硫酸铜:CuSO4白色五水合硫酸铜:CuSO4.5H2O蓝色.注意不要把"合"说成"和" .是硫酸铜吸水后的晶体.CuSO4+5H2O=CuSO4.5H2O这个反应是化学反应,因为它满足"有新物质生成"的定义.硫酸铜只与少量的水反应.如果有大量水,硫酸铜将溶解在水中形成硫酸铜溶液.而把形成的硫酸铜溶液蒸发,使水减少到一定程度,硫酸铜就和水发生上述化学反应.

五水硫酸铜，俗称蓝矾、胆矾或铜矾，化学方程式为CuSO4·5H2O，为蓝色晶体。 无水硫酸铜在常温常压下很安稳，不潮解，在枯燥空气中会逐步风化，加热至45℃时失掉二分子结晶水，110℃时失掉四分子结晶水，150℃时失掉悉数结晶水而成无水物。无水物也易吸水转变为五水硫酸铜。常使用这一特性来查验某些液态有机物中是否含有微量水分。将五水硫酸铜加热至650℃高温，可分化为黑色氧化铜、二氧化硫及氧气。 胆矾是天然的含水硫酸铜，是散布很广的一种硫酸盐矿藏。它是铜的硫化物被氧分化后构成的次生矿藏。胆矾产于铜矿床的氧化带，也常常呈现在矿井的巷道内壁和支柱上，这是由矿井中的水结晶而成的。胆矾的晶体成板状或短柱状，这些晶体调集在一起则呈粒状、块状、纤维状、钟乳状、皮壳状等。它们具有美丽的蓝色，但假如暴露在枯燥的空气中会因为失掉水而变成不透明的浅绿白色粉末。一起胆矾极易溶于水。胆矾是颜料、电池、虫剂、木材防腐等方面的化工原料。 预处理饲料级沙状无水硫酸铜，除具有硫酸铜的功用外还具有在使用过程中，粉尘较少，大大地削减环境污染和对工人皮肤、呼吸道的影响;一起更能确保预混猜中铜的增加量。流动性较好，在生产过程中混合均匀度较好;一起不易呈现结块现象。本品在生产过程中，因为不增加任何载体，故不存在与其它物质触摸而发作的物理、化学变化。因为在预混合饲料、饲猜中，与维生素、基酸等营养物质的触摸面较小，然后削减对上述营养物质的损坏。因为本品属沙粒状，与空气触摸面小，故能够削减铜离子的氧化，然后进步其效价。游离酸含量低。硫酸铜晶体中每一组铜离子、硫酸根离子与结晶水分子的个数是1：10，呈蓝色，在加热的条件下，结晶水可悉数失掉，硫酸铜晶体变成白色。 硫酸铜是较重要的铜盐之一，在电镀、印染、颜料、农药等方面有广泛应用。无机农药波尔多液就是硫酸铜和石灰乳混合液，它是一种杰出的灭菌剂，可用来防治多种作物的病害。1878年在法国波尔多城，葡萄树发作虫病大部分死去，而大道两头的树，怕行人摘吃，在树干上涂了生石灰与硫酸铜溶液，树干弄得斑白，行人看了难过不敢摘吃，这些树却没有死，进一步研讨才知此混合液具有灭菌才能，因此名为波尔多液。制造波尔多液，硫酸铜和生石灰(最好是块状新鲜石灰)份额一般是1∶1或1∶2不等，水的用量亦由不同作物、不必病害以及时节气温等因从来决议。制造时最好用“两液法”，即先将硫酸铜和生石灰别离跟所需半量水混合，然后一起倾入另一容器中，不断拌和，便得天蓝色的胶状液。波尔多液要现配现用，因放置过久，胶状粒子会逐步变大下沉而下降药效。硫酸铜也常用来制备其他铜的化合物和电解精炼铜时的电解液。五水硫酸铜可由氧化铜与硫酸或铜与浓硫酸作用后，浓缩结晶而制得。在实验室中可用浓硫酸氧化金属铜来制取无水硫酸铜。 目标称号 目标 硫酸铜含量(以CuSO4·5H2O计)% ≥ 98.5 硫酸铜含量(以Cu2+计)% ≥ 25 铅(以Pb计)% ≤ 0.001 砷(以AS计)% ≤ 0.0005 细度 30-80

六水硫酸镍分子式:NiSO4.6H2O分子量：262.8产品性质：本品一般为六水硫酸镍和七水硫酸镍，六水物比重2.03,外观为兰绿色颗粒状晶体，溶于水和乙醇。在低于31.5℃所得结晶为绿宝石色斜方棱形晶体，是七水硫酸镍，其分子式为NiSO4.7H2O,分子量280.87,比重1.98，熔点98-100℃，也溶于水和乙醇。在103℃失去六分子结晶水，280℃失去全部结晶水成为无水物NiSO4,是黄绿色晶体，比重3.68, 溶于水，不溶于乙醇和乙醚，在840℃分解，失去硫酸根，变成氧化镍。指标依据：冶金部部标准 YB-750-70 指标名称 指标一级 指标二级含量 (Ni+Co) % ≥ 21.3 20.8水不溶物 % ≤ 0.05 0.1铁 (Fe)% ≤ 0.003 0.005铜 (Cu)% ≤ 0.002 0.005铅 (Pb)% ≤ 0.002 0.003锌 (Zn)% ≤ 0.004 0.01硝酸根(NO3) % ≤ 0.01 0.01注：硝酸根系根据电镀厂实际需要。主要用途:六水硫酸镍主要用于电镀行业镀镍，硬化油吸收氢的触媒，制镍催化剂，漆油催干剂，织物还原印染的媒染剂。并用作蓄电池、陶瓷器金属着色剂及制造其他镍盐等。

硫酸镍结晶水又称硫酸镍水合水。结晶水是结合在化合物中的水分子，它们并不是液态水。很多晶体含有结晶水.但并不是所有的晶体都含有结晶水。溶质从溶液里结晶析出时，晶体里结合着一定数目的水分子，这样的水分子叫结晶水。在结晶物质中，以化学键力与离子或分子相结合的、数量一定的水分子。例如,从硫酸镍溶液中结晶出来的蓝色四方结晶,含有5个结晶水,其组成为NiSO4.6H2O 。在这种晶体中有 4个水分子直接与NI离子配位（见水合物），另一水分子则与SO4离子结合。在晶体物质中与离子或分子结合的一定数量的水分子 。又称水合水。例如五水合硫酸铜（分子式CuSO4·5H2O )晶体中就含有 5个结晶水。在不同温度和水蒸气压下 ，一种晶体可以生成含不同结晶水的分子，例如，在逐步升温的条件下，CuSO4·5H2O可以分步失去结晶水，依次转变为CuSO4·3H2O、CuSO4·H2O 、CuSO4 。某些水合物在加热时 ，可能和所含的结晶水发生水解反应，转变为氧化物或碱式盐。当一种水合物暴露在较干燥的空气中，它会慢慢地失去结晶水，由水合物晶体变成粉末状的无水物，这一过程称为风化。有些无水物在湿度较大的空气中，会自动吸收水分，转变成水合物，这一过程称为潮解。硫酸镍结晶水在矿物晶格中占有确定位置的中性水分子[1]H2O；水分子的数量与该化合物中其他组分之间有一定的比例。如石膏Ca〔SO4〕·2H2O、胆矾Cu〔SO4〕·5H2O、苏打Na2〔CO3〕·10H2O，分别表示其中含有2、5、10分子的结晶水。由于在不同的矿物的晶格中，水分子结合的紧密程度不同，因此结晶水脱离晶格所需的温度也就不同，但一般不超过600℃。通常为100～200℃。当结晶水逸出时，原矿物晶格便被破坏；其他原子可重新组合，形成另一种化合物。

1．工艺原理 ** 根据矿物的高温反应研究结果，含钒页岩（石煤）中的钒焙烧后，石煤中的钒主要以硅钒酸钙和钙钛钒氧化物的形式存在。 ** 硅钒酸钙的分子式为：（Ca5.97,Fe0.03,Mg0.02）6.02【（Si1.02O4）（V0.96,Ti0.04O4）2】,该矿物的化学性质不稳定，在很弱的酸性介质中能迅速溶解。 2. 石煤钙化步进式焙烧提钒技术优点** 用钙盐（石灰、石灰石）替代食盐，完全消除了钠法焙烧技术的含HCl,Cl2等有毒有害气体气体的废气污染问题。** 对焙烧炉的选型和设计做了显著的技术革新，焙烧过程实现机械化，温度控制精度在10度左右，生产效益高，劳动卫生条件好。 由我公司主持研发的步进式钒矿焙烧炉已经成功的在河南某厂运行近三年，日处理矿石200T,是全国同行业唯一工业化规模运行的新型环保型钒矿焙烧炉。 ** 焙烧料为低酸浸出(配酸浓度1－2％，硫酸)，生产成本低，液体含杂质较少，利于工艺水循环利用。 ** 浸出渣采用机械过滤和洗涤，提高了收率，减少了矿渣在堆放过程中造成的地表水和地下水污染。 ** 采用浸出液除杂新技术，产品质量可以稳定的达到国标要求，并有效的降低了废水中污染性物质的浓度。 ** 强化废水处理和循环过程，废水循环利用率高，废水实现零排放。研发的废水处理和回收工艺及技术，在贵州省环保局通过专家评审，属于全国同行业首创。

控制信息 五氧化二钒(剧毒) 　　本品依据《易制毒化学品管理条例》受公安部门控制。 称号 中文称号：五氧化二钒 　　中文别号：五氧化钒，无水钒酸，氧化钒(V) 　　英文别号：Vinylchloroformate，Vanadic acidanhydride，Vanadium pentoxide 化学式 V2O5 相对分子质量 181.880 性状 液体。对湿灵敏。相对密度(d?25)1.160。沸点67～69℃。折光率(n?20D)1.4100。闪点-4℃。易燃。有刺激性和催泪性。有毒。产品常加0.05%2，6-二叔丁基对或0.02%对二酚一甲酯作稳定剂。 五氧化二钒原矿石 贮存 充氩密封4℃枯燥保存。 用处 基和羟基的维护试剂。工业上硫氧化法制硫酸工艺中SO2转变为SO3过程地催化剂。

