化尾渣中铅锌有价金属的归纳收回技能一直是一个难题。由于化尾渣中残留的选矿药剂较多，浮选泡沫发黏致使铅锌矿藏与黄铁矿和脉石矿藏浮选别离较困难；别的由于化浸出过程中CN-的按捺效果和长期的充气拌和，破坏了铅锌矿藏的表面性质，钝化了硫化矿藏的天然可浮性，因而给浮选收回形成极大困难[1,2]。 受山东某公司托付，北京矿冶研讨总院对该公司化提金后的尾渣进行归纳收回铅、锌的选矿工艺实验研讨，以进步该化尾渣浮选精矿铅、锌档次和收回率。 该公司化尾渣原有的浮选工艺流程为一次粗选、三次扫选、三次精选，得到铅锌混合精矿（铅+锌）档次≤48％，收回率70％左右，并且极不安稳。针对该化尾渣的特色，我院经过实验研讨选用YO作活化调整剂，选用异步混选新工艺经两次粗选、两次扫选、三次精选的工艺流程，终究取得铅锌混合精矿（铅+锌）档次52.56％，其间铅20.89％、锌31.67％，铅收回率85.15％，锌收回率97.5l％，铅、锌收回率得到大幅度的进步。 一、化尾渣性质 该化尾渣中金属矿藏首要有黄铁矿、闪锌矿、方铅矿，其次为褐铁矿、黄铜矿、锌砷黝铜矿，还有少数锰钛铁矿、赤铁矿及微量铜蓝等；脉石矿藏首要有石英，其次为长石、云母、黏土矿藏、硅酸盐矿藏、绿泥石等，还有少数闪石、碳质物、磷灰石、金红石等。首要矿藏含量见表1。（一）化尾渣首要化学成分 化尾渣首要化学成分分析成果见表2。（二）铅、锌物相分析 化尾渣化学物相分析成果见表3。 （三）铅、锌粒度散布特征 铅、锌在各粒级中的散布特征见表4。由表4能够看出，该物料粒度较细，+74μm粒级含量仅为5.21％，-30+74μm粒级含量也仅为17.72％， 而-30μm粒级含量高达77.07％。 （四）首要矿藏嵌布特征 化尾渣中方铅矿首要以单体方式存在，其单体解离度为84.93％，与方铅矿连生的矿藏首要有脉石、黄铁矿，占有率别离为4.08％和3.42％，别的还有1.01％及1.51％的方铅矿别离与黄铜矿及多种矿藏连生；闪锌矿首要以单体方式存在，其单体解离度为84.79％，与闪锌矿连生的矿藏首要有脉石、黄铁矿、黄铜矿，其占有率别离为3.43％、3.17％和2.33％，别的还有1.68％的闪锌矿与多种矿藏连生。 二、选矿实验研讨 该化尾渣是金矿经化浸出后的尾渣，在化浸出过程中，各种金属硫化物遭到根CN-的效果和长期的拌和效果，其可浮性大大下降，相比较而言，方铅矿遭到的影响小些。因而铅锌混选时，应使用铅锌矿藏可浮性的差异，选用异步混选工艺流程，即分两步粗选，第一步以选铅为主，第二步以选锌为主；将本来的工艺流程改为两次粗选、两次扫选、三次精选，既能够少用浮选药剂，又能使铅锌矿藏得到较充沛的收回。 （一）粗选I的工艺实验 1、调整剂YO用量实验 化尾渣进人浮选前，尽管经过了过滤，但化渣中，特别是矿藏表面依然残存有根CN-，它们的存在对硫化物浮选很有害，为此参加调整剂YO以消除CN-的影响。其实验流程如图1，实验成果见图2。由图2实验成果能够看出，随YO用量的添加粗精矿中铅、锌收回率也在添加。在YO用量大于1500g/t时，铅、锌收回率改变不大。归纳考虑，断定粗选IYO用量1500g/t为宜。 2、石灰用量实验 铅、锌浮选需求适合的pH值，通常用石灰调整矿浆pH值，并按捺黄铁矿。其用量实验流程如图1，粗精矿实验成果见图3。由图3实验成果能够看出，石灰用量以700g/t为宜。3、捕收剂品种实验 粗选I以选铅为主，选铅捕收剂有多种。常用的有乙硫氮、黑药、丁基黄药等，实验流程如图l，实验成果见表5。由表5实验成果能够看出，丁基黄药对铅、锌矿藏的捕收力优于其它四种捕收剂。而黑药对铅的选择性较好。归纳考虑铅、锌目标，选用丁基黄药与黑药联合作为铅、锌混选的捕收剂。 4、丁基黄药用量实验 经过捕收剂品种比照实验成果，选定以丁基黄药为主作为粗选I的捕收剂并配以适量的黑药（20g/t）。丁基黄药用量实验成果见图4。由图4实验成果能够看出，一起归纳考虑铅、锌浮选目标，选用丁基黄药用量为30g/t为宜。 （二）粗选Ⅱ条件实验 粗选II是以选锌为主的作业，由于闪锌矿在金精矿化浸出过程中遭到根CN-的效果，部分闪锌矿的可浮性遭到CN-的激烈按捺，在第1段浮选中没有上浮，为了康复闪锌矿的可浮性还必须先消除CN-的影响，其次还要添加活化剂，以及适合的矿浆pH值。 1、调整剂YO用量实验 粗选I实验成果标明，YO是能有用消除矿浆中剩下CN-效果的药剂。为了使难浮闪锌矿进一步上浮，粗选II仍需添加YO。以粗选I粗精矿作为给矿进行粗选II YO用量实验，实验流程如图5，实验成果见图6。由图6实验成果能够看出，随YO用量的添加，粗精矿中铅、锌档次与作业收回率均在添加，其用量在500-700g/t为宜。 2、石灰用量实验 以石灰作为pH调整剂，石灰用量实验流程如图5，实验成果见图7。由图7实验成果能够看出，在石灰用量为1000g/t时，铅、锌浮选目标最好，因而断定粗选II石灰用量为1000g/t。3、硫酸铜用量实验  硫酸铜是闪锌矿的通用活化剂，硫酸铜用量实验成果见图8。由图8实验成果能够看出，硫酸铜用量以1200g/t为宜。 4、粗选II丁基黄药用量实验 粗选II是以选锌为主，捕收剂首要是丁基黄药，并配以少数的黑药（20g/t），以进一步收回其间的铅。丁基黄药用量实验流程如图5，实验成果见图9。由实验成果能够看出，丁基黄药用量以80g/t为宜。三、闭路实验 在优化实验条件的基础上进行浮选闭路实验，实验流程图10，实验成果见表6。由表6闭路实验成果能够看出，选用异步混选经两次粗选、两次扫选、三次精选的工艺流程，终究取得铅锌混合精矿（铅+锌）档次52.56％，其间铅20.89％，锌31.67％；铅收回率85.15％，锌收回率97.51％。四、定论 （一）化尾渣中金属矿藏首要有黄铁矿、闪锌矿、方铅矿，其次为褐铁矿、黄铜矿、锌砷黝铜矿，还有少数锰钛铁矿、赤铁矿及微量铜蓝等；脉石矿藏首要有石英，其次为长石、云母、黏土矿藏、硅酸盐矿藏、绿泥石等，还有少数闪石、碳质物、磷灰石、金红石等。 （二）化尾渣中矿藏粒度较细，-30μm粒级到达77.07％；矿藏呈现严峻过磨，矿浆中很多的泥质脉石矿藏和残留的，会恶化浮选，终究影响铅、锌浮选目标。 （三）选矿实验研讨标明，以YO作活化调整剂，选用异步混选新工艺经两次粗选、两次扫选、三次精选的工艺流程，终究取得铅锌混合精矿（铅+锌）档次52.56％，铅、锌收回率别离为85.15％和97.51％，铅锌收回率得到大幅度的进步。 （四）新的药剂准则及工艺流程已应用到工业生产中，使选矿厂经济效益大幅度进步。 参考文献 [1]贺政.化尾渣锌浮选的研讨[J].矿冶，2002，11(3)：30-34．

