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。

  铝青铜含铝量        锡青铜含锡量一般在3～14％之间,首要用于制造弹性元件和耐磨零件。变形锡青铜的含锡量不超越 8％，有时还增加磷、铅、锌等元素。磷是杰出的脱氧剂，还能改进流动性和耐磨性。锡青铜中加铅可改进可切削性和耐磨性，加锌可改进铸造功能。锡青铜具有较高的力学功能、减磨功能和耐蚀性，易切削制作，钎焊和焊接功能好，缩短系数小，无磁性。可用线材火焰喷涂和电弧喷涂制备青铜衬套、铜套、轴套、抗磁元件等涂层。　　铝青铜含铝量一般不超越11.5％，有时还参加适量的铁、镍、锰等元素，以进一步改进功能。铝青铜可热处理强化，其强度比锡青铜高，抗高温氧化性也较好。铝青铜有较高的强度 杰出的耐磨性 用于强度比较高的螺杆、螺帽、铜套、密封环等，和耐磨的零部件,最杰出的特色便是其杰出的耐磨性。铝青铜具有高的强度和弹性，在大气、淡水、海水和某些酸中耐蚀性高，可热、冷态压力制作，可电焊和气焊，不易钎焊。

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%。

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。

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

电解铜含铜量不同，将电解铜分为几个不同的型号。在国际上，电解铜含铜量都具有非常详细的规定，以便于我们的日常使用和交易。电解铜现如今已经成为人们日常生活中继铝之后应用最为广泛的金属，在人们的日常生活中和工业生产中起到了不可替代的作用。    电解铜含铜量的不同，可将电解铜分为：1#电解铜、2#电解铜等。    1#电解铜是标准阴极铜。根据国标GB/T467-1997标准阴极铜规定，铜加银含量不小于99.95%。2#电解铜规定，铜的含量不少于93-95%。    电解铜即是所谓的“再生铜”,这种铜的内部所含杂质最多,价格自然最廉,因此许多便宜的动力线,或是音响用线均由此种“电解铜”制成。一般用在音响上的线材,都会经过精练的手续。也由于“电解铜”未经过这个过程,所以会含有许多不明杂质,如果用在音响线上,会因每批铜材所含电解铜含铜量不同,而产生不可控制的声音走向。    铜具有优良的抗海洋生物附着能力，在舰船建造和海洋工程中被广泛的应用，包覆铜镍合金的船壳可以提高船速，减少燃料消耗。根据电解铜含铜量不同，电解铜的作用也是不同的。铜对环境是友善的，各种细菌在铜制品表面不能存活，铜的许多有机化合物，是人类和植物生长所不可缺少的微量元素，因此铜制品在建筑行业中广泛应用，在供给人类饮用水的输送管路中，明显优于其它路材料，铜在PH值大于6.5的水质中将有腐蚀现象发生，Cl-1、SO4-2、CO3-2离子浓度越高、温度越高，电解铜含铜量越少，铜的腐蚀将加剧，主要腐蚀类型有点腐蚀、溃蚀、应力腐蚀等。     更多关于电解铜含铜量的资讯，请登录上海有色网查询。 

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。

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。

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。

钒铁主要用于冶炼合金钢。如在弹簧钢、轴承钢和铸铁上都有广泛的应用、钒铁的含钒量30%以上，在电炉中炼制。钒的各种化合物广泛应用于化学工业中作触媒剂。钒所以这样广泛地用于钢铁工业上，是由于钒能同钢中的碳生成稳定的碳化物，它可以细化钢的组织和晶粒，提高晶粒粗化的温度。因此，钢中加入少量钒就可显著地改善钢的性能，大大提高钢的强度、韧性、耐磨能力、承受冲击负荷的能力和抗腐能力等。 　　       我国钒铁的技术条件，国家标准(GB 4139-87)作了规定。钒铁按钒和杂质含量的不同，分为6个牌号，其化学成分见表1。 　 　表1 钒铁化学成分牌号化学成分 /%VCSiPSAlMn不小于不大于FeV40-A40.00.752.000.100.061.0 FeV40-B40.01.003.000.200.101.5 FeV50-A50.00.402.000.070.040.50.50FeV50-B50.00.752.500.100.050.80.50FeV75-A75.00.201.000.050.042.00.50FeV75-B75.00.302.000.100.053.00.50      钒铁以块状供货;最大块重不得超过8kg，通过10mm*10mm筛孔的碎块，不得超过该批总重的3%。

铝青铜硬度可达160HB以上，耐磨功能好。用于要求耐磨功能高的产品。 铝青铜特性可热处理强化,抗高温氧化功能好，较高的强度，杰出的耐磨性，用于强度比较高的螺杆，铜套，密封环等。      铝青铜，含铝量一般不跨过11.5%，有时还参与过量的铁、镍、锰等元素，以进一步改进功用。铝青铜可热处置强化，其强度比锡青铜高，抗高温氧化性也较好。  　铝青铜有较高的强度，优胜的耐磨性，用于强度比较高的螺杆、螺帽、铜套、密封环等，和耐磨的零部件,最凸起的特征便是其优胜的耐磨性。      铝青铜应用范围可做各种深拉和弯折制造的受力零件，如销钉、铆钉、垫圈、螺母、导管、气压表、筛网、散热器零件等。具有超卓的机械功用，热态下塑性超卓，冷态下塑性尚可，可切削性好，易纤焊和焊接，耐蚀，是运用广泛的一个一般黄铜种类。为富含铁、锰元素的铝青铜有高的强度和耐磨性，经淬火、回火后可跋涉硬度，有较好的高温耐蚀性和抗氧化性在大气、淡水和海水中抗蚀性很好，可切削性尚可，可焊接不易纤焊，热态下压力制作优胜。

