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。

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

在炼钢前或炼钢过程中吹炼含钒生铁，可得到钒渣。炼钢前先经雾化吹钒发生的钒渣称为雾化钒渣。其特点是钒含量高，但铁含量也高，而钙等杂质则含量较低。在含钒生铁炼钢过程中发生的炉渣，钙、磷、硅等杂质含量都比较高。现在南非、俄罗斯和我国出产的钒渣基本上都是雾化钒渣。     一、前苏联丘索夫厂     其流程如图1所示。图1  前苏联丘索夫厂湿法流程     （一）除铁：先选用手选除掉大块铁，然后磨细至1.0mm，磁选别离铁粒；     （二）化焙烧：配加钠化剂Na2CO3、NaCl、Na2SO4，在850～950℃之间焙烧，所用回转窑直径2.5m，长42m，处理量2500～3200kg/h。焙烧后钒的水溶转浸率为85%～92%。     （三）浸取：先加水中性浸取，液固比3.5/1，40～50℃，过滤后残渣含0.6%的V2O5，送到第二步加酸浸取。     （四）沉钒：选用酸性水解沉钒，得红饼。最终得熔片含89%～90%的V2O5。     二、峨嵋铁合金厂     针对攀枝花钢厂雾化钒渣所选用的流程如图2所示。图2  峨嵋铁合金厂提钒流程钒渣的粒度20目60目80目100目筛余/%2331.247.955.8钒渣成分：V2O5FeSiO2Al2O3含量/%15.0844.0311.863.52        （一）试剂：纯碱，Na2CO3 98%；硫酸铵，工业品；芒硝，Na2SO4 98%；硫酸，工业品；氯化钙，工业品。     （二）浸取、净化：在湿球磨浸取并加CaCl2除磷，加亮为0.5～1.5kg/m³溶液，净化后的溶液成分见表1。 表1  攀钢雾化钒渣净化后液成分        （g/L）样  号VPSiFeK2ONa2OpH值注17.70.00770.270.001360.0197.39.5二次渣液315.70.00760.270.00320.004831.99.5二次渣液        （三）沉钒：所用设备为机械搅拌罐，转速16r/min，直接蒸汽加热，先打入定量的净化后液，然后缓慢参加硫酸，调理pH值至2～3再参加硫酸铵，通蒸汽加热至85℃，60min，硫酸加量系数为1～1.3。沉钒结尾控制在上清液含钒0.1g/L以下。沉钒率为99%，钒酸铵熔片含V2O5 98%以上。     因为沉积夹藏约50%的游离水，故应运用1%～2%的硫酸铵溶液洗刷，以脱除游离水中的Na2O。     （四）的脱熔化：熔化在12m³的水冷熔化炉中进行。燃料用煤气，热分化第一阶段为600℃，第二阶段为800～900℃。V2O5熔片的成分如表2所示。 表2  V2O5熔片的成分    （%）炉号V2O5SiO2FePSAsK2ONa2O398.870.2750.2690.02740.01630.001850.120.967299.50.150.1970.01810.00590.0550.389

中华人民共和国国家标准 钒渣 GB5062-85 本标准运用于含钒生铁提炼的钒渣。 1技术要求 1.1牌号和化学成分 1.1.1钒渣按五氧化二钒品位分为六个牌号，其化学成分应符合下表规定：牌号钒渣11钒渣13钒渣15钒渣17钒渣19钒渣21代号FZ11FZ13FZ15FZ17FZ19FZ21化学成分V2O510.0-12.0>12.0-14.0>14.0-16.0>16.0-18.0>18.0-20.0>20.0P一组不大于0.08二组0.35三组0.70CaO一组1.0二组1.5三组2.5SiO2一组22.0二组24.0三组34.0四组40.01.1.2块状钒渣的金属铁含量不得大于22％。 1.2物理状态 钒渣以块状或粉状交货，块状钒渣的粒度不得大于200mm×200mm，粉状钒渣的粒度及金属铁含量由供需双方议定。 1.3交货要求 交货钒渣不得混入明显杂质。 2试验方法 2.1取样 块状钒渣试样的采取按附录A（补充件）所规定的方法进行。 2.2制样 块状钒渣试样的制备按附录3（补充件）所规定的方法进行。 2.3铁含量测定 块状钒渣金属铁含量的测定暂按各厂现行的试验方法进行。 2.4化学分析 化学分析方法按YB547-67《钒渣化学分析方法》进行。 2.5其他 粉状钒渣的试验方法除化学分析外均由供需双方协议。 3检验规则 3.1交货钒渣按车验收，每一车厢钒渣为一交货批。 3.2钒渣质量的检查和验收，由供方技术监督部门负责进行。需方有权进行复验，如有异议，应从到货之日起一个月内向供方提出。 4包装、运输和质量证明书 4.1块状钒渣为散装、敞车运输，如需方要求，可用棚车或简易棚车装运。 4.2粉状钒渣的包装和运输由供需双方协商确定。 4.3交货钒渣按批附复验试样和质量证明书。 质量证明书中应注明： a.钒渣牌号，组、级、类、化学成分和金属铁含量； b.重量及基准量. c.车号及交货日期； d.供方名称及检查员代号。 附录A 块状钒渣的取样方法 （补充件） A.1试样应在发货车厢内用铁锹采取。 A.2试样分两层采取，上、下样层的高度应分别位于钒渣实装高度的3/4和1/4处。各取样点位置应符合下图要求： “○”、“×”分别表示上、下层取样点位置 A.3各取样点取样量应均衡，并不小于10kg，每批钒渣取样总量应不小于该批钒渣实际重量的1％。 A.4钒渣试样的粒度分布应能代表本批钒渣的实际粒度分布。 A.5经供需双方协议，允许定量贮存钒渣，并在装车前预先取样，装车后将组成该批钒渣的份样合并为该批试样。 附录B 块状钒渣试样的制备方法 （补充件） B.1试验用钒渣样品，由同一交货批的全部试样进行多段破碎、缩分后制取。 B.2试样用破碎机或手工在专用高锰钢板上进行破碎。 B.3将试样平铺在钢板上，用四分法（取对角）按下表规定缩分：破碎前最大粒度,mm破碎后最大粒度,mm铺层厚度,mm缩分次数200100150150100220503100501001205021020450205011020352042010202502033 缩分至2.5kg1052013 缩分至2.5kg53 缩分至2.5kg B.4用四分法将3mm以下的试样分为四等份，一份作试验用样，一份作副样，保留三个月，交需方，另一份废弃。 B.5化学分析用试样取于经磁选吸除金属铁Ⅰ和金属铁Ⅱ并通过120目的筛下物。 附加说明： 本标准由中华人民共和国冶金工业部提出。 本标准由承德钢铁厂负责起草。 本标准主要起草人周荫军、晋心翠。 本标准委托冶金工业部情报标准研究总所负责解释。 自本标准实施之日起，原冶金工业部部标准YB320—75《钒渣》作废。

峨嵋铁合金厂    针对攀枝花钢厂雾化钒渣所选用的流程如图1所示。图1  峨嵋铁合金厂提钒流程钒渣的粒度20目60目80目100目筛余/%2331.247.955.8钒渣成分：V2O5FeSiO2Al2O3含量/%15.0844.0311.863.52        一、试剂：纯碱，Na2CO3 98%；硫酸铵，工业品；芒硝，Na2SO4 98%；硫酸，工业品；氯化钙，工业品。     二、浸取、净化：在湿球磨浸取并加CaCl2除磷，加亮为0.5～1.5kg/m³溶液，净化后的溶液成分见表1。 表1  攀钢雾化钒渣净化后液成分        （g/L）样  号VPSiFeK2ONa2OpH值注17.70.00770.270.001360.0197.39.5二次渣液315.70.00760.270.00320.004831.99.5二次渣液        三、沉钒：所用设备为机械搅拌罐，转速16r/min，直接蒸汽加热，先打入定量的净化后液，然后缓慢参加硫酸，调理pH值至2～3再参加硫酸铵，通蒸汽加热至85℃，60min，硫酸加量系数为1～1.3。沉钒结尾控制在上清液含钒0.1g/L以下。沉钒率为99%，钒酸铵熔片含V2O5 98%以上。     因为沉积夹藏约50%的游离水，故应运用1%～2%的硫酸铵溶液洗刷，以脱除游离水中的Na2O。     四、的脱熔化：熔化在12m³的水冷熔化炉中进行。燃料用煤气，热分化第一阶段为600℃，第二阶段为800～900℃。V2O5熔片的成分如表2所示。 表2  V2O5熔片的成分    （%）炉号V2O5SiO2FePSAsK2ONa2O398.870.2750.2690.02740.01630.001850.120.967299.50.150.1970.01810.00590.0550.389

前苏联丘索夫厂    其流程如图1所示。图1  前苏联丘索夫厂湿法流程     一、除铁：先选用手选除掉大块铁，然后磨细至1.0mm，磁选别离铁粒；     二、化焙烧：配加钠化剂Na2CO3、NaCl、Na2SO4，在850～950℃之间焙烧，所用回转窑直径2.5m，长42m，处理量2500～3200kg/h。焙烧后钒的水溶转浸率为85%～92%。     三、浸取：先加水中性浸取，液固比3.5/1，40～50℃，过滤后残渣含0.6%的V2O5，送到第二步加酸浸取。     四、沉钒：选用酸性水解沉钒，得红饼。最终得熔片含89%～90%的V2O5。