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。

青岛黄金铅锌开发有限公司所处理的质料为某化厂提金后的尾渣，日处理量100 t，每天发生的废水300m3，产出的尾矿约50 t，从组成公司之日起，就致力于化尾渣归纳收回铅锌资源浮选进程清洁出产技能的研讨，该技能在工业出产上使用后，使选矿目标日趋安稳，而且选矿废水悉数回用，尾矿被用做制酸和做水泥的辅料，彻底处理了选矿出产对环境的污染，完成了化尾渣选矿进程的清洁出产，取得了明显的社会效益和经济效益。近年来，跟着上游厂商井下挖掘的不断加深，矿石性质的日益复杂化，使得在提金进程中的用量加大，公司出产的混合精矿产品中杂质离子的含量超支，对出产经营形成很大的影响，为彻底处理上述问题，对公司的出产技能进行优化很有必要。 一、矿浆预处理技能的提出 预处理的意图主要是处理矿泥、与过量的浮选药剂对铅锌浮选的影响。因为矿石泥化严峻，浮选药剂过剩，浓度过高，它不只是影响铅锌档次，一起也影响铅锌收回率。经过对矿浆的预处理，有用处理了过剩浮选药剂、矿泥、的影响，安稳了出产，进步了目标。 二、混合浮选 从化尾渣中收回铅锌的技能难度一向很大，尤其是CN－及其络合物，很多泥质脉石和超细粒方铅矿的影响。本研讨依据化尾渣中方铅矿，闪锌矿的浮选特色，以电化学为根底，合理有用操控浮选介质，优化矿藏的浮选特性，添加硫化矿藏的可浮性，然后完成从化尾渣中有用收回铅锌矿藏，取得了满意的效果。 三、出产实验 （一）矿浆预处理。在化尾渣中参加选矿回水，然后参加浓硫酸拌和5 min，待浓硫酸与矿浆反响冒完烟后参加活性炭脱药55 min，然后泵至浮选工段。 该阶段的工艺条件：①调浆浓度340%～38%；②浓硫酸用量5～6 kg/t；③活性炭用量0.5～0.6kg/t；④pH=5～6；⑤氧化脱药拌和时刻1h。 （二）混合浮选。将预处理好的矿浆泵入φ3m拌和缓冲槽，持续拌和30 min，自流人1#、2#加药槽，顺次参加硫酸铜、异戊基黄药+乙硫氮，充沛拌和后，矿浆进入浮选机组进行粗选，经粗选取得的粗精矿经过3次的精选，可得到合格的铅锌混合精矿，经粗选的尾矿经过3次扫选后，得到浮选的尾矿，尾矿即硫精矿，该阶段的工艺条件：①粗选，pH=5～6，硫酸铜用量0.5～0.8 kg/t，异戊基黄药用量0.4～0.5 kg/t，乙硫氮用量0.4～0.5 kg/t;②扫选，pH=6.0，硫酸铜用量0.1～0.2 kg/t，异戊基黄药用量0.04～0.05kg/t，乙硫氮用量0.04～0.05 kg/t。 （三）尾水回用。将铅锌混合精矿、硫精矿压滤后的滤液，稠密机的溢流水，车间内部冲刷水等选矿尾矿水悉数集中于尾矿水储存库。该库选用防渗处理，经过太阳曝晒和大气的效果，分化废水中的部分CN－、有机药剂后直接回用，取得了杰出的效果。 四、实验效果 （一）实验条件。实验条件见表1。 表1  实验条件         （二）实验成果。实验成果见表2。 表2  实验成果    %五、定论 （一）选用浓硫酸的强氧化效果和活性炭的吸附效果等矿浆预处理技能，在酸性介质下选用混合浮选工艺进步化尾渣中铅、锌矿藏资源的归纳利用率。 （二）矿浆预处理成功使用，铅锌混合精矿中二氧化硅的含量由本来的8.5%降至5.1%，满意了商场的需求，进步了公司的产品报价，添加了厂商的经济效益。 （三）选矿废水悉数回用，然后到达废水的零排放。 （四）终究的废渣可作为硫精矿外销，完成选矿尾矿归纳利用及尾矿零排放，然后完成了选矿进程的清洁出产，取得了明显的环境效益和经济效益，对国内外处理化尾渣收回有价金属具有十分重要的学习效果和推行价值。

摘要  介绍了对广东河台金矿金精矿化尾渣铜归纳收回所采纳的技能改造办法，以及改造后所取得的经济技能目标。    关键词  金精矿  化尾渣  浮选  归纳收回    1.导言    广东河台金矿原矿为贫硫化物糜棱岩型含金矿石，其有价元素首要为金、银、铜。选厂原规划选矿流程为单一浮选金铜工艺。为完成就地产金，1998年底又建成日处理100t的金精矿化厂，形成了浮选—金精矿化提金工艺流程。该流程因受原浮选工艺出产规模的约束，金精矿化工艺的供矿量仅达50t/d，别的化尾渣中的有价铜矿藏不能得到归纳收回。    浮选金精矿中所含矿藏首要是以黄铜矿为主的原生矿藏及次生硫化铜矿藏，两种铜矿藏对化浸出影响不大。为此，决议选用金精矿化尾渣浮铜工艺进行铜和剩下金银矿藏的归纳收回。    2.化尾渣的物质组成    2.1  原矿性质    该矿矿石为贫硫化物糜棱岩型含金矿石，矿石中金属矿藏含量较低。首要金属矿藏有黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、天然金，共含有少数的闪锌矿、方铅矿和毒砂。金属矿藏含量约占矿石矿藏含量的2.27%。脉石矿藏以石英、绢云母为主，其次为方解石、长石等。    2.2  化尾渣分析    因本次工艺研讨的首要对象是化尾渣，因而对其进行了多元素分析和首要收回意图矿藏铜矿藏的物相分析，成果别离见表1、表2。表1 化尾渣多元素分析成果表元素CuFeSAl2O3SiO2CPbZnAu（g/t）Ag（g/t）WB/%2.515.3613.484.4245.60.650.310.232.6830表2  化尾渣铜矿藏物相分析成果物相称号Cu/氧化铜Cu/次生硫化铜Cu/原生硫化铜全铜WB/%0.0090.0560.1760.241W相对B/%3.7323.2473.02100[next]     3   工艺出产实践研讨    经过对化尾渣的矿石性质分析及小型实验研讨，决议选用浮选工艺收回浸渣中的铜矿藏及剩下金银矿藏，为此对现场原出产工艺中影响渣浮选的首要问题进行了分析研讨并采纳了相应的改造办法。    原出产工艺中浮选精矿化要求的磨矿细度为-0.037mm占90%，在此粒度条件下咱们对铜矿藏的单体解离状况进行了测定，测定成果如表3.表3  铜矿藏单体解离度测定成果铜矿藏存在状况单体铜矿藏铜矿藏与脉石连生铜矿藏与黄铁矿连生铜矿藏与磁黄铁矿连生脉石包裹铜矿藏算计W相对B/%48.626.41.57.216.3100     从表3能够看出，浸渣中铜矿藏的单体解离度不高，仅为48.6%，这将影响浮选铜精矿的档次。为此，要到达在满意铜精矿档次的前提下，最大极限进步收回率的意图，出产中要求必须加强磨矿作业的办理。采纳的首要办法为：下降旋流器给矿浓度，安稳其给矿量和给矿浓度，增大旋流器的作业压力，进步旋流器的分级功率，从而在现有条件下使磨矿细度到达-0.037mm占95%以上。严格操控浮选作业条件，以完成在保证铜精矿档次的前提下取得较高的收回率。    河台金矿对环保要求较高。前段化工艺的出产尾液施行零排放，置换贫液悉数回来洗刷作业，而原规划的收回体系长时间搁置，因而洗刷后的稠密机底流根含量仍较高，一般可达2~6×10-6。如此高的根浓度将对铜矿藏发生较强的抑制效果。为此决议选用以下计划消除其影响，首要选用厢式压滤机对化尾渣进行压滤，使其滤饼含水量不高于15%，然后参加滑水调浆至浓度27.5%，这样可使浮选的矿浆中根浓度大幅度下降，消除根对选铜作业的影响。一起参加CS药剂一方面进一步消除剩余根的影响，另一方面活化次生铜矿藏及部分氧化矿藏和连生体矿藏，以完成最大极限进步浮选作业收回率的意图。    原浮选精矿中浮选药剂含量较高，在化浸出前没有经过脱药处理，虽经过磨矿分级及洗刷作业，但渣中残留的浮选药剂仍严峻影响下段铜矿藏的收回。在出产中发生很多的泡沫，至使呈现目标无法操控及浮选作业严峻跑槽等问题，给选铜工艺带来困难。经过厢式压滤机的过滤，可大大消除残留药剂的影响。经过对选铜新药剂品种和用量的調整，使铜精矿档次和收回率得到较好的操控。    出产中选用的厢式压滤机为接连排矿。跟着前面化作业的动摇，使其每次排矿量及排矿距离时间都无法固定，而选铜的浮选出产一般对工艺参数要求较提升，因而要求给矿量及给矿浓度相对安稳，为此在浮铜作业前设置三段拌和作业。一段为调浆作业，以保证矿浆浓度为27%；二段为缓冲作业，以保证前段压滤距离期间能有满足的储矿量；三段为给矿作业，保证给入浮选作业的矿量及浓度均匀接连。    4.改造后的工艺流程、设备及作业条件依据现场工艺研讨终究断定的渣选铜工艺流程所选首要设备为压滤设备： XAZ120m2箱式主动压滤机：1#拌和槽：ф2500 x 2500mm机械式拌和槽;2#拌和槽: ф  2500 x 2500mm冲1500 x 1500mm机械拌和槽;3#拌和槽:似500 x 2500mm机械拌和槽;粗选:SF一4m3浮选机2台(原有);一次精选:SF一4m3浮选机2台(原有);二次精选:SF一4m3浮选机1台(原有);二次扫选:SF一4m3浮选机1台(原有);[next]    渣浮选作业条件:处理矿量50t/d;磨矿细度:-320目占95%;滤饼含水:不大于17%;矿浆流量:117L/min;调浆浓度:27%;粗选加药:黄药80留t,2号油60g/t;一扫加药:黄药40 g/t,2号油30 g/t;二扫加药:黄药20 g/t,2号油20 g/t ; CS用量:200 g/t。    5 出产工艺目标及技能经济分析    5.1 出产工艺目标    经过4个月的出产运转，所取得的首要技能目标见表4.表4  化尾渣浮选工艺目标原矿累计铜档次/%尾矿累计铜档次/%精矿累计铜档次/%收回率/%4.140.5518.87/%     5.2  经济技能目标    1)产量核算。处理矿量按50t/d计，年作业天数按300d计，渣铜档次按4%计，归纳收回率按85%计，铜精矿档次按18%计，铜价格按其时价格11 500元/t计，年产含量铜510t，含量铜供应收入为586.5万元。    别的化验铜精矿中金档次为6岁t，精矿中金计价40元/g，则含量金供应总收人为68万元。年总收人为654.5万元。   (2)年总本钱核算。年总本钱包含出产本钱和供应本钱。其间，出产本钱包含电耗、药耗、人工及材料耗费，其年总额为65.02万元。供应本钱包含人工费、运费，年总额为85万元，两项算计总本钱为150.02万元。   (3)税金按供应收人的12%计，则总额为70.38万元(不包含含量金部分)。   (4)年供应铜精矿赢利为434.1万元。    6 结语    经过对广东高要河台金矿现场工艺和矿石物质组成的全面研讨，选用浮选工艺归纳收回金精矿化尾渣中的铜及剩金，对现场的工艺施行改造，使其渣收回铜浮选厂投产一次成功，完成了归纳收回的意图，给厂商带来较明显的经济效益。渣收回铜不管在技能和经济上都是合理可行的，因而，能够为相似矿石的尾矿收回供给很好的学习效果。