一、导言 钒在地壳中的均匀含量为0.015％，比铜、镍、锌 、锡 、钴 、铅等都多，但因为自然界中的钒首要以三价形状存在，而三价钒的离子半径与三价铝、三价铁的离子半径很挨近，因而，三价钒几乎不生成自身的矿藏 ，而是以类质同象部分替代三价铁和三价铝存在于一些铁及铝的矿藏中，如钒钛磁铁矿和硅铝酸盐，这也是钒在自然界高度涣散的首要原因。传统提钒办法为了损坏钒矿藏的结构，都有一道添加钠盐为转化剂的焙烧工序，绝大部分添加NaCI。因为添加NaCI后在焙烧进程中发生很多含HCI、CI2等强腐蚀性气体的尾气，管理难度大，对工厂周边环境形成严峻污染，损害人们的生命及产业安全。 2005年以来国家环保总局加大了对小钒厂的整治力度，封闭、炸毁了选用NaCI为添加剂的小钒冶炼厂，仅湖南 2005年6月以来就封闭和整治小炼钒厂近100家。湖北、河南、陕西等省也相继展开了相似整治举动。但是，钒作为钢铁工业不行短少的添加剂以及在石化、电子、玻璃与陶瓷等职业的运用日益广泛，其在世界市场上的报价稳步攀升，如档次为98％的五氧化二钒从2003年头的1.5美元／磅涨至2005年4月底的30美元／磅，上涨了20倍。尔后虽有回落，但至2005年10月稳定在10美元／磅 ，比2003年头仍要高出6倍。其不菲的经济价值，对我国许多蕴藏有钒矿床的贫穷偏僻山区来讲，钒矿床就是一座财库。近年来，国内一些科研、生产部门，为进步矿石中V2O5的总回收率、简化工艺流程、下降钒生产成本、削减“三废”对环境的污染，做了很多的实验研讨工作，提出了石煤直接酸浸一溶剂萃取、石煤氧化焙烧一碱浸、钙化焙烧一碳酸化浸出、空白焙烧一酸浸等新的工艺。近两年来，湖南有色金属研讨院冶金所在对全国各地托付的十几个钒矿样进行探究实验或小型实验研讨时，发现有一类钒矿石选用无盐焙烧一硫酸漫出一溶剂萃取工艺提取五氧化二钒，其焙烧一浸出段钒回收率可达90％以上，全流程钒回收率到达85％，大大超越一般钒生产厂50％回收率的水平。因为是无盐焙烧，焙烧进程中无HCI、C12等强腐蚀性气体发生，废气、废水与废渣稍加管理即可合格排放，因而是一项有出路的清洁生产工艺。笔者对该工艺的焙烧、浸出与萃取进程进行了较为具体的小型实验研讨，并进行了2.5 kg级的扩展闭路循环实验。 二、实验质料 （一）矿样该钒矿样首要矿藏组成有玉髓、石英、粘土矿藏类，少数长石、褐铁矿、赤铁矿、方解石。钒首要赋存于粘土矿藏类，以高岭石、伊利石为主。钒矿石多元素化学分析成果见表1，物相分析成果见表2。表2的物相分析成果标明，钒首要以V3类质同象方式置换6次配位的Al 而存在于云母类矿藏中，其次存在于氧化铁及粘土矿藏中，还有一小部分存在于电气石及石榴石中。钒的价态分析成果标明，该矿样中贱价钒占了绝大部分，到达74.14％五价钒25.86％。 表1  钒矿石多元素化学分析成果表2  钒矿石物相分析成果（二）试剂 硫酸：分析纯(95％～98％，密度 1.84g／mL)； ：分析纯；：工业级，NH3约20％；铁粉：工业级；P2O4：工业级。 三、实验原理和办法在硅铝酸盐矿藏中以V3类质同象方式置换次配位的AP而存在于云母晶格中的钒，有必要损坏云母结构并使之氧化才能够溶出。含钒质料直接或许与添加剂混合后于氧化性气氛下高温焙烧，其意图就是损坏钒矿藏的安排结构，将三价或四价钒氧化为五价钒，并与添加剂或矿石自身分化出来的氧化物生成偏钒酸盐。焙烧进程中生成的碱金属和镁的偏钒酸盐可溶于水与酸，Fe（VO3）2、Fe（VO3）3、Mn（VO3）2、Ca（VO3）2以及未彻底氧化的四价钒化合物不溶于水，但溶于酸。 酸浸进程没有选择性，除了钒化合物溶解外，许多杂质也溶解进人溶液，因而得到的浸出液杂质较多，需进一步净化处理。钒矿石硫酸浸出液的净化有多种办法，既能够直接沉钒后再碱溶提纯，或许离子交换直接提纯，也能够选用溶剂萃取的办法净化后沉钒。本实验选用 P2O4(二(2一乙基 己基 )磷酸 )与 TBP(磷酸三丁酯)的磺化火油溶液萃取的办法，P2O4可萃取四价或五价钒阳离子，且萃取V4＋的才能比V5＋强。P2O4对V4＋的萃取系数颇大，萃取 反响可标明为：    (1) 式中，HA为P2O4。当nl>1时萃取进程中生成多核络合物。 在实践萃取进程中，P2O4的浓度一般在 10％～20％，另参加5％的。TBP协同萃取，磺化火油用量为75％～85％。萃取进程 pH维持在2左右。萃取前溶液用铁粉、或处理，将溶液中的v5＋ 复原为。溶液中的Fe3＋也被复原为非萃取状况的Fe2＋。反萃 P2O4中的钒一般用l5％的硫酸溶液或许10％的碳酸钠溶液，本实验选用l5％硫酸溶液作为反萃剂。 反萃液中的钒是以四价形状存在，有必要氧化成五价钒后方可铵盐沉钒。本实验选用作为氧化剂。V2O5在 pH=1.9～2.2条件下的溶解度最小，这也是沉钒的最佳酸度，因为反萃剂为硫酸溶液，沉钒时用调pH值，溶液中和发生过量的硫酸铵，故用调pH到2.2即可到达沉钒意图。进步温度可加快钒的沉积，一般每进步 l0℃沉积速度可加快1.6～2倍。拌和能使沉积物均匀分散，进步反响速度，特别是在沉钒后期溶液中钒浓度不断下降时，拌和的影响愈加显着。别的，沉钒时加一些先期沉积的钒化合物作晶种能够加快沉积进程，进步沉积率。沉积后的红钒枯燥后于马弗炉内涵 550℃温度下煅烧3 h，即可得到V2O5产品。 小试选用单要素条件实验断定焙烧温度、焙烧时刻、浸 出温度等工艺参数，扩展闭路循环实验选用小型实验得到的最佳条件进行。扩展实验工艺流程见图1。四、实验成果与分析 （一） 磨矿粒度1、原矿磨矿粒度 原矿磨矿粒度对钒浸出率的影响非常大，因为在硅铝酸盐矿藏中钒是以V3＋类质同象方式置换6次配位的Al而存在于云母晶格中，磨矿粒度越细，越简单损坏云母结构，其间的钒也就更简单被氧化。 原矿磨矿粒度的条件实验做了两组：①原矿磨细至小于0.074 mml(以下标明为－0.074 mm)占50％时钒浸 出率为76.2％；②原矿 磨细至－0.074mm占71.5％时钒浸出率为94.39％。磨矿粒度越小，磨矿费用越高，在－0.074mm占71.5％粒度条件下已到达了90%以上的钒浸出率，所以，没有必要用更细的粒度作实验。故选定原矿磨矿粒度为－0.07mm目占71.5%即可。 2、焙烧矿磨矿粒度 焙烧之后的矿（烧结矿），其磨矿粒度对钒浸出率的影响实验标明，焙烧矿磨细至小于1.19mm（以下标明为－1.19mm）占50%，钒浸出率82.4%；焙烧矿磨细至－1.19mm占84%，钒浸出率可到达90%以上；粒度再细，对钒浸出率的添加不显着。所以，选取焙烧矿的磨矿粒度为－1.19mm占84%。 （二）焙烧准则 将原钒矿磨细至－0.074mm占71.5%，加水制成φ8mm～φ20mm颗粒，枯燥后焙烧，以断定最佳焙烧准则。 1、焙烧温度进行了不同焙烧温度 (650、750、800、850、950、1050 ℃，焙烧时刻1h)对钒浸出率的影响实验，成果见图2。由图2能够看出，焙烧温度在 650℃时钒浸出率只要48％；750℃时钒浸出率86.2％；800℃时钒的浸出率最高，达93.8％，再升高焙烧温度钒浸出率反而下降。这是因为物料烧结使得钒被包裹或许生成了捆绑钒的方钠石类与霞石类矿藏，使钒难以浸 出。而较低焙烧温度贱价钒的氧化不彻底，导致浸出率偏低。所以，选定800℃为基准焙烧温度。2、焙烧时刻进行了不同焙烧时刻(1.0、1.5、2.0、3.0h，焙烧温度800℃)对钒浸出率的影响实验，成果见图3。由图3能够看出，焙烧时刻1h，钒浸出率仅87％，很显然焙烧时刻缺乏，矿藏结构未能彻底损坏，导致贱价钒氧化不充分而使钒难以浸出；焙烧1.5h，钒浸出率最高，达94.4％；再添加焙烧时刻，钒的浸出率并没有添加，且消耗更多的动力。所以，选定焙烧时刻为1.5h。（三）浸出条件的断定焙烧矿磨细至 －1.19 mln占84％，在液∶固 =1.2∶1的条件下进行浸出实验。1、硫酸参加量进行了不同硫酸参加量 (按焙烧矿量的2％、4％、6％、8％、10％、l2％参加)对钒浸出率的影响实验，成果见图4。由图4能够看出，只需参加焙烧矿量 6％的硫酸，即可到达90％以上的浸出效果。当溶液中钒浓度大于2.55 g／L、pH=2—3时，V2O5水解沉积；当pH约 1.8时，V2O5的溶解度最小。该焙烧矿中有多达65％的水溶性钒存在，而焙烧矿中含有必定量的耗酸物质，因而，当浸出时硫酸参加量下降至2％－4％，浸出液 pH即升高至 1．8－3，导致现已浸出的五价钒水解沉积，使钒的浸出率大大下降。浸出时硫酸用量在6％的基础上再添加，对钒浸出率的进步不显着。所以，选定浸出用酸量为焙烧矿量的6％。2、浸出温度不同浸出温度(30、60、90℃)对钒浸出率的影响见图5。由图 5能够看出，温度对钒浸出率的影 响不显着，各温度条件下(30～90℃)钒的浸出率都在90％以上，考虑到高温浸出时动力消耗与对浸出 设备的更高要求，实验选定常温浸出。3、浸出时刻进行了不同浸出时刻(0.5、0.67、1.0、2.0、12 h)对钒浸出率的影响实验，成果见图6。由图6可见，浸出时刻0.5h，钒浸出率仅72.5％；浸出时刻0.67h，钒浸出率87.54％；浸出时刻1h，钒浸出率93.4％；再 延伸浸 出时刻，钒浸出率进步不大，因而，选定浸出时刻为1h。上述实验得到的最佳条件为：原钒矿磨细至一0.074mm占 71.5％，加水制粒 (粒径φ8mm～φ20mm )，枯燥后焙烧。焙烧温度800℃，时刻1.5h；焙烧矿磨细至－1.19mm占84％；浸出温度常温，时刻1h；浸出液：固 =1.2∶1；浸出时的硫酸用量为焙烧矿量的6％。（四）全流程扩展实验按上述单要素条件实验得到的最佳条件，进行了2.5 kg级的全流程扩展(闭路)实验。实验流程见图1。扩展实验 的目标为：钒浸出率均匀为 91.6l％，到达了条件实验时的水平；中和复原进程钒损失率为3.97％；选用六级萃取(A／O=1)，钒萃取率为 99.44％；六级反萃(A／O=10)，钒的反萃率璐墨为99.23％；加沉钒，沉钒率99.05％；煅烧进程钒回收率99.24％。实验产品V2O5含量为98.74％， 产品质量到达国家 GB3283－1987冶金用五氧化二钒质量标准。扩展实验(闭路)全流程钒回收率为 85.33％。假如考虑部分溶液的循环运用，钒的总回收率还可进一步进步。 实验浸出废渣首要成分为(％)：V2O5 0.10，Si0256.84，TFe1.56，A1203 1.59。因为焙烧与浸出进程中未参加其它试剂，所以废渣没有污染物。废渣的pH值为3—4，加石灰中和至 pH=7后能够到达国家 GB8978--1996工业废渣排放标准。 本工艺进程发生的废水首要为萃余水相，其他如负载有机相洗水、沉钒母液、红钒洗水等均可回来到装备浸出液或许洗刷浸出渣用，所以只要萃余水相需求处理。萃余水相可考虑部分回来浸出，剩下的用石灰中和到 pH>7，铁、铝等杂质以氢氧化物方式沉积，硫酸根则以硫酸钙方式沉积。因为氢氧化铁、氢氧化铝都有必定的絮凝效果，在沉积进程中还可带着其它有害元素共沉积，所以水中的其它有害元素也一起得到了净化。处理后的废水明澈通明，有害元素含量到达国家工业废水外排标准。废水多元素化验成果见表3。 表3  废水化学成分及相关国标本工艺实验进程中有两处发生废气。1、生球焙烧进程依据对相似钒厂φ2.4m×45m的回转窑焙烧钒矿生球核算，生球焙烧进程产出的废气组成为(体积百分数，％)：CO29.43，S02 0.031，O25.17，N271.3，H2Ol4.02。工业生产中严格控制燃煤硫含量的情况下，废经收尘器处理后即能够直接由烟囱合格排放。2、用硫酸沉钒，生成六，其煅烧反响为：在氧化性气氛中四价钒被氧化为五价钒。六煅烧时排出对环境无污染的氮气与水蒸气。考虑到工业生产时因为洗刷不洁净，沉积所得红钒或许带着微量硫酸铵，硫酸铵在煅烧进程中分化释放出气与二氧化硫 ，可规划一级水喷淋吸收塔予以吸收。五、定论（一）该钒矿 选用无盐焙烧一硫酸浸出一有机溶剂萃取的工艺提取五氧化二钒，焙烧一浸出段钒回收率可达90％以上，全流程钒回收率到达 85.33％实验产品V2O5含量为 98.74％，产品质量到达国家GB3283－1987冶金用五氧化二钒质量标准。（二）与现行工业生产运用的其他提钒工艺比较本流程钒回收率高，产出的废气、废水、废渣稍加处理即可合格排放，各技术目标超越一般钒厂生产水平，是一项很有出路的清洁生产工艺。

跟着近几年来，五氧化二钒市场报价的坚硬，职业效益的进步，各种提钒技能不断涌现，现首要分为两大派系：一是湿法提钒法，二为火法提钒法。 湿法提钒技能首要由核工业部下的一个研究院开发出来也叫酸化提钒技能，此技能对矿石的选择性强，出产中耗酸量大，100吨矿石需求15～25吨硫酸，相应在液体处理时需把液体调成中性，然后耗碱量也较高，吨本钱中间原材料过高，别的废渣的堆放给环境形成必定的污染。此技能规划化实践使用是陕西山阳区域部分钒厂，2006年因为污染严峻被政府强制性封闭;火法技能是将矿石经过焙烧，然后浸出提取钒。此技能的关键是焙烧办法与添加剂的不同。现对国内近几年来涌现出的焙烧办法做一总述，供贵公司参阅，在选定工艺道路时，少走弯路，缺乏之处请纠正。 一、平窑焙烧法 平窑焙烧法是一种经典的焙烧办法。经过长期的实践查验，它是比较有用的一种焙烧办法，一起在实践中也发现了它的缺乏。最大的缺陷是转浸率不安稳，一年四季转化率误差大，就是在一天也有误差。这首要是因为气流上升速度不同所形成的。因为此种焙烧办法是预先将矿料发热量配好，假如气流上升速度发生变化，只要经过调理烟囱风门来操控。此种调整办法很难找到最佳点，所以焙烧转化率一般只能安稳在40～50%之间。 二、多膛炉焙烧法 我国最早运用多膛炉焙烧法用于提钒职业是四川攀枝花钢铁公司，在出产中用于焙烧钒渣，钒渣高温带的焙烧温度为720～800℃。2006年辰溪庞大钒业有限公司在出产中也选用了此种焙烧办法，但效果均不抱负，形成这种成果的首要原因是矿石在高温段逗留时刻不行。含钒石煤矿高温段最佳焙烧温度带比较窄，只要10～20℃的误差起伏，又因为钒在焙烧进程中是一个不断氧化和转化的进程，需在最佳温度点逗留5～6个小时，才干到达最高转化率。而此种焙烧办法是预先配好发热量，经过鼓入的空气量来调理温度的。而料从上至下是一个不断耗费热量的进程，想要在某一个温度点逗留5～6个小时是不可行的。故此种炉型要用于含钒石煤矿的焙烧，还需求许多的工业实践来调整。 三、欢腾炉焙烧法 现在欢腾炉用于含钒石煤矿提钒职业，成功的只是在矿石脱碳这一步，其转化率只要10%以下。到现在为止还没有看到转化率在40%以上的事例。尽管现在有许多关于欢腾炉焙烧含钒石煤矿效果极佳的专利技能，但也仅仅只是文字的东西，在出产实践中使用很少，危险极大。欢腾炉焙烧含钒石煤矿，其难点在于矿石在炉内逗留时刻过短，要延伸逗留时刻，只要无限扩展欢腾炉的容积，此计划出资大危险大。欢腾炉焙烧另一个缺陷就是矿料和添加剂的触摸不充沛，达不到抱负的转化率，此种焙烧办法还需许多的实践和技能完善才干断定其经济性。 四、回转窑焙烧法 回转窑焙烧法用于五氧化二钒提钒职业，我国最早的是四川攀枝花钢铁公司用于钒渣的焙烧，其焙烧高温段为720～800℃，钒渣中添加必定量的碳酸钠，选用长火焰焚烧器，高温段长度为20米左右，钒的转化率在90%以上。此焙烧原理是将钒渣在碳酸钠的效果下，烧成熔体，使钒转变成钒酸钠，钒渣在炉内不需求较长期;另一点是钒渣含钒量一般在20%左右，添加剂相对于钒量的比值小。而含钒石煤矿的含钒量一般在1%左右，若依照矿石含量的12～15%添加，本钱过高;其二是有的矿石不必定适用添加碳酸钠。2000年我在吉首建材化工总厂使用自治州的钒矿和本来烧硫化的回转窑试烧了两个月，成果没有成功，经过实践得出以下定论：要矿石到达最佳转化率，矿石在高温段930℃左右的逗留时刻保持在5～6个小时，而回转窑要正常焚烧其高温点最低不能低于1100℃，而矿石的熔点不超越1000℃，所以矿石转化率所需求的最佳焙烧温度限制了回转窑的正常焚烧。 要战胜此弊端，有必要采纳多个喷火点。依据产值的巨细需添加5～10个喷火点，一个喷火点需求一个支点，本来回转窑的承要点为三组托轮，若喷火点添加的情况下，要使8～13个支点在加热受重的状态下都在一条直线上工作，从机械规划和制作视点动身，不经过许多的试验和实践运用，在厂商实践出产中是不能够选用的，故此种焙烧办法现阶段用于实践出产建设出资过大，危险极大，只要待实践老练后方可选用。 五、步进式焙烧法 自己经过各种炉型的焙烧原理结合含钒石煤矿取得最佳转化率的机理，规划了一种新式炉型——步进式焙烧炉。 此炉型在河南省平顶山一供应商现已规划化出产，矿石的均匀转化率安稳在70%以上，不论任何一种炉型都有其长处和缺陷，现把此种炉型一年多的出产所表现出的优缺陷做一总结：长处 1、粉尘低，工作环境好。 2 、焙烧合格率高，一般在98%以上。 3、没有烧好的料能够回来重烧。4、矿石和添加剂钙盐触摸充沛，转化率一般安稳在70%以上。 5、机械化程度高，避免了气候、人为因素等等对转化率的影响， 出产人员比平窑出产所需人员节约近40%。6、简单操控，出产安稳 缺陷 1、需求外热，能量使用率低，100吨矿石需5吨煤 2、出资较平窑大，平等规划需添加10%资金 结束语 从现在在无氧化二钒焙烧工序，成功的炉型只要平窑和咱们开发的步进式焙烧炉，其它的炉型要使用于实践还需求一段时日。