为了炼钢厂LD（Linz－Donawitz）转炉渣中提取钒，M.Aarabi－Karasgani等研究了一种碱性焙烧－酸法浸出工艺，并确定了各影响因素对钒溶解动力学的影响，浸出渣用XRD、XRF及SEM/EDX分析仪分析。最佳工艺条件：浸出温度70℃，固液质量体积1/5，酸浓度3mol/L，浸出时间150min，在此条件下，钒最大回收率达95%，炉渣粒度对钒的溶解影响很大，当粒度小于0.850mm时，钒浸出率最大。钒在硫酸中的溶解表明浸出动力学分为2个阶段：在初始15min内，钒浸出率迅速增大；随时间延长，浸出率开始下降。炉渣的酸浸动力学可用收缩核心模型来描述，改进后的收缩核心模型表示长时间的浸出过程，此过程中，钒最初回收率（长时间浸出的开始阶段）不是0。结果表明，无论浸出时间长短，低温下的浸出动力不均由化学反应控制，高温下的浸出速率由固体产物的扩散状态决定。

含钒石煤是我国一种重要的钒资源，从含钒石煤中提钒的办法可大致分为两类；一类是针对特定区域的石煤矿选用传统的焙烧技能进行钠化、钙化、无盐和复合添加剂焙烧，此类办法因在焙烧进程中很多发作S02、HC1、Cl2等有毒气体而导致环境污染而逐步被陶汰；别的一类是选用直接湿法浸出的办法，如陕西中村钒矿选用“硫酸直接浸出-溶剂萃取-盐沉钒-干炎热解”湿法生产工艺提钒，但长期以来，只用硫酸直接浸出中村钒矿，其浸出率不到80%。为了进步钒的回收率，本文在上述工艺基础上，要点研讨了参加含氟助浸剂对硫酸浸出中村钒矿的钒浸出及后续工序如萃取等的影响，并取得了较好成果。     一、试验部分     （一）质料与试剂     含钒石煤（矿山供给）首要成分：0.9% V2O5、1.2%Fe203。该钒矿属吸附型的钒矿，以四价钒为主。     首要矿石类型为炭硅质岩夹泥岩型钒矿石，部分为（炭质）泥石型钒矿石。     试剂：硫酸（98%，工业级）；石灰（优质，工业级）；含氟助浸剂（克己）。     萃取剂：10% P204＋5%TBP＋85%磺化媒油。     （二）试验进程     1、浸出试验。浸出试验在2m3珐琅反响釜中进行，顺次向反响釜中投入500kg石煤钒矿（粒度为－0.018mm粒级占95%）、500kg水、100kg浓硫酸，敞开机械拌和，投入10kg含氧助浸剂，一起加热升温至90℃下反响24h。浸出完成后，用离心机对浸出系统进行过滤和洗刷（洗刷用水500kg），滤液与洗液兼并统称为浸出液，测出其总体积，并取样化验。取样结束后，接着用碱中和调浸出液pH至2～2.5，时刻60min，离心机过滤，滤液经复原后作下一阶段萃取料液（即萃原液），并取样分析。一切样品均在广州有色金属研讨院分析测试中心通过ICP分析（下同）。     2、萃取试验。萃取试验所用设备为有机玻璃质的混合弄清槽（混合室有用容积为1L，混合室与弄清室容积比为1︰3，双叶浆式拌和，转速为800r/min)。     萃取工艺条件为：室温，比较（O/A）为1︰1，10级逆流萃取，混相时刻12 min。其间有机相（0）为10%P204+5%TBP+85%磺化媒油；水相（A）为浸出液经石灰乳中和后的滤液（即萃原液，其间A1为不含氟助浸剂，A2为含氟助浸剂）。     萃取操作为：先在萃取槽混合室和弄清室别离参加一半有机相（0），一半水相（A），并用两个20L下口玻璃瓶作高位槽。其间一个装有机相（0），另一个装水相（A1或A2），发动拌和，在有机相加料口按流量40mL/min接连进有机相，而在水相加料口按流量40mL/min接连进水相（A1或A2），必定时刻后在排萃余液口取萃余液分析。     二、试验成果与评论     （一）含氟助浸剂对钒浸出率的影响     含氟助浸剂对硫酸浸出钒的影响如表1所示。表1  含氟助浸剂对硫酸浸出钒的影响试验条件浸出液萃原液体积/Lρ(V2O5)/ (mg·L-1)ρ(Fe2O3)/ (mg·L-1)V2O5量/gV2O5浸出率/%ρ(V2O5)/ (mg·L-1)ρ(Fe2O3)/ (mg·L-1)ρ(F)/ (mg·L-1)不加含氟助浸剂 加含氟助浸剂980 9803673 42705073 51023599 418580 933342 38864616 4608/ 4450     从表1可知，未加含氟助浸剂时钒的浸出率为80%，而加含氟助浸剂时钒的浸出率为93%。含氟助浸剂能有用进步钒的浸出率。究其原因，这首要是含钒石煤的物质组成比较复杂，钒的赋存状况和赋存价态改动多样，在同一矿体中一般有3种以上的钒矿存在，未加含氟助浸剂仅仅浸出易浸钒（Ⅳ）的部分，但参加含氟助浸剂后，较难浸部分钒也被浸出。因为较难浸部分钒矿结构安稳、细密，参加含氟助浸剂后能够损坏其安稳结构，使矿粒疏松多孔，空气中氧气或浸出液中Fe (Ⅲ）易进入孔隙使不溶于酸的三价钒氧化成可溶于酸的四价钒，让钒释放出来。     （二）含氟助浸剂对萃取率的影响     含氟助浸剂对萃取率的影响如表2所示。 表2  10级逆流萃取萃原液对萃取的影响编号萃余液/(mg·L-1)萃取率/%补白V2O5Fe2O3FV2O5Fe2O3F1927.0//72.26//A1，10h2272.3//91.85//A1，15h3100.2//97.00//A1，20h433.5//99.0//A1，25h533.04099/99.111.2/A1，30h61081//72.18//A2，10h7315.2//91.89//A2，15h8113.6//97.10//A2，20h938.5//99.0//A2，25h1037.04050429099.212.13.6A2，30h     从表2可知，当萃取槽接连进料25h，萃取到达了平衡，此刻含氟系统与不含氟系统钒萃取率别离为99.2%和99.1%，铁的萃取率别离为12.1%和11.2%；一起发现在未到达平衡时各时段钒的萃取率根本共同，因而阐明含氟助浸剂对钒的萃取及别离根本无影响。究其原因，这首要与萃取剂特性有关，P204是归于酸性萃取剂，酸性萃取剂HA只萃取阳离子，萃取作用与阳离子价数及离子半径有关。在硫酸系统中（pH为2），萃原液中的钒以（VO) S04方式存在。VO2+在水相中安稳，VO2+与F-只生成离子型化合物，不会构成络离子，因而虽然系统中有F一存在，但它不改动钒的价态及离子半径，与因而含氟助浸对钒的萃取不受影响。而对P204萃取铁而言，因为萃原液中的铁都是Fe2+，Fe2+与F－也不会构成络离子，因而，二种情况下P204萃取铁的作用也根本共同。     （三）含氮萃余液的处理及循环使用     含氟萃余液的首要成份是Fe2+、H+、SO42-、F-，其间ρ(Fe2+）=4.5g/L，ρ（SO42-）=80g/L，ρ(F-)=4.2g/L，酸度为pH=2。选用石灰乳米中和卒余液，中和进程中主安发作如下反响：     Ca(OH）2+H2SO4＝CaSO4＋2H20     Ca(OH）2+FeS04＝Fe（OH）21↓＋CaS04     Ca(OH) 2+2HF＝CaF2＋2H20     跟着Ca(OH）2不断参加，当pH升至7～8时，萃余液中Fe都会沉降下来（实测上清液Fe浓度为80mg/L)，反响生成很多的CaS04也会不断沉积。而ksp（CaF2）＝1.46×10-10，ksp（CaS04）=5.0×10-6，生成CaF2更简单沉积，实测上清液F浓度为0.2g/L，因而用石灰乳中和萃余液的上清液回来浸出槽，F不会累积下来。一起，试验还标明，上清液回来浸出槽，不会影响侵出作用。     三、结语     （一）含氟助浸剂能有用进步钒的浸出率，硫酸直接浸出钒的浸出率为80%，而参加2%含氟助浸剂后钒的浸出率可达93%。     （二）选用10级逆流萃取，加与不加含氟助浸剂，钒的萃取率均可达99%以上，含氟助浸剂对钒的萃取及萃取别离影响不大。     （三）含氟助浸剂的萃余液通过石灰乳中和至pH为7～8后，上清液回来浸出槽不会引起F的堆集。