效果称号：黄金冶炼化尾渣提金及归纳使用请求单位：清华大学判定编号：鉴字[教SW2003]第008号判定日期：2003年09月07日学　　科：土建水效果简介：　　该技能在国内外未见报导，由金涌院士掌管的项目评价以为，该技能到达国际先进水平。由教育部掌管的项目判定以为，该项目工艺先进可行，立异显着，规模经济效益高。　　跟着金矿挖掘程度的加深，难选金矿的产值越来越大，使用传统的化法提金，会发生很多金含量高的黄金冶炼尾渣。在现有的现已揭露的技能或宣布的专利文献中，对难选金精矿或黄金冶炼尾渣，特别是含硫化物或砷化物较多的难选金精矿，可以工业化的技能一般选用焙烧法，此法能使金的收回率有所进步，也可以收回其间硫，但金的收回率进步的起伏有限，并且发生很多的污染废渣，砷也难处理。含硫铁矿较高的尾渣大多外卖到水泥厂，作水泥辅料，发生硫、砷和铅的污染。假如堆放在冶炼厂邻近，会发生自燃，也会发生煤烟污染，跟着天然雨水等进入地下水，引起环境恶化。为此研讨催化氧化法处理难选金精矿和尾渣：该办法选用催化剂，在常压下使用空气中的氧气氧化黄金冶炼化尾渣，以提取金属银、金属铜、铅的化合物、锌的化合物，制备铁系颜料等，一起提取黄金。处理后尾渣中包裹金的硫化物、砷化物被催化氧化，添加金与催化剂触摸的几率，进步金的收回率。一起，还可归纳收回银、铜、铅、砷等，使用其间的铁出产通明超细铁红，各种污染物质也一起变为无污染物质。　　催化氧化后的尾渣残有量20％左右，有的低于5％，并可以归纳使用，金、银、同铁盒铁的收回率到达99％。因而，该办法不光处理了含硫化物或砷化物较高的金精矿金收回率低的难题，还最大极限进步有价金属的收回率，处理了黄金冶炼尾渣堆放活处理难的问题。　　别的该技能的成功开发，有利于改善厂商落后的化提金工艺，进步科学技能水平，增强厂商在国际贸易中的竞争力，添加工作。　　该技能现已在蓬莱黄金冶炼厂施行，估计处理三万吨化尾渣，出资5000万元，厂商获效益3000万元。

富锰渣价格，上海有色网资讯：什么是富锰渣？你说的是工业冶炼方面的问题.就是冶炼后的废弃物,里面的锰含量很高.国家提倡要提高资源的利用率.可以将富锰渣里面的锰再提炼出来或者锰的化合物加以利用.富锰渣的用途只要有四个方面:1用作生产硅锰合金的原料 2 用作生产金属锰的原料 3 用作生产电炉锰铁和中低锰铁的配料 4 用作冶炼高炉锰铁的配料品名规格钢厂/产地出厂含税价（元/吨）涨跌备注相关资源富锰渣Mn30% Fe&lt;3.5%广西1450--查看富锰渣Mn33%广西1550--查看富锰渣Mn30%湖南1450--查看富锰渣Mn40-42% Fe&lt;2%P0.02Si20广西2000-2200<td nowrap="now