本标准适用于钒渣或其他含钒矿物经焙饶、浸出、沉淀、分解、熔化制得的冶金、化工等用的片状或粉状五氧化二钒。 1 技术要求 1.1 牌号和化学成分 1.1.1 产品按用途和五氧化二钒品位分为三个牌号，其化学成分应符合下表的规定： 适用范围牌 号化学成分，%物理状态 V2O5SiFePSAsNa2O+K2OV2O4 不小于不大于 冶金V2O599990.150.20.030.010.011-片状 V2O598980.250.30.050.030.021.5- 化工V2O597970.250.30.050.10.0212.5粉状 1.1.2 需方如有特殊要求，可协商供应杂质含量更低的产品。 1.1.3 需方要求时，可协商提供表列以外其他元素的实测数据。 1.2 物理状态 冶金用五氧化二钒以片状交货，片径不大于55×55mm，厚度不大于5mm;化工用五氧化二钒以分解后自然粉状交货。 2 试验方法 2.1 取样 化学分析用试洋的采取按附录A所规定的方法进行。 2.2 制样 化学分析用试样的制取按附录B所规定的方法进行。 2.3 化学分析 五氧化二钒的分析暂按各生产厂现行分析方法进行，如有异议，通过协商解决。 3 检验规则 3.1 产品质量的检查和验收，由供方技术监督部门进行，需方有权按规定对产品质量进行复验。如有异 议，应在到货后30天内提出。 3.2 同一牌号的产品可以归为—‘批交货，其批量—般在4—10t之间，或由供需双方商定。 4 包装、标志、储运和质量证明书 4.1 包装 产品采用铁桶包装，桶内壁须刷一层防护漆。每桶净重一般不大于250kg，或由供需双方商定。 4.2 标志、储运和质量证明书 产品标志、储运和质量证明书应符合GB 3650-83《铁台金验收、包装、储运、标志和质量证明书的—般规定》的要求。

五氧化二钒技术现状简介1、 加盐焙烧提钒技术 加盐焙烧提钒技术（工业盐添加量8－15％）属于在九十年代初期提出的取缔关停淘汰落后技术，存在的主要问题是空气污染严重和废水中无机盐含量高。在九十年代，一些企业采用了减少食盐添加量的低盐焙烧提钒技术（工业盐添加量5－6％），但并没有效解决加盐焙烧提钒技术的环境污染弊端，由于废水中无机盐含量高，废水循环利用率低，生产过程产生大量外排废水，在企业的周边区域造成严重的环境纠纷！目前我国存在石煤提钒行业的省份，对新建企业大多采取禁止采用加盐（含低盐）焙烧提钒技术的产业政策，比如河南、湖北、重庆、陕西、新疆、贵州等。 2、 无盐焙烧提钒技术（空白焙烧技术）九十年代初，湖南省煤炭研究所联合有关企业开发研究无盐焙烧提钒技术（不添加任何添加剂），目前该技术仅在湖南省怀化的个别企业采用，矿石中钒的总收率在38－45％之间，经过技术改进，收率有所提高。该技术对矿石有很强的选择性，而且收率低，不具备工业化推广价值。 3、 强酸浸出提钒技术（湿法提钒技术）强酸浸出技术包括矿石预焙烧后强酸浸出技术和无焙烧强酸浸出技术。该项技术主要由核工业总公司北京化工冶金研究院开发。无焙烧强酸浸出提钒技术（湿法提钒技术）虽有矿石不需焙烧过程的优点，但酸用量大、投资大（设备腐蚀严重）、生产成本高、废水、废渣难以处理（废水、废渣中无机盐含量高）、经济性差，而且对矿石也有一定的选择性，工业化推广有一定的局限性。 4、 其它技术改进包括用于焙烧过程的多元复合焙烧添加剂，用于浸出过程的多元复合浸取剂等，都只是对工艺过程的一种配方式改进，且均有一定的局限性，不属于新工艺新技术的范畴。

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

稀有金属钒是一种重要的战略物资，主要应用于钢铁工业、国防尖端技术、化学工业以及轻纺工业等领域。世界上钒的资源丰富，分布广泛，但无单独可供开采的富矿，而是以低品位与其它矿物共生。目前，世界各国生产钒的原料主要是钒铁磁铁矿在冶炼过程中副产的钒渣，我国的钒资源主要是以钒铁磁铁矿和含钒石煤形式存在。含钒石煤是我国特有的一种钒矿资源，其储量丰富，对钒的提取冶炼具有很大优势，但传统平窑钠化焙烧－水浸工艺的钒回收率，生产成本高，食盐焙烧过程中所放出的Cl2、HCI等有害气体严重污染了环境。国家已经因此强制关闭了数百家采用NaCll为添加剂，且毫无污染治理措施的平窑生产钒产品的小企业。空气焙烧和钙化焙烧工艺虽然避免了Cl2、HCl等有害气体的污染问题，但要根据石煤的矿相结构和化学成分而定，工艺的适应性较差。近几年来，伴随我国钢产量的迅速增长，钒需求量的逐渐上升，从石煤中提钒的研究引起了人们的高度重视。石煤提钒既是石煤综合利用的一个重要发展方向，又是我国钒冶炼产业发展的新方向。因此，新型低耗环保高回收率提钒工艺的研发迫在眉睫。       一、矿石物相分析及化学组成       （一）矿石物相分析       样品来源于贵州某地，分为块状和粉状，分别进行了岩相鉴定和电镜分析，其结果如下。       1、主要物相。脉石为主，次要物相为金属铁、含钒硅铝铁酸钾、石墨。       2、镜下特征。脉石呈大小粒状，多数为石英，粒径为0.05mm左右，少数为含钒硅滋酸钾。金属铁呈大小粒状，一般粒径为0.015～0.02mm之间为主，少数大者可达1mm左右，金属铁里都能见到发白的含钒元素（碳化钒）。石墨呈条状，其含量在10%左右。含钒的硅铝铁酸钾呈细粒状，一般在0.015～0.025mm左右。       （二）矿石的X－衍射分析结果       矿石的X－衍射分析结果如图1所示。图1  石煤的X－衍射分析结果       （三）矿石的化学组成       石煤矿先破碎到2～3 cm直径的小块，然后经破碎机破碎至直径0.5mm的颗粒，最后用球磨机干磨至一200目占100%，进行化学分析，其分析结果见表1。   表1  原矿主要化学成分分析结果     %成分V2O5CSiO2Al2O3MgOCaONa2O含量3.267.6053.0316.621.220.490.59成分K2OFe2O3FeOTFeMnOCrCr6＋含量3.362.702.383.840.00190.064痕量成分SP2O5AsTiO2ZnCuMo含量0.700.190.0430.980.0180.0190.087成分NiPbCd烧失量固定碳灰份挥发份含量0.0340.00040.001214.715.6285.299.09       二、石煤提钒理论研究       石煤提钒流程的选择应根据不同地区石煤物质组成、钒的赋存状态和价态等特征进行全面考察。石煤中钒的氧化是钒转化的基础和必要条件。因此在制定提钒方案之前，应对石煤中钒的价态、溶解性、氧化和转化作用作深人研究。       （一）石煤中钒的赋存状态       含钒石煤的物质组成比较复杂，钒的赋存状态变化多样。按钒的赋存状态分类，主要有含钒云母型（碳质岩型）、含钒粘土型（硅质岩型）和介于两种之间的中间类型。试验矿样的钒物相分析结果如表2所示。   表2  原矿样钒物相分析结果钒物相氧化铁及粘土云母类矿物难溶硅铝酸盐TVV2O5含量 占有率0.586 17.982.626 80.550.048 1.473.26 100.00       从表2可见，原矿中的钒主要以吸附状态赋存于云母类矿物中，少量以类质同相形式取代Fe3＋进入氧化铁及粘土矿等氧化矿物，并有极少量以类质同相形式取代A3＋进入难溶硅铝酸盐相。       （二）石煤中钒的价态       我国南方数省含钒石煤的物质组成比较复杂，钒的赋存状态和赋存价态变化多样，搞清这些间题，对制定石煤提钒的合理工艺流程具有重要的指导意义。钒在石煤中的价态分析的研究结果表明，各地石煤原矿中一般只有V3＋和V4+存在，极少发现V2＋和V3＋。除了个别地方石煤中V4＋高于V3＋外，绝大部分地区石煤中钒都是以V3＋为主。试验矿样的钒价态分析结果如表3所示。   表3  不同价态钒的分配率钒价态V3＋V4＋V5＋TV钒含量 占有率0.627 34.340.527 28.860.672 36.801.826 100.00       从表3可见，3种价态的钒的含量相差不是很大，但以五价形式为主，且三价钒与五价钒的含量相当，与多数文献中所研究的石煤中钒的价态情况有较大差别。结合表2分析可知，V3＋部分以类质同相形式取代Fe3＋、A13＋等进人氧化铁矿、粘土矿等氧化矿物及难溶硅铝酸盐相，部分以吸附状态赋存于云母类矿物中，而V4＋和V5＋则几乎全部以吸附状态赋存于云母类矿物中。       （三）石煤中不同价态钒的溶解性       1、V3＋。石煤中V3＋存在于粘土矿物二八面体夹心层中，部分取代A13＋。这种硅铝酸盐结构较为稳定，通常石煤中V3＋难以被水、酸或碱溶解，除非采用HF破坏粘土矿物晶体结构，因此可以认为V3＋基本上不被浸出。只有V3＋氧化至高价以后，石煤中的钒才有可能被浸出。       2、V4＋。石煤中V4＋可以氧化物（VO2）、氧钒离子（VO2＋）或亚钒酸盐形式存在。VO2可在伊利石类粘土矿物二八面体晶格中取代部分Al3＋，这部分V4＋同样不能被水、酸或碱浸出。石煤中游离的VO2＋不溶子水，但易溶于酸，生成钒氧基盐VO2＋，稳定，呈蓝色。   VO2＋H2SO4＝VOSO4＋H2O      （2）V5＋。V5＋离子半径太小，不能存在于粘土矿物二八面体之中。石煤中V5＋主要以游离态V2O5或结晶态（xM2O·yV2O5）钒酸盐形式存在，易溶于酸。       三、氧压直接酸浸出提钒       石煤氧压直接酸浸出提取钒新技术是由昆明理工大学研发的一种全湿法工艺流程，如图2所示。该法主要针对石煤提钒技术中的不足和缺点，抓住石煤提钒技术中的核心技术和关键技术，研究和开发在压力场或加压条件下，对石煤中的钒进行提取，在强化冶金条件的基础上，大辐提高钒的回收率，同时做到无废气排放，保护环境。图2  石煤氧压直接酸浸出提钒工艺流程       （一）有氧和无氧的对比试验       1、试验条件。时间4h、温度150℃，H2SO4用量25%，液固比1.2∶1，粒度－200目，添加剂（硫酸亚铁）5％。       2、试验结果。在有氧与无氧条件下分别进行3次平行试验，其浸出率结果见表4。    表4  有氧和无氧对比试验的浸出率结果试验条件试验次数平均值123有氧试验 无氧试验77.30 34.0275.27 36.5174.23 35.6975.60 35.41       从表4可见，有氧条件下的浸出率远高于无氧条件下的浸出率，说明氧气在反应器里起了明显的作用。由于原矿中有难以被水、酸所溶的V3＋形式存在的钒，在通人氧气后，溶解在水溶液中的O2把Fe2＋氧化成Fe3＋，然后Fe3＋再将V3＋氧化成易溶于酸的V4＋。因此，与无氧条件相比，通氧条件下钒的浸出率能大幅度提高。       （二）浸出时间对钒浸出率的影响       1、试验基准条件。温度150℃，H2SO4用量25%，液固比1.2∶1，粒度－200目，添加剂用量5%。       2、试验结果。以时间为变量，取5个点（1h、2h、3h、4h、5h）进行试验，试验结果如图3所示。图3  时间对钒浸出率的影响       从图3可见，钒的浸出率随时间的延长而提高，但是达到一定时间后（3h），钒浸出率反而有所降低，但是降低很缓慢。钒浸出率的峰值在3h～4h之间。钒的浸出率有所下降的原因可能是随着时间的延长，在密闭容器中，原矿结团，钒被包裹，其浸出率下降。因此选定浸出时间在3h～4h之间比较符合实际。       （三）浸出温度对钒浸出率的影响      1、试验基准条件。时间4 h，H2SO4用量25％，液固比1.2∶1，粒度－200目，添加剂用里5%。      2、试验结果。以温度为变量，取5个点（120℃、135℃、150℃、165℃、180℃）进行试验，结果如图4所示。图4  温度对钒浸出率的影响       从图4可看出，温度越高，钒的浸出率就越高。主要由于温度越高反应速度越快，相同时间内（4h），浸出的钒量就越大，因此浸出率就高。但是温度不能无限制的升高，其对浸出率的影响必有一极值点，且要综合考虑能耗、生产成本以及工业生产中设备的承受能力。温度的选择，只从浸出率的高低来看，应尽可能地选择高温，但在多段浸出的情况下，浸出率相差不大，则应选择低温，以利于减低能耗，适应工业生产需要。       （四）硫酸用量对钒浸出率的影响       1、试验基准条件。时间4h，温度150℃，液固比1.2∶1，粒度一200目，添加剂用量5%.       2、试验结果。以硫酸用量为变量，取5个点（15%、20%、25%、30%、40%）进行试验，结果如图5所示。图5  硫酸用量对钒浸出率的影响       从图5可看出，硫酸的用量对钒浸出率的影响比较大，钒的浸出率，呈上升趋势，在25%～30%之间钒的浸出率基本上没有多大的提高。说明硫酸浓度越大，则H＋浓度就越大，进人云母晶格中的几率就越大，有利于破坏云母的结构，从而钒的浸出率就越高。       （五）液固比对钒浸出率的影响       1、试验基准条件。时间4 h，温度150℃，H2SO4用量25%，粒度－200目，添加剂用量5%。       2、试验结果。以液固比为变量，取5个点（1.1∶1、1.2∶1、1.5∶1、2.0∶1、3.0∶1）进行试验，结果如图6所示。  图6  液固比对钒浸出率的影响       液固比对浸出率的影响和硫酸用量对浸出率的影响有些相似，液固比越低，硫酸的相对浓度就越大，钒的浸出率就越高。从图6可见，第1点1.1∶1的浸出率低于第2点1.2∶1，这可能是由于液固比太小时奋矿浆豁度过高，硫酸活度降低，导致钒的浸气出率降低。”       （六）矿物粒度对钒浸出率的影响       1、试验基准条件。时间4h，温度150℃，液固比1.2∶1，H2SO4用量25%，添加剂用量5%。      2、试验结果。以粒度为变量，取5个点（－150目、－200目、－250目、－300目、－350目）进行试验，结果如图7所示。图7  原料粒度对钒浸出率的影响       从图7可见，当原矿粒度为150目－250目时，钒的浸出率基本保持在77.3%左右；但当原矿粒度小于－250目时钒的浸出率开始有所降低；当原矿粒度小于－300目时钒的浸出率则表现为明显降低。说明粒度过细会使原料在浸出过程中发生结团现象，导致钒浸出率降低。故在本试脸中原矿粒度不宜过低，考虑实际中磨矿问题原矿粒度应控制在150目～250目为宜。       （七）硫酸亚铁用量对钒浸出率的影响       1、试验基准条件。时间4h，温度150℃，H2SO4用量25%，液固比1.2∶1，粒度－200目。        2、试验结果。以添加剂（硫酸亚铁）用量为变量，取5个点（15％、20%、25％、30%、40%）进行试验，结果如图8所示。                      图8  FeSO4用量对钒浸出率的影响       从图8可看出，硫酸亚铁的加入使同条件下钒的浸出率有较大提高，且钒浸出率随添加剂用量的增加而逐渐增大，但增大趋势较为缓慢，当其用量超过8%时，基本不再增加。同时由于硫酸亚铁的加入会使浸出液中含有更多的金属铁离子，不利于后序钒萃取工艺，因此，添加剂用量不宜过多。由图8可知，当投入的硫酸亚铁添加剂量为石煤矿量的5%时，钒浸出率与同条件下无添加剂加入时相比，可提高8.07个百分点。因此综合考虑，添加剂用量以5％左右为宜。       （八）两段浸出综合试验       综合以上试验结果，取最佳试验条件进行5组两段浸出试验，考察验证钒的浸出率，结果见表5。       浸出条件如下：       1、一段浸出条件。恒温时间3h，浸出温度150℃，硫酸用量25%，固液比1.2∶1，粒度－200目，添加剂用量3%。       2、二段浸出条件。恒温时间4h，浸出温度150℃，硫酸用量35%，固液比1.2∶1，粒度－200目，添加剂用量5％。   表5  两段浸出试验结果编号12345总浸出率90.8191.7190.9692.9690.99       从表5可看出，5组两段浸出试验钒的总浸出率都达到了90%以上，说明在上述条件下进行石煤氧压直接酸浸出提钒具有一定可行性。        四、结论       （一）通氧条件下钒的浸出率远高于不通氧试验条件下钒的浸出率，证明石煤氧压酸浸提钒是一条切实可行的工艺路线。       （二）氧压酸浸过程中硫酸亚铁添加剂的加入可进一步提高钒的浸出率，当其用量为石煤矿量的5%时，钒浸出率与同条件下无添加剂加入时相比，可提高8.07个百分点。       （三）研究表明，含钒石煤氧压酸浸提钒工艺的最佳工艺参数为浸出时间3～4h，浸出温度150℃，液固质量比1.2∶1，硫酸用量25%～35%，矿石粒度－200目，添加剂用量3%～5%。       （四）试验石煤矿样经两段通氧加压硫酸浸出，钒浸出率可达90%以上。       （五）石煤氧压直接酸浸提钒新技术具有工艺流程短、操作简单、钒浸出率高、环境污染小等优点，是一种具有良好发展前途的环境友好型提钒新技术。氧压酸浸无污染提钒工艺是我国石煤提钒工艺改革的应有趋势。