现在，从钨渣中提取战略物资钪多选用硫酸为溶剂。在其工艺过程中，产出很多含有硫酸锰、硫酸亚铁和硫酸的废液。该废液假如直接排放，不只严峻污染环境，并且糟蹋很多有价资源。硫酸锰用处广泛，可用作油漆、油墨和涂料的催干剂、有机组成的催化剂、饲料添加剂、农业锰肥，以及制备金属锰、二氧化锰、其他锰盐的质料。跟着工业的高速开展，对硫酸锰的需求量必定日益添加，质量必将日益进步。         一、实验部分 （一）实验质料 废液：含MnSO470.56g/L，H2SO4139.7g/L，FeSO4138.1 g/L。软锰矿：含Mn32.67%，Fe8.45%，Ca0.28%，Mg0.11%（均为质量分数），200目。菱锰矿：含Mn 20.18%，Fe2.89%，Ca4.65%．Mgl.82%，Al2.36%，Si11.63%（均为质量分数），100目。 （二）实验原理 首要，使用软锰矿中的二氧化锰将废液中的二价铁氧化成三价；继之使用菱锰矿中和废液中的硫酸，当PH大于2时，三价铁水解发生沉积，水解所发生的酸相同可以使用菱锰矿来中和；然后参加碳酸锰，水免除铝，一起进一步水免除铁，过滤获得首要含硫酸锰的滤液。有关化学反响式为：在水免除铁、铝后的滤液中参加硫化锰，除掉钴、镍、铜、锌、铅等重金属。其化学反响式为：  在除重金属后的滤液中参加新制备的水合二氧化锰，吸附除硅。然后，在除硅后的滤液中参加氟化锰，除掉钙、镁、稀土元素(RE)。其化学反响式为：（三）实验办法 在2000mL烧杯中，参加提钪废液，加热升温至85℃，拌和下按必定份额参加软锰矿，反响30min；然后，拌和下缓慢参加适量菱锰矿，保持反响温度为85℃，反响50min；接着，拌和下参加新制备的碳酸锰浆液调理PH为在5.0～5.5，水解沉积除铁、铝，煮沸15min，过滤。滤渣用30～40℃蒸馏水洗刷。将滤液加热升温至90℃，拌和下参加适量硫化锰浆液，持续煮沸60min，重金属生成硫化物沉积，静置，过滤除掉不溶物。在隙重金属后的滤液中，于室温下参加适量新制备的水合二氧化锰，吸附除硅，持续拌和30～40min，静置，过滤除掉不溶物。将除硅后的滤液加热煮沸，拌和下滴加适量氟化锰饱满溶液，持续拌和30min，钙、镁、稀土元素生成氟化物沉积，静置，过滤除掉不溶物。将已净化除杂质的滤液加热浓缩，分出硫酸锰结晶，趋热过滤，用适量的近饱满的纯硫酸锰热溶液洗刷结晶，最终于120℃枯燥2h获得高纯硫酸锰。         二、成果与评论 （一）反响温度对锰浸出率的影响 保持废液、软锰矿、菱锰矿用量及反响时间不变，仅改动反响温度。反响结束，用3mol/L调理PH为5.5～6.0，煮沸，抽滤并洗刷。测定滤液中锰的含量，核算锰浸出率。反响温度的改动对锰矿中锰浸出作用的影响，见图1。从图1可以看出，跟着温度的升高，锰的浸出率增大，当温度高于353K，即80℃时，锰的浸出率增幅很小。可挑选反响温度为358K，即85℃。  图1 反响温度对锰浸出率的影响 （二）菱锰矿用量对锰浸出率的影响 保持废液和软锰矿用量、反响时间及反响温度不变，仅改动菱锰矿用量。反响结束，用3mol/L调理PH为5.5～6.0，煮 沸，抽滤并洗刷。测定滤液中锰的含量，核算锰浸出率，成果见图2。 图2 菱锰矿用量对锰浸出率的影响从图2可以看出，跟着菱锰矿用量的添加，锰的浸出率减小。归纳考虑锰的浸出率和废液中硫酸的使用率，挑选菱锰矿用量为220～230g/L较为合理，此刻菱锰矿中和反响的终究PH约为3.5。 （三）菱锰矿反响时间对锰浸出率的影响 保持废液、软锰矿、菱锰矿用量、反响温度及软锰矿的反响时间不变，仅改动菱锰矿的反响时间。反响结束，用3mol/L调理PH为5.5～6.0，煮沸，抽滤并洗刷。测定滤液中锰的含量，核算锰浸出率。菱锰矿反响时间对锰浸出作用的影响见图3。 图3 菱锰矿反响时间对锰浸出率的影响  从图3中可以看出，跟着菱锰矿反响时间的添加，锰的浸出率增大，当菱锰矿的反响时间大于40min后，锰的浸出率增幅不大。可挑选菱锰矿的反响时间为50min。 （四）硫酸锰溶液的净化 通过碳酸锰中和水解法除铁和铝；硫化锰法除重金属；水合二氧化锰吸附法除硅；氟化锰法除钙、镁和稀土元素。使用锰盐除杂质，不会带入阳离子杂质；结晶时也不会分出复盐如硫酸锰铵等。        2.5 高纯硫酸锰的质量指标 将已净化除杂质的滤液加热浓缩，分出硫酸锰结晶，趋热过滤，用近饱满的纯硫酸锰热溶液洗刷，最终枯燥获得高纯硫酸锰。在结晶母液中，参加碳酸氢铵制备碳酸锰；参加硫化铵制备硫化锰；参加过氧化氢和制备水合二氧化锰。将碳酸锰溶于浓制备氟化锰。 三、定论 使用软锰矿氧化废液中的二价铁；使用菱锰矿中和废液中的硫酸；再通过碳酸锰中和水解法除铁、铝；硫化锰法除掉钴、镍、铜、锌、铅等重属；水合二氧化锰吸附法除硅；氟化锰法除掉钙、镁、稀土元素；最终，浓缩结晶，过滤洗刷和枯燥，获得高纯硫酸锰。本实验除杂质办法可以获得令人满意的除杂作用，硫酸锰的质量指标优于国标一级品质量要求，锰的收率可达90%左右。本工艺充分使用了钨渣提钪废液中的有价资源，一起消除了污染。