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

我国黑色岩系钒矿资源非常丰富，包括遍布全国多个省份的石煤型钒矿，这种钒大多没有独立矿物，多以吸附态或类质同相存在于其他矿物中；且含钒品位低，多在1%甚至更低。目前提钒工艺基本针对低品位的未经机械选矿富集的原矿石，将其全部进入化学法的焙烧或溶出过程，生产成本高，加之近年来钒价不稳，给钒业投资和生产造成很大困惑，因此进行此项工作对钒资源开发利用意义重大。     试验样品选自此类型的为湖北某地较大型钒矿石。     一、矿石性质     （一）原矿多元素分析     原矿多元素分析结果见表1。 表1  原矿多元素分析结果%元素V205TFeSi02A1203Na20MgOSPAsK20CaOTC质量分数0.952.1182.573.670.1131.090.0200.710.0381.540.8400.24     （二）矿物X-衍射半定量分析     矿样X－衍射半定量分析结果见表2。 表2  矿样X－衍射半定量分析结果%矿物石英磷灰石伊利石及含钒云母未检出含量91441     二、机械选矿理论分析     该矿石中含有4%的伊利石及含钒云母和91%的石英。     石英是由（SiO4）公四面体共用顶点连接而成的三维骨架，沿各个面的破裂均有可能但均较困难。     伊利石是云母类的风化产物，它们的结构单元属三层型，即由Si04四面体连接的硅一氧层(Si205）n2n-，这种层本身具有六方对称性，正离子A13+由于大小和Si4+相近，可以无序或有序地置换Si4+，将结构单元层之间双层胶合起来的是电价较小、半径较大的离子K+和Na+；层内Si-0键要比层间的结合力强得多，矿物破碎磨矿时主要沿(001)面层间断裂，而(110)和(010)面也是常见的断裂面。有资料报道，钒云母中钒取代位于云母结构层间的Al3+。     矿石在破、磨矿过程中，各矿物的结构必然会遭到破坏，并因此使其表面电性发生变化，对于石英和云母类矿物而言，在性质上的区别主要有两类，第一是矿物硬度，石英的莫氏硬度较大为7，云母类矿物为2～3；第二是矿物的表面性质；石英内部的键基本全是Si-0。而云母类矿物有Al-0和Si-0键，在此类矿物的层间由于Si4+被A13+或V3+取代，导致晶格中正电荷不足，在破碎磨矿解离后，表面应带有负电荷。对层内而言，现分析两种矿物的Al-0和Si-0的断裂以及对浮选可能造成的影响。Al-0和Si-0键均含有离子键和共价键的成分，离子键的成分越多，键的极性就越大，键就越容易破裂，矿物表面的性质发生变化，使矿物的可浮性改变，对于由A、B两原子形成的极性共价键中的离子键的成分，Pauling提出经验的估算公式：     离子型的数量=    式中Xa和Xb分别为A、B两原子的电负性，经查阅相关资料，0的电负性为3.44，A1的电负性为1.83，Si的电负性为1.54，由此可知Al-0离子键的成分多于Si-0，因此在机械加工过程中Al-0更易破裂。     综上所述，认为云母类矿物比石英的表面有更多的电荷，在矿浆中更易于药剂形成化学吸附，而石英的物理吸附更多一些，因为两种吸附的强度有较大的差异，从而使在适宜的药剂条件下，表面性质存在差异，使其分离成为可能。     三、试验结果及讨论     （一）分级试验     原矿中含有91%的石英，石英硬度较大，在破碎或磨矿过程中可能会与其他矿物形成粒度的差异，对－2mm原矿以及－74μm60%磨矿细度的产品用不同粒级的筛子进行筛分，-2mm原矿筛分结果见表3，磨矿后的产品筛分结果列于表4。 表3  -2mm原矿分级试验结果%粒级/μm产率V205含量分布率-2000+85042.050.6931.24-850+20025.640.7520.70-200+7411.030.9611.40-7421.281.6036.66合计100.00.93100.0 表4  磨矿至－74μm60%时分级试验结果%粒级/μm产率V205含量分布率+7440.920.5421.63-74+3814.110.679.25-3844.971.5769.12合计100.01.02100.0     由表4试验结果可知，不磨矿直接筛分难以达到抛尾的目的；但直接分级后，-74μm粒级钒品位有所富集，+74μm粒级产率接近80%，有抛尾的趋势。分析认为，由于石英硬度大，在破碎磨矿过程中它会在粗粒级富集，而矿石中有层状硅酸盐矿物云母等存在，这类矿物在磨矿过程中在不同的解理面的粒度不一致，因此仅靠分级实现抛尾局限性非常大。     （二）浮选试验     综上所述，矿石中的矿物存在表面性质的差异，采用浮选有可能进行分离，为此采用分段加药分段选别的流程进行浮选试验，试验结果见表5。 表5  单一浮选试验结果%产品名称产率V205含量回收率精矿163.001.1275.85精矿24.601.577.76精矿33.001.233.97精矿42.400.892.30精矿51.900.731.49尾矿25.100.328.63合计0.93100.0     由试验结果可知，浮选尾矿V205含量0.32%，具有一定的分离效果，但产率仅为25.10%，分析原因为因矿石中含有易泥化的云母类矿物。由表4筛析结果可知，-38μm产率达44.97%，且含钒品位高，是浮选的目的矿物，因上浮量大粒度又细，会夹杂部分非目的矿物上浮，造成精矿产率大和品位低的结果。因此，单一浮选抛尾方案也不适宜，必须考虑与其他工艺联合进行抛尾。     （三）联合流程试验     前文中提到该矿石靠分级实现抛尾的局限性非常大，而片状解离矿物在重选过程中会随轻矿物走，采用螺旋选矿机这类设备，能将磨矿中细粒矿物、轻矿物和片状矿物集中在一年产品中，当与浮选联合时，也将对浮选有干扰的矿泥富集于此矿物中，有降低浮选药剂用量的优点。因此认为经过螺旋选矿将干扰的矿泥提前选走，会使浮选效果得以改善。     考虑到矿石性质的特点，以及分级试验和浮选试验的结果，选择“分级-浮选”联合流程、“螺旋选矿-浮选”联合流程、“分级-螺旋选矿-浮选”联合流程进行试验。试验中有分级作业的流程是直接对－2mm原矿，用74μm筛进行分级，+74μm品进行磨矿，磨矿细度为-74μm60%，螺旋选矿一浮选联合流程试验直接对－2mm原矿进行磨矿，磨矿细度为－74μm70%，试验结果见表6。 表6  联合流程试验结果%试验流程产品名称产率V205含量回收率分级－浮选 联合流程-74μm产品26.501.6945.94浮选精矿25.651.0126.57尾矿47.850.5627.49合计100.00.97100.0螺旋选矿－浮选 联合流程螺旋精矿32.791.6055.56浮选精矿14.811.3120.58尾矿52.400.4323.86合计100.00.94100.0分级－螺旋选矿－浮选 联合流程-74μm产品26.501.6945.68螺旋精矿22.101.2027.05浮选精矿5.651.096.28尾矿45.750.4520.99合计100.00.98100.0     三种流程相比较，分级-浮选联合流程尾矿钒品位偏高，不宜采用；分级-螺旋选矿-浮选联合流程与螺旋选矿-浮选联合流程工艺较复杂，指标相近。因此，确定采用“螺旋选矿-浮选”联合流程进行抛尾。     （四）综合条件试验     按“螺旋选矿-浮选”联合流程进行抛尾试验，并生产化学提钒的原料，试验结果见表7。 表7  螺旋选矿机重选-浮选流程物料富集结果%产品名称产率V205含量回收率螺旋精矿25.951.7950.14浮选精矿27.081.1934.90总精矿53.031.4985.04尾矿46.970.3014.96合计100.00.93100.0     由试验结果可知，螺旋选矿-浮选流程可抛弃产率46.97%、品位0.30%、金属损失率14.96%的尾矿，使进入化学提取的钒品位提高到1.49%，增加的选矿成本每吨原矿不超过20元。     （五）化学提钒试验     因考虑浮选药剂可能对化学提钒影响，对原矿直接提钒和富集精矿提钒进行对比试验。试验结果见表8和9。     试验结果表明，浮选药剂的添加对提钒指标基本没有影响。由此得出经机械选矿后的物料进入化学提钒可明显降低生产成本。 表8  原矿直接提钒试验结果%表9  富集物料的提钒试验结果%    四、结论     （一）通过对石英和云母类层状硅酸盐矿物的矿物性质和晶体结构的分析以及Al-0和Si-0键中更易造成表面性质改变的离子键成分的计算认为，云母类矿物与石英相比有硬度和表面性质两项差异可导致在机械选矿中使其分离。     （二）通过原矿直接分级，单一浮选以及联合流程的对比试验数据和矿石特性分析得出，重选一浮选联合流程较适合该矿石抛尾，工艺经优化后可抛弃产率46.97%、品位0.30%、金属损失率14.96%的尾矿，使进入化学提钒的品位提高到1.49%。     （三）经机械选矿富集的物料与原矿直接化学提钒相比，试验指标接近，表明选矿药剂对化学提钒的影响很小；且抛弃接近50%的尾矿，使进人化学提钒的矿量减少一半，入炉钒品位提高，选矿工艺简单易行，可显著降低提钒生产成本。

传统的提金办法为化法，每年发生很多的黄金冶炼化尾渣，并且跟着金矿挖掘程度的加深，难选金矿的产值越来越大。为了进步金的提取率和下降黄金冶炼化尾渣对环境污染，使用催化氧化法处理难选金矿和化尾渣，可将这些矿藏中中包裹金的硫化物、砷化物催化氧化掉，添加金与浸出剂的触摸时机，然后可进步金的回收率。一起还可归纳回收银、铜、铅等有价元素，并可使用其间很多的铁，出产超细的回收率。一起还可归纳回收银、铜、铅等有价元素，并可使用其间很多的铁，出产超细通明的铁系颜料等。

