。下面以2010年五氧化二钒厂家产量统计为例。 2010年我国五氧化二钒厂家产量统计 （参考凡宇资讯数据，在此表示感谢）公司名称09产量（吨）10年产量（吨）内江市川威特殊钢有限公司 3000陕西五洲矿业股份有限公司 4000承德建龙特殊钢有限公司 1900攀钢集团西昌新钢业有限公司36003600德昌久源钒钛有限公司---600辽宁葫芦岛辉宏有色金属有限公司 1800云南华云钒业有限公司  四川攀枝花市金江冶金化工厂  葫芦岛市东方钒业有限公司 2000（粉片一起）陕西省山阳县永恒矿建工程有限责任公司 1000甘肃敦煌金地钒业公司 1000沈阳华瑞钒业有限公司  德昌久源钒钛有限公司 600广水大唐助剂有限公司 200芜湖清水福利化工厂 250－300怀化鹏鑫商贸有限公司200200陕西省山阳县永恒矿建工程有限责任公司 100广水湘鄂金属辅助材料有限公司00湘西自治州众鑫矿业有限公司 100湖南怀化万源矿产品有限公司  江苏南京南元化工有限公司 300湖北省旺盛化工厂 500洪江德坤钒业股份有限公司 300-400湖南省花垣四方矿业有限公司 800承德兴华恒通实业有限公司 400湖南省岳阳湘钒化工有限公司  甘肃省敦煌市鄂新钒业有限公司 700湖南益阳华太钒业公司 0湖南怀化德宏矿业有限公司  湖南吉首汇锋钒业有限公司  湖南安化华林钒业有限公司 400-500湖南鑫德钒业有限公司 未投产湖南洪江市振远钒电有限责任公司  湖南聚强钒业化工有限公司  怀化通达冶金冶金材料公司 1100湖南益阳弘基矿业有限公司  沅陵菩恩矿业有限公司  湖南省永欣钒业有限责任公司 0湖南娄底科源矿业有限公司  湖北宣恩泛得矿业投资有限公司  富源化工有限责任公司

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。

一、首要反响及其热力学条件 （一）白钨矿 白铸矿碳酸钠浸出的反响为：    （1） 依据测定，反响式（1）的浓度平衡常数Kc和活度平衡常数Ka，见表1，从表可知，反响的Kc值随苏打用量的增加而减小。 表1  反响式（1）的浓度平衡常数和活度平衡常数（二）黑钨矿 黑钨矿碳酸钠浸取的反响为：Т.Щ.阿格诺夫测定了人工合成的FeWO4、MnWO4与Na2CO3的反响，发现在200～275℃下反响生成的FeCO3简直悉数水解，渣中含很多Fe3O4，而生成的MnCO3只要3%～11%水解成        Mn(OH)2。一起测定了FeWO4及MnWO4与Na2CO3反响的浓度平衡常数Kc（见表2）。 表2  FeWO4、MnWO4、（Fe，Mn）WO4与Na2CO3反响的Kc值（Т.Щ.阿格诺夫）二、进程的动力学及影响浸取率的要素 反响的机理。许多作者都倾向于以为在155℃以上且拌和速度足够快时，进程为化学反响操控，因此升高温度可大大加速反响速度，缩短反响时间。Т.Щ.阿格诺夫指出天然钨锰矿的浸出速度显着低于天然钨铁矿，对钨铁矿（含16.14%，FeO和6.49% MnO）而言，其开始浸出速度与温度的联系在225～250℃范围内契合反响操控的规则，表观活化能为100kJ∕mol，温度高于250℃则契合扩散操控规则，表观活化能为25kJ／mol。对钨锰矿（含13.75% MnO，4.89% FeO）而言，在225～300℃范围内均为反响操控，表观活化能为100kJ∕mol。对上述两种矿而言，在必定温度下跟着反响的进行，因为生成物膜增厚，逐渐过渡到扩散操控。 （一）影响浸取率的要素： 1、温度。П.М.佩尔洛夫在处理含25.1% WO3的白钨精矿时，当温度为280℃，即便碳酸钠用量仅为理论量的2.25倍，则15min内渣含WO3亦可降至0.048%。因此佩尔洛夫等以为进步温度以下降碳酸钠用量、进步浸出率是当时碳酸钠高压浸出尽力方向之一。但与此一起，杂质的浸出率亦进步。P.B.奎缨亦得出相似成果。 2、碳酸钠用量及碳酸钠开始浓度。当开始浓度必守时，碳酸钠用量增加浸出率增加；当碳酸钠用量必守时，开始浓度下降浸出率增加。因此一般以为Na02CO3开始浓度以70～200g∕L为宜。残渣的显微镜调查和化学分析标明，当Na2CO3浓度超越230g∕L时，残渣中还存在成分近似为Na2CO3·CaCO3的复盐和微量Na2CO3·2CaCO3。 （二）碳酸钠高压浸取进程的强化： 1、机械活化。A.H.泽里克曼等进行了很多研讨，标明钨矿预先进行机械活化后，浸取率显着进步。例如，含47.4% WO3的白钨精矿，在相同的条件下，当预先在离心式磨机中活化，则浸取率达96.9%，而不予活化则浸取率仅84.9%。 实验也标明，机械活化使白钨矿与Na2CO3反响的表观活化能由54.78kJ∕mol降为12.71kJ∕mol，浸出钨锰矿时表观活化能由46kJ∕mol降为20kJ∕mol。 2、热活化。将矿在高温下煅烧，并进行淬火，在急冷急热的情况下，矿藏中存在热应力或坚持其高温相，因此处于较高的能位状况，一起淬火进程中因为热应力而在矿藏中发作裂纹，这些都有利干进步浸出速度。Т.Щ.阿格诺夫将含33.32%WO3、2.3%Mo、30.35%CaO、3.75% SiO2、0.5%有机物的白钨矿进行热活化处理，然后在225℃、碳酸钠用量为理论量2.5倍的条件下进行浸出，则WO3提出率可进步1～2个百分点。 3、超声波活化。H.H.哈伏斯基（Хавский）等在容量为210L的设备中的实验标明，在5～10kHz的超声波效果下，当碳酸钠用量为理论量的3倍，工作压力为0.7MPa，固／液比为1／4的条件下，白钨矿的浸出率较无超声波效果高3%～7%，A.A.别尔欣获基等亦指出，在有超声波效果下，即便碳酸钠用量仅理论量的1.6～1.8倍，在2.5h内，浸出率达86%～88%，比没有超声波效果时成倍增加。 