一、硫酸烧渣提金技能现状与研讨方向 现在我国黄金资源的运用显着呈现勘探跟不上出产要求的局势，限制着我国黄金产量的进步，与此同时，从含金废料中和难选矿石中收回金的技能和扶持方针却不行抱负，这部分金资源没有得到充沛的运用.含金硫酸烧渣收回金技能急待开发。 我国每年发生含金硫酸烧渣几十万吨，现在仅大于3克/吨的烧渣得以运用.每年仅有7.5万吨的处理才能，其他烧渣或废崐弃或以十几元/吨的报价出售给水泥厂做质料，所含黄金白白丢失，非常惋惜。 从国内外的技能文献看，从烧渣中收回金的技能也只限于化工艺，重选、浮选、磁选、工艺等均处于研讨阶段。 现时的化工艺仅合适处理金档次高于2.5克/吨的硫酸烧渣，档次再低则赢利太低，出资难以在短期内收回，因而尽管具有较好的社会效益，但经济效益不显着而无建提金厂的积极性；堆浸法尽管能使出产本钱下降，但不能连续出产并且冬天无法出产，因而这种工艺也难以推行；重选、磁选和浮选均能崐收回烧渣中的一部分金，但收回率不如化法高并且从发生的精矿中再收回金时收回率不抱负，也难以推行。法药剂本钱高且浸出条件不易控制，溶液中金的收回尚满足的办法，还处在探究阶段，距工业运用尚远。 咱们以为，影响从烧渣中提金的主要因素有两个，一是出资过大、二是出产本钱过高.假如能处理这两个问题，低档次硫酸烧渣提金技能将被顺畅推行。 通过对我国推行运用的化法工艺进行研讨，发现该工艺存在如下问题： （一）长春黄金研讨院的多年研讨证明，硫酸烧渣不须再磨化浸出率就能确保，选用磨矿工段的意图只是是为了确保化反响时矿浆被拌和均匀，不沉槽.磨矿工段出资达40余万元，出产本钱高达15元/吨，假如能通过其它办法砍掉该工段，化法的崐出资和出产本钱会大幅度下降。 （二）因为靠排放磨矿后稠密机溢流进行洗矿－除掉烧渣中溶出的铁铜等杂质，在磨矿进程中就不能加，因而贫液也不能悉数循环运用，贫液处理后排放不光使出产本钱进步，还发生环境污染问题，在一些环境质量要求高的区域，环保部门就不会同意建化厂。 （三）不少硫酸厂建在城市内，无满足的场所建较大的尾矿库.选用现在的化工艺时，不管用锌粉置换仍是用炭浆法，都有必要过滤尾别离出废渣，用机动车把渣运到它处。过滤工段添加了出资，又因磨矿使渣粒度变细添加了过滤难度、添加了出产本钱。 （四）选用锌粉置换将使贫液中锌浓度不断添加，恶化浸出条件，形成金收回率下降；因为烧渣硬度大，用炭浆法炭磨损大，金丢失多，出产本钱增高。 （五）化法的最大缺乏不在于反响时刻太长，一般至少要16小时，这就要求建很大体积的浸出槽，出资增大、电耗添加，厂房面积添加。 综上所述，从低档次硫酸烧渣中提金有必要开发新的浸出技能或新的工艺，下降出资和本钱。其详细研讨内容包含以下几个途径： 1、运用新的浸出设备，不磨矿即可确保浸出反响顺畅进行。并且浸出电耗不添加或添加较少。 2、运用浸出速度快的浸出办法，浸出时刻仅几小时或更短。可添加拌和强度来确保浸出效果，因为反响时刻短，单位电耗也不会添加许多。 3、选用贫液全循环工艺，不外排废水，节省废水处理费用，节省浸出药剂。 4、用固定床吸附法从贵液中收回金，不设洗刷工段或炭浆工段，浸后直接过滤，进步贵液金浓度以使吸附剂上金档次进步，削减设备出资和出产本钱。 通过很多的研讨和实验，挑选了水氯法工艺.小试结果表明，浸出率比化法高，其原因是化进程中烧渣颗粒上金表面发生阻止金浸出和分散的膜。均由烧渣的性质决议－尾渣制酸时的焙烧温度致关重要。二、新工艺和新设备的技能经济目标 （一）技能工艺目标 金收回率：55% 浸出时刻：3min         石灰耗量：3kg/t 电    耗：15kwh/t水    耗：0.15m3/t    耗量：3kg/t 投    资：80万元 出产本钱：38.6元/t     出产人员：35人 （二）黄金产量和产量、赢利 按每年出产300天，处理才能为100m3/d，烧渣金档次1.5g/t，收回率55%计，产金量如下： 每吨烧产金量： 1×1.5×55%＝0.825g 日产黄金：     100×0.825＝82.5g 年产金量：     300×82.5＝24750g 每吨烧渣产量： 0.825×96＝79.2元 日产量：       100×79.2＝0.792万元 年产量：       300×0.792＝237.6万元 年赢利：       300×100×（79.2－38.6）＝120万元 按100万元出资核算，返还期为10个月。 用本工艺提金的最低经济档次为0.75g/t。 （三）新工艺与惯例化工艺比较 新工艺：       ┌──除杂──┐          ↓            │  烧渣→ 浸出→别离─→吸附→冶炼→制品金                ↓               废渣     原化工艺：                            ┌────┬───────┐                            ↓        ↓             │    烧渣→球磨→分级→稠密→浸出→过滤或洗刷──┐     │                                      ↓      │     │                                     废渣     │     │                                              │     │                    制品金←冶炼←吸附或置换←─┘    │                                      │             │                                      │             │                                      └───────┘ （四）新式固液别离设备的特色惯例固液别离设备有板框压滤机、带式过滤机、稠密机，板框压滤机的配套高压泵易损不易防腐，并且在压滤前要设拌和槽平衡流量，设备出资达150万元，电耗大；带式真空过滤机过滤带易损，不易防止氯的腐蚀，出资达200万元；稠密机不易处理大颗粒物料。并且防腐也不易，占地大，出资达150万元。 新式固液别离设备相似池浸用的浸出池，多池串联，上部设溢液口，下部设散布板，矿浆进入后，大颗粒物料很快沉降到池下部，水颗粒物料将通过溢液口向后面的池中流去，通过较长时刻的沉降，较清的贵液从固液别离设备中流出，进入吸附工段。待前面的池中充溢浸渣后，翻开散布板下面的排液阀并从池上部加水洗刷，从散布板下液出的贵液也进入吸附工段。新设备用混凝土制成，涂以防腐材料即可。出资仅30万元。 三、新工艺和设备的长处 浸出办法的长处： （一）本浸出办法运用工业上广泛运用的（开始运用少数食盐）做浸出药剂及少数助剂，防止了的污染，运用的助剂下降的耗费，使其药剂本钱低于化法。 （二）本办法浸出时刻仅3分钟，因而浸出设备有用容积仅为化法的0.2%～0.4%，以处理才能100t/d的工厂为例，浸出设备有用容积仅0.3立米。不光出资可削减20%，浸出的电耗也可下降4～5kwh/t。 新式浸出设备的长处： 选用新式反响器，习惯大颗粒物料的浸出。惯例浸出设备只适用于处理200目以下的矿浆，不然就会呈现“沉槽”、压拌和浆等毛病。本设备容积很小，选用其它办法处理反响器问题，防止拌和不均。 新式固液别离设备具有出资少、出产本钱低、易防腐等特色。现有的过滤设备不能解防腐问题，并且报价很高，大约需求出资100万元，新式固液别离设备出资仅30万元。 新工艺的长处： （一）省去了磨矿及相应的分级、稠密设备，削减出资40%左右；节省占地400平米；削减材料耗费10元/t；削减电费5元/t；削减操作工3～6人。 （二）不磨的烧渣自身粒度较大，一般在－80目占70%以上，40－80目占25%左右，其他5%在20－40目之间，沉降速度快。特别合适用新式固液别离设备进行液固别离。这种设备易于操作。与化工艺比较，省去了稠密机和压滤机，易于控制浸出液物量平衡。 （三）选用活性炭吸附法收回浸出液中的金，考虑到在吸附进程中或许发生沉积物，选用我单位已获专利的吸附槽。吸附设备出资仅2万元。 （四）因为在酸性含氯溶液中吸附金氯络合物，并使金离子终究转变为单质金。因而载金炭上金档次至少可富集到10kg/t，选用燃烧－溶解－复原的联合工艺即可出产出纯金。冶炼工艺设备简略，仅运用惯例药剂，与化法比，冶炼工段节省设备出资30万元，冶炼本钱也低于惯例工艺。 （五）贫液中杂质主要是铁、锌和铜，可用石灰沉积，别离掉杂质的溶液可循环运用；因为不断加氯，浸出液的酸度将不断添加，加石灰除杂的进程还会起到调理酸度的效果。 （六）与惯例化工艺比较，选用本工艺建造100t/d处理才能的提金厂，可节省设备出资80万元，下降出产本钱30元/t。使那些用化法处理没有赢利的低档次烧渣提金成为或许，换句话说，使烧渣的提金经济档次大幅度下降。 以处理才能100t/d的工厂为例，出资60～80万元，供电不超越50kw，处理本钱约40元/t，即便烧渣档次低至1.5g/t，浸出率为55%，年赢利也可到达100万元。 我国有这类烧渣的工厂至少10座，金档次都在2g/t以下，假如推行本工艺，每年至少收回金250kg。赢利1000万元以上。 四、硫酸烧渣提金工艺规划 （一）工艺数据 1、处理才能：    100t/d 2、浸出液浓度： 1.5kg/M3  PH＝1.5－2.5  Cl－4kg/M3 3、液固比：      2～5∶1 4、反响时刻：    3 分钟 5、反响类型：    全返混 6、液固别离办法：新式固液别离设备 7、贵液中金收回办法：活性炭固定床吸附法 8、贫液循环办法：石灰中和沉积杂质后再循环 9、金浸出率：55% 10、废气处理办法： 烧碱液吸附再运用 （二）质料 1、烧渣金档次：1.67克/t 2、 3、石灰 4、活性炭：木质炭或果核炭 5、自来水 6、烧碱 （三）物料流量 1、硫酸烧渣：     4.17t/h 2、浸出液流量：   8.34～20M3/h 3、活性炭吸附剂用量： 1t 4、废气处理     排气量：      >500M3/h 5、吸收液流量：  2－4M3/h （四）工艺流程             ┌──────────────────────────┐                ↓                                                │螺旋加料机─→浸出设备─→别离器─→炭吸附槽─→石灰中和─→杂质别离 ─┘                ↑          ↓          │                     ↓                │        废烧渣        └─────┐       重金属                └────────────┐         ↓                                        │      焙烧含氯废气─→固液吸附塔─→次溶液─— ┘            │                ↑                                   ↓                │                                 提纯铸锭

最近几年，从铁钒土矿石中提取镍和钴的湿法技术相比于能源密集型和空气污染严重的火法技术因生产成本低、环保而日益受到重视。在铁和铝同时溶解并沉淀情况下，镍和钴的回收率均超过90%。采用加压浸出法进行试验，试验设备为可注酸钛高压釜和样品回收装置。试验条件：酸占矿石质量的30%，温度范围230～270℃。褐铁矿铁矾土矿样及浸出过程中的固体产品特性用透射电子显微镜研究。结果表明：镍主要与针铁矿物相有关，而钴仅以富镍的锰结构存在；浸出过程中，针铁矿溶解释放镍，而铁以致密赤铁矿形式在溶液中原地再沉淀；钴溶解快速并保留在水相中，随后锰溶解，但溶解速率比钴溶解速率低。浸出结束时，得到贫钴的锰颗粒。试验范围内，浸出过程中温度升高对钴的溶解速率影响不大，但矿浆搅拌速率的升高会导致溶解速率升高。固体物质的TEM照片和各自的矿物学分析结果表明：膜扩散是可能的速率控制步骤，收缩核心模型可用于解释钴 的溶解动力学。