一、工艺流程     矿石破碎→球磨→酸浸→固液别离→预处理→萃取反萃取沉钒→红钒热解→五氧化二钒。     石煤钒矿石破碎后湿式球磨至粒度－60目占80％以上，然后用占矿石质量15%的硫酸接连拌和，温度85℃，液固体积质量比（0.85～1）：1，钒以四价方式转入溶液。固液别离后，矿渣堆积，溶液预处理后，以P 204＋TBP ＋磺化火油为萃取剂，经7级箱式半逆流萃取，然后用1～1. 5mol/L的硫酸5级反萃取，得到质量浓度80～120 g/L的含钒溶液，加热氧化沉积得红钒（），红钒于550℃下加热分化得五氧化二钒。     二、工艺原理及运用     陕西山阳县境内的石煤钒矿石中的钒一部分在云母中以类质同象方式置换六次配位的三价铝而存在于云母晶格中｛云母分子式为K （Al，V）2[AlSi3O10]（OH）2｝，若从云母中浸出钒有必要损坏云母结构，故这部分钒难于浸出。直接用酸损坏云母结构，即在必定温度和酸度下，让氢离子进入云母晶格中置换A13+，使离子半径发生变化，将钒释放出来。钒被氧化成四价后用酸溶解，反应式为： （V2O3）·x＋2H2SO4＋1/2O2→ V2O2（SO4）2＋4H2O＋x， V2O2（OH）4＋2H2SO4→ V2O2（SO4）2＋4H2O，     得到的是蓝色的溶液，经过后续处理得五氧化二钒产品。     该工艺在陕西山阳县10余家钒加工厂得到广泛运用，总收率达65%～71%，出产成本控制在5.5～6.8万元/t。出产废水中的Fe2+，Fe3+、A13+等金属离子经过氧化、沉积、过滤、弄清去除，态氮经过调pH、加热、吹脱可除掉90%，废水可循环运用；出产过程中不发生有害气体，对大气无污染。

五氧化二钒是氧化物，酸性大于碱性，溶于强碱生成钒酸盐，溶于强酸构成钒氧离子VO或VO3+。橙黄或砖赤色固体。无臭、无味、有毒性。微溶于水，生成淡黄色酸性溶液。热分化或三氯氧钒与水效果都可制得五氧化二钒。 2NH4VO3 V2O5+2NH3+H2O 2VOCl3+3HO2 V2O5+6HCl 五氧化二钒是钒氧化物中使用最广泛的产品，在钒资源勘探、出产和国际贸易中，一般都以五氧化二钒作为核算单位。 五氧化二钒是出产金属钒、钒铁合金、和其它钒基合金的中间产品，也是制作钒催化剂的质料，还可用于、邻二等有机组成的催化剂，还用于制作彩色玻璃和陶瓷。 五氧化二钒的收回工艺： (1)从钒渣中收回：钒渣是含钒较高的提钒质料，收回技能比较老练。现在通用的流程是钠化焙烧工艺，选用的设备不同，大型厂商一般都选用回转窑，而有些厂商则选用焙烧炉。工艺进程是将钒渣与钠盐(一般为碳酸钠或芒硝)混合，在必定的温度下焙烧，使钒转为可溶性的钠盐，焙砂再通过浸出，使钒酸盐进入溶液，溶液通过滤，滤出废渣，再通过沉积、精美等进程得到五氧化二钒。国外有的厂商直接使用含钒高的钒钛磁铁矿出产五氧化二钒，首先将矿石制成精矿，然后与熔剂混合，进入回转窑中焙烧，焙砂用水浸出，含钒溶液用铵盐处理，最终沉积。 (2)从石煤中收回：从石煤中提钒的工艺主要是钠化焙烧工艺，钠化氧化焙烧—水浸出—水解沉钒—碱溶铵盐沉钒—热解脱—精钒的工艺流程。该工艺是我国从石煤中提钒遍及选用的工艺，特点是工艺简略，而且充分使用了石煤的热能。缺陷是收回率较低，一般在60%以下。美国选用以上工艺，但选用稀硫酸浸出、溶剂萃取技能，收回率可达70%。 (3)从石油废催化剂中收回：美国、日本等国从上个世纪70年代就开端从石油含钒废催化剂中收回钒，技能现已老练，加工工艺许多，有许多工艺现已申报专利。国际上通用的技能是钠化焙烧法：配料→焙烧→磨碎→浸出过滤→沉钒→煅烧→五氧化二钒产品↓ 溶液→萃取收回钼→钼酸铵产品 ↓ 渣→进一步收回镍→金属镍。 各国收回工艺中的经济技能参数虽然不同，但根本上参照以上工艺，我国从石油工业废催化剂中收回钒的厂商选用的工艺也根本与其相同。 (4)从硫酸工业废催化剂中收回：从硫酸工业的废催化剂中收回五氧化二钒早已引起世界各国的注重，前苏联在此起步较早，技能比较老练，日本、美国也有许多专利报导。我国硫酸工业废钒催化剂中收回钒的作业展开较早，在上个世纪80年代，南化公司、成都工学院、北京矿业学院、镇江冶炼厂、平顶山987化工厂等都作过很多试验，其间平顶山987化工厂现已投入出产。现在选用的技能有火法—湿法联合工艺和全湿法工艺，后者使用比较广泛。工艺如下：废催化剂→破坏→浸出→过滤→加水解→沉钒→精粹→煅烧→产品。湿法流程工艺简略，出资少，总收回率在90%以上。缺陷是发生的废液量较大，不能作到平衡。现在我国从硫酸工业废钒催化剂中收回五氧化二钒的厂商都选用以上工艺，火法湿法联合工艺没有选用。   定论：从含钒物料中提炼钒的工艺有火法、湿法和火法、湿法联合流程，最老练的技能是：钠化焙烧、浸出、沉钒工艺，也是提钒技能的经典。从硫酸工业废钒催化剂中收回五氧化二钒一般都选用酸性直接浸出工艺。

五氧化二钒的收回工艺 (1)从钒渣中收回：钒渣是含钒较高的提钒质料，收回技能比较老练。现在通用的流程是钠化焙烧工艺，选用的设备不同，大型厂商一般都选用回转窑，而有些厂商则选用焙烧炉。工艺进程是将钒渣与钠盐(一般为碳酸钠或芒硝)混合，在必定的温度下焙烧，使钒转为可溶性的钠盐，焙砂再通过浸出，使钒酸盐进入溶液，溶液通过滤，滤出废渣，再通过沉积、精美等进程得到五氧化二钒。国外有的厂商直接使用含钒高的钒钛磁铁矿出产五氧化二钒，首先将矿石制成精矿，然后与熔剂混合，进入回转窑中焙烧，焙砂用水浸出，含钒溶液用铵盐处理，最终沉积。 (2)从石煤中收回：从石煤中提钒的工艺主要是钠化焙烧工艺，钠化氧化焙烧—水浸出—水解沉钒—碱溶铵盐沉钒—热解脱—精钒的工艺流程。该工艺是我国从石煤中提钒遍及选用的工艺，特点是工艺简略，而且充分使用了石煤的热能。缺陷是收回率较低，一般在60%以下。美国选用以上工艺，但选用稀硫酸浸出、溶剂萃取技能，收回率可达70%。 (3)从石油废催化剂中收回：美国、日本等国从上个世纪70年代就开端从石油含钒废催化剂中收回钒，技能现已老练，加工工艺许多，有许多工艺现已申报专利。国际上通用的技能是钠化焙烧法：配料→焙烧→磨碎→浸出过滤→沉钒→煅烧→五氧化二钒产品 ↓ 溶液→萃取收回钼→钼酸铵产品 ↓ 渣→进一步收回镍→金属镍。各国收回工艺中的经济技能参数虽然不同，但根本上参照以上工艺，我国从石油工业废催化剂中收回钒的厂商选用的工艺也根本与其相同。 (4)从硫酸工业废催化剂中收回：从硫酸工业的废催化剂中收回五氧化二钒早已引起世界各国的注重，前苏联在此起步较早，技能比较老练，日本、美国也有许多专利报导。我国硫酸工业废钒催化剂中收回钒的作业展开较早，在上个世纪80年代，南化公司、成都工学院、北京矿业学院、镇江冶炼厂、平顶山987化工厂等都作过很多试验，其间平顶山987化工厂现已投入出产。 现在选用的技能有火法—湿法联合工艺和全湿法工艺，后者使用比较广泛。 工艺如下： 废催化剂→破坏→浸出→过滤→加水解→沉钒→精粹→煅烧→产品。 湿法流程工艺简略，出资少，总收回率在90%以上。缺陷是发生的废液量较大，不能作到平衡。现在我国从硫酸工业废钒催化剂中收回五氧化二钒的厂商都选用以上工艺，火法湿法联合工艺没有选用。 定论： 从含钒物料中提炼钒的工艺有火法、湿法和火法、湿法联合流程，最老练的技能是：钠化焙烧、浸出、沉钒工艺，也是提钒技能的经典。从硫酸工业废钒催化剂中收回五氧化二钒一般都选用酸性直接浸出工艺。五氧化二钒是**氧化物，酸性大于碱性，溶于强碱生成钒酸盐，溶于强酸构成钒氧离子VO或VO3+。橙黄或砖赤色固体。无臭、无味、有毒性。微溶于水，生成淡黄色酸性溶液。热分化或三氯氧钒与水效果都可制得五氧化二钒。 2NH4VO3V2O5+2NH3+H2O 2VOCl3+3HO2 V2O5+6HCl五氧化二钒是钒氧化物中使用最广泛的产品，在钒资源勘探、出产和国际贸易中，一般都以五氧化二钒作为核算单位。五氧化二钒是出产金属钒、钒铁合金、和其它钒基合金的中间产品，也是制作钒催化剂的质料，还可用于、邻二等有机组成的催化剂，还用于制作彩色玻璃和陶瓷。