三、碳酸钠高压浸取进程中杂质的行为及杂质的按捺 碳酸钠高压浸取进程华夏猜中的磷灰石、砷黄铁矿、臭葱石、萤石、磷灰石、硅酸盐、钼酸钙矿等都能部分与碳酸钠反响生成磷酸氢钠、氧钠、等进入溶液，但除钼酸钙矿的浸取率达80%～90%以外，其他杂质的浸出率都很低，一般磷、砷、硅的浸取率都为5%以下，在没有氧化剂存在的条件下，硫化矿如辉钼矿、辉锑矿等基本上都不发作浸取反响。 实验证明碳酸钠高压浸取进程中增加Al2O3或镁化合物都有利于按捺SiO2及部分磷、砷的浸取，例如含12.75% WO3、13.7% SiO2、0.407%P、0.019% As的白钨中矿的浸取进程中，当不增加Al2O3，则终究浸出液中含Si、P及As别离为0.86g／L、0.013g∕L及0.011g∕L，参加Al2O3时，终究浸出液中含Si、P和Ag别离降为0.0092g∕L、0.006g∕L和0.0065g∕L，对含31.7% WO3、1.08% SiO2的白钨中矿进行高压浸出时，参加矿量5.2%的镁盐，则浸出液中SiO2含量降至（1～5）×10－4g∕L。

含钒岩石，亦称黑色页岩型钒矿、石煤，是我国钒矿资源十分重要的一部分，岩性以碳质页岩、含碳硅质页岩为主，岩石中含有或富集了钒、镍、钼、铀、铜、硒、镓、银及贵金属等60多种元素，遍及于我国湘、鄂、川、黔、桂、浙、皖、赣、陕、甘、晋、豫20余省中泥盆纪曾经的陈旧地层中。在我国这类岩石中，可构成工业矿床的首要是钒，据有关材料显现，仅湖南、湖北、江西、浙江、安徽、贵州、陕西等7省，V2O5的储量已超越12亿t(不包含近几年各地新探明的储量)，为我国钒钛磁铁矿中钒总储量的7倍，超越国际其他各国五氧化二钒储量的总和。我国含钒岩石首要产区见表1。 我国从20世纪60年代初开始进行从含钒岩石中提钒的研讨，到70年代遍及选用钠化焙烧提钒工艺进行出产，该工艺全流程总收回率一般低于50%，收回率低、资源有用运用差，在出产进程中排出很多富含对周边环境构成严峻污染的烟尘和HCl，Cl2，SO2等难以处理的腐蚀性废气，构成出产后的环境管理难度加大，为典型的以献身环境为价值的出产工艺，现在在我国现已全面禁止。近年来我国的一些科研、出产部门在进步V2O5的总收回率、简化工艺流程、削减污染物的发作、完成清洁提钒出产等方面进行了很多有利的探究，以期找到能全面替代传统提钒工艺的清洁出产工艺。本点评首要针对国土资源部贵阳矿产资源监督检测中心研讨实验的分段酸浸提钒工艺，运用归纳指数法对其探究从资源和污染物目标进行开始分析，并对工艺预期的清洁出产程度进行点评，探究在实验室实验阶段工艺能否完成清洁出产的一种定量点评办法，为下一步的扩试、工业实验挑选相应的工艺供给参阅、学习。 一、清洁提钒工艺根底 把握钒赋存情况和提钒进程中钒价态的改变规则，是拟定合理的含钒岩石提钒工艺流程，进步钒资源收回运用率，开发低耗清洁提钒工艺的重要根底。 (一)钒赋存情况 矿藏学研讨标明，我国不同区域含钒岩石的物质组成比较杂乱，不同区域间或同一区域不同矿段间，钒的赋存情况和赋存价态改变多样，但大部分钒首要赋存于伊利石类粘土矿藏中，且绝大部分以V3+方式存在于粘土矿藏二八面体夹心层中，仅部分以类质同像替代Al-O八面体中的Al3+;V4+一般是含钒岩石经蜕变效果、风化淋滤效果或经氧化焙烧之后发作，原岩中V4+一般以氧化物(VO2)、钒卟啉中的氧钒离子(VO2+)或亚钒酸盐方式存在，且以赋存于铝硅酸盐类粘土矿藏(如伊利石、高岭石等)、以类质同像替代Al-O八面体中的Al3+的VO2为主。因为含钒的铝硅酸盐类粘土矿藏结构十分安稳，很难直接被水、酸和碱溶解，要浸出这部分钒有必要先损坏这些含钒矿藏的晶体结构，使赋存在晶体结构中的钒开释出来，再使其氧化和转化。 含钒岩石均构成于复原环境，在此环境下不或许存在V5+，一些矿区中处于天然风化(氧化)带(氧化矿)的样品中可有少数的V5+存在。从结晶学的根底推论，因为V5+离子半径与铝硅酸盐类粘土矿藏中阳离子的半径差异较大，不具有构成类质同象的条件，能够为这些少数的V5+首要以游离态V2O5或结合态(xM2O·rV2O5)的钒酸盐方式吸附于铁氧化物和粘土矿藏中，溶于酸和碱，可直接运用酸或碱浸出。 (二)清洁提钒机理 对地球元素化学搬迁的研讨标明，岩石在化学风化进程中，水化、水解效果中解离出的H+，关于脱除原岩中铝硅酸盐类矿藏的盐基离子、硅有着重要含义。矿藏中的一些非氧化态矿藏(如硫化物)在风化进程中的氧化促进矿藏分化，一起使被氧化矿藏活化，然后促进其发作搬迁转化。因为这一进程中很多H+的存在，可与水中的CO2，SO42-等构成H2CO3，H2SO4，而H+的存在，又反过来促进H2CO3离解为H+和HCO3-，使风化的进程一直在一种偏酸性介质环境中进行，原生岩石遭到深度的化学风化，终究使铝硅酸盐类矿藏晶体结构损坏，组成矿藏的元素构成各种化合物而发作地球化学搬迁或残留。由此可见，酸性介质的存在，是铝硅酸盐类矿藏晶体结构被损坏的最首要原因。 在酸性介质中，当H+进入铝硅酸盐类粘土矿藏晶格时，H+将替代V3+置换Al3+离子的方位，使离子半径发作改变，Al-O-H八面体的晶格能较Al-O-V晶格能更小，具有构成更为安稳结构的趋势。但因为H+离子的存在，铝硅酸盐类粘土矿藏铝氧八面体中Al-O-H键在强酸介质中易解离，构成该类矿藏发作类似于天然界化学风化的行为进程而使其晶格损坏。因而，H+的存在，将使铝硅酸盐类粘土矿藏中的V3+被开释进入溶液，然后可被氧化成V4+离子，选用后续工艺即可提取：(式中x标明与V2O32+结合的氧化物) 二、清洁提钒工艺-分段直接酸浸提钒 根据V3+在酸性介质中地球化学行为的特征，国土资源部贵阳矿产资源监督检测中心研讨成功了分段直接酸浸提钒技能(图1)，钒总收回率一般都可达80%以上，比传统焙烧工艺大大进步。一起因为在整个工艺流程中无焙烧，然后处理了传统提钒进程中因焙烧而发作的HCl，Cl2，SO2等腐蚀性气体的污染问题。