4.新式固液别离设备的特色     惯例固液别离设备有板框压滤机、带式过滤机、稠密机,板框压滤机的配套高压泵易损不易防腐,并且在压滤前要设拌和槽平衡流量,设备出资达150万元,电耗大;带式真空过滤机过滤带易损,不易防止氯的腐蚀,出资达200万元;稠密机不易处理大颗粒物料.并且防腐也不易,占地大,出资达150万元.    新式固液别离设备相似池浸用的浸出池,多池串联,上部设溢液口,下部设散布板,矿浆进入后,大颗粒物料很快沉降到池下部,水颗粒物料将通过溢液口向后面的池中流去,通过较长时刻的沉降,较清的贵液从固液别离设备中流出,进入吸附工段.待前面的池中充溢浸渣后,翻开散布板下面的排液阀并从池上部加水洗刷,从散布板下液出的贵液也进入吸附工段.新设备用混凝土制成,涂以防腐材料即可.出资仅30万元.三.新工艺和设备的长处    浸出办法的长处:    1.本浸出办法运用工业上广泛运用的(开始运用少数食盐)做浸出药剂及少数助剂,防止了的污染,运用的助剂下降的耗费,使其药剂本钱低于化法.    2.本办法浸出时刻仅3分钟,因而浸出设备有用容积仅为化法的0.2％～0.4％,以处理才能100t/d的工厂为例,浸出设备有用容积仅0.3立米.不光出资可削减20％,浸出的电耗也可下降4～5kwh/t.    新式浸出设备的长处:    选用新式反应器,习惯大颗粒物料的浸出.惯例浸出设备只适用于处理200目以下的矿浆,不然就会呈现"沉槽"、压拌和浆等毛病.本设备容积很小,选用其它办法处理反应器问题,防止拌和不均.    新式固液别离设备具有出资少、出产本钱低、易防腐等特色.现有的过滤设备不能解防腐问题,并且报价很高,大约需求出资100万元,新式固液别离设备出资仅30万元.    新工艺的长处:    1.省去了磨矿及相应的分级、稠密设备,削减出资40％左右;节省占地400平米;削减材料耗费10元/t;削减电费5元/t;削减操作工3--6人.    2.不磨的烧渣自身粒度较大,一般在-80目占70％以上,40-80目占25％左右,其他5％在20-40目之间,沉降速度快.特别适合用新式固液别离设备进行液固别离.这种设备易于操作.与化工艺比较,省去了稠密机和压滤机,易于控制浸出液物量平衡.    3.选用活性炭吸附法收回浸出液中的金,考虑到在吸附进程中或许发生沉积物,选用我单位已获专利的吸附槽.吸附设备出资仅2万元.    4.因为在酸性含氯溶液中吸附金氯络合物,并使金离子终究转变为单质金.因而载金炭上金档次至少可富集到10kg/t,选用燃烧—溶解—复原的联合工艺即可出产出纯金.冶炼工艺设备简略,仅运用惯例药剂,与化法比,冶炼工段节省设备出资30万元,冶炼本钱也低于惯例工艺.    5.贫液中杂质主要是铁、锌和铜,可用石灰沉积,别离掉杂质的溶液可循环运用;因为不断加氯,浸出液的酸度将不断添加,加石灰除杂的进程还会起到调理酸度的效果.    6.与惯例化工艺比较,选用本工艺建造100t/d处理才能的提金厂,可节省设备出资80万元,下降出产本钱30元/t.使那些用化法处理没有赢利的低档次烧渣提金成为或许,换句话说,使烧渣的提金经济档次大幅度下降.    以处理才能100t/d的工厂为例,出资60～80万元,供电不超越50kw,处理本钱约40元/t,即便烧渣档次低至1.5g/t,浸出率为55％,年赢利也可到达100万元.    我国有这类烧渣的工厂至少10座,金档次都在2g/t以下,假如推广本工艺,每年至少收回金250kg.赢利1000万元以上.硫酸烧渣提金工艺规划一.工艺数据  1.处理才能:    100t/d    2.浸出液浓度: 1.5kg/M3  PH=1.5-2.5  Cl-4kg/M3  3.液固比:      2～5:1  4.反应时刻:    3 分钟  5.反应类型:    全返混  6.液固别离办法:新式固液别离设备  7.贵液中金收回办法:活性炭固定床吸附法  8.贫液循环办法:石灰中和沉积杂质后再循环  9.金浸出率:55％  10.废气处理办法: 烧碱液吸附再利用二.质料  1.烧渣金档次:1.67克/t  2.  3.石灰  4.活性炭:木质炭或果核炭  5.自来水  6.烧碱三.物料流量  1.硫酸烧渣:     4.17t/h  2.浸出液流量:   8.34～20M3/h  3.活性炭吸附剂用量: 1t  4.废气处理     排气量:      >500M3/h                 吸收液流量:  2-4M3/h四.工艺流程                ┌──────────────────────────┐                ↓                                                │螺旋加料机─→浸出设备─→别离器─→炭吸附槽─→石灰中和─→杂质别离 ─┘                ↑          ↓          │                     ↓                │        废烧渣        └─────┐       重金属                └────────────┐         ↓                                        │      焙烧含氯废气─→固液吸附塔─→次溶液─— ┘            │                ↑                                   ↓                │                                 提纯铸锭

一.硫酸烧渣提金技能现状与研讨方向    现在我国黄金资源的运用显着呈现勘探跟不上出产要求的局势,限制着我国黄金产量的进步,与此同时,从含金废料中和难选矿石中收回金的技能和扶持方针却不行抱负,这部分金资源没有得到充沛的运用.含金硫酸烧渣收回金技能急待开发.    我国每年发生含金硫酸烧渣几十万吨,现在仅大于3克/吨的烧渣得以运用.每年仅有7.5万吨的处理才能,其他烧渣或废崐弃或以十几元/吨的报价出售给水泥厂做质料,所含黄金白白丢失,非常惋惜.    从国内外的技能文献看,从烧渣中收回金的技能也只限于化工艺,重选、浮选、磁选、工艺等均处于研讨阶段.    现时的化工艺仅合适处理金档次高于2.5克/吨的硫酸烧渣,档次再低则赢利太低,出资难以在短期内收回,因而尽管具有较好的社会效益,但经济效益不显着而无建提金厂的积极性;堆浸法尽管能使出产本钱下降,但不能连续出产并且冬天无法出产,因而这种工艺也难以推行;重选、磁选和浮选均能崐收回烧渣中的一部分金,但收回率不如化法高并且从发生的精矿中再收回金时收回率不抱负,也难以推行.法药剂本钱高且浸出条件不易控制,溶液中金的收回尚满足的办法,还处在探究阶段,距工业运用尚远.    咱们以为,影响从烧渣中提金的主要因素有两个,一是出资过大、二是出产本钱过高.如果能处理这两个问题,低档次硫酸烧渣提金技能将被顺畅推行.    通过对我国推行运用的化法工艺进行研讨,发现该工艺存在如下问题:    1.长春黄金研讨院的多年研讨证明,硫酸烧渣不须再磨化浸出率就能确保,选用磨矿工段的意图只是是为了确保化反响时矿浆被拌和均匀,不沉槽.磨矿工段出资达40余万元,出产本钱高达15元/吨,如果能通过其它办法砍掉该工段,化法的崐出资和出产本钱会大幅度下降.    2.因为靠排放磨矿后稠密机溢流进行洗矿--除掉烧渣中溶出的铁铜等杂质,在磨矿过程中就不能加,因而贫液也不能悉数循环运用,贫液处理后排放不光使出产本钱进步,还发生环境污染问题,在一些环境质量要求高的区域,环保部门就不会同意建化厂.    3.不少硫酸厂建在城市内,无满足的场所建较大的尾矿库.选用现在的化工艺时,不管用锌粉置换仍是用炭浆法,都有必要过滤尾别离出废渣,用机动车把渣运到它处.过滤工段添加了出资,又因磨矿使渣粒度变细添加了过滤难度、添加了出产本钱.    4.选用锌粉置换将使贫液中锌浓度不断添加,恶化浸出条件,形成金收回率下降;因为烧渣硬度大,用炭浆法炭磨损大,金丢失多,出产本钱增高.    5.化法的最大缺乏不在于反响时刻太长,一般至少要16小时,这就要求建很大体积的浸出槽,出资增大、电耗添加,厂房面积添加.    综上所述,从低档次硫酸烧渣中提金有必要开发新的浸出技能或新的工艺,下降出资和本钱.其详细研讨内容包含以下几个途径:    1.运用新的浸出设备,不磨矿即可确保浸出反响顺畅进行.并且浸出电耗不添加或添加较少.    2.运用浸出速度快的浸出办法,浸出时刻仅几小时或更短.可添加拌和强度来确保浸出作用,因为反响时刻短,单位电耗也不会添加许多.    3.选用贫液全循环工艺,不外排废水,节省废水处理费用,节省浸出药剂.    4.用固定床吸附法从贵液中收回金,不设洗刷工段或炭浆工段,浸后直接过滤,进步贵液金浓度以使吸附剂上金档次进步,削减设备出资和出产本钱.    通过很多的研讨和实验,挑选了水氯法工艺.小试结果表明,浸出率比化法高,其原因是化过程中烧渣颗粒上金表面发生阻止金浸出和分散的膜.均由烧渣的性质决议--尾渣制酸时的焙烧温度致关重要.    二.新工艺和新设备的技能经济目标    1.技能工艺目标      金收回率:    55％      浸出时刻:    3min        石灰耗量:    3kg/t      电    耗:    15kwh/t       水    耗:    0.15M 3/t     耗量:    3kg/t      投    资:    80万元      出产本钱:    38.6元/t     出产人员:    35人    2.黄金产量和产量、赢利    按每年出产300天,处理才能为100m3/d,烧渣金档次1.5g/t,收回率55％计,产金量如下:      每吨烧产金量: 1×1.5×55％=0.825g      日产黄金:     100×0.825=82.5g      年产金量:     300×82.5=24750g      每吨烧渣产量: 0.825×96=79.2元      日产量:       100×79.2=0.792万元      年产量:       300×0.792=237.6万元      年赢利:       300×100×(79.2-38.6)=120万元      按100万元出资核算,返还期为10个月.      用本工艺提金的最低经济档次为0.75g/t.    3.新工艺与惯例化工艺比较    新工艺:   4.新式固液别离设备的特色    惯例固液别离设备有板框压滤机、带式过滤机、稠密机,板框压滤机的配套高压泵易损不易防腐,并且在压滤前要设拌和槽平衡流量,设备出资达150万元,电耗大;带式真空过滤机过滤带易损,不易避免氯的腐蚀,出资达200万元;稠密机不易处理大颗粒物料.并且防腐也不易,占地大,出资达150万元.   新式固液别离设备相似池浸用的浸出池,多池串联,上部设溢液口,下部设散布板,矿浆进入后,大颗粒物料很快沉降到池下部,水颗粒物料将通过溢液口向后面的池中流去,通过较长时刻的沉降,较清的贵液从固液别离设备中流出,进入吸附工段.待前面的池中充溢浸渣后,翻开散布板下面的排液阀并从池上部加水洗刷,从散布板下液出的贵液也进入吸附工段.新设备用混凝土制成,涂以防腐材料即可.出资仅30万元.