含钒生铁在转炉炼钢过程中，将钒一同吹入渣中，得到含CaO巨大45%～60%的炉渣，称为高钙含钒渣。从这种渣中收回钒有两个计划： 第一个计划是回来高炉再炼，进一步在高炉内富集，到达生铁中含钒在2%左右，此含钒生铁经吹炼后能够制得30%～40% V2O5的高钒渣，可供直接炼制生铁或作为进一步提取V2O5的质料。 第二个计划是焙烧，高钙钒渣含V2O5 4.68%，钒渣/纯碱＝100/18，造粒后在回转窑（外径1m，长10m，处理量2.5t/d）内1100℃下化焙烧2h；焙烧后熟料水淬，湿球磨，然后在机械拌和槽或气体拌和槽浸取，通入石灰窑气，60℃碳酸化浸取2h，液固比5/1，结尾pH＝8.5。沉钒前液含V5g/L，加硫酸至游离酸H2SO4达2～3g/L，沸点下经1.5～2h后，清液中含V降至0.2g/L完毕，得红饼。钒浸取率76.3%，沉钒率达95%，从钢渣至红饼钒的实践收回率为64%。红饼中含V2O5 83.5%。此工艺技术可行，但碱耗量较高。钢渣中的V2O5含量低于5%时，效益会明显下降。 以上两个计划均未付诸实施。

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。

钒作为元素周期表钒族元素中的一员，其原子数为23，原子重量为50.942， 熔点为1887°C，沸点为3337°C。纯钒呈现为闪亮的白色，质地坚硬，为体心立方结构，晶格系数为3.024 Å。 钒在地壳中为第17位常见的元素，且很少以单质的形式直接使用。然而钒确实是一种很有价值的合金元素，可以添加于钢中、铁中，并以钛-铝-钒合金的形式用于航天领域。钒的化合物也十分有用，可以被广泛地用来生产如催化剂、化妆品、染料、以及电池等。基于钒的广泛用途，以提取和使用钒为目的的全球产业也随之得以发展。该产业几乎存在于世界的各个大陆上。

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

钒酸钙、钒酸铁盐沉淀法主要用于从低浓度含钒溶液中回收钒。 一、钒酸钙法 加入CaCl2、Ca（OH）2、CaO，随溶液pH值的变化而生成不同的沉淀。pH值10.8～117.8～9.35.1～6.1沉淀物正钒酸钙焦钒酸钙偏钒酸该Ca3（VO4）2CaV2O7Ca（VO3）2溶解度小小稍大 通常在强烈搅拌下逐渐加入沉钒剂，加Ca2＋后 等杂质也会进入沉淀，硅胶也混入沉淀。最经济有效地沉淀物位焦钒酸钙，沉钒率一般可达97%～99.5%。 二、钒酸铁沉淀法 用铁盐或亚铁盐作沉淀剂，在弱酸性条件下，将含钒溶液倒入硫酸亚铁溶液中，并不断搅拌、加热，便会析出绿色沉淀物。由于二价铁会部分氧化成三价铁，V2O5会部分还原成V2O4，所以沉淀物的组成多变，其中包括Fe（VO3）2、Fe（VO3）3、VO2·xH2O、Fe（OH）3等。若沉淀剂采用FeCl3或Fe2（SO4）3，则析出黄色xFe2O3·yV2O5·zH2O沉淀。本法钒的沉淀率可达99%～100%。 钒酸铁及钒酸钙均可作冶炼钒铁的原料，或作为进一步提纯制取V2O5的原料。