图1 分段直接酸浸提钒工艺流程 分段直接酸浸提钒工艺具有技能工艺简略、本钱较低、钒收回率高、环境污染低一级长处，但该工艺还存在一些需求处理的问题：一是为得到较高V2O5浸出率，有必要耗费很多酸(H2SO4，HF，H2SiF6等);二是酸性浸出液的净化除杂、Fe3+复原和pH值调整等工序需求耗费很多药剂，特别是，然后导致氮废水的发作及处理问题;三是原矿中伴生的其他金属元素，在酸浸进程中不可防止地会一起进入浸出液中，而这些金属元素在现在的技能经济条件下，较难完成归纳收回运用而与终究废水一起排放，构成污染问题。 三、分段直接酸浸清洁提钒工艺点评 (一)点评办法 清洁出产(CleanerProduction)的概念，是联合国环境开发署工业与环境规划活动中心在1989年首要提出的，指将归纳防备的环境战略继续地应用于出产进程和产品中，以削减对人类和环境的风险性。清洁出产包含清洁的出产进程和清洁的产品两方面的内容，即不只要完成出产进程的无污染，并且出产出来的产品在运用和终究作废处理进程中也不对环境构成危害。清洁出产是以污染防备为中心，将工业污染防治关键由结尾管理改为出产全进程削减的全新出产方式，首要针对出产进程单元的污染操控分析，以消减污染物排放量和下降废物毒性为主。 现在清洁出产点评目标系统和办法的各种数学点评形式中，以归纳点评指数法和均匀点评指数法、模糊数学归纳评判法为主，后2种点评办法一是在点评模型中需片面断定点评因子权重，假如没有很多的详细测验和统计数据，就无法给出一个契合客观现实的权重，然后使点评成果带有很强的片面因素;二是在点评进程中触及很多杂乱的数学核算，下降了点评的可操作性。作为对实验室工艺预期清洁出产水平的分析，能够在仅根据实验室流程的相关材料的条件下，用简略的定量或半定量的点评定论指明有关问题。因而，学习陆长清等提出的“归纳点评指数法”，对分段直接酸浸提钒的预期清洁出产水行点评。 (二)点评要素 1、点评目标系统断定 厂商清洁出产定量点评目标，分为逆向目标与正向目标两类：一类是以动力和资源耗费、污染物发作为点评要素逆向目标，该目标的数值越低(小)越契合清洁出产要求(如能耗、水耗、污染物排放量等目标);另一类是以资源归纳运用、重复运用等为点评要素的正向目标，该目标的数值越高(大)越契合清洁出产要求(如废水重复运用率、尾矿归纳运用率、总收回率等目标)。 分段直接酸浸提钒工艺诞生的一个首要原因，是为了削减及根绝传统提钒工艺中大气污染的问题，其能否完成清洁出产，更多地表现在出产进程之中。根据科学性、针对性强，简略易量化，核算进程简略等特色，结合分段直接酸浸提钒工艺流程的要害操控点，参照《钒工业污染物排放标准》(征求意见稿)相关污染物目标，提出含钒岩石分段直接酸浸清洁提钒工艺的出产点评，首要环绕逆向目标即资源目标和污染物两大类目标，选用单位产品的相应目标，对工艺的预期清洁出产可完成性进行点评。分段直接酸浸提钒工艺清洁出产点评要素及点评关键见表2。 表2 分段直接酸浸提钒工艺清洁出产点评要素及点评关键2、点评指数 “归纳点评指数法”一个最显着的特征，就是选用指数的办法，对点评目标的原始数据进行“标准化”处理，使点评目标转换成在同一尺度上能够彼此比较的量。点评指数分为单项点评指数、类别点评指导、归纳点评指数。 单项点评指数：以类比工艺相应的单项目标参照值作为点评标准核算得出。其核算公式为式中，Qi为单项点评指数;Di为该工艺某单项点评目标值(实践或规划值);Ai为类比工艺某单项目标参照值。 类别点评指数：根据所属各单项指数的算术均匀值核算而得。其核算公式为式中，Cj为类别点评指数;n为该类别目标下设的单项个数。 归纳点评指数：为防止在断定加权系数时的片面影响，选用统筹极值或杰出最大值的归纳指数，以确保点评在尽量客观全面的一起，又能战胜单个点评目标对点评成果的屏蔽，其核算公式为式中，Icp为清洁出产归纳点评指数;Qi,max为点评指数中的最大值;Cj,a为类别点评指数的均匀值;m为点评目标系统下设的类别目标数。 根据归纳点评指数，选用分级制将归纳点评指数分为4个等级，按清洁出产归纳点评指数Icp所到达的水平，能够给工艺是否能完成清洁出产供给一参阅的相对标准(表3)。 表3 工艺清洁出产水平点评(三)分段直接酸浸提钒工艺清洁出产点评 1、流程数据及参照工艺 据图2所示工艺流程，根据流程实验分析及核算成果，得到该工艺实验进程中资源和污染物目标别离见表4和表5。 表4 分段直接酸浸提钒工艺资源目标注：均对产出的V2O5计，下同。 表5 分段直接酸浸提钒工艺污染物目标 t/t对同一矿区矿样，别离为无盐脱碳焙烧-酸浸、催化钙化焙烧-酸浸、钠化焙烧-酸浸、氧压-酸浸工艺作为参照工艺，以各工艺实验进程中所取得的相应数据作为参照点评目标(表6)。 表6 不同工艺参照点评目标 t/t注：①电耗单位为kW·h/t;②A～C原矿V2O5档次1.00%，D原矿V2O5档次0.658%。 在对工艺的污染物目标点评时，因现在并未有钒工业清洁出产相应目标，故选用《钒工业污染物排放标准》(征求意见稿，以下简称《标准》征求意见稿)中相关目标约束作为参照值。 2、点评指数 根据单项点评指数、类别点评指数及清洁出产归纳点评指数核算公式的核算成果别离见表7～表9。 表7 各工艺资源单项点评指数表8 分段酸浸工艺污染物点评指数注：①表中工艺指分段直接酸浸提钒工艺;②标准指《钒工业污染物排放标准》(征求意见稿)。 表9 各工艺归纳点评指数3、预期清洁出产水平点评 分段直接酸浸提钒工艺资源类别指数值Cj标明(表7E)，该工艺资源有用运用率有所提高：与以焙烧为中心的传统工艺(无盐焙烧、钙化焙烧、钠化焙烧)处理V2O5档次1.00%的原矿比较(表7A，B，C)，该工艺处理V2O5档次0.696%原矿的资源耗费显着低于传统工艺，而高于处理档次V2O50.658%原矿的氧压酸浸工艺(表7D);该工艺污染物类别指数略大于《标准》(征求意见稿)污染物类别指数(表8)，提示排放水平仍需改善。 按分段直接酸浸提钒工艺资源归纳点评指数值Icp(表9，E)分析，该工艺预期能根本完成清洁出产(表3);结合该工艺单项点评指数(表7，E)及其与氧压-酸浸工艺相应指数的比较(表10)，恰当调整流程中某些工艺参数(表11)，该工艺预期能彻底完成清洁出产。 