三.新工艺和设备的长处   浸出办法的长处:   1.本浸出办法运用工业上广泛运用的(开始运用少数食盐)做浸出药剂及少数助剂,防止了的污染,运用的助剂下降的耗费,使其药剂本钱低于化法.   2.本办法浸出时刻仅3分钟,因而浸出设备有用容积仅为化法的0.2％～0.4％,以处理才能100t/d的工厂为例,浸出设备有用容积仅0.3立米.不光出资可削减20％,浸出的电耗也可下降4～5kwh/t.   新式浸出设备的长处:   选用新式反应器,习惯大颗粒物料的浸出.惯例浸出设备只适用于处理200目以下的矿浆,不然就会呈现"沉槽"、压拌和浆等毛病.本设备容积很小,选用其它办法处理反应器问题,防止拌和不均.   新式固液别离设备具有出资少、出产本钱低、易防腐等特色.现有的过滤设备不能解防腐问题,并且报价很高,大约需求出资100万元,新式固液别离设备出资仅30万元.   新工艺的长处:   1.省去了磨矿及相应的分级、稠密设备,削减出资40％左右;节省占地400平米;削减材料耗费10元/t;削减电费5元/t;削减操作工3--6人.   2.不磨的烧渣自身粒度较大,一般在-80目占70％以上,40-80目占25％左右,其他5％在20-40目之间,沉降速度快.特别适合用新式固液别离设备进行液固别离.这种设备易于操作.与化工艺比较,省去了稠密机和压滤机,易于控制浸出液物量平衡.   3.选用活性炭吸附法收回浸出液中的金,考虑到在吸附进程中或许发生沉积物,选用我单位已获专利的吸附槽.吸附设备出资仅2万元.   4.因为在酸性含氯溶液中吸附金氯络合物,并使金离子终究转变为单质金.因而载金炭上金档次至少可富集到10kg/t,选用燃烧—溶解—复原的联合工艺即可出产出纯金.冶炼工艺设备简略,仅运用惯例药剂,与化法比,冶炼工段节省设备出资30万元,冶炼本钱也低于惯例工艺.   5.贫液中杂质主要是铁、锌和铜,可用石灰沉积,别离掉杂质的溶液可循环运用;因为不断加氯,浸出液的酸度将不断添加,加石灰除杂的进程还会起到调理酸度的效果.   6.与惯例化工艺比较,选用本工艺建造100t/d处理才能的提金厂,可节省设备出资80万元,下降出产本钱30元/t.使那些用化法处理没有赢利的低档次烧渣提金成为或许,换句话说,使烧渣的提金经济档次大幅度下降.   以处理才能100t/d的工厂为例,出资60～80万元,供电不超越50kw,处理本钱约40元/t,即便烧渣档次低至1.5g/t,浸出率为55％,年赢利也可到达100万元.   我国有这类烧渣的工厂至少10座,金档次都在2g/t以下,假如推广本工艺,每年至少收回金250kg.赢利1000万元以上.   硫酸烧渣提金工艺规划   一.工艺数据   1.处理才能: 100t/d     2.浸出液浓度: 1.5kg/M3  PH=1.5-2.5  Cl-4kg/M3   3.液固比:   2～5:1   4.反应时刻: 3 分钟   5.反应类型: 全返混   6.液固别离办法:新式固液别离设备   7.贵液中金收回办法:活性炭固定床吸附法   8.贫液循环办法:石灰中和沉积杂质后再循环   9.金浸出率:55％   10.废气处理办法: 烧碱液吸附再利用   二.质料   1.烧渣金档次:1.67克/t   2.   3.石灰   4.活性炭:木质炭或果核炭   5.自来水   6.烧碱   三.物料流量   1.硫酸烧渣:     4.17t/h   2.浸出液流量:   8.34～20M3/h   3.活性炭吸附剂用量: 1t   4.废气处理     排气量:      >500M3/h                 吸收液流量:  2-4M3/h    四.工艺流程

一.硫酸烧渣提金技能现状与研讨方向    现在我国黄金资源的运用显着呈现勘探跟不上出产要求的局势,限制着我国黄金产量的进步,与此同时,从含金废料中和难选矿石中收回金的技能和扶持方针却不行抱负,这部分金资源没有得到充沛的运用.含金硫酸烧渣收回金技能急待开发.    我国每年发生含金硫酸烧渣几十万吨,现在仅大于3克/吨的烧渣得以运用.每年仅有7.5万吨的处理才能,其他烧渣或废崐弃或以十几元/吨的报价出售给水泥厂做质料,所含黄金白白丢失,非常惋惜.    从国内外的技能文献看,从烧渣中收回金的技能也只限于化工艺,重选、浮选、磁选、工艺等均处于研讨阶段.    现时的化工艺仅合适处理金档次高于2.5克/吨的硫酸烧渣,档次再低则赢利太低,出资难以在短期内收回,因而尽管具有较好的社会效益,但经济效益不显着而无建提金厂的积极性;堆浸法尽管能使出产本钱下降,但不能连续出产并且冬天无法出产,因而这种工艺也难以推行;重选、磁选和浮选均能崐收回烧渣中的一部分金,但收回率不如化法高并且从发生的精矿中再收回金时收回率不抱负,也难以推行.法药剂本钱高且浸出条件不易控制,溶液中金的收回尚满足的办法,还处在探究阶段,距工业运用尚远.    咱们以为,影响从烧渣中提金的主要因素有两个,一是出资过大、二是出产本钱过高.如果能处理这两个问题,低档次硫酸烧渣提金技能将被顺畅推行.    经过对我国推行运用的化法工艺进行研讨,发现该工艺存在如下问题:    1.长春黄金研讨院的多年研讨证明,硫酸烧渣不须再磨化浸出率就能确保,选用磨矿工段的意图只是是为了确保化反响时矿浆被拌和均匀,不沉槽.磨矿工段出资达40余万元,出产本钱高达15元/吨,如果能经过其它办法砍掉该工段,化法的崐出资和出产本钱会大幅度下降.    2.因为靠排放磨矿后稠密机溢流进行洗矿--除掉烧渣中溶出的铁铜等杂质,在磨矿过程中就不能加,因而贫液也不能悉数循环运用,贫液处理后排放不光使出产本钱进步,还发生环境污染问题,在一些环境质量要求高的区域,环保部门就不会同意建化厂.    3.不少硫酸厂建在城市内,无满足的场所建较大的尾矿库.选用现在的化工艺时,不管用锌粉置换仍是用炭浆法,都有必要过滤尾别离出废渣,用机动车把渣运到它处.过滤工段添加了出资,又因磨矿使渣粒度变细添加了过滤难度、添加了出产本钱.    4.选用锌粉置换将使贫液中锌浓度不断添加,恶化浸出条件,形成金收回率下降;因为烧渣硬度大,用炭浆法炭磨损大,金丢失多,出产本钱增高.    5.化法的最大缺乏不在于反响时刻太长,一般至少要16小时,这就要求建很大体积的浸出槽,出资增大、电耗添加,厂房面积添加.    综上所述,从低档次硫酸烧渣中提金有必要开发新的浸出技能或新的工艺,下降出资和本钱.其详细研讨内容包含以下几个途径:    1.运用新的浸出设备,不磨矿即可确保浸出反响顺畅进行.并且浸出电耗不添加或添加较少.    2.运用浸出速度快的浸出办法,浸出时刻仅几小时或更短.可添加拌和强度来确保浸出作用,因为反响时刻短,单位电耗也不会添加许多.    3.选用贫液全循环工艺,不外排废水,节省废水处理费用,节省浸出药剂.    4.用固定床吸附法从贵液中收回金,不设洗刷工段或炭浆工段,浸后直接过滤,进步贵液金浓度以使吸附剂上金档次进步,削减设备出资和出产本钱.    经过很多的研讨和实验,挑选了水氯法工艺.小试结果表明,浸出率比化法高,其原因是化过程中烧渣颗粒上金表面发生阻止金浸出和分散的膜.均由烧渣的性质决议--尾渣制酸时的焙烧温度致关重要.    二.新工艺和新设备的技能经济目标    1.技能工艺目标    金收回率:    55％    浸出时刻:    3min         石灰耗量:    3kg/t    电    耗:    15kwh/t     水    耗:    0.15m3/t    耗量:    3kg/t    投    资:    80万元    出产本钱:    38.6元/t     出产人员:    35人   2.黄金产量和产量、赢利    按每年出产300天,处理才能为100m3/d,烧渣金档次1.5g/t,收回率55％计,产金量如下:    每吨烧产金量: 1×1.5×55％=0.825g    日产黄金:     100×0.825=82.5g    年产金量:     300×82.5=24750g    每吨烧渣产量: 0.825×96=79.2元    日产量:       100×79.2=0.792万元    年产量:       300×0.792=237.6万元    年赢利:       300×100×(79.2-38.6)=120万元    按100万元出资核算,返还期为10个月.    用本工艺提金的最低经济档次为0.75g/t.3.新工艺与惯例化工艺比较    新工艺:          ┌──除杂──┐          ↓            │  烧渣→ 浸出→别离─→吸附→冶炼→制品金                ↓               废渣     原化工艺:                            ┌────┬───────┐                            ↓        ↓             │    烧渣→球磨→分级→稠密→浸出→过滤或洗刷──┐     │                                      ↓      │     │                                     废渣     │     │                                              │     │                    制品金←冶炼←吸附或置换←─┘    │                                      │             │                                      │             │                                      └───────┘