空气中含有21％（体积比）的氧，如果把纯氧掺进空气中，使得其中的氧大于21％，这样的混合气体就称做富氧空气。凡是采用富氧空气的熔炼过程，都叫做富氧熔炼。例如鼓风炉富氧熔炼，转炉富氧吹炼等。除了溶炼过程可以采用富氧外，其它冶金过程（如焙烧）也可以采用富氧。采用富氧熔炼不仅可以强化熔炼过程，提高生产率；并且可以降低燃耗，减少了烟气排放量，减轻了对大气的污染。现在世界各国在有色冶炼中，凡能得到廉价氧的地方，均较为普遍地采用富氧冶炼。

Study on Extraction of Vanadium Pentoxide from Chlorite Specialty ：Applied Chemistry ABSTRACT    A technology for recovering V2O5 from chlorite and the optimum process conditions are described in this article. The mineral of chlorite carried in Shan’xi is roasted and leached after preparing in the experiment; then this paper makes sure the conditions of leaching for exaltation, and studies on the rate of leach to leach times ,temperature, roasting process and so on ，and extraction of V2O5 from chlorite containing Vanadium is investigated. Finally, this paper makes sure the optimum technology recovering V2O5 from chlorite with the properties of the mineral and the rate of vanadium conversion.  In this article, the recovering of V2O5 by roasting with Na2CO3－water leaching is the optimum technology. This paper also uses the extract and the counter－extract. This method pollutes slightly, the craft operation is simple, and the production craft is stable, process conditions is good and easy to realize the automatic control.     KEY WORDS:  Chlorite, Vnadiumpentoxide, Roasting, Leaching, extract, sink vanadium, pollute slightly 目  录英文摘要 1前语 1.1钒与钒化合物 1.2提钒工艺简述 1.3国内外的研讨情况及展开趋势 1.4提取五氧化二钒的新技能 1.5本课题的选题含义 2实验部分与检测办法 2.1实验试剂 2.2实验仪器及设备 2.3实验办法 2.4 检测办法 3湿法提钒研讨 3.1直接酸浸工艺研讨 3.2钠化焙烧－酸浸工艺研讨 3.3钠化焙烧－水浸工艺研讨 3.4钠化焙烧－碱浸工艺研讨 3.5定论 4浸出物萃取与沉钒研讨 4.1萃取进程 4.2反萃取进程 4.3沉钒及灼烧 5定论与展望 5.1 定论 5.2 缺乏与展望 参考文献 1 前语1.1 钒与钒化合物[1] 1801年,A.M.DelRio在墨西哥发现了23号元素,1830年,N.G..Sefstrom将其命名为Vanadium,钒。 钒是ds区过渡族元素,在地壳中的丰度为136ppm，坐落悉数已知元素中的第19位。产值最丰厚的国家有南非、前苏联、我国和美国。 钒是一种重要的战略物资，人类在160年前就已发现钒元素，但直到20世纪初才被广泛运用于工业出产上。纯金属钒呈银灰色，纯度>99.9%时，具有杰出的可塑性和可锻性。钒的产品品种繁复，既有高纯金属钒、钒铝合金、钒碳化物及钒碳氮化物等冶金产品，也有五氧化二钒、、、钒酸钠、氢氧化钒及氯化钒等化工产品。其间，五氧化二钒是钒的重要氧化物，也是金属钒、硫化钒或氮化钒等氧化后的终究产品。 钒首要用于钢铁工业，在钢中起脱氧、脱氮作用，然后改进钢的功用，钒的高价氧化物是化学工业和石油工业中的重要催化剂。此外，在电子、玻璃、印刷、电影、照相和陶瓷等工业，钒的化合物亦得到广泛运用。 五氧化二钒的半导体性质的发现和其在光学工业中作为抗静电涂层的运用为它的研讨拓荒了新。近年来，对作为功用材料的V2O5的研讨现已受到了广泛的注重，它的溶胶－凝胶制备技能也取得了鼓舞人心的前进。具有层状结构的V2O5凝胶膜显现出风趣的电子、离子、电化学性质，此外，V2O5还具有光电导性质。例如，V2O5可作普通离子吸收基质材料、湿敏传感器、微电池、电致变色显现材料等。能够预见，跟着现代高科技的展开，V2O5的运用规模将会逐步扩展，需求量也会逐步增加，因而，展开五氧化二钒提取与制备研讨有重要含义。 1.2提钒工艺[3] 1.2.1酸浸碱溶提钒法 运用酸使含钒固废中的钒以VO2＋ ,VO2＋的形状浸出，加碱中和，在弱碱性条件下用氧化剂使钒成为五价离子(如VO3 －)，并使钒与铁的水合氧化物等杂质一同沉积，再用酸碱浸制得粗钒，粗钒经碱溶生成五价钒的钠盐，并除掉杂质硅，后用铵盐二次沉钒得，经焙烧得到高纯V2O5，该工艺已运用低钒钢渣提钒。 1.2.2钠化焙烧提钒法 钠化焙烧提钒是含钒质料提钒运用较多的工艺，研讨也较为透彻，我国陈厚生教授对该工艺技能奉献较大。其根本原理是:以食盐或苏打为增加剂，经过焙烧将多价态的钒转化为水溶性五价钒的钠盐,如Na2O. yV2O5 和NaVO3，再对钠化焙烧产品直接水浸，可得到含钒及少数铝杂质的浸取液，然后参加铵盐（酸性铵盐沉积法)制得沉积，经焙烧得到粗 V2O5，再经碱溶、除杂并用铵盐二次沉钒得，焙烧后可得到纯度大于98%的V2O5。也可用硫酸浸渍焙烧产品，此刻发作反响：2NaVO3＋H2SO4 ＝Na2 SO4＋H2O＋ V2Os，别离得到粗V2O5，后经碱溶、除杂并用铵盐二次沉钒得，经焙烧可得高纯V2O5。该工艺已用于石煤和低钒钢渣提钒。 1.2.3直接焙烧提钒法 一般包括焙烧、浸出、沉钒、制和锻烧几个进程。焙烧时不加任何增加剂，靠空气中的氧在高温下将贱价钒直接转化为酸可溶的V2O5。然后用硫酸将焙烧产品中的V2O5以五价钒离子形状浸出，再对浸出液净化，除掉Fe等杂质，并用水解沉积法或铵盐沉积法沉积红钒，再将红钒溶解于热的烧碱水溶液中，操控恰当浓度和pH值，使溶液中的钒首要以VO3(OH)2－形状存在，弄清后取上清液选用铵盐沉积法制，再锻烧即得高纯V2O5。该法已用于含钒石煤的提钒。 1.2.4钙化焙烧提钒法 将石灰、石灰石或其它含钙化合物作溶剂增加到含钒固废中造球、焙烧，使钒氧化成不溶于水的钒的钙盐，如 Ca ( VO3 ) 2、Ca3 ( VO4) 4 、Ca2V2O7，再用酸将其浸出，并操控合理的pH，使之生成VO2＋ ,V10O28 6－等离子，一同净化浸出液，除掉Fe等杂质。然后选用铵盐法沉钒、制并锻烧得高纯V2O5。钙化焙烧法已运用于石煤提钒中。 1.2.5溶剂萃取提钒法 用焙烧、酸浸、碱浸等手法将含钒固废中的钒转变为水溶性或酸溶性的含钒离子团，如HV10O285－、V O3 (OH) 2－、V2O74－、 V4O122－、VO3－、  V O2＋(溶液pH值不同，离子团也不同)，后用萃取剂(如N－263 、7402)萃取，并发作阴或阳离子交流，如:选用N－263在pH＝5时萃取[HV10O28 ]5－，发作反响： [HV10O28 ]5－＋5R3N＋CH3C1－（O）——(R3 N＋CH3)5[HV10O28 ]5－（O）＋5C1－（（O）表明有机相)，因为其它金属离子大都不能进入有机相中，然后完成了钒与金属杂质离子的别离。经萃取的有机溶液，再用反萃剂(如NH4CI、)反萃，使钒再从有机相转入水相，然后调整pH值，使钒以或的形状沉积，再锻烧沉积物即得高纯V2O5。 因为含钒离子、萃取剂及反萃剂的品种都许多，所以相应提钒工艺也多，但工艺道路大体附近，一般为：制含钒离子－萃取－反萃－沉钒－脱得V2O5。此法已成功运用于石煤、低钒钢渣、废钒催化剂提钒。 1.2.6离子交流提钒法 选用焙烧、酸浸、碱浸等工艺将含钒固废中的钒转化成水溶性的含钒离子，如：VO3－、V4O124－(因溶液pH值不同离子也不同)，再依据物料的不同选用不同的离子交流剂(如717树脂)，并调整溶液pH值，在离子交流柱上发作吸附反响，如选用717树脂对VO3－进行离子交流吸附时发作反响:VO3－＋R －N(CH3) 3C1 ——R－N(CH3) 3 VO3－＋ C1－(R表明烃基)。此刻因为VO3－对717树脂的亲和力大于杂质离子对树脂的亲和力，所以能除掉磷、铁、铝、硅等杂质。上述吸附于离子交流柱上的钒能够用NaCI溶液洗脱，反响为:R－V (CH3) 3VO3－＋ C1－——VO3－＋ R－N (CH3)3C1。经吸附，钒被固定于离子交流柱上，并完成了杂质别离。再经脱附，钒转入洗脱液中，后再用铵盐沉积法沉钒、制，再锻烧得V2O5。 此法在国外起步较早，但直到1991年，加拿大Fort McMurray公司才树立离子交流厂提钒。我国20世纪70年代初进行了一系列离子交流提钒的实验，到90年代初，用717离子交流树脂法对石煤提钒土艺已在湖北通城、丹江口等地运用于出产。现在，离子交流法也成功地用于废钒催化剂的提钒。 1.3 国内外的研讨情况及展开趋势[12] 我国从钒矿和石煤中提取钒绝大多数选用钠盐焙烧－水浸－酸沉积－碱溶－铵盐沉积－热解工艺流程。该工艺在出产中暴露出的首要缺陷是在焙烧进程中发作很多氯化氢、等有毒气体，废水中含有很多盐份，对环境有严峻污染，钒的转化率也低，为处理这两个问题，不少专家做了很多研讨工作，提出了原矿氧化焙烧－碱浸、钙盐焙烧－碳铵浸、原矿酸浸或欢腾炉脱碳酸浸、细菌浸出、钠盐焙烧－水浸渣再酸浸等工艺流程，取得了较好的成果。 在国外提取钒一般选用酸浸或钠盐焙烧－酸浸－溶剂萃取工艺流程，如美国矿业局从华达州的分化岩石中提取钒选用的是钠盐焙烧－溶剂萃取－铵盐沉积工艺流程；英国曼斯菲尔德公司从炼铜的炉渣中提取钒选用的是在回转炉内高温下加盐和硫酸焙烧－水浸－沉积工艺；波兰从含五氧化二钒的石煤中收回钒选用的是硫酸化焙烧－水浸工艺。 核工业北京化工冶金研讨院从20世纪80年代处开端研讨从石煤中提取钒。先后提出了“钠化焙烧－废气制酸－酸浸－溶剂萃取制取精钒”、“氧化焙烧－酸浸－溶剂萃取制取精钒”和“原煤破磨－两段逆流酸浸－溶剂萃取－沉钒－热解制精钒”3个工艺流程，其间第三个工艺流程已于1996年在我国西北地区建成了年产660t五氧化二钒的出产厂。                          1.4提取五氧化二钒的新技能[3] 现有含钒固废提钒工艺虽多，特色也不同，但根本都是由传统提钒工艺移植过来(除钢渣回来法外)，针对性不强，很不习惯含钒固废的资源特性(低档次、大宗量、成份杂)。运用时本钱高、污染大、难以大宗量处理，致使推行一向受到限制。因而，寻求短流程、大规模、低本钱、低污染的固废提钒与残渣归纳运用的新工艺，是含钒固废提钒新技能未来的展开方向。 近30年，针对含有价组分的矿冶二次资源的特性(低档次、大宗量)，国内外出现一些绿色别离和资源有用运用新技能，其原理与办法都具遍及适用性，有的已用于含钒固废提钒土艺的研讨。能够预见，跟着这些技能的逐步完善，有望给含钒固废提钒工艺或办法带来突破性发展。 1.4.1挑选性分出技能 东北大学隋智通教授提出，挑选性分出技能已成功用十硼渣、钛渣体系。基木原理是针对固废内有价元素档次低、且散布于各矿藏相内的资源特色，发明适合的物理化学条件，促进有价元素在化学位梯度的驱动下，挑选性地搬运于规划的矿藏相内富集，一同合理操控相关要素，使富集相挑选性长大，再经磨矿后分出富集相，别离后的残渣用于建筑材料等。该技能具有“短流程、低本钱、大规模、小污染”的特色，现在已用于低钒钢渣提钒的研讨。 1.4.2微生物浸出技能 自上世纪70年代以来，国际上开端广泛将微生物用于冶金土业，现已能用微生物浸出低档次矿石中的铜、金、铀、铬、镍、银、钒、钼、锗等有价元素。其原理是运用微生物自身的生理机能(如氧化特性)或代谢产品(如有机酸、无机酸和Fe3＋)的作用来氧化、溶浸矿藏中的意图组分，再选用络合、吸附等办法将浸出的意图组分富集、别离后提取。  该技能的长处是固定资产投入较低、效率高、本钱低、污染少、能耗少，特别适用于低档次矿藏质料有价组分的提取。缺陷首要是进程的反响速度慢和细菌对矿藏有挑选性。所以，如找到并培养出适合的钒细菌，将其用于含钒固废中钒的浸出，在技能上应是可行的。 1.4.3矿浆电解技能 矿浆电解技能是北京矿冶研讨总院历经20余年的研讨，开宣布的一种新的湿法冶金办法，现在已成功地从多金属复合矿石中收回锡 ,锑、铅、银等有价元素。基木原理为将湿法冶金所包括的浸出、溶液净化、电积3个工序合而为一，运用电积进程的阳极氧化反响来浸出矿藏，其实质是用矿石的浸出反响来替代电积的阳极反响，使一般电积进程阳极反响很多耗能转变为某种金属的有用浸出;一同槽电压下降，电解电能下降，整个流程大为简化。这样，在阳极区可运用矿藏的电氧化次序完成金属的挑选性分出，在阴极区可运用分出电位的不同完成金属别离。 该工艺保留了传统湿法冶金的长处，其首要特色是流程短、操作简洁、出产本钱低价、归纳收回和别离效率高，能一同提取多种低档次杂乱难选的金属和元素。此法很适合低档次、大宗量含钒固废中钒的提取。                                            1.5本课题的选题含义 钒在地壳中的均匀含量为0.015% ，比铜、镍、锌、锡、钴、铅等都多，但因为自然界中的钒首要以三价形状存在，而三价钒的离子半径与三价铝、三价铁的离子半径很挨近，因而，三价钒几乎不生本钱身的矿藏，而是以类质同象部分替代三价铁和三价铝存在于一些铁及铝的矿藏中，如石煤、钒钛磁铁矿、硅铝酸盐和绿泥石中等，这也是钒在自然界高度涣散的首要原因。                                     我国是钒矿资源十分丰厚的国家，从钒矿或石煤中提取钒的传统工艺多为平窖钠化焙烧，它的长处是出产流程比较安稳，可操作性强、出资少，缺陷是焙烧时，发作含体等有害成分，环境污染严峻，为国家明令禁止。一同这种传统工艺钒转换率低、收回率低，构成资源糟蹋严峻。                               现在，我国已着重于湿法冶金提钒。因而，为了呼应国家的召唤，咱们是从绿泥石中经过湿法提取五氧化二钒，现在还很少有人从绿泥石中提取，大部分是从石煤中提取。从绿泥石中提取五氧化二钒不只质料来历便利而且本钱低，是咱们值得研讨的课题。钒土矿在我国只散布在四川 、河北等地，相对资源有限，而我省绿泥石资源丰厚。              本研讨经过对原矿石性质的研讨，试探性的选用与现行不同的工艺提钒。终究，依据矿石的性质及其特色而且结合实验的成果而选定最佳的工艺。 2实验部分与检测办法 2.1 实验试剂 （1）亚           分析纯   天津市红岩化学试剂厂 （2）基   分析纯   天津市化学试剂一厂 （3）脲素               分析纯   天津市东丽区泰兰德化学试剂厂 （4）硫酸亚铁铵         分析纯   天津市耀华化工厂 （5）磷酸               化学纯  ＝1.666g/cm3   纯度≥85%  西安化学试剂厂 （6）浓硫酸                      纯度＝95%～98%  莱阳市双双化工有限公司 （7）浓硝酸             分析纯  纯度≥99.8%  安徽特酒总厂出品 （8）十六烷基三甲基氯化铵  分析纯  上海三浦化工有限公司 （9）氯化铵             分析纯   天津市化学试剂六厂 （10）                    天津易发化学试剂厂 （11）硫酸亚铁           分析纯   天津开发区海光化学制药厂 （12）           分析纯   天津市百世化工有限公司 （13）五氧化二钒（标样）化学纯   纯度≥99.0%  成都化学试剂厂 （14）正辛醇                      西安化学试剂厂 （15）航空火油﹑去离子水 （16）碳酸钠                      天津市天力化学试剂有限公司 2.2实验仪器及设备 （1）马弗炉  （2）真空干燥箱          DZ－2BC型   天津市泰斯特仪器有限公司 （3）电动拌和器 （4）循环式多用真空泵   SHB－B95型    郑州长城科工贸有限公司 （5）电子天平            e＝10d       BS 224S Max 220g d＝0.1㎎  北京赛多利斯仪器体系有限公司 （6）托盘天平            类型HCTP12B1   标准号WS2－90－74  北京宣武天平厂 （7） 250mL分液漏斗、布氏漏斗、定量滤纸、定性滤纸、广泛pH试纸、铁架台、铁圈、夹子、试管刷、洗瓶、石棉网、玻璃棒﹑胶头滴管、坩埚、 酸式滴定管、容量瓶、量筒 锥形瓶、烧杯。 2.3实验办法 2.3.1实验办法一 称取必定量的原矿石，然后将其损坏，再按必定的液固比的与不同配比的溶液混合，将配好的溶液放入恒温干燥箱中按设定的温度和时刻进行浸取，得到的浸取液经过抽滤后，分析滤液中钒含量，核算转浸率。 2.3.2实验办法二 称取必定量的原矿石，然后将其损坏，置于坩埚中，在马弗炉中按设定的温度和时刻进行一段脱碳焙烧，脱碳后的矿石按必定的份额与钠盐研磨均匀后再在马弗炉中按设定的温度和时刻进行二段焙烧，焙烧后的熟料再按必定的液固比与不同配比的溶液混合，用电动拌和器按设定的温度和时刻进行拌和，终究抽滤后，分析滤液中钒含量，核算转浸率。 2.4检测办法 2.4.1原矿石的检测 本矿石送西北有色金属研讨院进行检测。 1）原矿的光谱半定量分析 表2－1　光谱半定量分析成果元素CuPbCrNiMoVCo含量（10－6）202013005005300010元素GaYbYZrSrMnTi含量（10－6）2101002002002003000元素PFeCaMgSiAlNa含量（10－6）2135－101050.02    2）原矿部分元素分析 表2－2　原矿部分元素分析成果成分V2O5K2ONa2OMgOCaOSiO2FeC含量（%）1.100.080.0513.905.2325.482.4426.03    3) X衍射分析 表2－3  X衍射分析成果矿藏称号绿泥石滑石闪石石英含量（%）607210矿藏称号石墨黄铁矿三方氧钒矿（不断定） 二水钒矿（不断定）未检出含量（%）8454     2.4.2浸出液中钒的分析办法     取25ml溶液于 500ml 锥形瓶中，参加20ml的硫磷混酸和20%硫酸亚铁铵溶液1ml,摇匀，滴加KmnO4溶液至摇摆后溶液所出现的微赤色不消失并过量1－2滴，充沛摇摆后，放置5－10分钟，参加10ml的尿素溶液，滴加亚溶液至赤色刚好消失并过量1－2滴，充沛摇摆后，放置1分钟，再参加3滴0.2% N－基指示剂，用硫酸亚铁铵标准溶液滴定至紫赤色变为亮绿色即为结尾。然后依据滴定用的硫酸亚铁铵体积和浓度及所取溶液的体积来核算钒的浸出率。 2.4.3 实验成果的测定办法 1)试剂 i)所需试剂 4%（m/m）硫酸亚铁铵溶液；硫酸溶液：1＋1；3%（m/m）溶液； 10%（m/m）脲素溶液；1%（m/m）亚溶液；0.2% N－基指示剂； 硫酸（GB626－89）；硝酸（GB622－89）；磷酸（GB/T1282－77）； 硫酸亚铁铵标准溶液为0.01moL/L。 ii)试剂的制造 ① 4%（m/m）硫酸亚铁铵溶液：称取2g固体硫酸亚铁铵，溶于50 mL去离子水中。 ② 硫酸溶液（1＋1）：V浓硫酸：V水＝1：1制造60mL溶液。 ③ 3%（m/m）溶液：称取1.5g固体，溶于50 mL去离子水中。 ④ 10%（m/m）脲素溶液：称取5g固体脲素，溶于50 mL去离子水中。 ⑤ 1%（m/m）亚溶液：称取1g固体亚，溶于100 mL去离子水中。 ⑥ 0.2% N－基指示剂：称取0.2g固体N－基，加20 mL50g.L－1的 Na2CO3溶液，用水稀释至100ml。 ⑦ 硫酸（GB626－89）：浓度为95%～98%。 ⑧ 硝酸（GB622－89）：浓度为65%～68%。 ⑨ 磷酸（GB/T1282－77）：浓度为85%。 ⑩ 0.01moL/L硫酸亚铁铵标准溶液：称取1.6907g固体硫酸亚铁铵，溶于500mLH2SO4(5＋95)配成的溶液中。 2) 操作进程 i) 称量已在105 ℃烘干且恒重的样品0.5g（精确至0.0002g），放入250mL锥形瓶中，用水湿润摇散，顺次参加磷酸10mL，硫酸5mL，硝酸2mL混合后置于电炉上加热至试样溶解彻底并冒白烟，取下冷却后沿瓶壁加20mL水，持续加热至冒白烟（防止暴沸，不断摇摆），冷却后加水至80mL，参加硫酸（1＋1）20mL充沛摇摆使可溶盐溶解，冷却后将试样移入250mL容量瓶中，再用水稀释至刻度，摇匀。 ii) 移取100.00mL试样溶液到500mL锥形瓶中，加4%硫酸亚铁铵溶液2～3mL以复原溶液中或许存在的氧化物质。在室温下逐滴参加3%溶液至淡赤色（5 min内不褪色）。然后参加10%脲素10mL，滴加1%亚溶液至淡赤色褪去，再过量2～3滴。充沛摇匀后放置10min，使过剩的亚悉数被脲素分化（摇摆时根本无气泡发作）。 iii) 参加6滴0.2% N－基指示剂，在亮光处用硫酸亚铁铵标准溶液（0.01moL/L）滴定由暗桃赤色至亮绿色为结尾。 iv) 五氧化二钒含量的核算，五氧化二钒含量X，以质量百分数表明（%），按下式核算： X ＝ % ..........（1.1） 式中   C——硫酸亚铁铵标准溶液的摩尔浓度，moL/L；        V——试样溶液测守时所耗硫酸亚铁铵标准溶液体积，mL；        m——试样的质量，g；        V1——试样溶液的总体积，mL；        V2——测守时所取部分试样溶液的总体积，mL；3 湿法提钒研讨 3.1直接酸浸工艺研讨 3.1.1实验办法 依照第二章的实验办法一，称取50g原矿石，用硫酸溶液浸取。 3.1.2浸出液中钒的分析办法 依照第二章的分析办法进行。 3.1.3成果与评论 原矿石中钒首要以三价的方式与其它矿藏伴生，为了使钒能够浸出来，有必要损坏矿石的结构，使离子半径发作变化。然后使钒开释出来，并氧化成四价酸溶解，用硫酸浸取提钒，使钒以VOSO4方式进入溶液通式可表明为： (V2O3).X＋2H2SO4.1/2O2＝V2O2 (SO4)＋ 2H2O＋ XOV2O2 (OH) 4＋ 2 H2SO4＝V2O2 (SO4)＋ 2H2O注：X为矿石结构。 生成物为蓝色溶液。1) 酸度与温度对钒转浸率的影响用酸浸取矿石来损坏矿石的结构，需求在必定的温度和酸度下，才干使钒开释出来，并氧化成四价被酸溶解。假如用浓硫酸浸取，浸取液中或许有五价的钒存在。因为浓硫酸具有强的氧化性。进步酸度是为了使氢离子的浓度进步，然后有利于损坏矿石的结构，这样才干更好的使钒离子开释。进步温度首要考虑的是动力学方面的要素，浸取进程的温度较低，化学反响速度和分散速度都较慢，因而很难到达平衡状况。酸度与温度对钒的转浸率的影响如下表3－1所示。 由实验得，跟着酸度和温度的进步，钒的转浸率是有逐步上升的趋势。因为本矿石的耗酸量太大，本次实验仅仅断定酸浸进程的根本趋势。 