表10 不同酸浸工艺单项指数比较表11 分段直接酸浸提钒工艺主张调整的参数 t/t注：①氧压-酸浸选用氧气，分段直接酸浸选用NaClO3作为氧化剂;②单位除注明外均为t/t。 分段直接酸浸提钒工艺与《标准》(征求意见稿)污染物归纳点评指数(表9)根本处于同一水平，该特征具有两层含义：一是指示该工艺的排污与《标准》(征求意见稿)排放限值比较，就污染物目标而言，依本研讨所选用的清洁出产点评系统，是处于同一水平的清洁出产程度;二是因为《标准》(征求意见稿)排放限值首要根据焙烧工艺所制定，其污染物归纳点评指数值，Icp落入应予筛选工艺规模(表3)，其含义在于提示《标准》(征求意见稿)距完成清洁出产仍有必定距离，应充分考虑钒职业清洁出产的需求进行必定的修正，使其契合清洁出产的排放限值标准。 四、定论 (一)选用归纳指数法对提钒工艺清洁出产的程度进行点评，是以提钒工艺中可类比项目的单项目标为点评根据的，目标具有必定的可比性，表现了必定科学性和现实性;点评归纳指数能够定性并归纳描绘该工艺预期清洁出产实践情况和水平，可协助科研或出产部门有目的地挑选相应的工艺进行下一步的实验研讨。 (二)归纳指数首要触及各点评项目单项目标的集权型核算，公式简练、易于把握、便于核算、可操作性强，经过各单项目标指数的比照，能够使工艺研制人员清楚地了解工艺自身的水平缓问题，促进选冶工艺在实验室研讨阶段加大预期完成清洁出产的力度。 (三)清洁出产点评办法的挑选应与整个工艺目标系统相配套，归纳指数点评法尽管能够直观、简练地给出点评成果，可是其没有考虑所挑选的各个详细目标间彼此影响的限制联系，对点评目标间的相关性考虑不行，一起也没有考虑单项目标对整个工艺清洁出产水平的奉献。因而，运用归纳指数法能够对实验室工艺的预期清洁出产水平供给一参阅根据，但应慎重将其直接应用于工业出产流程工艺的清洁出产水平点评。

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。

我国的石煤提钒工业起步于70年代晚期，经过约三十年的展开，在钒职业现已具有较重要的位置，产值估量现已到达全国钒总产值的30%左右。在工业职业里，石煤提钒是个较年青的职业，在工艺、设备方面依然处于较落后的状况，依然存在较大的技能和经济进步空间。 一、石煤提钒工艺现状及展开方向 经过三十年的展开，石煤提钒工艺展开为两大工艺道路，即火法焙烧湿法浸出提钒工艺和湿法酸浸提钒工艺。火法焙烧湿法浸出提钒工艺，指的是矿石经过高温氧化焙烧，贱价钒氧化转化为五价钒，再进行湿法浸出得到含钒液体完成矿石提钒的工艺进程；湿法酸浸提钒工艺，指的是含钒原矿直接进行酸浸，包含在较高浓度酸性条件下，乃至是加热加压、氧化剂存在的环境下，完成矿藏中钒溶解得到含钒液体的工艺进程。 （一）火法焙烧湿法浸出提钒工艺 火法焙烧湿法浸出提钒工艺，依据焙烧进程添加剂的不同或焙烧机理的差异，分为加盐焙烧提钒工艺、空白焙烧提钒工艺、钙化焙烧提钒工艺等。 1、加盐焙烧提钒工艺 1979年，石煤加盐化焙烧—水浸—水解沉粗钒—粗钒碱溶精制—精钒的传统工艺流程己经构成，此工艺也就是职业传统上说的“钠法焙烧、两步法沉钒工艺”或“加盐焙烧提钒工艺”。前几年，引进离子交换工艺或萃取工艺对低浓度钒液进行富集，完成了一步法沉钒，下降了能耗和出产本钱。 该工艺的长处：技能老练、设备简略、出资少。 现在我国存在石煤提钒职业的省市，对新建厂商大多采纳制止选用加盐(含低盐)焙烧提钒技能的产业方针，比方河南、湖北、重庆、陕西、新疆、贵州等。 该工艺的缺陷：焙烧废气污染严峻，废气处理本钱高，废气经过处理后转变为废水污染，废水循环使用率低、废水排放量大，环境污染严峻。 依据核算和实测，若含钒石煤焙烧进程中添加8%的食盐(氯化钠)，则烟气中氯化氢、的总浓度将到达10000mg/Nm3左右，依据《大气污染物归纳排放标准GB16297—1996》，氯化氢答应的最高排放浓度为150mg/Nm3，为85mg/Nm3，若此烟气不经过处理，则烟气中的这两项污染物超支80倍以上。对此烟气进行处理，现在工业上采纳的方法是石灰乳吸收法或烧碱吸收法。石灰乳吸收法归于气液固反响，对吸收设备要求较高，相应的烟气处理设备出资较大；烧碱吸收法作用好，设备出资低，但处理本钱高，依照一般工业状况，比方矿石含钒档次1%核算，每出产一吨五氧化二钒需求耗费五吨多，吸收剂耗费一万五千元以上；但更多的技能经济问题接二连三，烟气污染物在吸收后将转变为废水污染，依照现在工业上的一般技能措施，都是将该部分烟气处理废水并入工艺进程，依据工艺核算和工业实测，该部分废水并入工艺进程，将一次性的使得工艺水中的氯离子含量高达16g/L以上，严峻影响离子交换进程对钒离子的富集，更首要的是影响工艺水的循环使用率，因而该工艺的工艺水循环使用率很低，进程暗示见图1。依据工业调研数据，该工艺的水循环使用率均低于40%，每出产一吨五氧化二钒产品，外排的工艺废水高达300m3以上，构成厂商周边的土壤盐碱化，也因而构成多年来一系列的涉钒环保事情！2、钙化焙烧提钒工艺 钙化焙烧提钒工艺指的是含钒矿藏添加石灰或石灰石，在高温下，贱价钒氧化为高价钒并构成偏钒酸钙类化合物，偏钒酸钙类化合物在弱酸性环境下易于溶解进入液体，然后完成矿藏中钒的别离提取。 钙化焙烧提钒工艺技能道路最早呈现于前苏联五十年代的文献中，但未完成工业化。九十年代中后期，国内某科研单位在厂商做过工业实验，但也未完成工业化。自己带领的课题组在九十年代末研制该项技能，数次进入厂商进行工业化阶段实验，在06年河南某厂商完成日处理200吨矿石的工业化规划出产，该项工艺具有以下优缺陷： (1)用钙盐(石灰、石灰石)代替食盐，彻底消除了钠法焙烧工艺的含HCl、Cl2等有毒有害气体的废气污染问题。焙烧进程添加的钙盐(5%左右)，根本都和浸出进程的硫酸反响生成少数的硫酸钙沉积，该工艺进程的长处是工艺水中的其他水溶性离子含量低，利于工艺水的循环使用，依据规划核算和工业实测，工艺水的循环使用率可达90%以上。