钒是一种重要的战略资源。在我国，钒及其化合物的首要来历有两个，即钒钛磁铁矿和石煤。一些与钒相关的工业生产进程中所发作的含钒抛弃物虽在量上不占优势，但从资源循环运用的视点考虑，对这类抛弃钒资源进行提钒回用的研讨也有重要意义。     依据钒资源的不同特性，提钒工艺也有所不同。关于石煤和含钒粘土，传统提钒首要运用钠化焙烧－水浸、钙化焙烧－酸浸及空白焙烧－酸浸等工艺，对其间机理，特别涉及到焙烧工序的机理，已有很多学者进行了研讨报导。别的，也有学者从焙烧办法的视点进行了研讨，提出了微波焙烧－水浸提钒新工艺，并开端探讨了微波焙烧的机理。因为焙烧进程存在一些缺陷，如污染性气体的发作，转浸率低以及能耗量高级，提钒工艺研讨的重心转向了湿法酸浸，现在已在其工艺及机理上取得了必定发展。与此同时，也有研讨显现，对某些含钒资源进行直接酸浸，需较大的酸量才干得到较高的钒浸出率，这对提钒后续工序的操作造成了极大困难。还有学者研讨了在加压条件下酸浸提钒工艺发现用低酸即可溶出较多的钒，但因为设备约束等原因，该类工艺的工业化具有必定难度。因为碱浸进程具有杰出的挑选性，且对设备要求低一级长处，遭到了很多学者的注重。Navarro，何东升等人，针对各自钒资源特性进行了碱浸出的研讨。     关于含钒抛弃资源，因为其发作途径存在较大差异，即使同一类的钒资源也可能在物理性质、化学组成及结构等方面存在许多不同，因而，对这类含钒资源的提钒研讨需求有更强的针对性，才干到达工艺最优化的意图。本文针对某含钒铬泥的特色，先进行了探索性试验，然后进行了碱浸单要素试验，在此基础上，进行了氧化浸出的开端试验。     一、试验材料与办法     （一）试验材料 含钒铬泥取自攀枝花某公司，原矿渣中含水较多，将其在105℃下烘干后，进行元素分析，成果见表1。 表1  含钒铬泥干基化学组成（质量分数）／％V2O5CrFeCaSiO2NaClTiS4.8030.203.002.401.501.501.000.402.80     （二）试验原理     在浸出进程中，pH值对V（V）在溶液中的存在形状及行为有着较大的影响，具体表现如下：    关于V(V），酸浸出时有必要使pH＜1.5，而碱浸出则有必要确保OH－离子浓度足够大，以取代与阳离子结合的VO3－，使其溶出。     关于V（W），在pH＝6.7～11.5之间并不溶解，在pH＜6.7的酸性溶液中能够VO2＋离子形状溶出，在pH＞11.5的碱性溶液中将发作如下反响而溶出： VO2＋＋3OH－→VO（OH）3－     （三）试验办法     先对含钒铬泥进行了钒浸出的探索性试验。浸出时，称取100g含钒铬泥放入置于水浴之中的三口烧瓶，按必定液固比（浸出剂体积(mL)与钒渣质量（g)的比值）参加事前装备好的必定浓度的浸出剂，浸出剂用量为浸出剂与矿样的质量分数。操控浸出温度和浸出时 间。完结浸出后，对浸出液中V2O5浓度进行测定，若Cr离子浓度较低，未发作色彩搅扰，则用NaAsO2屏蔽Cr后用硫酸亚铁铵法进行滴定。若Cr离子浓度较高，则用钒铬接连测定法接连测定V2O5和Cr的浓度。     二、试验成果与评论     （一）探索性试验     先对高铬钒渣简略研磨后进行了探索性试验，分别用H2SO4和NaOH对含钒铬泥进行浸出，浸出时液固比2∶1，浸出时刻60min，浸出温度95℃。成果如表2所示。由表2可知，H2SO4能有用溶出铬泥中的钒，但酸用量大，且溶出的Cr3＋又需后续处理，极为不方便。试验进程中还发现，酸浸液中存在很多胶凝态物质，使浸出液过滤功能差。在碱浸试验中，必定用量的NaOH能使V2O5浸出率到达68.50%，且挑选性强，Cr3＋并未溶出，这一成果与文献报导的有所不同。     探索性试验标明，因为酸浸工艺存在酸耗量高和浸出液过滤功能差等缺陷，不宜选用酸浸工艺从该铬泥中浸出V2O5。而碱浸工艺挑选性强，且V2O5浸出率较高，因而，关于该铬泥，以挑选碱浸工艺提取其间V2O5为宜。 表2  铬泥探索性浸出成果浸出剂用量V2O5浸出率/%Cr浸出率/%10%H2SO418.515.350%H2SO491.892.410%NaOH7.8＜1.030NaOH68.5＜1.0     （二）NaOH浸出单要素试验     1、NaOH用量对V2O5浸出作用的影响NaOH用量对V2O5浸出作用的影响如图1。浸出时，液固比2∶1．浸出时刻60 min，浸出温度95℃。图1   NaOH用量对V2O5浸出率的影响     由图1可知，跟着NaOH用量的添加，V2O5浸出率也随之增大。但当NaOH用量到达30%并持续添加到50%时，V2O5浸出率仅从68.50%添加至72.30%，增幅并不显着，阐明当NaOH用量到达30%时，V2O5浸出率现已趋向于极限。     2、浸出时刻对V2O5浸出作用的影响浸出时刻对V2O5浸出作用的影响如图2。浸出时，NaOH用量30%。液固比2∶1，浸出温度95℃。图2  浸出时刻对V205浸出率的影响     由图2能够看出，浸出初始阶段，V2O5浸出率受浸出时刻影响较为显着，在20～60min之间，V2O5浸出率急速添加，从37.90%敏捷添加到68.50%，60min后，浸出时刻的影响显着下降V2O5浸出率简直不再添加。     3、浸出温度对V2O5浸出作用的影响浸出温度对V2O5浸出作用的影响如图3。浸出时，NaOH用量30%．液固比2∶1．浸出时刻60min。图3  浸出温度对V2O5浸出率的影响     由图3可知，浸出温度对V2O5浸出率有着较大的影响。温度为40℃时，V2O5浸出率很低，仅为36.70%，而当温度升高至95℃时，V2O5浸出率显着进步，为68.50%。     4、液固比对V2O5浸出作用的影响液固比对V2O5浸出作用的影响如图4。浸出时，NaOH用量30%，浸出温度95℃，浸出时刻60min。     由图4可知，当液固比小于5∶1时V2O5浸出率并未遭到太大影响，但跟着液固比的持续升高，V2O5浸出率有下降趋势。这是因为在液固比较低时，尽管矿浆粘度较高，不利于浸出反响，但NaOH浓度也比较高，OH－与v（Ⅳ）或v（Ⅴ）的作用显着强于粘度影响，因而，V2O5浸出率也比较高。而当液固比增大，OH－与V（Ⅳ)或V（Ⅴ）的作用削弱，不利于V2O5的浸出。图4  液固比对V2O5浸出率的影响     （三）氧化碱浸出试验     为进一步进步V2O5的浸出率，研讨了氧化碱浸出工艺对该铬泥中V2O5浸出的影响作用。试验中，采纳两种不同氧化办法将V（Ⅳ）氧化为V（Ⅴ），即直接碱浸氧化及在弱酸性条件下的氧化，前者运用H2O2作为氧化剂，而后者则运用KC1O3。     1、H2O2用量对V2O5及Cr浸出率的影响H2O2用量对V2O5及Cr浸出率的影响如图5所示。浸出条件为：NaOH用量30%，初始液固比2∶1，浸出温度95℃，浸出时刻60min。由图5可知，碱浸氧化进程中，Cr浸出率因H2O2用量的增大而添加，而V2O5的浸出率则显现出不同规则：当H2O2用量较低时，V2O5浸出率下降，直到必定程度后，才呈上升趋势。这可能是因为在该浸出系统中存在很多Cr（OH）3，故H2O2优先氧化Cr（Ⅲ），且在氧化进程中消耗掉必定的NaOH，所以下降了V2O5浸出率。跟着H2O2用量升高，Cr（Ⅲ）和v（Ⅳ）呈现了竞争性的氧化，因而V2O5浸出率开端进步。图5  H2O2用量对V2O5及Cr浸出率的影响     2、 KC1O3用量对V2O5浸出率的影响按液固比参加10% H2SO4发明酸性条件，参加进行氧化，温度95℃，酸性氧化时刻60min，完结氧化后，进行NaOH浸出。NaOH用量30%，浸出温度95℃，液固比2∶1，浸出时刻60min. KC1O3用量对V2O5浸出率的影响如图6所示。因为Cr（Ⅲ）在酸性条件下的强稳定性，并未在碱浸液中检测出Cr，因而，不对Cr进行测定。图6   KClO3用量对V2O5及Cr浸出率的影响     由图6可知，在酸性条件下氧化后的高铬钒渣，碱浸出率显着有进步。当KClO3用量为1％时，V2O5浸出率为71.4%，而当KClO3用量为2%时，V2O5浸出率到达79.3％，KClO3用量持续添加时，V2O5浸出率进步不显着。     三、结语     （一）关于本文研讨的含钒铬泥，因为酸浸工艺存在酸耗量高和浸出液过滤性差等缺陷，不宜选用酸浸；     （二）碱浸出工艺可较好地浸出铬泥中的V2O5，适宜的工艺条件为：NaOH用量30％，液固比2∶1，浸出温度95℃，浸出时刻60 min。此刻V2O5浸出率到达19.50%。     （三）比照碱浸直接氧化浸出工艺和弱酸性氧化－碱浸出工艺，发现碱浸直接氧化存在挑选性差、浸出进程中Cr也被很多浸出的缺陷，需很多H2O2才干进步V2O5浸出率。而在酸性条件下氧化后的铬泥，碱浸出时V2O5的浸出率有较大进步，可到达79.30。