表3－1  酸度与温度对钒转浸率的影响V酸：V水 / mL浸取温度 / ℃转浸率1:37014.531:38015.651:39015.901:47013.231:48014.561:49014.851:57012.671:58013.201:59013.80     注：其它浸条件为：浸出时刻24h，浸出液固比1.5:1     2) 酸度与时刻对钒转浸率的影响     酸浸取的进程不只需求必定的酸度和温度，还要考虑时刻对其浸出率的影响。浸取的时刻越长，钒的浸出率越高，致使到达平衡状况。浸取时刻对钒的转浸率的影响首要也的考虑的是动力学方面的要素。酸度与时刻对钒的转浸率的影响成果如下表3－2所示。 表3－2 酸度与时刻对钒转浸率的影响V酸：V水 / mL浸取时刻 / h转浸率1:31814.631:32015.701:32416.201:41813.251:42014.801:42415.251:51812.801:52013.501:52414.20 注：其它浸条件为：浸出温度80℃，浸出液固比1.5:1     3) 酸度与液固比对钒浸出率的影响     液固比对钒浸出率的影响首要是影响氢离子的浓度，所以在酸度必定的情况下宜挑选较小的液固比。因为本矿石耗酸量大，当液固比太低时浸出也很简略饱满，且难过滤。影响成果如下表3－3所示。 表3－3 酸度与液固比对钒浸出率的影响V酸：V水 / mL液固比转浸率1:31:115.531:3 1:1.514.651:3 1:213.901:4 1:114.201:4 1:1.513.561:4 1:212.851:5 1:114.251:5 1:1.513.201:5 1:212.80 注：其它浸条件为：浸出时刻24h，浸出温度80℃ 3.1.4总结 经过对不同的液固比，不同的硫酸浓度，不同的浸取时刻和温度研讨，终究分析滤液中的钒含量，经过核算发现转浸率都不高，最高能到达16％左右，而且耗酸量也挺大的。假如酸的浓度太大，后处理进程也是很杂乱，且引入很多的杂质离子。这也验证了上述对矿石性质的研讨成果，不宜用酸浸的定论。 3.2钠化焙烧－酸浸工艺研讨 3.2.1实验办法 依照第二章的实验办法二，称取50g原矿石，用硫酸溶液浸取。 3.2.2浸出液中钒的分析办法 依照第二章的分析办法进行。 3.2.3成果与评论1)一段脱碳焙烧条件断定 矿石中含很多的碳，焙烧烧失量十分的大，为防止碳在焙烧进程中构成复原气氛影响钒的氧化，因而增加一段脱碳焙烧；为了最大或许地消除碳对钒氧化的影响，对不同的脱碳条件下的烧失量进行了调查，调查成果见表3－4。 表3－4  碳烧失量的调查成果脱碳条件烧失量（％）  600℃              3小时1700℃              2小时8700℃              3小时10700℃              4小时13800℃              3小时16    2)二段焙烧条件的断定     含钒原矿石与增加剂混合于氧化性气氛下高温焙烧，其意图就是损坏钒矿藏的安排结构，将三价或四价钒氧化为五价钒，并与增加剂或矿石自身分化出来的氧化物生成偏钒酸盐。本实验选用的是碳酸钠作为增加剂，其或许的反响如下： V2O3＋ O2＝ V2O5   2V2O4＋ O2＝ 2V2O5 V2O5＋ NaCO3＝ NaVO3＋ CO2 V2O5＋ V2O3＋ NaCO3＋ O2＝ Na4V2O7＋ CO2 V2O5＋ V2O3＋ NaCO3＋ O2＝Na3VO4＋ CO2        i) 碳酸钠参加量对钒浸出率的影响     碳酸钠参加量对钠化焙烧进程中钒转浸率有很大的影响，在其它焙烧条件（焙烧时刻为2小时，焙烧温度800℃）必定的情况下，不同碳酸钠参加量对钒的转浸率如图3－1所示。能够看出，随碳酸钠参加量的增大，钒转浸率逐步升高，当参加碳酸钠为矿石量的2％时转浸率最高，持续增大碳酸钠的量，钒转浸率反而逐步减小，其原因或许有：（a）碳酸钠熔化而构成烧结现象。（b）钠化焙烧进程中碳酸钠的增加量远远大于理论用量时，碳酸钠的增加可使焙烧后所得熟料碱性增强，在浸出液酸度必守时，可使浸出液的酸度下降，然后导致钒的浸出率减小。而碳酸钠缺乏时则不能损坏原矿藏结构。因而把碳酸钠的参加量为矿石的2％ 作为最佳的增加量。   图3－1  碳酸钠参加量对钒浸出率的影响     ii) 温度对钒转浸率的影响     在其它焙烧条件（碳酸钠的参加量为矿石的2％，焙烧时刻为2小时）必定的情况下，不同焙烧温度对钒转浸率的影响见图3－2。钒的转浸率随温度上升显着进步，或许是因为钒的氧化速度、成盐反响速度随温度升高而加速，反响的平衡常数随温度的升高也增加。而到温度超越850℃时，转浸率又下降，这或许是因为炉料表面烧结，构成杂乱的硅酸盐等不溶性物质。因而，适合的温度为800℃左右。   图3－2  温度对钒转浸率的影响     iii)焙烧时刻对钒转浸率的影响     在其它焙烧条件（碳酸钠的参加量为矿石的2％，焙烧时刻为2小时，焙烧温度800℃）必定的情况下，不同焙烧时刻对钒浸出率的影响见图3－3。能够看出，焙烧时刻对钒转浸率也有较大的影响，当焙烧时刻缺乏时，矿藏结构未能彻底损坏，导致氧化不充沛而使钒难以浸出。随焙烧时刻的增加，钒转浸率逐步增大，焙烧2小时，钒的转浸率最高，再增加焙烧时刻，钒的转浸率并没有显着的增加，且消耗更多的动力。所以，选定焙烧时刻为2小时。图3－3焙烧时刻对钒转浸率的影响    4)浸出工艺条件对钒浸出率的影响     在焙烧熟猜中除含有钒酸钠外，还含有镁、钙、铁、锰等金属的钒酸盐。酸浸进程中，它们都会进入溶液中生成钒氧基化合物，酸浸进程中或许发作的化学反响可表明为： NaVO3＋H2SO4＝(VO2)SO4＋ Na2SO4＋H2O                 Ca2V2O7＋ H2SO4＝ (VO2) SO4＋ Ca2SO4＋ H2O     能够看出，浸出后的溶液除含有钒（VO2＋）外，还有很多杂质离子。     i)液固比对钒浸出率的影响     液固比对钒浸出率有必定影响，当液固比太低时浸出液易饱满，且难过滤，不能到达最佳浸出作用；太高时浸出液浓度太低，使富集进程难度加大。实验证明液固比为1.5:1为最佳。     ii)浸出时刻对钒浸出率的影响     在液固比必定的条件下，浸出时刻对钒浸出率的影响如图3－4。图3－4  浸出时刻对钒浸出率的影响     由实验得，当浸出时刻到达1小时，钒的转浸率为19.5％左右，持续增加时刻，钒转浸率不再明显增加。因而，最适合的浸出时刻为1小时。     iii) 酸度对钒浸出率的影响     钒浓度跟着酸度的增加，逐步增大，但当酸的浓度太高，钒浓度增加的一同会引入很多的碱性杂质和其它搅扰离子，比方铬和钛等金属离子。依据原矿石的性质有60%的绿泥石能够溶于酸，所以，要进步钒的浸出率会消耗很多的酸。因而，以上的工艺条件的评论都是把酸度操控在2mol左右。     3.2.4总结 经过对不同的焙烧温度和时刻，不同的增加剂的用量，不同的拌和时刻的研讨，终究分析滤液中的钒含量，经过核算发现转浸率也不高。这种工艺尽管比上一种工艺的浸出率高，最高能到达20％左右，但仍然存在耗酸量大的弊端且能耗也大。相同验证了上述对矿石性质的研讨成果。 3.3钠化焙烧－水浸工艺研讨 3.3.1实验办法 依照第二章的实验办法二，称取50g原矿石，用水溶液浸取。 3.3.2浸出液中钒的分析办法 依照第二章的分析办法进行。 3.3.3成果与评论 1)一段脱碳焙烧条件断定 一段脱碳焙烧条件的断定与钠化焙烧后用酸浸工艺相同。 2)二段焙烧条件的断定 浸出时液固比为1.5:1的条件下进行以下实验：     i)碳酸钠参加量对钒浸出率的影响   图3－5  碳酸钠参加量对钒浸出率的影响     由实验得，碳酸钠参加量对钒浸出率的影响成果同上一章。当碳酸钠的增加量为原矿石的2%时到达最佳。     ii) 温度对钒转浸率的影响图3－6   温度对钒转浸率的影响     由实验得，温度对钒转浸率的影响成果同上一章。当焙烧温度到达 800℃时，钒的转浸率到达最佳。     iii)焙烧时刻对钒转浸率的影响图3－7  焙烧时刻对钒转浸率的影响     由实验得，时刻对钒转浸率的影响成果同上一章，当焙烧时刻为2小时，钒的转浸率根本到达最佳。     3）浸出工艺条件对钒浸出率的影响     在水浸进程中，焙烧熟猜中的NaVO3、Mg(VO3)2等能够溶于水，而Ca ( V O3 )2、FeVO4等难溶于水，这样就会影响钒的转浸率，但不会引入很多的杂质离子。浸出时刻对钒浸出率的影响如图3－8 ：图3－8  浸出时刻对钒浸出率的影响     由实验得，当浸出时刻到达1小时，钒的转浸率为13.5％左右，持续增加时刻，钒转浸率不再明显增加。因而，最适合的浸出时刻为1小时。     3.3.4 总结     经过核算发现转浸率相同也不高，它的转浸率略低与前两种工艺，最高能到达15%左右，但它的长处是后处理进程比前两种工艺都简略，因为不会引入更多的杂质离子。所以，这种工艺仍是优于前两种工艺。     3.4钠化焙烧－碱浸工艺研讨     3.4.1实验办法     依照第二章的实验办法一，称取50g原矿石，用碳酸钠和溶液浸取。 3.4.2浸出液中钒的分析办法 依照第二章的分析办法进行。 3.4.3成果与评论 1）一段脱碳焙烧条件断定 必定脱碳焙烧条件的断定与钠化焙烧后用酸浸工艺相同。 2）二段焙烧条件的断定 浸出时液固比为1.5:1的条件下进行以下实验：     i) 碳酸钠参加量对钒浸出率的影响   图3－9  碳酸钠参加量对钒浸出率的影响     由实验得，碳酸钠参加量对钒浸出率的影响成果同上。当碳酸钠的增加量为原矿石的2%时到达最佳。     ii)温度对钒转浸率的影响   图3－10  温度对钒转浸率的影响     由实验得，温度对钒转浸率的影响成果同上。当焙烧温度到达 800℃时，钒的转浸率到达最佳。     iii)焙烧时刻对钒转浸率的影响   图3－11  焙烧时刻对钒转浸率的影响     由实验得，时刻对钒转浸率的影响成果同上，当焙烧时刻为2小时，钒的转浸率根本到达最佳。     3）浸出工艺条件对钒浸出率的影响     对焙烧熟料萃取碱浸取，使钒以Na4VO(CO3)3方式溶解。因为原矿石中有必定的钙含量，所以选用碱浸取能够使钒酸钙盐溶解，能够时钒的转浸率有必定的进步。或许的化学反响表明为： Ca(VO3)2＋Na2CO3＝CaCO3＋NaVO3     i)碱的浓度对钒浸出的影响     在其它浸出条件（碳酸钠的增加量为原矿石的1％,液固比1.5:1,浸出时刻1小时）必定的情况下，浸出碱的浓度对钒浸出率的影响见下图3－12。图3－12  碱的浓度对钒浸出的影响     由实验得，当碱的浓度逐步进步，钒的浸出率也随之逐步增大，当到达1.5mol左右，钒的浸出率进步不是很明显。所以，选定碱度1.5mol为最佳。     ii)碳酸钠的参加量对钒浸出率的影响 在其它浸出条件（液固比1.5:1,浸出时刻1小时，碱的浓度为1.5mol ）必定的情况下，碳酸钠的参加量对钒浸出率的影响见下图3－13。图3－13  碳酸钠的参加量对钒浸出率的影响     由实验得，浸出是碳酸钠的参加量为原矿石的1％时，钒的转浸率根本达最佳。     iii)浸出时刻对钒浸出率的影响图3－14   浸出时刻对钒浸出率的影响 由实验得，当浸出时刻到达1小时，钒的转浸率为24.5％左右，持续增加时刻，钒转浸率不再明显增加。因而，最适合的浸出时刻为1小时。 3.4.4总结 经过核算发现转浸率相同也不高，他的转浸率尽管比前面三种工艺都高，但也最高只能到达25%左右，但仍然存在耗碱量大的弊端且能耗也大。这种工艺的浸出率比以上几种工艺都高，原因之一或许是因为原矿石中有必定的钙的含量，焙烧进程将其氧化为钒酸盐，浸出时，碳酸钠能够溶解一部分。 3.5定论 归纳以上几种工艺道路，本实验终究选定用钠化焙烧后用水浸的提钒工艺。 第四章节的提钒工艺道路是依照钠化焙烧水浸来处理的。 4 浸出物萃取与沉钒研讨 4.1萃取进程 4.1.1根本原理[4] 经过钠化焙烧－水浸后，水溶液中钒首要以VO3－、V4O124－离子的形状存在。因为钒的浸出率不高，终究还要采纳萃取－反萃取的办法来使钒的浓度能够得到富集。所以，浸出液中参加必定量的酸来调理溶液的pH，使其到达最好的萃取作用。 在 pH＝5的溶液中，五价钒的的存在形状是〔H2VO4〕－。因为钒具有较强的络合才能，会发作杂乱的质子化与聚合反响，生成十聚酸氢根络阴离子： 10〔H2VO4〕_＋ 5H＋＝〔HV10O28〕5_＋ 12H2O     本次实验选用季铵型萃取剂十六烷基三甲基氯化铵C16H33N＋(CH3)3Cl－进行萃取。萃取反响为： 〔HV10O28〕5_＋5 C16H33N＋(CH3)Cl－(o)＝ C16H33N＋(CH3)3.〔HV10O28〕5_(o)＋ 5Cl－ 即发作了水相和有机相之间的阴离子交流，并在有机相构成缔合离子对或离子缔合体。式中下角（o）表明有机相，为加下角者为水相。 有机相以火油为稀释剂。因为萃取剂是表面活性物质，易发作乳化，故需参加相调理剂。本实验挑选正辛醇作为相调理剂。有机相中正辛醇浓度约2%。萃取时相体积比有机相/水相＝1/3。有机相中十六烷基三甲基氯化铵的浓度为16%。 4.1.2实验办法 将抽滤好的浸出液转入烧杯中，然后用必定浓度的硫酸调理含钒溶液的 pH为5左右，终究与配好的有机相混合后转入分液漏斗中摇匀，静置分层进行萃取。有机相以火油为稀释剂，正辛醇浓度约2%，十六烷基三甲基氯化铵的浓度为16%，萃取时相体积比有机相/水相＝1/3。 4.1.3成果与评论 25℃下，不同pH时的萃取成果见下图十五。有图可见在pH＝4－5区间，萃取率q较高。pH变小时，晦气于萃取，在很低的pH下，钒的存在形状终究乃至变为VO2＋，pH >5时，相同对萃取晦气。图4－1 pH对萃取率的影响 4.2反萃取进程 4.2.1根本原理[4] 萃取后的有机相中参加氯化铵即可发作反萃取进程： C16H33N＋(CH3)3·〔HV10O28〕5－(o)＋ 5NH4Cl﹦C16H33N＋(CH3)3Cl－(o)＋(NH4)5〔HV10O28〕    反萃取时用20%的NH4Cl溶液,V(o)：V﹦3：1,2 min即可树立反萃平衡。反萃液两相别离后得到的有机溶剂可循环运用。 4.2.2实验办法 将得到的萃取液再转入烧杯中，然后与配好的20%的NH4Cl溶液混合，终究将混合液再转入分液漏斗中摇匀，静置分层进行反萃取。反萃取时相体积比有机相/水相＝3/1。 4.3沉钒及焙烧 4.4.1沉钒[4] 取基层水相，参加少数4moL/L的NaOH溶液，调理pH≈8.0，参加过量2倍体积的20%NH4Cl溶液，有黄色絮状沉积生成，放置一段时刻。即转变成，并沉积下来： （NH4）5〔HV10O28〕＋5NH4Cl＋5NaOH＝10NH4VO3↓＋5Na＋＋ 5Cl－＋3H2O 实验成果沉积率达99.8%。 4.4.2过滤 过滤上述放置一段时刻后的溶液，滤纸上留有桔黄色固体沉积。 4.4.3灼烧 在室温下安稳，加热则易脱分化： 2NH4VO3 V2O5＋2NH3↑＋H2O↑（520℃）      把滤纸连同沉积一同，放在坩埚里，马弗炉520℃灼烧1.5h后，即得桔黄色五氧化二钒制品。图4－2 五氧化二钒样品     4.4.4成果与评论     经过选用——硫酸亚铁铵滴定法来测定制品中五氧化二钒的含量。依据第二章公式一来核算制品中五氧化二钒的含量并核算提取率。     制品五氧化二钒的纯度X＝＝98.3%     最成功提取率 ＝ 100%＝ 100% ＝0.13%5 定论与展望 5.1定论 (1)归纳几种工艺道路，本实验终究选定用钠化焙烧后用水浸的工艺。 (2)选用钠化焙烧－水浸－萃取－反萃取－沉钒工艺可从含钒绿泥石中制得纯, 度为98％的V2O5产品。 (3)钠化焙烧的最佳工艺条件为：碳酸钠的增加量为矿石的2%,焙烧温度为800℃,焙烧时刻为2小时，在此工艺条件下，钒的转浸率能够到达15％左右。 (4)熟料浸出的最佳工艺条件为：液固比为1.5:1，反响时刻为1小时。 (5)因为钒的浸出率不高，选用萃取－反萃取的办法来使钒得以富集，这需求几组实验才, 能使钒得以沉积。 (6)本实验所选用的增加剂在焙烧进程中不含发作有毒有, , 害气体，不会因而构成大气污染。 (7)矿石中首要脉石矿藏绿泥石含量高达60%，元素CaO、MgO的含量分别为5. 23%和13.90%，不宜选用酸浸出提钒。 (8)我国钒资源极其丰厚，是全球钒资源储量, 大国。但钒土矿在我国只散布在四川 、河北等地，相对资源有限，报价较贵，每吨200元，而我省绿泥石资源丰厚，绿泥石矿藏5元/吨。所以，从它里边提取钒是有含义的。              5.2缺乏与展望 (1)因为实验条件有限，磨矿的颗粒巨细与焙烧的氧化气氛很难操控，然后导致钒的转浸率比较低。 (2)因为矿石自身的性质决议现行的工艺对钒的提取仍是有必定的困难，以上实验也证明了这一点，依据对几种工艺的评论发现钒的浸出率都不高，寻求短流程、大规模、低本钱、低污染的固废提钒与残渣归纳运用的新工艺是提钒新技能的未来。 参考文献 [1 ]  任学佑 . 稀有金属钒的运用现状及市场前景[J ]. 稀有金属 2003，12(3): 52～54. 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含钒黑色页岩（也称石煤）是我国首要的钒矿资源之一。一般以为，钒档次到达0.7%以上就具有工业挖掘价值。从黑色岩中提取钒的研讨较多，但多选用平窑焙烧、静态浸出、清液离子交换及精钒制取等工艺，生产流程比较简单，出资少，但也存在许多缺乏：（1）有害气体较多，且无序排放不方便会集处理，对环境污染严峻；（2）焙烧转化率仅50%～60%，归纳利用率40%～50%；（3）只能间歇操作，无法完成机械化、接连化及规模化；（4）产品质量不稳定。 依据广西某石煤钒矿勘探成果和选冶实验材料，对钒的赋存状况、浸出、萃取、沉钒等办法进行了较为系统的研讨，取得了较好的实验成果。一起结合当时五氧化二钒报价跌落，进一步用微波加工制备了氮化钒，它与传统的电阻炉加热方法比较，微波加热缩短了反响和冷却时刻，节省了能耗，简化了工艺，下降了本钱。 一、矿石性质与化学成分 石煤矿样经XRF（X荧光）分析，其首要成分列于表1。由表1可以看出，石煤中钒含量为0.703%，相当于含V2O51.27%。为了了解钒在矿样中的赋存状况，进行了钒的价态分析，成果列于表2。从表2可以看出石煤钒矿首要是3价钒，其次是5价钒和4价钒。 表1  石煤矿首要成分XRF分析成果元素VFeMgAlSiPSCaK含量∕%0.7035.8012.4016.01223.1200.3210.7655.9301.752 表2  实验矿样钒价态分析钒价态V3＋V4＋V5＋总钒量钒含量∕%0.580.080.300.96占有率∕%60.428.3331.20100.00 二、五氧化二钒的提取 （一）样品的制备与焙烧 取2kg钒矿石经烘干、破碎、细磨并筛分至悉数经过100目标准筛。焙烧在马弗炉内进行，焙烧温度为850℃左右。考虑了焙烧时刻对矿藏的影响，焙烧成果列于表3。 表3  不同焙烧时刻实验矿样钒价态分析（焙烧温度均为850～900℃）试样称号V3＋V4＋V5＋总钒量焙烧1h钒含量∕%0.0800.550.421.05占有率∕%7.6252.3840.00100.00焙烧2h钒含量∕%0.0700.550.451.07占有率∕%6.5451.4042.06100.00焙烧3h钒含量∕%0.0500.520.471.04占有率∕%4.8150.0045.19100.00 表3成果标明，跟着时刻的延伸，3价钒逐步变为4价或5价，如焙烧3h，4价的钒占有率到达50%，而5价钒到达40%，这对后续浸出是有利的。但许多研讨者发现，焙烧时刻超越3h后，云母类矿藏的结构逐步被损坏，硅铝酸盐、碱金属盐、二氧化硅构成低共熔玻璃相结构，反而不利于后边的浸出。 （二）浸出 含钒石煤矿焙烧后进行H2SO4浸出。该实验进行了浸出温度、浸出时刻、酸浓度、氧化剂类型及浓度、助浸剂类型及浓度以及与酸的配比等实验。成果标明，在温度、时刻一守时，仅靠加酸，浸出率最高只也有60%，氧化剂的参加，可将浸出率进步到70%。参加复合助浸剂能使浸出率到达80%以上。实验标明，影响浸出率的关键是损坏云母的结构。得到的最佳浸出条件是：硫酸浓度≥30%，固液比为1∶1，浸出温度80～90℃，浸出时刻12h，复合助浸剂浓度10%～15%。在此条件下，钒的浸出率到达83%。 （三）萃取和反萃 1、萃取实验 溶剂萃取具有别离作用好、选择性强、回收率高、本钱低、易于接连操作和完成自动化、节省水资源等长处，近半个世纪来在冶金和石油化工等范畴已得到广泛应用。实验选用P2O4＋TBP＋火油的萃取系统富集纯化V2O5浸出液。用2 NH2SO4作为反萃剂。 萃取的条件是pH＝2～2.5（用铁粉复原，NH3调理pH），O／A＝1，混合时刻10min。料液钒浓度为3.31g／L。 选用六级逆流萃取。实验成果标明：六级逆流萃取实验的萃余水相中V2O5浓度为0.15g／L，萃取率为95.47%。 2、反萃实验 对钒浓度为4.043g／L的负载有机相溶液进行反萃。反萃操作条件是：反萃剂：2N H2SO4；反萃级数：５级；比较O／A＝10／1；温度：室温；混合时刻：7min。实验成果标明：经五级反萃后贫有机相中V2O5浓度为0.036g／L，反萃率为99.11%。 （四）沉钒 将反萃液加热到60℃，参加必定量的NaClO3，拌和30min，溶液由蓝色当即转变为浓黄色，再用将pH值调至2左右，在95℃下，拌和3h后将溶液过滤，所得滤饼枯燥后在550℃下，于马弗炉内煅烧3h，得到黄色V2O5。实验成果标明，沉钒率为99.39%。五氧化二钒产品质量分析成果列于表4，已达国家GB3283－87化工和冶金一级标准。 表4  五氧化二钒产品质量分析组成V2O5Na2OCl－FeSiPbPSAs含量∕%99.3%＜0.3＜0.050.020.036＜0.01＜0.0150.021＜0.01 三、五氧化二钒的氮化 将上述五氧化二钒和碳按必定份额均匀混合，参加30mL含4%聚乙烯醇的水溶液，然后用金属液压机限制成圆柱型，压强为20MPa。将限制好的样品放入微波高温炉中，抽真空至20Pa，通入氮气并坚持炉内微正压后，中止通氮气。复原温度到达933K，时刻为60min后，进步微波功率，当温度到达1273K时，通入氮气，氮化一守时刻后，冷却至温度为373K以下出炉。在此过程中，探讨了混合物的配碳比、氮化温度、氮化时刻、氮气的流量等要素对产品氮含量的影响，成果如图1～图4所示。图1  碳配比对产品氮含量的影响  图2  氮化温度对产品氮含量的影响图3  氮化时刻对产品氮含量的影响图4  氮气流量对产品氮含量的影响 成果标明：配碳比为35%，混合物压型的压强为20MPa，复原最高温度为933K，复原时刻为60min，氮化温度为1723K，氮化时刻为120min，氮气流量为2L／min。产品经过XRD分析为纯相氮化钒，如图5所示。其间的氮含量为12.6%，钒含量79.2%，碳含量4.6%，体积密度为4.5g／cm3。产品可以契合V－N12A钒氮合金国家标准。图5  产品ＸＲＤ 四、定论 （一）选用氧化焙烧→硫酸浸出→溶剂萃取→铵盐沉钒→枯燥煅烧工艺从石煤中提钒取得了满足的成果。V2O5浸出率＞80%，萃取率＞95%，反萃率＞99%，取得V2O5产品的纯度为99.3%，契合国家GB3283－87化工和冶金一级标准。可是，该工艺也存在酸耗较高、杂质较多等缺陷，往后应该在下降酸耗，操控杂质方面进行更深化的作业。 （二）一起，为了进一步进步产品性价比，把上述提取的五氧化二钒与碳在微波炉中经烧结氮化，调查了一些反响要素，产品成果经过XRD分析为纯相氮化钒。其间的氮含量为12.6%，钒含量79.2%，碳含量4.6%，体积密度为4.5g／cm3。产品可以契合V－N12A钒氮合金国家标准。