每出产一吨五氧化二钒产品，外排或需处理的工艺废水仅为60m3左右，为加盐焙烧提钒工艺的五分之一； (2)焙烧料为低酸浸出(配酸浓度1—2％，硫酸)，硫酸耗费低，每100吨矿石耗酸仅为4吨左右，出产本钱低、液体含杂质较少，利于工艺水循环使用； (3)设备出资较加盐焙烧工艺高。加盐焙烧工艺可以选用水浸方法得到含钒液体，中小厂商遍及选用料球直接浸泡法，设备出资低，不需考虑防腐问题，但有些厂商为了进步钒收回率也有选用酸浸出方法的。钙化焙烧工艺有必要选用酸浸出的方法，焙烧料需再次损坏，再采纳机械拌和浸出，然后选用带式真空过滤机进行矿渣别离，进程需考虑设备防腐。 3、其他火法焙烧提钒工艺 包含空白焙烧提钒工艺、复合添加剂焙烧提钒工艺等。 空白焙烧提钒工艺也叫无盐焙烧提钒工艺，焙烧进程不添加任何添加剂。九十年代初，湖南省煤炭研讨所联合有关厂商研讨开发该项技能，现在该技能仅在湖南省怀化市的单个厂商选用，矿石中钒的总收率在38～45％之间，经过技能改善，总收率可以进一步进步。该工艺对矿石具有很强的挑选性，因而该项技能不具备职业界的推行价值。 复合添加剂焙烧提钒工艺，是对钠法焙烧提钒工艺和钙化焙烧提钒工艺的一种配方法改善，不归于单列的提钒工艺。经过工艺小实验，依据各地矿石特性的不同，断定焙烧进程添加不同组成份额的添加剂，比方氯化钠、碳酸钠、石灰、氯化铵、软锰矿等等。 （二）湿法酸浸提钒工艺 湿法酸浸提钒技能，指对矿石不进行焙烧而选用较高浓度的酸对矿石中的钒进行浸出，酸，一般为硫酸，有些技能单位混配，乃至报价高、危险性、腐蚀性很强的(氟化盐)，还常常添加一些氧化剂。浸出进程一般在加热加压条件下进行，若不加压，价值是进步氧化剂用量或选用氧化性更强的氧化剂。该工艺的长处是无焙烧进程无烟气污染问题，可是由于出产进程腐蚀性很强，对设备要求高，因而出资很大，出产本钱也高，该工艺的别的一个大的缺陷是废水量大，由于用酸量大，矿石中的一些重金属许多溶出，废水组成杂乱。该技能对矿石也有必定的挑选性，在某些厂商呈现了湿法工艺建厂，投产后又不得不在前工序添加预焙烧的状况，乃至有技能单位以此还提出了矿石预焙烧－湿法提钒的工艺，那就违背湿法提钒技能的初衷了。 （三）石煤提钒工艺展开方向 石煤提钒工艺虽展开为两大工艺道路，即火法焙烧湿法浸出提钒工艺和湿法酸浸提钒工艺，但各工艺均有其优缺陷。自己以为，石煤提钒工艺的展开方向是这两大工艺的结合。 从矿藏的特性来说，能对矿石预先进行氧化焙烧，可以必定程度上损坏矿藏的结构，利于完成钒的提取，一起从资源归纳使用的视点考虑，矿石焙烧或焚烧进程可以收回其间的热能，因而，石煤提钒工艺的前工序应该优先考虑焙烧进程；从进步矿石中钒的总收回率和设备的技能经济水平考虑，火法焙烧湿法浸出提钒工艺应该活跃学习湿法酸浸提钒工艺强化浸出的技能经历，由于矿石现现已过高温焙烧，浸出的时分酸用量可以显着下降，即有利于下降出产本钱，又能进步工艺废水循环使用率，削减出产进程废水排放量或处理量。事实上，有些厂商和科研单位现已展开了相关工艺的探究和实践。 二、石煤提钒工艺的挑选 提钒工艺的挑选一直是职业界争议较大的一个现实问题。科学的说，面对杂乱多变的含钒质料，历来都不存在放之四海皆可行的提钒工艺，应针对各地石煤特性的不同，经过体系的选冶实验，选用适合的提钒工艺。此外，在断定提钒工艺的时分，还需考虑以下要素： （一）厂商所在地针对石煤提钒的产业方针 存在石煤提钒工业的省市，大多拟定了石煤提钒的相似产业方针的文件，对新建厂商一般都不答应再选用钠法焙烧提钒工艺，乃至也不答应再选用平窑焙烧设备，这些方针或规则，有些是以清晰的文件方式在业界揭露的，有些是以政府相关部分的调查报告、展开规划等方式作为项目批阅指导性依据。 （二）项目所在地的环境特征和环境容量 关于水污染特别灵敏的区域，选用湿法提钒工艺和钠法焙烧提钒工艺，由于废水量特别大，虽可以配套相应的废水处理设备，但仍要特别稳重；关于空气污染特别灵敏的区域，选用火法焙烧提钒工艺就应特别稳重。 （三）工艺的牢靠性、老练性 石煤提钒技能市场比较紊乱，各项技能别具一格，一些厂商出资数千万元却无法产出产品，或技能经济指标低下。一项技能是否老练牢靠，作为厂商应要点调查该技能是否现已成功的应用于工业实践中了，一项技能的经济性怎样，应该由相关技能方拿出完好的单耗表作为判别的依据。 （四）项目所在地硫酸报价的凹凸 在石煤提钒进程中，用量较大、价值又较低的质料是硫酸，不同地域，硫酸报价相差悬殊，若在一个硫酸需求远程外购、报价显着高的地域建造一个湿法酸浸提钒的设备，该提钒设备在职业界将缺少竞争力。 三、石煤提钒工厂工艺规划浅谈 工厂工艺规划包含的内容许多，包含工艺流程规划、物料和能量衡算、设备工艺规划、车间安置规划、管道安置规划、非工艺规划、工程概预算等，本文不行能对这些方面做具体的介绍，仅依据石煤提钒工厂遍及存在的，具有代表性的规划性问题，以火法焙烧湿法浸出提钒工艺规划为例进行介绍。 （一）工艺和工艺流程挑选的准则技能上先进牢靠、经济上合理可行 除了前面介绍的首要石煤提钒技能之外，在业界，各式各样小巧满目的所谓新技能层出不穷，有些技能乃至标明为“清洁技能”、“环保技能”、“高效技能”、“无污染技能”，这是不谨慎的行为，笔者乃至遇到过声称“细菌提钒工业技能”的所谓专家。工业规划和建造，首要有必要遵从技能牢靠的准则，规划化的石煤提钒工厂出资现在均在数千万以上，笔者在国内也观赏过几家出资数千万却两三年出产不出产品的厂商，这些厂商出资丢失巨大、苦不堪言！挑选了一个牢靠的工艺，即便在试出产期达不到满足的技能经济指标，但不会呈现工艺方面准则性的过错。此外也要考虑工艺的先进性和经济性，在确保技能牢靠性的基础上，统筹技能的先进性。 （二）工艺规划的阶段性 工厂规划是分阶段的，虽可以依据项目的特色简化规划的阶段，但任何工厂项目的规划都不行希求一次性进入施工图规划阶段。以两阶段规划为例，即便再简化规划流程，在施工图规划之前也有必要进行一个计划规划，在计划规划阶段，依据项目特色，做好首要环节的物料衡算，在衡算进程中往往会发现此前预订的流程会呈现一些不当的当地，不断的调整，取得一个科学合理的规划流程。