首先确定多大的粒级为泥，由于各选厂所处理的矿石性质不同，矿泥的滤水性能和粘结程度也各有差异。因此对碎矿筛分作业来说，国内各选厂对泥的概念，没有统一的明确规定;有的选厂把小于3毫米的物料作为泥;也有的选厂把2毫米或0.074毫米以下的粒级作为矿泥等等。 假如以2毫米以下的粒级作为矿泥，那么对矿石中含泥量的具体测定步骤如下： 一、将按规定所取的试样，分批放入盛水的盆中，用毛刷将矿石表面的泥巴轻轻洗净。 二、对5毫米以上的物料由于肉眼可以判断大于2毫米，因此在量不多时可用水洗净后放在一边，进行自然干燥或烘干。 三、对盆中5毫米以下的物料，用孔径为2毫米的筛子进行湿式筛分。对筛上物用水冲净，烘干后再进行检查筛分。 四、2毫米以下的物料，若量不多，可直接过滤、烘干;若量太多，可先让其沉淀，待水澄清后，用软胶管小心地将水抽出。然后将盆内的剩余物(即筛下物料)过滤、烘干、称重。 五、筛上物料，包括5毫米以上和2毫米以上的物料，待其干燥后，进行称重。 矿石中的含泥量，可用做公式进行计算。 E=[q1/(q1+q2)]×100% 式中 E-矿石含泥量，% q1-规定级别的筛下物重量，公斤; q2-规定级别的筛上物重量，公斤。

1、 凝结特色 铸造铝青铜的结晶温度规模小 , 约 30 ℃ 左右 , 归于层状凝结 ; 流动性好 , 体积缩短大 , 简略构成会集缩孔 ,不简略发生枝晶偏析,可以取得安排细密的铸件。 2 、氧化倾向 合金含有较多的铝 , 极易氧化 构成 Al203 悬浮性的夹渣 ; 浇注过程中也易构成二次氧化渣 , 很难从铜液中去除。因而 , 无论是在冶炼过程中 , 仍是在确认铸造技术时 , 都要采纳恰当办法 , 避免氧化物进入铸件。 3、吸气倾向 铝青铜液的蒸汽压比黄铜和锡青铜都低 , 吸气倾向大。但当铜液表面有一层 Al203 薄膜掩盖时 , 能起维护效果 , 所以在冶炼过 程中不该过火搅动铜液。

凹山选矿厂采用三段一闭路破碎系统和两段全闭路磨矿系统以及弱磁－强磁选别工艺（图3）。选厂1998年主要生产指标见表1。图3 凹山选厂选矿流程                                       表1 1998年选厂生产指标产品名称产量/万t产率/%品位/%回收率/%原 矿502.89100.0029.12100.00精 矿181.2336.0463.8679.02尾 矿321.6763.969.5520.98        所产铁精矿中V2O5为0.3%，品位较低，供冶炼钢提钒用。近年来铁精矿产率30.64%，TFe64.09%，铁回收率79.82%，尾矿TFe9.23%，原矿TFe26.04%，铁精矿中V2O5仍为0.3%左右。