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。

含钒钢渣是含钒铁水直接在转炉里按一般碱性单渣法炼钢而得到的钢渣。该种渣成分复杂，又经常波动。含钒钢渣的特点是氧化钙含量高，钒含量较低。研究结果表明，硅酸三钙(Ca3SiO5)，其形状受空间限制，自行性差，一般呈不规则粒状填充于其他矿物格架之间，并包裹其他矿物。硅酸三钙相中V2O5的含量较低，约1.47%，但由于该相在渣中占得比例大，仍有17.88%的V2O5夹杂其中。镁--方铁石系方镁石、方锰石构成的固溶体系列，其分子为(Mg0.58，Fe0.36，Mn0.06)1.00O，该矿物中含钒很少。 钙钛氧化物是一种新矿物，分子式为(Ca3.02，Mn0.013.03(Ti1.36，V0.37，Fe0.23，Mg0.01，Si0.09)2.12O7，可简写成Ca3(Ti，V)2O7。该矿物是一种黑色厚薄不等的长板状矿物，并与其他矿物连生，钒置换钛进入晶格中。该矿物中V2O5含量为9.78%，其钒量占渣中总钒量的78%，是提钒的主要对象。含钒钢渣返回高炉处理是我国首创的一种提钒工艺。它是把含钒钢渣再烧结后返回小高炉，练出含钒2~3%的铁水，再兑入氧气底吹转炉内吹炼，得到V2O5含量高于35~40%的高钒渣。此渣在电炉内直接还原，制取含钒大于35%的钒铁合金。含钒钢渣的特点是氧化钙含量高。用传统的钠盐焙烧--水浸提钒工艺，钒浸出率很低。目前研究出的钠盐焙烧--碳酸化浸出工艺较好的解决了氧化钙的危害。 在含钒钢渣中，钒主要赋存在钒钙钛氧化物中，焙烧时钒钙钛氧化物与碳酸钠反应：2Ca3V2O7+Na2CO3+O2=3CaO+2NaVO3+Ca3(VO4)2+CO2硅钒酸钙与碳酸钠也发生类似反应：2[Ca2SiO4·Ca(VO4)2]+Na2CO3+O2 =2Ca2SiO4+2NaVO3+Ca3(VO4)2+5CaO+CO3烧结后水溶性钒约20%，碳酸化浸出的钒约60%。  焙烧主要技术条件：渣碱比100:18，钢渣的磨细度-200目大于60%，制粒后的粒度直径5~10mm，焙烧温度1100℃，物料停留时间3.7小时。技术指标是：生产能力1.58T·m-2·d-1，烟尘率0.5%，熟料转浸率85%。

钒是高熔点稀有金属，密度5.96，熔点1890℃，沸点3380℃，有耐性，在中加热变脆，含氧和氮的钒也有脆性。钒是电的不良导体，其电导率仅为铜的十分之一。室温下，钒不与氧效果，在加热条件下被氧化成VO、V2O3、VO2、V2O5，高温下与大都非金属元素(如氮、碳、硫)发作反响。钒还能与铝、钴、铜、铁、锰、钼、镍、钯、锡、硅构成合金。钒的氧化态为-1、+1、+2、+3、+4、+5，一般+2和+3价钒的氢氧化物呈碱性，+4和+5价钒的氢氧化物呈，+5价钒在不同酸度的水溶液中构成不同组成的钒酸盐。在常温下，钒有较好的抗蚀性，本领、稀硫酸、碱溶液和海水腐蚀，但能被硝酸、或浓硫酸腐蚀。 钒在地壳中常与其他元素伴生，富集成工业矿床的很少。首要涣散于钒钛磁铁矿、铀矿、磷矿、铝钒土及煤炭中。钒的矿藏首要有绿硫钒矿(V2S+nS)、钒云母〔K2(Mg，Fe)(Al，V)4Si12O32•4H2O〕、钒铅矿〔PbCl2•3Pb3VO4〕2〕、钒钾铀矿(K2O•2V2O3•V2O5•3H2O)等。 钒矿的分化办法有：①酸法，用硫酸或处理后得到(VO2)2SO4或VO2Cl。②碱法，用或碳酸钠与矿石熔融后得到NaVO3或Na3VO4。③氯化物焙烧法，用食盐和矿石一同焙烧得到NaVO3。 金属钒的制取：含钒的矿藏经处理后得到五氧化二钒，再将五氧化二钒用碳、硅、铝复原得到金属钒;或用、镁复原的办法制取金属钒。 钒是冶金工业的重要质料。在钢铁中，钒首要是以钒铁的方式参加，首要起脱氧和脱氮的效果，一起可进步钢的强度、耐性、淬透性和回火稳定性。现在，90%的钒用作钢铁增加成分出产高强度低合金钢、高速钢、工具钢、轴承钢、耐热钢、不锈钢和铸铁等。钒还用于钛合金、钴和镍基高温合金的增加剂。 V2O5广泛用作有机和无机氧化反响的催化剂，用于出产硫酸、精粹石油。钒在电子工业中可用作电子管的阴极、栅极、X射线靶、真空管加热灯丝。硅化钒和镓化钒是杰出的金属间化合物超导材料。在玻璃工业，钒可用于制作吸收紫外线的玻璃，以及用于制作护目玻璃和防护屏等。

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。

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

废镍渣有铁磁性和延展性，能导电和导热。常温下，镍在潮湿空气中表面形成致密的氧化膜，不但能阻止继续被氧化，而且能耐碱、盐溶液的腐蚀。块状镍不会燃烧，细镍丝可燃，特制的细小多孔镍粒在空气中会自燃。加热时，镍与氧、硫、氯、溴发生剧烈反应。细粉末状的金属镍在加热时可吸收相当量的氢气。镍能缓慢地溶于稀盐酸、稀硫酸、稀硝酸，但在发烟硝酸中表面钝化。镍的氧化态为－1、＋1、＋2、＋3、＋4 ，简单化合物中以＋2价最稳定，＋3价镍盐为氧化剂。镍的氧化物有NiO和Ni2O3。氢氧化镍〔Ni(OH)2〕为强碱，微溶于水，易溶于酸。硫酸镍（NiSO4）能与碱金属硫酸盐形成矾 Ni(SO4)2o6H2O(MI为碱金属离子)。＋2价镍离子能形成配位化合物。在加压下，镍与一氧化碳能形成四羰基镍〔Ni（CO）4〕，加热后它又会分解成金属镍和一氧化碳。废镍渣银白色金属，密度8.9克/厘米3。熔点1455℃，沸点2730℃。化合价2和3。质坚硬，具有磁性和良好的可塑性。有好的耐腐蚀性，在空气中不被氧化，又耐强碱。在稀酸中可缓慢溶解，释放出氢气而产生绿色的正二价镍离子Ni2+；对氧化剂溶液包括硝酸在内，均不发生反应。镍是一个中等强度的还原剂。镍不溶于水，二价镍可能是主要生物类型，在生物体内能与很多物质络合、螯合或结合。废镍渣大量用于制造合金。在钢中加入镍，可以提高机械强度。如钢中含镍量从2．94％增加到了7.04％时，抗拉强度便由52．2公斤／毫米2增加到72．8公斤／毫米3。镍钢用来制造机器承受较大压力、承受冲击和往复负荷部分的零件，如涡轮叶片、曲轴、连杆等。含镍36％、含碳0.3-0．5％的镍钢，它的膨胀系数非常小，几乎不热胀冷缩，用来制造多种精密机械，精确量规等。含镍46％、含碳0．15％的高镍钢，叫“类铂”，因为它的膨胀系数与铂、玻璃相似，这种高镍钢可熔焊到玻璃中。在灯泡生产上很重要，可作铂丝的代用品。一些精密的透镜框，也用这种类铂钢做，透镜不会因热胀冷缩而从框中掉下来。由67．5％镍、16％铁、15％铬、1．5％锰组成的合金，具有很大的电阻，用来制造各种变阻器与电热器。