笔者接触到一些技能，在缺少相应的处理手法和数据的状况下声称废水全循环，在未进行物料衡算和缺少工业化数据的状况下声称总收回率可以到达85%以上，这是不谨慎的技能情绪。 出资厂商需注意的是，绝不行一味的寻求工期而采纳“边规划边施工”的战略，那将给设备建造带了不行估计的危险，至少会无法较精确的把握出资额。 （三）关键设备的选型或规划 火法焙烧湿法浸出提钒工艺的关键设备一般包含石煤的预脱碳设备、破碎损坏设备、焙烧设备、固液别离设备等，此外烟气处理设备也归于整个设备的关键设备。现在石煤提钒职业相对滞后的是关键设备的配套问题，在规划中，应该做好关键设备的调查和规划作业。 近年出问题最大的是焙烧设备的挑选失误，比方回转窑(转炉)，笔者目击了三家厂商回转窑用于钒矿焙烧进程的严重失利！并不是说回转窑必定不能用于钒矿的焙烧进程，而是应该特别稳重的做好调研作业以及设备选型和规划。 （四）工艺流程规划 跟着物料衡算进程的进行，以及设备规划、车间安置规划的进行，工艺流程规划是个不断修正、不断调整的进程。笔者观赏调查过不少的石煤提钒厂商，可以拿得出完好工艺流程图的厂商很少。遇到技能问题，头痛医头、脚痛医脚，缺少工艺流程的观念，不能深入认识到工艺流程中牵一发而动全身的技能特性，全体影响厂商技能经济水平的进步。 笔者个人以为，现在石煤提钒厂商遍及忽视工厂规划，一些厂商是边规划边施工建起来的，建造进程中再三追加出资，还有些厂商根本就未进行规划，成果设备运转起来今后，设备不配套，达不了产也达不了标，设备一试运转，就不断的面对技改，严峻影响厂商的经济效益。

从岩浆型钒钛磁铁矿中提钒，钒钛精矿中钒的提取用冶炼方法有火法与湿法两种。火法是通过钒钛精矿或钒渣间接提钒，湿法则是用钒钛精矿直接提钒。目前我国以间接提钒法为主。火法提钒工艺。将选矿产品钒钛精矿，直接进入高炉或电炉中冶炼，使矿石中的钒大部进入铁水，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。 从钒钛磁铁矿中提钒的生铁-钒渣滓工艺流程见图4。  图4钒钛磁铁矿提钒的生铁-钒渣工艺流程 近20年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已用此法大规模生产钒渣。其工艺特点是，将铁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(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，钒渣经熔烧、浸出、过滤则得五氧化二钒产品。见图5。  图5 攀枝花钢铁公司雾化吹钒渣工艺

陕西某钒矿提钒新工艺研讨   李洁  海  马晶   西北有色地质研讨院       摘  要 传统的钠化焙烧提钒工艺本钱较低，可制得纯度达98%以上的五氧化二钒；新工艺则具有无污染的长处，在实验目标附近的情况下，出产本钱不高，有杰出的经济效益，环境效益和社会效益。     关键词 超细磨矿 焙烧 钒       陕西某钒矿系吸附涣散状况存在的钒矿，不宜用机械选矿办法富集。在该区域的同类矿石中，提钒办法大致有两类，一是传统的钠化焙烧提钒工艺，该工艺技能老练、操作简略，建厂出资和出产本钱相对较低，但由于选用工业食盐作钠化剂，焙烧时发作很多的、氯化氢等有毒气体，对周围环境形成了严重破坏；二是酸浸-萃取提钒工艺，该工艺可削减环境污染，但出产本钱和建厂出资过大，致使出产厂商不堪重负。本研讨标明，选用超细磨矿-无增加剂焙烧-助浸提钒工艺，可获得较好的实验目标，且不形成环境污染，在现在超细磨矿技能日趋完善、本钱不断下降的情况下，新工艺为该类矿石的开发利用展示了新的远景。   1  矿石性质       矿石类型为泥岩与炭硅质岩的混合矿石，原矿含V2O51.60%，矿石中首要金属矿藏为褐铁矿、黄铁矿、铁钒锐钛矿、钒铁矿等。首要非金属矿藏为石英、泥质和炭质，一起还有少数碳酸盐矿藏和磷灰石。钒的赋存状况较杂乱，除在钒铁矿、钒铁锐钛矿中散布以外，经电子探针分析标明，矿石中占很大份额的石英和褐铁矿中普遍存在涣散状况的钒。原矿多元素分析成果见表1。   表1  原矿多元素分析成果        成份V2O5TiO2P2O5Na2OK2OFe2O3SiO2Al2O3含量（%）1.600.270.640.121.666.8673.863.22成份MgOCaOCoNiAsSTCMo含量（%）2.421.940.0020.0160.0060.520.440.016   2  提钒工艺   2.1 实验想象       矿石中的贱价钒经焙烧可氧化成V2O5，如其能与矿石自身所含K、Na元素生成可溶性盐，在浸出作业可再参加有利该盐类溶解的助浸剂，则可使矿石中的钒有用转化，后经二段沉钒作业即可得到含V2O598%以上的精钒。   2.2首要因素对焙烧转浸率的影响   2.2.1磨矿细度对焙烧转浸率的影响：       磨矿细度对焙烧转浸率的影响见表2。[next]   表2  磨矿细度对焙烧转浸率的影响实验成果       磨矿细度（%）V2O5转浸率（%）-76μm含量-40μm含量-30μm含量-10μm含量91.8///63.75/87//65.00//88/69.38//93.06075.00     实验成果标明，磨矿细度越细，焙烧转浸率越高。   2.2.2焙烧温度对转浸率的影响      焙烧温度对转浸率的影响成果见表3  表3  焙烧温度对转浸率的影响    焙烧温度（℃）转浸率（%）75013.7580076.8885078.13       实验成果标明，当750℃时，转浸率很低。而温度升至800℃时转浸率急升至76.88%，800℃今后趋于稳定。   