黄铁矿经焙烧制酸后剩余的残渣和烟尘统称为黄铁矿烧渣。烧渣中首要含铁（含量为40～55%），烧渣中金含量一般在2～0.5克/吨以下，有的可高达3～10克/吨。这部分金收回首要选用化作业。除对烧渣进行冷却、磨矿等预备作业外，还需进行激烈冲刷和化学处理。冲刷意图是脱掉硫酸铜、剩余的酸、金属氯化物、铁盐等。这些物质在化作业中会添加和石灰的耗量,以及钝化金的溶解。化学处理的意图是碱处理矿浆,使烧渣化作用得到进步和改进，进步金的浸出率。    山东某金化工厂提金物料来源于六个黄金矿山的含金硫精矿、含金硫精矿经欢腾炉焙烧制酸后，得到硫酸烧渣。 烧渣首要金属矿藏有赤铁矿 、磁铁矿，其次有少数黄铁矿和黄铜矿。 天然金粒度范围在0.009～0.0009 毫米之间，金含量为3～4克/吨左右。其间单体金占3.5%，连生体占76.71%，裂隙金占1.62%，包裹金占18.17%。将烧渣经水淬、磨矿、稠密脱水和碱处理，选用惯例化-锌粉置换的提金办法。出产首要材料耗费为：1.08公斤/吨、锌粉耗量60克/吨、用量6公斤/吨、石灰15公斤/吨、40克/吨、钢球用量为1.15公斤/吨。出产指标为：原矿档次：3.98～4.26克/吨，浸出率67.71～68.50%，洗刷率95.5～95.71%，置换率98.03～98.48%，金的总收回率为64.28～63.73%，铁的收回率36.99～33.88%。1987年共处理30103吨烧渣，获纯利润94万元。其工艺流程见下图所示。

钒钛磁铁矿石属于晚期岩浆分凝矿床的矿石。就其矿石粒度嵌布特征和矿物磁学性质而言，这种类型矿矿石是磁选较易处理的对象。目前在我国和国外已具有一定的生产规模，且有较广阔的发展远景。矿石中除含有磁铁矿外多伴生有钛铁矿和钒钴镍等有用元素。脉石矿物多为辉长岩。  我国攀枝花冶金矿山公司处理的就是钒钛磁铁矿。矿石的主要金属矿物有钛磁铁矿、钛铁矿、另有少量磁赤铁矿、褐铁矿、针铁矿、硫钴矿、硫镍钴矿、黄铜矿及墨铜矿等。脉石矿物主要以钛普通辉石、斜长石为主、其次为橄榄石、钛闪石，还有少量的绿泥石、蛇纹石等。  该公司采用一段闭路磨矿和二段磁选一段扫选的工艺流程分选磁性矿，见下图，同时结合其他方法回收钛矿物和钒钴镍矿物。磁选指标为：原矿品位30.81%，精矿品位51.59%，尾矿品位14.17%，回收率74.5%。   攀枝花钒钛磁铁矿磁选流程

一、用途 铁钒土即含铁高的耐火粘土和铝土矿。 铁钒土主要用作炼钢熔剂，利于造渣和清除炉壁上的结瘤。也可用作水泥的配料。 二、矿物成分 铁钒土的组成矿物及其化学成分，与耐火粘土、铝土矿的基本相同，唯Fe2O3较高，凡因Fe2O3含量超过允许要求的上述矿产可作铁钒土地用。矿物组成及化学成分详见耐火粘土、铝土矿。 三、一般工业要求品 级化学成分（%）Al2O3Fe2O3Ⅰ级Ⅱ级Ⅲ级≥50≥45≥35≤10≤15≤19可采厚度：≥0.7米，夹石剔除厚度：≥0.5米 四、矿床实例 河北唐山铁钒土矿(与耐火粘土伴生)品级化学成分（%）开采厚度（米）Al2O3+TiO2Fe2O3Ⅰ级Ⅱ级Ⅲ级≥48—56≥45≥45≤10≤15≤190.7(表内)0.5-0.7（表外）五、附录 冶金工业部1982年5月1日YB2417—81号颁布的质量标准如下，供炼钢用铁钒土产品。 产品按化学成分分为下列品级品级化学成分（%）Al2O3+TiO2SiO2Ⅰ级品Ⅱ级品Ⅲ级品≥50≥48≥45≤20≤25≤30产品块度：5—30毫米。 30毫米者均不得超过5%。