化尾渣是选金厂商选用化法提金工艺发作的含酸性、碱性、毒性、放射性或重金属成分的废渣，一起还常常含有必定量的有色金属和非金属矿，具有潜在的使用价值，可进一步收回使用。但是，目前国内大部分黄金厂商发作的化尾渣都没有得到充沛使用，据不彻底统计，我国黄金矿山的尾矿排放量达2000多万t，这些尾渣一般只通过简略的填埋堆积，对环境形成潜在的影响和损害。如能将这些尾渣作为二次资源收回使用，能够给厂商和社会带来巨大的经济效益和环境效益。     一般情况下，金精矿通过前期化浸出，大部分易浸金已得到收回，但化尾渣金的品尝有的高达3～4g/t，且大部分金以微细粒金的方法包裹于硫铁矿傍边，就算通过进一步细磨，通过惯例化，金的浸出率依然不高。是一种强氧化剂，它能够加速浸出速度，进步浸出率。本文使用作为氧化剂，在酸性条件下对化尾渣的氧化预处理进行了研讨。     一、实验质料与实验办法     （一）试样性质    所用矿样为河南三门峡华夏黄金冶炼厂供给的高硫高砷难选冶金精矿化尾渣；物相组成如图1所示。尾渣中金属矿藏首要是黄铁矿，脉石矿藏首要以石英为主，其次还有少数金云母和地开石。矿样又经JSM－5600扫描电镜及Link能谱仪进行二次电子图画分析，发现在Fe和S的密布散布区，Au有显着的密布散布，阐明金首要以微细颗粒散布于黄铁矿中，黄铁矿是金的首要载体。     化尾渣的首要元素组成由X射线荧光法测得，如表1所示。 表1  化尾渣的元素组成（质量分数）/%Au1)Ag1)CuFePbS2.2140.43.8422.913.8425.14     1)单位为g/t。     （二）实验办法     实验所用尾渣通过化后粒度现已很小，绝大部分可过300目（50μm）筛，无须再次破碎细磨，只须烘干后待用。将计量粉末参加必定量水中，配成溶液，再加以计量的浓硫酸，拌和均匀后倒入 500mL三颈瓶中，将反响器置于带有拌和设备的恒温油浴加热器中，选用磁力加热拌和的方法完成反响进程中的恒温与拌和。待加热到指定温度以下20℃左右时，缓慢参加矿粉，进行反响，反响一段时间后降温过滤得到残渣和滤液。     化学氧化预处理能够打破硫化矿藏对金的包裹，使包裹金的金属矿藏质氧化溶解于溶液中，然后使金变得易浸，且到达了富集的作用。本实验以铁的浸出率以及矿样的失重率这两个目标作为预处理作用的点评目标。矿样失重率、铁的浸出率越高，预处理作用越好，后续化作用也好。溶液中的铁的含量由EDTA络合滴定法测定，残渣经烘干后称重。     失重率X(WL)和铁的浸出率E(Fe)别离选用式(1)和式(2)核算：         (1)                             (2)     （三）反响原理     在酸性条件下具有强氧化性，其强氧化才能能够氧化各种金属和硫化物。酸性条件下的复原产品一般为安稳的Mn2+， （Mn04-/Mn2+）=1.51V，高于黄铁矿的氧化复原电位，理论上能够氧化黄铁矿，打破黄铁矿对金的包裹。或许发作的氧化复原反响方程式为：     16H++6Mn04-+2FeS2→2Fe3++4S042-+6Mn2++8H20    （3）     24H++3MnO4-+5FeS2→5Fe3++lOS+3Mn2++12H20     （4）     溶液在与矿样反响进程中会不断生成二价锰离子，酸度不行的情况下，生成的二价锰离子或许会与发作归一反响，生成副产品二氧化锰。     2Mn04-3Mn2++40H-→5Mn02+2H20    （5）     二氧化锰的生成对反响是晦气的，它不只耗费了，并且会包裹于矿样表面，阻止了对矿样的进一步氧化，因而该反响进程应该坚持满足的酸度。     二、实验成果与评论     （一）固液比对预处理作用的影响     反响时间5h，拌和速率700r/min，用量70g/L，反响温度80℃，硫酸初始浓度1.3mol/L，固液比对矿样失重率及铁的浸出率影响如图2所示。     由图2能够看出，固液比对预处理的作用有较大的影响，跟着固液比的减小，铁的浸出率逐步增大，失重率的改变与浸出率坚持相同的趋势，当固液比小于1︰20时，铁浸出率简直不再改变，维持在88%左右，而矿样失重率反而大幅下降。跟着固液比的减小，矿样浓度减小，矿样在溶液中的涣散程度较好，与能够愈加充沛的反响，因而使铁的浸出率逐步增大，当固液比减小到必定程度后，过量，反响中生成的二价锰会部分与反响生成固体沉积二氧化锰，使矿样的失重率反而下降。当固液比为1︰20时，预处理作用最好，后边的实验中均固定固液比为1︰20。    （二）用量对预处理作用的影响    反响时间5h，拌和速率700r/min，固液比1︰20，反响温度80℃，硫酸初始浓度1.3 mol/L，用量对矿样失重率及铁的浸出率影响如图3所示。     如图3所示，跟着用量的添加，铁浸出率与矿样失重率的改变坚持相同的趋势，在用量从45g/L到75g/L的进程中，铁的浸出率和矿样失重率均逐步进步，当用量到达75g/L时，预处理作用到达最好，铁的浸出率为92.11%，失重率也到达47.6%。进一步添加用量，铁浸出率和矿样失重率反而下降，这是由于过量生成副产品二氧化锰的原因，该副产品的生成直接形成失重率的下降，并且包裹于矿样表面，影响对黄铁矿氧化，下降了处理作用。因而，本实验最佳用量为75g/L。     （三）反响时间对预处理作用的影响     用量75g/L，拌和速率700r/min，固液比1︰20，反响温度80℃，硫酸初始浓度1.3mol/L，反响时间对铁的浸出率影响如图4所示。    图4标明，跟着反响时间的添加，铁浸出率也跟着递加。在1～4h内，反响浸出率添加较快；当反响进行到4～6h时，反响浸出率添加较慢；而当反响进行到5h今后，浸出率根本不再改变，铁浸出率终究为92.56%，反响近乎彻底，可见在该条件下，反响时间宜控制在5h，以下实验反响均控制在5h。     （四）反响温度对预处理作用的影响    反响时间5h，拌和速率700r/min，固液比1︰20，用量75g/L，硫酸初始浓度1.3mol/L，反响温度对矿样失重率及铁的浸出率影响如图5所示。     由图5可见，跟着反响温度的添加，铁浸出率与矿样失重率的改变坚持相同的趋势，反响温度对预处理作用有很大的影响，升高温度能够显着改进预处理的作用。当温度从60℃添加到80℃时，铁浸出率和矿样失重率逐步增高，尤其在70℃到80℃之间，反响速率显着添加，铁的浸出率由70.73%敏捷添加到92.11%；当温度从80℃添加到100℃时，浸出率和失重率略有下降，或许是高温下有所分化，贱价态的锰按捺了反响活性所造成的。调查整个实验进程发现，温度越高，矿浆进入泥化的状况就越早，反响越充沛，阐明升高温度能够进步整个反响的反响活性，加速反响速率。为了避免过多的能耗，断定适宜的反响温度为80℃。     （五）硫酸初始浓度对预处理作用的影响    反响时间5h，拌和速率700r/min，固液比1︰20，用量75g/L，反响温度80℃，硫酸初始浓度对矿样失重率及铁的浸出率影响如图6所示。     由图6能够看出，跟着硫酸初始浓度的添加，铁浸出率逐步增大，当浓度由0.4mol/L增至1.0mol/L时，铁的浸出率添加较快，尔后再添加初始硫酸浓度，对铁的浸出率影响不大，铁浸出率添加趋于平稳。一起，实验中发现，跟着硫酸初始浓度的增大，氧化渣的质量顺次下降，但当初始浓度为0.4mol/L和0.8mol/L时，氧化渣与原矿比较质量反而添加，没有到达富集金的作用，这是由于溶液酸度过低，反响进程中生成的二价锰离子与发作归一反响，发作很多不易溶解的二氧化锰沉积，包裹于矿样表面，阻止反响的进行。本实验最佳硫酸初始浓度为1.3mol/L。     三、最佳预处理条件下的实验     通过一系列实验，断定了化尾渣的最佳预处理条件为：反响时间5h，拌和速率700r/min，固液比1︰20，用量75g/L，反响温度80℃，硫酸初始浓度1.3mol/L。在此条件下铁浸出率和矿样失重率别离到达92.82%和47.94%，预处理作用较抱负，实验成果见表2。 表2  最佳条件下的浸出实验成果实验序号铁浸出率/%失重率/%1 2 均匀92.11 93.52 92.8247.60 48.27 47.94     使用X射线衍射仪对最佳条件下的氧化渣进行矿藏物相分析，见图7。比照图1和图7能够看出，通过预处理后，矿样中的黄铁矿在X射线衍射图中简直检测不出，标明尾渣中元素铁有用浸出到溶液中，然后打破了载金矿藏对金的包裹，为后续化打下了根底。     尾渣中铁的含量较高，反响液中有很多的铁离子存在，是能够使用的二次资源。本课题组使用化尾渣预处理，后得到的反响液，开宣布一套新的工艺，将反响液中的铁离子收回使用，制备出高性能的铁系颜料纳米氧化铁红，不只有用避免了废液对环境的污染，并且给厂商带来了巨大的经济效益。    四、定论     （一）实验所用化尾渣的首要矿藏成分为黄铁矿，金以微细粒的方法包裹于黄铁矿中，是一种有用的氧化剂，能够打破黄铁矿对金的包裹。     （二）固液比、用量、反响时间、反响温度，硫酸初始浓度对化尾渣的预处理作用均有必定的影响。在所研讨的实验条件下，最佳反响条件为：固液比1︰20，用量75g/L，反响时间5h，反响温度80℃，硫酸初始浓度1.3mol/L，对应的铁浸出率及矿样失重率别离为92.82%和47.94%，预处理作用较好。     （三）操作中应留意的投加量，确保不过量，不然易发作副产品二氧化锰，影响化尾渣的预处理作用。