2.2.3  焙烧时刻对转浸率的影响       焙烧时刻对转浸率的影响成果见表4   表4  焙烧时刻对转浸率的影响    焙烧时刻（小时）转浸率（%）165.63276.88377.50479.38     实验成果标明，跟着焙烧时刻的增加，转浸率呈上升的趋势，但2小时以上时趋于稳定。   2.3  新工艺与钠化焙烧法转浸率的比较       焙烧、浸出作业新工艺与钠化焙烧法异同点见表5。   表5  钠化法与新工艺异同点    相同点相异点V2O5转浸率(%)焙烧温度800℃ 焙烧时刻 2小时钠化法增加10%NaCl磨细度-76µm90%水浸浸出78.71新工艺磨矿细度-10µm60% 助浸浸出76.88[next]   2.4  其他作业       原矿磨矿焙烧后，加温拌和助浸浸出，浸出液经二段沉钒，归纳闭路实验可获得72.26%的提钒总回收率，精钒档次到达98%以上。   3 成果评论       新工艺与钠化焙烧法比较，实验目标挨近，在焙烧浸出段的首要区别是钠化焙烧加钠化剂氯化钠，新工艺选用超细磨矿，另外在浸出段进行助浸浸出，它的首要长处是无污染。 材料标明焙烧机理为：     焙烧钠化法的机理：     2NaCl+O2+H2O(g)+V2O3=2NaVO3+HCl↑     4NaCl+3O2+2V2O3=4NaVO3+2Cl2↑     其中有氯化氢和放出污染环境。     而新工艺在焙烧时发作的仅是贱价钒的氧化反响。     V2O3 + O2= V2O5     2V2O4 + O2= 2V2O5     故不形成空气污染。     从出产本钱上讲，钠化焙烧所需氯化钠的本钱，能够部分乃至悉数抵销新工艺中超细磨矿的本钱，跟着超细磨矿技能的进一步开展，磨矿本钱还有或许进一步下降。   4 定论      （1）本实验选用超细磨矿—无增加剂焙烧—助浸提钒新工艺可获得钒焙烧转浸率75%以上，归纳闭路实验可获得72.26%的提钒总回收率，精钒档次到达98%以上的实验目标。    （2）新工艺为无污染工艺,出产本钱挨近钠化焙烧,且跟着超细磨技能的不断开展,还有或许进一步下降。   参考文献   1  戴文灿等  《石煤提钒归纳利用新工艺的研讨》 2  邹晓勇等   《含钒石煤无盐焙烧出产五氧化二钒工艺的研讨》

几十年来，堆浸工艺伴随着技术进步和立异，敏捷生长、开展，规划方面也积累了不少经历和常识，其具有出资省、成本低、基建时间短、出产环节少等长处，在国际上现已得到了广泛推行。接下来，咱们将结合工艺特色，带你知道金矿堆浸。 工艺简介 金矿堆浸就是将低档次的金矿破碎至必定粒度（或造粒），堆积在由沥青、混凝土或塑料等材料铺筑的防漏底垫上，用低浓度、碱性溶液、无毒溶剂或稀硫酸等溶液在矿堆上喷淋，使金溶解，含金的溶液，从矿堆上渗滤出来，然后用活性炭吸附或锌粉置换沉积等办法收回金。 简而言之工艺流程 鑫海的堆浸工艺流程图1 原矿处理 原矿经过破碎到达必定粒级（30-50mm）后，直接去堆淋； 或许进行制粒处理（使较细颗粒聚会成粗粉团粒），之后将矿石经过铲车运至矿堆处进行筑堆。 Tips：在破碎之后，有时还需求进行磨矿，才进行制粒。 那么，问题来了！ 很多人会古怪，为什么要将矿石碎粒之后，又制粒增大体积，是否多此一举？ 破碎的意图是什么？就是使得金颗粒从矿石中暴露出来，才干在之后的环节中与化溶液充沛发作反响。同理，磨矿也是相同，都是为了确保金颗粒的充沛解离。 粉状不是更适合滋润吗？为什么还要制粒？ 1）在未经制粒矿石的堆浸过程中，简单呈现沟流，也就是渗透性欠好，化溶液没有充沛与矿石反响就丢失； 2）再者，制粒的矿石筑堆时，能够防止粉矿搬迁，确保了堆矿的稳定性。 其实，不管制粒与否，两者各有优势，一般实践规划时，需求经过详细试验才干知道哪种方法更适合客户的矿。 2 堆淋体系 在铺设好的矿堆上，设置堆淋体系。化溶液与矿堆反响后，从矿堆底部渗出含金溶液（贵液），流入贵液池，经贵液泵打入吸附柱，活性炭吸附后的溶液为贫液，贫液回来喷淋体系再利用。 堆淋分为喷淋和滴淋两种方法。喷淋通常是喷头将管道体系输送来的溶液经过喷嘴喷射到空中，构成下雨的效果撒落在矿堆表面客户堆浸现场的滴淋体系，相似植物灌溉中的滴灌，是近距离小面积渗落的 因为喷淋时浸金溶剂内含的更简单分散到空气中，会形成环境污染。相比较之下，滴淋工艺运用更为广泛。 3 解析电解 在活性炭吸附金后，进入解吸电解体系进行金的别离处理。 堆浸与化炭浆法 关于堆浸与化炭浆法，都运用化药剂，那么，它们有什么区别呢？ 相同的效果机理 4Au+8NaCN+O2+2H2O→4Na[Au(CN)2]+4NaOH 不相同的效果方法在同一矿山中，化炭浆法或锌置换工艺可与堆浸法一起并存，因为堆浸法的收回率低，所以在高档次金矿石选别中，为了能到达杰出的效益，并不能替代化炭浆法，行将高档次矿石送入选矿厂或化厂处理，而低档次矿石、表外矿或废石则进行堆浸法处理。

1)槽液配等到条件试验的挑选         ①槽液配比。参照薄膜电路出产蚀刻金导线所运用的每升含碘60g,含碘化钾200g的蚀刻液成分，换算成碘化法浸出金所运用的碘-钠--水系统的根底槽液中碘和的质量浓度：碘250g.L,50g/L，水1000 mL。         ②试验和试验成果。废镀件是在含金质量浓度25～28g/L的柠檬酸盐镀液中，电镀20min的薄膜固体电路（可代合金基）。在相同的温度，浸出同一批滚镀废金件，固定NaOH的质量浓度为50g／L，浸出5min，观察到另添加不同碘量发生的游离碘对浸出率的影响，成果表明：游离碘浓度添加，金的浸出速度和浸出率也添加，但超越100g/L时，浸出率反而有些下降，所以槽液中游离碘控制在80～100g/L为宜。        同样在固定游离碘质量浓度为80g/L时，观察到NaOH浓度直接影响到系统中的碘离子浓度。其量低时，系统中碘离子浓度也低，影响碘化金（I）溶解，也影响了金的浸出速度。其量高时，游离碘浓度也相应下降，影响金的氧化，阻碍金的溶解。归纳上述试验，选定碘240～280g/t、50～65gL为浸出液适合的浓度。        