钒首要存在于钒钛磁铁矿、石煤、铝矾土等中，含量很低。传统的钒渣提钒工艺为钒渣化焙烧－水浸－净化－铵盐沉钒－钒酸铵热解，传统的石煤提钒工艺为钠盐焙烧－水浸－酸沉积－碱溶－铵盐沉积－热解，终究都得到五氧化二钒产品，其间从溶液中沉积钒均选用铵盐作沉积剂。 铵盐沉钒分酸性铵盐沉钒、弱酸性铵盐沉钒和碱性铵盐沉钒，其间运用最广泛的是酸性铵盐沉钒。酸性铵盐沉钒的特点是操作简略、沉钒结晶速度快、铵盐消耗量少、产品纯度高，但能耗高，废水排放量大，V2O5纯度无法进一步进步。为此，研讨了选用溶剂萃取法沉积钒，在反萃取进程中完成油相、水相、沉积物三相共存，直接别离得到钒酸铵沉积。 一、实验质料 实验所用含钒浸出液为承钢钒渣通化焙烧、硫酸浸出和净化之后的含钒溶液，其组成为：ρ(V) =17.3g/L,ρ(Na+) =12.8～16.7g/L,ρ(P) =0.01～0.016g/L,ρ(∑Cr)＝0.076～0.058 g/L,p(SO42-)＝2.35g/L,ρ(Cl－)＝9.33～10.96g/L,pH=7.75～8.74。 实验所用化学试剂：仲碳伯胺(N1923)、仲辛醇、磺化火油、TPB、浓硫酸(98%)、（固）、碳酸铵、。 二、实验进程及原理 （一）实验办法与原理 实验前预先将制造好的萃取剂用硫酸溶液转型；按份额参加净化后的含钒溶液，拌和，一起滴加硫酸，确保水相溶液pH值为2±0.5；拌和至规则时刻后静置分相，此刻的油相为含钒有机相；洗刷含钒有机相中夹藏的萃余水相，按要求参加反萃取剂进行反萃取；拌和至规则时刻后，得到水、油和沉积物混合的浆体料液；过滤浆体料液得到滤饼；滤饼洗刷后置于马弗炉中于400～500℃下分化脱，得粉状五氧化二钒产品。（二）实验进程中的首要化学反应 钒溶液中的钒在必定条件下以含氧酸根阴离子被仲碳伯胺(N1923)挑选性萃取，与钠、铬等阳离子别离。负载有机相中的钒用碳酸铵溶液反萃取，转化成钒酸铵沉积，过滤洗刷后经热分化（熔化）得粉（片）状五氧化二钒产品。 （三）分析办法 钒、铁选用容量法测定；硅、磷选用比色法测定；其他元素选用原子吸收光谱法测定。 三、成果与评论 （一）萃取 1、萃取系统的挑选 溶液中的首要离子为钒的含氧酸阴离子和钠离子，挑选胺类萃取系统挑选性萃取钒的含氧酸阴离子可完成与钠离子的别离。伯胺在胺类物质中萃取作用最好，在水中溶解度小，对金属离子具有挑选性高，且简单反萃取，实验挑选伯胺N1923作为萃取剂，以火油为稀释剂，合作相调理剂。 萃取原液体积100mL，ρ(V) =17.3g/L，温度为室温(28℃)，混合时刻4min，第1和3组的Va∶Vo=2∶1，第2和4组Va∶Vo=1∶1。实验进程中补加2.2 mL硫酸溶液(1+1)。不同萃取系统的萃取实验成果见表1。 表1  不同萃取系统对钒溶液的萃取实验成果 从表1看出，萃余水相平衡pH在1～2之间，钒可被有用萃取，单次萃取率为86.9%～99.9%。 在萃取剂的组成中，醇类和脂类可有用地改进操作功能，增伯父胺N19 23萃钒后的萃合物在火油中的溶解度。萃取系统为N1923+仲辛醇+火油时，萃取进程分相快，界面明晰，萃取率可达90%左右。去掉仲辛醇后，萃取率下降，有机相黏稠，界面不明晰，不利于水油两相别离。用TPB替代仲辛醇时，具有最好的萃取作用，萃取率可达99.9%，但TPB含P，P元素和V元素本家，化学性质类似，会影响V的萃取及沉积，一般不在提钒中运用。 2、萃取剂饱满容量的测定 选用1份转型后的贫有机相与多份原液进行错流萃取，测定10%N1923+10%仲辛醇+80%火油萃取系统萃取钒的饱满容量。萃原液中ρ(V)=17.3g/L，温度为室温(28℃)，Va∶Vo＝1∶1，混合时刻5 min。萃取进程中，每100 mL原液补加2 mL硫酸溶液(1+1)。 错流萃取实验进程中，两相混合液分相快，清亮，界面明晰。每级错流萃取得到的含钒有机相，用100g/L NaOH溶液按Va∶Vo＝1∶1反萃取10 min后测定钒质量浓度。实验成果见表2。 表2  10%N1923+10%仲辛醇+80%火油系统萃取钒的饱满容量测定成果从表2看出：通过3次错流萃取后，萃余水相中钒质量浓度与原液的共同，阐明有机相已饱满。实验条件下，10%N1923+10%仲辛醇+80%火油萃取系统萃钒的饱满容量为29.5g/L。 3、萃取动力学实验 用转型后的萃取剂与原液直接萃取，萃取进程中补加必定量硫酸溶液以确保萃余水相pH在1.5～2.0之间。因为钒在酸性条件下会发生水解反应生成水合五氧化二钒： 因而，钒的萃取与其他有色金属如钼的萃取不同，不能先对原液加酸调理pH值，而只能在萃取进程中补加酸，先使一部分钒萃取到有机相中，削减水相中钒的质量浓度，确保操作顺利进行。 萃原液ρ(V)=17.3g/L，pH＝1.75，温度为室温(28℃)，Va∶Vo＝1∶1，每100 mL原液补加硫酸溶液4 mL(1+1)。实验调查了混合时刻对钒萃取率的影响，成果如图1所示。图1  混合时刻与钒萃取率的联系 萃取进程中观察到：水油两相分相快，清亮，界面明晰。水相中钒浓度为过滤钒酸铵沉积后测定的成果。从图1看出：随混合拌和时刻延伸，平衡水相中钒质量浓度从1.01g/L降低到0.95g/L，然后又回升到1.05g/L。混合时刻4 min时，平衡水相中钒的质量浓度最低，而钒萃取率最高，为95.4%。可知，伯胺N1923系统萃取钒的速度较快，在4 min左右即达萃取平衡。 （二）反萃取 1、反萃取剂的挑选 胺类萃取钒后一般用碱反萃取。可作为反萃取剂的有NaOH、Na2CO3、和铵盐。为了不引进额定的金属阳离子，选用、(NH4)2CO3进行反萃取实验。负载有机相中ρ(V)=17.0g/L，不同反萃取剂和不同反萃取条件下的反萃取实验成果见表3。 表3  不同组成反萃取剂对钒有反萃取实验成果 从表3看出：溶液，碳酸铵溶液及2者混合溶液均能有用地反萃取钒，钒单级反萃取率均大于99%，反萃取进程一起得到不溶于水的钒酸铵盐。恰当进步反萃取温度，得到的钒酸铵盐结晶颗粒粗大、易沉积，过滤洗刷快，产品质量好。从操作环境考虑，选用170g/L (NH4)2CO3溶液为反萃取剂。 2、反萃取动力学实验 负载有机相ρ(V)=16.0g/L，反萃取剂为170g/L碳酸铵溶液，比较Va∶Vo＝1∶1，温度40℃。混合时刻对钒反萃取率的影响实验成果如图2所示。实验中观察到：混合5min时，水油相界面呈现絮状物，水相中沉积物少；混合时刻延伸到10 min时，界面变明晰，水相中沉积物变多；持续延伸混合时刻，则界面明晰，水相中沉积物多。图2  混合时刻与钒反萃取的联系 从图2看出：用170g/L碳酸铵溶液反萃取钒，两相混合10 min后，钒反萃取率达99%以上。从节约能耗及进步设备产能视点考虑，反萃取混合时刻确定为10～15min。单级逆流反萃取即可。 （三）五氧化二钒产品的制取 将反萃取进程中得到的浆体料过滤，用水洗去滤饼中夹藏的油相后，置于马弗炉中于400～500℃下分化脱，得到棕黄色或橙红色粉状五氧化二钒产品。产品质量分析见表4，到达了GB3283-1987冶金99级标准。 表4  五氧化二钒产品质量分析成果    %四、定论 （一）对钒渣浸出液选用溶剂萃取法沉积钒。挑选伯胺N1923为萃取剂，碳酸铵溶液为反萃取剂，可在反萃取进程中直接得到钒酸铵沉积。 （二）钒溶液在N1923萃取系统中通过4min的单级萃取，萃取率可达95%;在碳酸铵溶液中通过10min反萃取，反萃取率达99%以上；得到的五氧化二钒产品质量到达GB3283-1987冶金99级标准。