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。

钒是高熔点稀有金属，密度5.96，熔点1890℃，沸点3380℃，有耐性，在中加热变脆，含氧和氮的钒也有脆性。钒是电的不良导体，其电导率仅为铜的十分之一。室温下，钒不与氧效果，在加热条件下被氧化成VO、V2O3、VO2、V2O5，高温下与大都非金属元素（如氮、碳、硫）发作反响。钒还能与铝、钴、铜、铁、锰、钼、镍、钯、锡、硅构成合金。钒的氧化态为 -1、＋1、＋2、＋3、＋4、＋5，一般＋2和＋3价钒的氢氧化物呈碱性，＋4和＋5价钒的氢氧化物呈，＋5价钒在不同酸度的水溶液中构成不同组成的钒酸盐。在常温下，钒有较好的抗蚀性，本领、稀硫酸、碱溶液和海水腐蚀，但能被硝酸、或浓硫酸腐蚀。　　钒在地壳中常与其他元素伴生，富集成工业矿床的很少。首要涣散于钒钛磁铁矿、铀矿、磷矿、铝钒土及煤炭中。钒的矿藏首要有绿硫钒矿(V2S+nS)、钒云母〔K2（Mg，Fe）（Al，V）4Si12O32•4H2O〕、钒铅矿〔PbCl2•3Pb3VO4〕2〕、钒钾铀矿（K2O•2V2O3•V2O5•3H2O）等。　　钒矿的分化办法有：①酸法，用硫酸或处理后得到（VO2）2SO4或VO2Cl。②碱法，用或碳酸钠与矿石熔融后得到NaVO3或Na3VO4。③氯化物焙烧法，用食盐和矿石一同焙烧得到NaVO3。　　金属钒的制取：含钒的矿藏经处理后得到五氧化二钒，再将五氧化二钒用碳、硅、铝复原得到金属钒；或用、镁复原的办法制取金属钒。　　钒是冶金工业的重要质料。在钢铁中，钒首要是以钒铁的方式参加，首要起脱氧和脱氮的效果，一起可进步钢的强度、耐性、淬透性和回火稳定性。现在，90%的钒用作钢铁增加成分出产高强度低合金钢、高速钢、工具钢、轴承钢、耐热钢、不锈钢和铸铁等。钒还用于钛合金、钴和镍基高温合金的增加剂。　　V2O5广泛用作有机和无机氧化反响的催化剂，用于出产硫酸、精粹石油。钒在电子工业中可用作电子管的阴极、栅极、X射线靶、真空管加热灯丝。硅化钒和镓化钒是杰出的金属间化合物超导材料。在玻璃工业，钒可用于制作吸收紫外线的玻璃，以及用于制作护目玻璃和防护屏等。

钛渣：钛铁矿（钛精矿）配加一定量的含碳还原剂通过电炉熔炼，使矿中的铁氧化物被C还原，从而实现铁钛分离，钛氧化物被富集在炉渣中所形成的产品。      酸溶钛渣： 用作硫酸法钛白生产原料的钛渣     氯化钛渣： 用作氯化法钛白或海绵钛生产原料的钛渣     富钛料： 将钛铁矿通过各种方法进行富集而得到的高品位的含钛物料的总称     预处理： 在矿物进入电炉冶炼前，为了改善矿物性能等而对矿物进行一定的处理。     预还原： 在矿物进入电炉冶炼前，对矿物先进行还原处理，将矿中部分铁氧化物还原成低价铁或金属铁的处理方法。     预氧化： 在矿物进入电炉冶炼前，将矿物在中性或氧化气氛中进行焙烧的处理方法。     电炉冶炼法： 通过电炉并由电极输入电能来进行冶炼的方法。      电极： 将电流输入电炉内，并由此将电能转化为矿物冶炼所需要的能量的导电物体。     石墨电极： 采用石墨作为电极的主要原料，是一种已焙烧成形的电极。     自焙电极： 将电极糊填充在电极筒套中，通过冶炼过程中产生的热量来焙烧成形的电极。     还原剂： 用于将高价氧化物还原成低价氧化物或金属单质的物料     炉况： 电炉冶炼过程中炉内的状况。     翻渣： 在钛渣冶炼时，因炉料突然陷落造成还原反应瞬间激烈发生，产生大量CO气体经熔渣逸出，使渣出现沸腾和喷溅现象。     低价钛： 化合价低＋4价的含钛化合物。     半钢： 钛渣冶炼时铁氧化物被还原后所生成的一种铁水，因含C介于钢与铁之间，故称半钢。      不溶钛： 不溶于硫酸的钛化合物。     挂渣： 在冶炼钛渣时，为防止钛渣对炉壁的腐蚀，在炉内壁挂上一层钛渣以保护炉壁的方法。     直流电炉： 采用直流电源的电炉。     交流电炉： 采用交流电源的电炉     明弧冶炼：在冶炼钛渣时，通过电极顶端发出弧光热量来熔化物料进行冶炼的方法。     埋弧冶炼： 冶炼时电极插入物料中通过物料的电阻产生热量来进行冶炼的方法。     铁、钛总量：原料中二氧化钛和三氧化二铁与氧化亚铁的总和。     配碳量：根据原料中铁含量与还原剂的碳含量及其还原程度来确定配碳的比例关系。

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。

[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。

火法富集锰，是提高锰品位的一种方法，火法富集锰的主要产品是富锰渣渣和副产品生铁。生铁作为钢铁生产的用料，而富锰渣扎除作为硅锰合金的主要原料外，在化工上也有广泛的用途。用它作为化工原料，与原矿相比可以节省许多工序和能源。比如：生产硫锰。用它直接与硫酸反应，这样就省去用原矿煅烧还原的工序。    但是，目前富锰渣的价格较高，而且价格以其品位的提高而提高。目前的价格是每度43.00元，用它来生产硫酸锰很不合算，而生产富锰渣的另一副产品——渣皮其价格较便宜，每吨随市场价一般在250—400元之间。用它来作为生产锰盐及其他化工产品有着广阔的前景。笔者长期接触高炉火法集锰，在工作过程中摸索出渣皮中含有各种成分及数据：锰含量：24~30%，泥沙：32~36%，铁：12~15%，磷：1.5~1.8%，水分：6~8%渣皮中的含锰量与该高炉生产的富锰渣含量有直接的关系。渣皮中的二氧化硅含量除原矿原来含有之外，还与该高炉的操作工和业主的素质有关，渣皮中生铁的存在，是造成渣皮含铁高不能与富锰渣等价卖出的主要原因，渣皮中的水分，是长期堆放在露天日晒雨淋造成的。笔者通过研究和反复实验，成功地解决上述问题，为渣皮的用途翻开了新的一页。    目前这一技术已经形成成熟的生产工艺，生产的产品主要元素如下：粒度30目的含锰量为31%，含铁量为3.8，二氧化硅含量为28，磷为0.064~0.09，水分为1；粒度20目的含锰量为31%，含铁量为4.2，二氧化硅含量为29，磷为0.064~0.09，水分为1；粒度10的含锰量为30.57%，含铁量为4.58，二氧化硅含量为30.35，磷为0.064~0.09，水分为1。

 硅锰水渣作为在铸造硅锰合金后残留下来的废物品。如利用硅锰水渣在中频炉中生产硅锰合金以及利用硅锰水渣和锡渣烧制硅酸盐水泥熟料等。每年随着硅锰合金的产出会产生大量的硅锰水渣，如何利用先进技术让这些硅锰水渣变废为宝成为未来一个具有前景的 行业 。  硅锰水渣具有二次回收利用的价值。

硫酸锌是无色斜方的晶体,呈粒或粉末,无气味,味涩。硫酸锌用于制造立德粉,并用作媒染剂、收敛剂、木材防腐剂等。硫酸锌是危险性比较高的化学品,硫酸锌的健康危害:对眼有中等度刺激性，对皮肤无刺激性。误服可引起恶心、呕吐、腹痛、腹泻等急性胃肠炎症状，严重时发生脱水、休克，甚至可致死亡。硫酸锌的环境危害：对环境有危害，对水体可造成污染。硫酸锌的燃爆危险： 本品不燃，具刺激性。酸锌应急处理：隔离泄漏污染区，限制出入。建议应急处理人员戴防尘口罩，穿一般作业工作服。不要直接接触泄漏物。小量泄漏：避免扬尘，小心扫起，收集运至废物处理场所处置。大量泄漏：收集回收或运至废物处理场所处置。硫酸锌的操作注意事项： 密闭操作，局部排风。防止粉尘释放到车间空气中。操作人员必须经过专门培训，严格遵守操作规程。建议操作人员佩戴自吸过滤式防尘口罩，戴化学安全防护眼镜，穿橡胶耐酸碱服，戴橡胶耐酸碱手套。避免产生粉尘。避免与氧化剂接触。配备泄漏应急处理设备。倒空的容器可能残留有害物。由于硫酸锌的危害比较大,因此硫酸锌在国内市场上并没有比较好的发展,一直处于冷门的状态.