欧洲钒铝合金 价格 依然坚挺尽管目前欧洲钒铁 市场 上进展缓慢，但是业内人士表示很难从贸易商手里拿到整箱货，并且这种情况已经持续了几星期。他们准备采购3吨的钒铁，收到的报价在30.00美元公斤钒，但是最终的成交价在29.30美元公斤钒。目前钒铁的鹿特丹仓交完税报价29.20-30.00美元/公斤钒。尽管目前欧洲钒铁 市场 上进展缓慢，但是业内人士表示很难从贸易商手里拿到整箱货，并且这种情况已经持续了几星期。一欧洲贸易商表示目前钒铁 市场 询盘增多。目前的 价格 上涨主要是由于贸易商之间的 交易 增多，终端消费者成交很少。他们准备采购3吨的钒铁，收到的报价在30.00美元/公斤钒，但是最终的成交价在29.30美元/公斤钒。 相比而言，五氧化二钒 市场 波动不大， 价格 持稳在6.00-6.50美元磅。&ldquo;目前 市场 前景还是不明了，但是我认为不会有低于29.00美元/公斤钒的报价，&rdquo;该消息人士说。 另一欧洲贸易商目前钒铁的完税报价在29.75美元公斤钒。另一欧洲贸易商目前钒铁的完税报价在29.75美元/公斤钒。但是目前很难以更低的 价格 拿到货，因为随着询盘的增多，贸易商都在等待 价格 的继续上涨。尽管到目前为止，该贸易商没有收到任何询盘，但是他们对 市场 仍旧很有信心，并且没有销售压力。 一欧洲贸易商表示目前钒铁 市场 询盘增多。&ldquo;我们正密切关注 市场 ，&rdquo;该消息人士说。 相比而言，五氧化二钒 市场 波动不大， 价格 持稳在6.00-6.50美元磅。相比而言，五氧化二钒 市场 波动不大， 价格 持稳在6.00-6.50美元/磅。目前钒铁的鹿特丹仓交完税报价29.20-30.00美元公斤钒。但是目前很难以更低的 价格 拿到货，因为随着询盘的增多，贸易商都在等待 价格 的继续上涨。他们准备采购3吨的钒铁，收到的报价在30.00美元公斤钒，但是最终的成交价在29.30美元公斤钒。至于钒铁 市场走势 ，一业内人士认为主流 价格 将在29.70美元/公斤钒，因为目前需求不是很强劲，但是最低的 价格 不会低于29.00美元/公斤钒。目前的 价格 上涨主要是由于贸易商之间的 交易 增多，终端消费者成交很少。他们准备采购3吨的钒铁，收到的报价在30.00美元公斤钒，但是最终的成交价在29.30美元公斤钒。尽管钒铝合金 价格 依然坚挺，但 市场 需求并不旺盛。&nbsp;

一、难选金矿和化尾渣提金及归纳使用：    1、该技能在国内外还未见报导，通过教育部判定以为该项目到达国际先进水平（鉴字[教SW2003]第008）。为了进步金的提取率和下降黄金冶炼化尾渣对环境污染，使用催化氧化法处理难选金矿和化尾渣，可将这些矿藏中包裹金的硫化物、砷化物催化氧化掉，添加金与浸出剂的触摸时机，然后可进步金的收回率。一起归纳收回银、铜、铅等有价元素，并可使用其间很多的铁，出产超细通明的铁系颜料等。该项目已通过教育部判定，申请和同意两项专利：CN1351963“一种以化提金废渣制备铁红的工艺办法”；CN1352310“一种以化提金废渣再提金工艺办法。    2、难选金矿和黄金冶炼化尾渣通过催化氧化后的尾渣仅占原矿的20%左右（由原矿的性质决议），金、银、铜、铁等元素的提取率到达99%以上，故此法处理了含硫化铁或砷较多的金精矿收回率较低的难题，最大极限地收回使用了其间的有价元素，还处理了黄金冶炼职业尾渣堆积带来的环境污染问题，具有显着的社会效益。    3、处理金精矿或尾渣5万吨，出资7000万元，厂商可获归纳效益3000-7000万元以上。    4、该技能现已进行了小试和中试，能够建厂。    5、因为矿产资源千差万别，先做可行性陈述，再做技能转让。二、电子废物的归纳使用：    1、跟着中国经济迅猛发展，人民生活水平的大幅度进步，电子电器的拥有量和抛弃量越来越大。自2003年起，我国每年至少有500万台电脑、上千万部手机（手机和电脑共100万吨以上）、500万台电视机、400万台冰箱和600万台洗衣机要作废。可是因为现在没有有体系完善的收回处置办法和有用的监管办法，废旧电子电器带来的污染问题日益突出。电子抛弃物中含有铅、砷、镉、铬、氟、等污染物质，还含有金、铜、锡、钽、铌等宝贵金属。不规范的处理处置办法现已造成了严峻的环境污染。因此，科学地处理电子抛弃物其经济价值和环保含义非常严重。事实证明，从１吨电子板卡中(手机和电脑)，能够别离出130公斤铜、0.45公斤黄金、20公斤锡，仅别离得到的黄金价值就达数千美元。      2、各种金属的提取率达99%，有机物使用率100%，资源使用率90%，消除铅等元素的污染。    3、据课题组开始研讨，处理电子抛弃物能够获得必定的经济效益。依照每年处理电子抛弃物5万吨(电路板、外壳等), 总出资估量8000万元。均匀每吨电子抛弃物含金100克，1克黄金市售95元（含金量99.99），处理每吨电子抛弃物包含废物物理分选、化学氧化处理、贵金属别离和有害元素的无害化处理费用大约5000元，电子抛弃物搜集费用1000元，其它费用405元。黄金提取率99%，则供应收入9405元，故处理1吨电子抛弃物可获毛利3000元。别的，铜、铁、钽、铌、银等金属也能够获得必定的赢利，估量大规模处理电子抛弃物后经济效益还会进步。    4、小试现已完结，合作开发。