一、工艺流程     石煤钒矿石破碎→烘干→球磨→加钙盐制球焙烧→酸浸→固液别离→萃取反萃取（或离子交流）→沉积→热解→五氧化二钒。     石煤钒矿石经破碎、烘干、球磨，粒度－80目占90％以上，加石灰石或许石灰混合制球，球粒在900～950℃下焙烧3～4 h，用1%～3%的硫酸二次间歇浸出，操控液固体积质量比(2～3）:1。液固别离后，矿渣堆积，溶液中钒质量浓度2～4 g/L。可选用萃取－反萃取工艺（同无盐焙烧工艺），也可选择离子交流工艺从溶液中富集钒。选用离子交流工艺时，树脂可选择D290强碱性大孔阴离子树脂，溶液pH=2. 5时，D290树脂的交流容量为212.3 mg/mL湿树脂；溶液pH为2～3时，交流速度为0. 03～0. 04 mL/（min·mL湿树脂），淋洗剂选用40 g/L NaOH＋80 g/LNaCl，流速为0. 03 ～ 0. 04 mL/ (min·mL湿树脂），解吸液均匀钒质量浓度为30～45 g/L。调pH至9左右，参加氯化铵，加热拌和，静置，过滤，洗刷，固体在550℃下焙烧得五氧化二钒产品。     二、工艺原理及运用     石煤钒矿石钙化焙烧是将石灰或许石灰石按必定份额添加到矿石中，混合后进行氧化焙烧，使矿石中的钒氧化并生成钒酸钙。化学反应式为： V2O3＋O2= V2O5， V2O5＋CaCO3=Ca（VO3）2CO2↑。     在1%～3%的硫酸溶液中，钒以钒酸方式转入溶液，钙以硫酸钙方式沉积与溶液别离，含钒溶液进入后续工序提取钒。     钙化焙烧提取五氧化二钒工艺无污染，已在湖南、湖北、重庆、贵州、甘肃、河南、新疆、陕西等地的石煤钒矿进行工艺实验并建厂投产，总收率达55%～70%，出产成本在5.5～6.8万元/ t。该工艺选用低酸浸出，交流余液和沉钒母液可循环运用。处理树脂的碱性洗水经717树脂吸附收回钒后与处理树脂的酸性洗水混合，经石灰中和后合格排放。石灰石在焙烧进程中有固硫效果，因而出产进程中发生的气体主要为CO2，无有害气体，对大气没有污染。