铁矾渣是湿法炼锌厂产生的工业废渣，成分复杂，除含有大量的硫酸根和铁离子外，还含有丰富的铅、锌、银等有价金属元素，具有综合回收价值[1]。另外含有的铜、镉、砷等重金属元素在长期堆放过程中不断溶出，污染地下水和土壤。因此，开展铁钒渣的综合利用研究[2-5]可以减少环境污染、提高资源综合利用率意义重大。薛佩毅[3]等对黄钾铁矾渣采用中低温焙烧?NH4Cl浸出?碱浸工艺，同时回收有价金属和铁，但工艺生产效率低。路殿坤[4]等将铁矾渣在900℃还原焙烧后磁选，磁选精矿铁品位为58%，含硫2.5%~3%，但磁选精矿中锌含量仍较高，不能作为原料返回高炉冶炼。史玉娟[5]等利用黄钾铁矾渣和赤泥的反应制备石膏、芒硝和赤铁矿砂的方案，但是不能回收铅、锌等有价元素。本文采用配碳球团直接还原—磁选—反浮选工艺综合回收铁矾渣中铁、铅、锌。此工艺生产效率高，分离效果好，工艺简单。 1 试验 1.1 试验原燃料 以某铅锌厂湿法炼锌工艺固废铁矾渣为研究对象，试验用吉林森工无烟煤为还原剂，分析纯氢氧化钙为熔剂。铁钒渣和无烟煤的分析结果见文献[6]。 1.2 试验方法和流程 铁矾渣含水量较大(35%左右)，因此，先在110℃鼓风干燥箱内充分干燥，然后按照一定比例将铁矾渣、消石灰、煤粉、黏结剂和水在混料机中混合均匀，再用造球机造球，将冷固结含碳球团烘干后称重装入刚玉坩埚放入硅钼棒加热井式炉内进行还原试验。直接还原结束后将金属化球团进行磨样，采用化学容量法、ICP法测定还原球团中全铁、金属铁和铅、锌含量，计算金属化率和铅、锌挥发率。金属化球团磨样后经Φ50mm磁选管、磁场强度47.76～238.8kA/m (60~300 mT，1 mT=796 A/m)的条件下进行磁选，分别计算磁选铁精矿品位和铁的回收率。最后在3L单槽浮选机内对磁选铁精矿进行浮硅抑铁的反浮选，脱除硅质脉石提高铁精矿品位。 2 试验结果与讨论 2.1 直接还原过程金属化率的变化 高金属化率球团的制备是磁选回收铁精矿的基础。试验条件：还原温度1 300℃、配碳比1.4、碱度2.5(铁钒渣原始碱度为0.31，通过加入氢氧化钙调节)，试验结果如图1所示。 从图1可见，随着还原时间的增加，金属化率逐渐增加，还原10 min时金属化率为86.3%，还原30min时金属化率达到98.47%，之后趋于稳定。前期试验发现，自然碱度下球团熔点较低，在1 100～1 200℃间，还原温度不可以设定得太高，还原金属化率最高仅为90.60%，提高碱度后熔点提高，有利于高温下碳的气化反应进行，促进直接还原发生。 2.2直接还原过程铅、锌挥发率的变化 试验条件：还原温度1 300℃、配碳比1.4、碱度2.5，还原时间对铅锌挥发率的影响如图2所示。图2表明，随着还原时间的延长，铅、锌挥发率逐渐增加，还原10min时铅、锌挥发率较低，分别为41.5%和53.2%，还原30min时，铅、锌挥发率分别达到86.26%和98.54%，分别提高了44.76%和45.34%，之后锌挥发率趋于稳定，铅挥发率略有提高，还原40min时，铅挥发率为90.1%。可见含碳球团直接还原可使铅、锌得到有效挥发，最终可以从烟尘中回收铅、锌。 2.3 磁选试验 直接还原试验得到金属化率为98.47%的金属化球团，经振动磨磨细后进行磁选试验。磁选设备为DTCXG-ZN50型磁选管，磁场强度0~450mT，磁选管直径50 mm，磁极间距52mm，磁选结果如图3所示。由图3可以看出，随着磁场强度的增加，铁的回收率逐渐增加，最后稳定在80%左右。铁精矿品位随着磁场强度增加呈下降趋势，50mT时铁精矿品位50.31%，但是收得率仅为33.93%，大部分的海绵铁随着渣相进入到尾矿。整体观察，磁场强度变化对铁精矿品位影响不大，对回收率影响比较大。综合考虑，适宜的磁场强度为200mT。此时铁精矿Ⅰ品位达到46.66%，并不能作为商用铁矿粉出售，低于普通铁精矿等级划分标准五级(54.0～ 2.4 反浮选试验 反浮选试验在XFD Ⅲ型单槽浮选机中进行，功率250 W，容积3 L，叶轮直径70 mm，主轴转速1 400 r/min。称取500g品位为46.66%的磁选铁精矿Ⅰ加水至3 L，调浆2 min;淀粉作为铁的抑制剂，添加比例为200 g/t，搅拌3min;碳酸钠作为pH调整剂(亦为强化分散剂[7])，添加比例为1 250 g/t，并搅拌3 min;之后添加阳离子捕收剂十二胺(分析纯)300 g/t并搅拌2min;最后在鼓气量为600 L/h的条件下反浮选6min，试验结果表明，反浮选铁精矿Ⅱ的品位提高至60.30%，铁回收率为83.15%，说明此工艺路线可行。 3 结论 (1)在配碳比为1.4、碱度为2.5、1 300 ℃还原30min的条件下，配碳球团直接还原金属化率达到98.47%，铅、锌挥发率分别为86.26%和98.54%。经磨矿磁选，得到品位46.66%的铁精矿Ⅰ，再经反浮选工艺可获得品位60.30%的铁精矿Ⅱ。 (2)铁矾渣含碳球团直接还原—磁选—反浮选工艺路线综合回收铅、锌和高品位铁精矿是可行的。 复制搜索 启动快捷搜索设置