由于金的特殊作用，从选金属尾矿中再选金遭到较多正视。实践证明，由于曩昔的采金及选冶技术落后，致使相等一部分金、银等有价元素丢掉在尾矿中了。占有关材料报导，我国每出产1t黄金，大约要耗费2t的金储量，收回率只要50%左右，也就是说，大约还有一半的金储量留在尾矿、矿渣中。国外的实践标明，金属矿中有50%左右的金都是能够再收回的。 在我国20世纪70年代前建成的黄金出产矿山，选矿厂大多选用浮选、重选、混、混+浮选或重选+浮选等传统工艺，技术装备水平低，出产目标差，金的收回率低。尾矿中金的档次大都在1g/t以上，有些矿山乃至到达2～3g/t;少数矿石物质组分较杂乱的矿山或高档次矿山，尾矿中的金档次达3g/t以上。跟着近年来选冶技术水平的前进，特别是在国内引入并推行了全泥化炭浆提金出产工艺后，这部分老尾矿再次成为黄金矿山的重要资源。选矿本钱如按照全泥化炭浆出产工艺核算，在尾矿运送距离小于1km的前提下，一般盈亏平衡点档次为0.8g/t。因此尾矿金档次大于0.8g/t者，均可再次收回。一起，金尾矿中的伴生组分，如铅、锌、铜、硫等的收回也应得到正视。 一、从金矿尾矿中收回铁 (一)磁-重联合收回工艺 陕南月河横贯健康、汉阴两市县，沿河有五里、健康、恒口、汉阴4座砂金矿山，9条采金船，3个岸上选厂。月河砂金矿经采金船和岸上选厂处理后所得尾矿有21种矿藏，矿藏以强磁性矿藏为主，弱磁性矿藏为辅，搀杂有微量的非磁性矿藏，现在可运用的只要4种：磁铁矿(42%)、赤铁矿(18%)、钛铁矿(18%)、石榴石(17%)、其间石榴石以铁铝石榴石为主。以磁铁矿为主的铁精矿作为强磁性矿藏，在砂金尾矿中含量最多，一般为60%，小于1mm粒级中含量达90%以上。 考虑到选厂尾矿中的粉尘已被重选(砂金矿山均选用重选法)介质——水浸洗过，故可选用干式分选工艺分选铁精矿，既可简化工艺设备，又可削减脱水、浓缩和过滤功课，削减占地面积和选矿用水。 健康金矿依据选厂尾矿特性，经过实践，选用Φ600×600(214.97kA/m)永磁单辊干选机和CGR-54型(1592.36kA/m)水磁对辊强磁干选机依次从尾矿平分选磁铁矿、赤铁矿(合称铁精矿)及钛铁矿与石榴石连生体的两段干式磁选工艺，在流程末还添加了两台XZY2100×1050型摇床，用来分选泥砂废石中的金。运用该工艺，健康金矿每年可从选厂尾矿中取得铁精矿1700t，收回砂金2.187kg，铁精矿以保守价136元/t、黄金以96元/g核算，年共创产值44.12万元。 陕南恒口金矿选用单一的Φ600×600mm(87.58kA/m)永磁单辊干选机从选厂尾矿平分选铁精矿，精矿产率达31.2%，选得铁精矿的档次为65%～68%，从尾矿中可产铁精矿1100t/a，凭借摇床从中可选砂金1.5309kg，共创产值近30万元。 (二)磁选-焙烧-磁选收回工艺 汉阴金矿按照尾矿性质，挑选了场强为135.35kA/m的湿式磁选机从尾矿平分 选铁精矿，分选铁精矿后的尾矿在选用焙烧-磁选的工艺分选出钛铁矿和石榴石2。据开端预算，可年产钛铁矿360t、石榴石468t和选铁时末选净的磁铁矿216t，从平分选细金屑1.218kg，共创产值可达 170万元。 二、用炭浆法从金尾矿中收回金银 银洞坡金矿于1981年建成投产了100t/d的选矿厂，1985年今后选矿工艺为炭浆工艺，出产才能前进到250t/d。在1992年新尾矿库建厂之前，老尾矿库堆存了达90万t左右含金较高的可回扫尾矿资源，含金量约1665kg，含银25t。 选矿厂于1996年开端运用原有的250t/d的炭浆厂进行处理尾矿的工业实践，选用全泥化炭浆提金工艺收回老尾矿中的金、银。出产工艺流程为：为尾矿的挖掘运用一艘250t/d出产才能的简易链斗式采矿船，尾矿在船上调浆后由砂泵运送到250t/d炭浆厂，给入Φ1500mm×3000mm球磨机和螺旋分级机组成一段闭路磨矿。溢流给入Φ250mm旋流器，该旋流器与2号(Φ1500mm×3000mm)球磨机构成二段闭路磨矿，其分级溢流给入Φ18m浓缩池，经浓缩后浸出吸附，在浸出吸附过程中，为了扩展处理才能，更进一步前进目标，用负氧机替代真空泵供养，选用边浸边吸工艺，产出的载金炭，送解吸电解后，产制品金。 经由工业出产实践，首要目标到达了比较满意的成果。出产才能为250t/d以上，尾矿浓度为20%左右，细度为-0.074mm占55%左右，双螺旋分级机溢流为-0.074mm占75%，旋流器分级溢流-0.074mm占93%，浸出浓度为38%～40%，浸出时刻为32h以上，氧化钙用量3000g/t，用量1000g/t，五段吸附均匀底炭密度为10g/L。各首要目标如下：浸原档次：金2.83g/t、银39g/t，金浸出率为86.5%，银浸出率为48%，金选冶总收回率为80.4%，银选冶总收回率为38.2%。 据老尾矿库尾矿资源的开端勘测，含金档次大于2.5g/t的尾矿约38万t，可供 炭浆厂出产4～5年，按工业出产实践推，则可从尾矿中收回金760kg，银5t，创产值7000多万元。一起指出，由于处理尾矿的自接本钱较低，因此处理大于1g/t的尾砂也稍有盈余，，它不只添加了黄金产值，也可下降厂商的出产费用，因此处理1g/t以上的尾矿也是有利的。 三、从金尾矿中收回硫 山东省七宝山金矿矿石类型为金铜硫共生矿，金属硫化物以黄铁矿为主，还有少数黄铜矿、斑铜矿，含金矿藏首要有天然金、少数银金矿;金属氧化物以镜铁矿、菱铁矿为主，脉石矿藏首要有石英、绢云母等。选别工艺流程选用一段磨矿、优先浮选流程，一次取得金铜精矿产品。1995年以来，从选金尾矿中收回硫精矿，开端选用硫酸活化法收回硫，但由于本钱太高，于1996年下半年选用了旋流器预处理工艺，使选硫功课本钱下降了45%，取得了很好的作用。 对优先浮选的尾矿进行分析发现。矿浆不只pH值高，并且含有许多细微的石灰颗粒，一起由于矿石中黄铁矿的分布粒度粗，密度比脉石矿藏大，因此选用旋流器对选金尾矿矿浆进行浓缩脱泥，丢掉细泥部分，沉砂加水拌和擦拭能够康复黄铁矿的可浮性，经过下一步的浮选功课，取得硫精矿。Φ350mm旋流器安装在拌和槽上方，沉砂进入拌和槽，一起补加清水，选硫浮选中选用一次粗选、一次扫选流程，加黄药60g/t、松醇油40g/t。 工艺不运用硫酸，使选硫精矿本钱下降，取得的硫精矿档次达37.6%，收回率82.46%，且精矿含泥少，易沉积脱水，可年添加效益约120万元。 四、金尾矿堆浸 三门峡市安底金矿对混-浮选尾矿进行小型堆浸实验，共堆浸1640t尾矿，尾矿含金档次为4～5g/t，堆浸后取得了终极尾渣含金档次0.7g/t，浸出率80.56%，炭吸附率99.30%，解吸率99.30%，总收回率为79.44%的技术目标。 五、国外从尾矿中收回金 南非是世界上最大的黄金出产国，也是最早开端大规模地从尾矿中收回金的国家。在南非估量有34亿t含金档次在0.2～2g/t的金矿尾矿，一起每年还产出约8000万t的尾矿，现在南非的19个浮选厂中有12个处理尾矿，其间6个处理收回老尾矿，6个处理出产过程中的尾矿，从中收回金。南非于1985年建成了世界上最大的尾矿再处理工程(Anglo-American公司的Ergo尾矿处理厂)，每月能处理200万t尾矿。