浸出时刻对浸出金的影响，一般跟着浸出时刻的延伸金的浸出率添加，本系统也不破例。但由于本系统运用于可代基镀金件收回金，浸出时刻只控制在将金镀层退净停止。金镀层除退后，假如废件在系统中停留时刻过长可代金基会遭到腐蚀，不只耗费系统中浸出剂并且会下降浸出率，也不利于可代金基体的返镀金；别的，在系统溶蚀金趋于饱满时，因退净金镀层的可代基体有复原碘金酸络合物中的Au（I）为单质金的才能，因而使可代基体表面失去光泽且粗糙，影响返镀金作用，所以浸出时刻一般在3～5 min即可。        2）浸出液中金的别离办法挑选        为了从碘-钠--水系统中，有效地提取金，选用铁、锌置换，钠复原，活性炭吸附，萃取，离子交换，复原等办法，大多到达高的收回率，从动态和静态数据分析，活性炭吸附、铁粉置换、钠复原等办法较好。其间铁粉置换与钠复原两种办法较有用，特别钠复原法，对从收回金后的系统中再生碘更有利，减少了很多铁离子对碘质量的影响。        3)碘的再生        碘化法收回金有必要考虑系统中碘的收回,由于碘的报价昂贵，每收回1 kg黄金，约用碘26 kg,价值千元。若系统中碘不再生，不只进步本钱，并且污染环境。碘的再生是在收回金今后的含碘溶液中进行的。以硫酸酸化至硫酸含量巧％，用粉状酸钾分次加入到酸化后的含碘溶液中，碘离子即被氧化而分出碘。的用量为含碘总量的20%。分出的碘，先以含硫酸的水溶液洗刷2～3次，再用清水洗至中性。所得再生碘，可从头参加配料持续运用。收回碘与新购的碘，制造的槽液作用相同。    4）碘化法收回金的运用    碘-钠--水系统可运用于可代合金基、镍基或镀镍底层上各种镀金废元器件上收回金，或上述不合格镀层的退除。此法替代现在大多数供应商仍运用的橄化钠一防染盐退镀液，还可运用在薄膜电路出产中的光刻工序进行金导带的蚀刻。运用本系统收回金的经济效益明显，其工艺流程如下图所示。[next]

滴渗方法，溶液直接作用于矿粉堆表面，矿粉表面将不形成水层，入渗速度快，而且能够与浸钒溶剂充分接触，并冲刷矿粉表面，这将对钒离子的析出十分有利。 堆浸处理工艺关键技术 为解决该工艺存在的问题，相应的将浸钒溶剂均匀地、可靠地分配并均布于石煤钒矿矿粉中，采用先进技术手段是十分必要的。采用传统的喷淋进行堆淋的情况下，开始时，由于喷洒强度不超过矿粉的入渗能力，矿粉表面将不形成水层，这种情况下的入渗称为自由入渗。矿粉的入渗速度等于降雨强度。随着喷洒强度很大和喷洒时间的增加，矿粉表面很快形成积水层，形成板结入渗过程转为有压入渗，淋洗的效率随着降低。利用滴渗方法，溶液直接作用于石煤钒矿矿粉堆表面，矿粉表面将不形成水层，入渗速度快，而且能够与浸矿溶剂充分接触，并冲刷矿粉表面，这将对钒离子的析出十分有利。现代滴淋设备具有压力补偿、防止堵塞装置，出流均匀且可以根据矿石成分、品位和破碎程度采用最佳滴淋强度和浸钒溶液浓度。 浸金溶液滴淋方法 将滴淋技术应用于浸钒溶液输送及将浸钒溶液均匀地洒布于矿粉的方法，有以下优点： 1. 高性能和高可靠性，容易安装; 2. 可以降低生产成本; 3.消除风的影响; 4. 一年四季都可以运行; 5. 减少太阳紫外线对化学物质的破坏; 6. 减少浸钒溶液的排泄和流失; 7. 节省贮液池和引水渠道建设费用; 8.滴头自动清洗和防阻塞; 9. 减少对操作工人、周围环境和土地的影响，有利于环境保护。滴淋可以增加溶液中空气的含量，这意味着增加参加化学反应的氧含量;滴淋系统自动化程度高，操作容易，生产效率高，可靠性高，对环境影响较小，生产成本相对较低。滴淋系统平面布置图 本系统具有在扩展方面很好的灵活性，可以应用于一个堆浸作业，也可以用于多个堆组成的较大型的堆浸作业。

    安徽省贵池市马头金矿与吉林省黄金研究所协作，于1990年成功地创始了我国池浸树脂提金工艺。该矿用NK884弱碱性阴离子交流树脂从池浸液中吸附金，硫酸盐解吸。其准则工艺流程如图所示。与原工艺技能经济指标的比较如表所示。[next] 两种工艺技能经济指标比较项目新工艺（树脂法）原工艺（锌丝置换法）差值年处理矿量 /t1800018000　原矿档次 /（g·t-1）4.764.76　耗量 /（kg·t-1）1.52-0.5　浸出率 /%72.1657.1可溶金收回率 /%97.0390.096.94尾渣可溶金收回率 /（g·m-3）1.172.94-1.77总收回率 /%69.6158.2711.34黄金年产量 /（kg·a-1）59.62449.9269.716总产值 /（万元·a-1）286.28239.6446.64单位出产成本 /（元·t-1）70.3576.71-6.36总成本 /（万元·a-1）126.63138.078-11.448年利税 /（万元·a-1）159.65101.56258.088    该矿床属铁帽矿体，矿石的氧化程度很高，含泥量多。自1986年挖掘以来一向以池浸一锌丝置换工艺进行出产（处理矿石量60t/d），浸出率只要65%左右。1990年改为矿泥造块池浸树脂提金工艺后，浸出率前进至72.10%；用量减少了25%；尾渣水中游离含量由920mg/t降至150mg/t,每年可多收回黄金4.8kg;添加效益57万元。     树脂矿浆提金工艺与池浸树脂提金工艺在我国黄金出产中的成功使用，是我国黄金出产技能的一个严重前进。跟着黄金工作的飞速发展，离子交流树脂提金技能必将得到大力推广。

（1）强度高水玻璃硬化后具有较高的粘结强度、抗拉强度和抗压强度。水玻璃硬化后的强度与水玻璃模数、密度、固化剂用量及细度，以及填料、砂和石的用量及配合比等因素有关，同时还与配制、养护、酸化处理等施工质量有关。（2）耐酸性高硬化后的水玻璃，其主要成分为二氧化硅，所以它的耐酸性能很高。尢其是在强氧化性酸中具有较高的化学稳定性，但水玻璃类材料不耐碱性介质的侵蚀。（3）耐热性好水玻璃硬化形成SiO2空间网状骨架，因此具有良好的耐热性能。若以镁质耐火材料为骨料配制水玻璃混凝土，其使用温度可达1100℃。