难选的低档次钽铌矿，特别是含钽铌的冶炼渣（如锡渣、铁渣、钨渣等），因为档次低，难处理，一般需选用冶金办法进行富集，取得的钽铌富集物可用惯例办法别离和提取钽铌。 一、酸浸出－酸分化法处理锡渣 含钽铌的锡渣组成如下（%）：                  Ta2O5   Nb2O5    TiO2      ZrO2    WO3     Sn    SiO2    CaO 3～9    3～10   15～40    3～13   3～12   2～6  5～15   2～7 将上述锡渣用0.5%～10%的硫酸于50℃以上浸出，浸出得到的钽铌富集物用硫酸分化，1㎏物料用98%的浓硫酸，一同参加1.5㎏硫酸铵，在180℃下拌和1h，能够得到含Ta2O5 16.2%，Nb2O5 7.2%和TiO2 13.1%的矿石产品。 二、复原－氧化法处理锡渣 复原－氧化法处理工艺流程见图1。图1  锡渣处理工艺流程 锡渣组成如下（%）Ta2O5Nb2O5CaOSiO2TiO2FeOAl2O3WO3MnOMgOZrO2V2O53.853.8523.121.310.72108.183.281.281.20.850.21 进程首要分为四步 （一）将锡渣和焦碳在敞开式电弧炉内进行复原熔炼，得到含（TaNb）2O5 20%～25%的碳化钽铌富集物； （二）将碳化物和一同进行氧化熔炼，得到氧化熔炼产品； （三）氧化熔炼产品经破碎后，用热水于95℃拌和浸出2h，以除掉过量的碱和其他水溶性钠盐（硅酸钠，钨酸钠等），得的首要含钽酸钠、铌酸钠、氢氧化铁、碳酸钙等的滤饼。 （四）将滤饼再用20%，在75～100℃拌和浸出2～4h，这时铁被溶解除掉，而钽酸钠、铌酸钠转变为含水的氢氧化物。 三、复原－电解法处理锡渣 质料是用反射炉冶炼马来西亚锡沙矿所得的锡渣，其成分如下（%）：Ta2O5Nb2O5WO3Y2O3SnTiO2ZrO21.7～2.12.3～3.51.0～3.00.20.7～2.57～103～6FeSiO2CaOMgOAl2O3MnOP2O54～726～2924～263～59～130.5～1.00.5～1.0 将锡渣1000㎏、硫酸渣（焙烧硫化铁产品含Fe 60%，Cu 0.2%，S 2%）700㎏、焦炭粉150㎏、石灰石100㎏，参加到电炉内，在1400℃下进行熔融复原，可得到含Nb3.6%、Ta3%、W2.9%的铁合金，以FeCl2、HCL、（NH4）2SO4的混合液作为电解液，铁合金作为阳极进行电解，钽、铌、钨呈细微颗粒得到浓缩而收回。 电解的反应为：3FeCl→Fe＋2FeCl3 当FeCl3添加时，可参加铁屑，使FeCl3被复原成FeCl2，在电解进程中，FeCl3是循环运用的，铁合金的溶解残渣先用石油再用苏打水洗刷脱硫，得到Ta 25%、Nb 30%、W 24%的钽铌浓缩物。

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。