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。

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

因为金的特殊作用，从选金属尾矿中再选金遭到较多注重。实践证明，因为曩昔的采金及选冶技术落后，致使适当一部分金、银等有价元素丢掉在尾矿中了。 据有关材料报导，我国每出产1t黄金，大约要耗费2t的金储量，收回率只要50%左右，也就是说，大约还有一半的金储量留在尾矿、矿渣中。国外的实践标明，金属矿中有50%左右的金都是能够再收回的。在我国20世纪70年代前建成的黄金出产矿山，选矿厂大多选用浮选、重选、混、混+浮选或重选+浮选等传统工艺，技术装备水平低，出产目标差，金的收回率低。尾矿中金的档次大都在1g/t以上，有些矿山乃至到达2～3g/t;少数矿石物质组分较杂乱的矿山或高档次矿山，尾矿中的金档次达3g/t以上。跟着近年来选冶技术水平的进步，特别是在国内引入并推行了全泥化炭浆提金出产工艺后，这部分老尾矿再次成为黄金矿山的重要资源。选矿本钱如按照全泥化炭浆出产工艺核算，在尾矿运送间隔小于1km的条件下，一般盈亏平衡点档次为0.8g/t。因此尾矿金档次大于0.8g/t者，均可再次收回。一起，金尾矿中的伴生组分，如铅、锌、铜、硫等的收回也应得到注重。 一、从金矿尾矿中收回铁 (一)磁-重联合收回工艺 陕南月河横贯健康、汉阴两市县，沿河有五里、健康、恒口、汉阴4座砂金矿山，9条采金船，3个岸上选厂。月河砂金矿经采金船和岸上选厂处理后所得尾矿有21种矿藏，矿藏以强磁性矿藏为主，弱磁性矿藏为辅，搀杂有微量的非磁性矿藏，现在可运用的只要4种：磁铁矿(42%)、赤铁矿(18%)、钛铁矿(18%)、石榴石(17%)、其间石榴石以铁铝石榴石为主。以磁铁矿为主的铁精矿作为强磁性矿藏，在砂金尾矿中含量最多，一般为60%，小于1mm粒级中含量达90%以上。 考虑到选厂尾矿中的粉尘已被重选(砂金矿山均选用重选法)介质——水浸洗过，故可选用干式分选工艺分选铁精矿，既可简化工艺设备，又可削减脱水、浓缩和过滤作业，削减占地面积和选矿用水。 健康金矿依据选厂尾矿特性，经过实践，选用Φ600×600(214.97kA/m)永磁单辊干选机和CGR-54型(1592.36kA/m)水磁对辊强磁干选机依次从尾矿中分选磁铁矿、赤铁矿(合称铁精矿)及钛铁矿与石榴石连生体的两段干式磁选工艺，见图1，在流程末还添加了两台XZY2100×1050型摇床，用来分选泥砂废石中的金。运用该工艺，健康金矿每年可从选厂尾矿中取得铁精矿1700t，收回砂金2.187kg，铁精矿以保存价136元/t、黄金以96元/g核算，年共创产值44.12万元。 陕南恒口金矿选用单一的Φ600×600mm(87.58kA/m)永磁单辊干选机从选厂尾矿中分选铁精矿，精矿产率达31.2%，选得铁精矿的档次为65%～68%，从尾矿中可产铁精矿1100t/a，凭借摇床从中可选砂金1.5309kg，共创产值近30万元。图1 健康金矿分选铁精矿工艺 (二)磁选-焙烧-磁选收回工艺汉阴金矿按照尾矿性质，挑选了场强为135.35kA/m的湿式磁选机从尾矿中分选铁精矿，分选铁精矿后的尾矿在选用焙烧-磁选的工艺分选出钛铁矿和石榴石，出产工艺见图2。据开端预算，可年产钛铁矿360t、石榴石468t和选铁时末选净的磁铁矿216t，从中分选细金屑1.218kg，共创产值可达170万元。图2 汉阴金矿分选钛铁矿及石榴石等工艺 二、用炭浆法从金尾矿中收回金银 银洞坡金矿于1981年建成投产了100t/d的选矿厂，1985年今后选矿工艺为炭浆工艺，出产才能进步到250t/d。在1992年新尾矿库建厂之前，老尾矿库堆存了达90万t左右含金较高的可收回尾矿资源，含金量约1665kg，含银25t。 选矿厂于1996年开端运用原有的250t/d的炭浆厂进行处理尾矿的工业实践，选用全泥化炭浆提金工艺收回老尾矿中的金、银。出产工艺流程为：为尾矿的挖掘运用一艘250t/d出产才能的简易链斗式采矿船，尾矿在船上调浆后由砂泵运送到250t/d炭浆厂，给入Φ1500mm×3000mm球磨机和螺旋分级机组成一段闭路磨矿。溢流给入Φ250mm旋流器，该旋流器与2号(Φ1500mm×3000mm)球磨机构成二段闭路磨矿，其分级溢流给入Φ18m浓缩池，经浓缩后浸出吸附，在浸出吸附过程中，为了扩展处理才能，更进一步进步目标，用负氧机替代真空泵供养，选用边浸边吸工艺，产出的载金炭，送解吸电解后，产制品金。其选冶工艺准则流程图见图3。图3 尾矿炭浆法提金选冶流程 经过工业出产实践，首要目标到达了比较满意的成果。出产才能为250t/d以上，尾矿浓度为20%左右，细度为-0.074mm占55%左右，双螺旋分级机溢流为-0.074mm占75%，旋流器分级溢流-0.074mm占93%，浸出浓度为38%～40%，浸出时刻为32h以上，氧化钙用量3000g/t，用量1000g/t，五段吸附均匀底炭密度为10g/L。各首要目标如下：浸原档次：金2.83g/t、银39g/t，金浸出率为86.5%，银浸出率为48%，金选冶总收回率为80.4%，银选冶总收回率为38.2%。据老尾矿库尾矿资源的开端勘测，含金档次大于2.5g/t的尾矿约38万t，可供炭浆厂出产4～5年，按工业出产实践推，则可从尾矿中收回金760kg，银5t，创产值7000多万元。一起指出，因为处理尾矿的自接本钱较低，因此处理大于1g/t的尾砂也稍有盈余，，它不只添加了黄金产值，也可下降厂商的出产费用，因此处理1g/t以上的尾矿也是有利的。 三、从金尾矿中收回硫 山东省七宝山金矿矿石类型为金铜硫共生矿，金属硫化物以黄铁矿为主，还有少数黄铜矿、斑铜矿，含金矿藏首要有天然金、少数银金矿;金属氧化物以镜铁矿、菱铁矿为主，脉石矿藏首要有石英、绢云母等。选别工艺流程选用一段磨矿、优先浮选流程，一次取得金铜精矿产品。1995年以来，从选金尾矿中收回硫精矿，开端选用硫酸活化法收回硫，但因为本钱太高，于1996年下半年选用了旋流器预处理工艺，使选硫作业本钱下降了45%，取得了很好的作用。对优先浮选的尾矿进行分析发现。矿浆不只pH值高，并且含有许多细微的石灰颗粒，一起因为矿石中黄铁矿的分布粒度粗，密度比脉石矿藏大，因此选用旋流器对选金尾矿矿浆进行浓缩脱泥，丢掉细泥部分，沉砂加水拌和擦拭能够康复黄铁矿的可浮性，经过下一步的浮选作业，取得硫精矿。Φ350mm旋流器安装在拌和槽上方，沉砂进入拌和槽，一起补加清水，选硫浮选中选用一次粗选、一次扫选流程，加黄药60g/t、松醇油40g/t。工艺不运用硫酸，使选硫精矿本钱下降，取得的硫精矿档次达37.6%，收回率82.46%，且精矿含泥少，易沉积脱水，可年添加效益约120万元。 四、金尾矿堆浸 三门峡市安底金矿对混-浮选尾矿进行小型堆浸实验，共堆浸1640t尾矿，尾矿含金档次为4～5g/t，堆浸后取得了终究尾渣含金档次0.7g/t，浸出率80.56%，炭吸附率99.30%，解吸率99.30%，总收回率为79.44%的技术目标。 五、国外从尾矿中收回金 南非是世界上最大的黄金出产国，也是最早开端大规模地从尾矿中收回金的国家。在南非估量有34亿t含金档次在0.2～2g/t的金矿尾矿，一起每年还产出约8000万t的尾矿，现在南非的19个浮选厂中有12个处理尾矿，其间6个处理收回老尾矿，6个处理出产过程中的尾矿，从中收回金。南非于1985年建成了世界上最大的尾矿再处理工程(Anglo-American公司的Ergo尾矿处理厂)，每月能处理200万t尾矿。

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。

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。

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

1 技能称号：锑矿尾砂充填技能 2 技能适用范围：有色金属矿山采空区充填 3 技能简介 3.1 基本原理 尾矿充填采空区技能选用全尾砂作为充填料。全尾砂经天然沉降，部分脱水、压气造浆后放砂至拌和筒，水泥经双管螺旋定量添加至高浓度拌和槽。料浆经拌和后，经过砂浆泵，经充填管网送至井下采空区或采场充填。 3.2 关键技能 （1）用满意强度的构筑物关闭采空区。 （2）充填料制备，砂浆浓度应到达50%~60%。 （3）充填体脱水。 4 技能使用状况及典型项目   表48  典型项意图出资与收益状况总出资1000万元其间：设备出资200万元运转费用500万元/年设备寿数10年综合使用效益600万元/年出资收回年限3年该技能在青铜沟锑矿使用两年以来，整个体系运转平稳，出产能力到达了规划规划，充填体强度满意采空区处理要求，完成了无废出产的意图。有用缓解了厂商在环境管理方面的压力，维护了地表地质环境，改进了井下采矿出产安全条件，进步了矿产资源挖掘收回率，取得了明显的经济和社会效益。 5 使用作用及推行远景 使用尾砂充填技能不仅可完成无尾矿堆存，并且经过充填采空区可解决井下出产安全隐患，进步矿产资源使用率，添加矿柱收回效益1000万元，削减安全出产危险管理费用约200万元，使用远景宽广。

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&ldquo;类铂&rdquo;，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&#8226;4H2O〕、钒铅矿〔PbCl2&#8226;3Pb3VO4〕2〕、钒钾铀矿（K2O&#8226;2V2O3&#8226;V2O5&#8226;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。