一、工艺流程     石煤钒矿石破碎→烘干→球磨→加盐制球→焙烧→水浸→离子交换→沉积→热解→五氧化二钒。     含钒石煤矿石经破碎、烘干、球磨至－80目占90％以上，加氯化钠制球，球粒在750～850℃下焙烧2～4 h后，用水静态浸出。浸出液中钒质量浓度1～3 g/L，浸出渣堆积。选用717强碱性阴离子树脂以离子交换法富集浸出液中的钒，用氯化钠解吸。解吸液中钒质量浓度达18～22g/L，加硫酸铵或氯化铵沉积钒得，在550℃下热解得五氧化二钒产品。     二、工艺原理及使用     钠化焙烧过程中发作如下反响：xNa2O·yV2O5＋xCl2↑，     当有水蒸气存在时发作以下反响： yV2O＋2xNaCl＋xH2O→ xNa2O·yV2O5＋2xHCl↑     氯化钠单独在空气中高温加热（熔点808℃）基本上不分化，但在某些物质，如铁、锰、SO3、V2O5等存在时会发作分化，发生或氯化体，氧化矿藏晶格中的钒，使生成xNa2O·yV2O5： yV2O5＋xNa2O→xNa2O·yV2O5     钒酸钠在水溶液中很简单溶解，使钒转入溶液。     钠化焙烧工艺是一种经典的提钒工艺，钒总收率40%～50%。本钱在4万～5万元/t，因出产过程中发生氯化氢、等有毒有害气体，对环境有污染，所以现在已较少选用。

一、工艺流程     矿石破碎→烘干→球磨→无盐焙烧→酸浸→固液别离→预处理→萃取反萃取→沉积→红钒热解→五氧化二钒。     石煤钒矿石经破碎、烘干、球磨后，粒度－60目占80%以上。在850～950 ℃下焙烧2～4 h后，用占矿石质量15%的硫酸在85℃下接连拌和，液固体积质量比（1～1.5）:1，使钒以四价、五价方式转入溶液。固液别离后，渣堆积，溶液经氧化中和预处理后，选用箱式萃取器3级逆流萃取钒，萃取剂为N235＋＋磺化火油，然后用NaOH溶液3级反萃取，得钒质量浓度80～90g/L的含钒溶液。溶液加热并加氯化铵拌和，冷却过滤得。在550℃下焙烧得五氧化二钒产品。     二、工艺原理及运用     焙烧是损坏石煤钒矿石矿藏结构的有效途径之一。部分区域的石煤钒矿石通过850～950℃焙烧后，能够脱去大部分碳质物，并使矿藏晶格损坏。焙烧过程中，空气中的氧直接将三价钒氧化为可酸溶的四价钒和五价钒，用酸浸出能够将钒转入溶液。     对湖南益阳、岳阳区域和陕西商南县等地的石煤钒矿石进行无盐焙烧及酸浸实验，钒总收率为55%～60%，生产成本可控制在5.8～7万元/t。工艺废水处理后可循环运用，焙烧时不加任何添加剂，不发生严峻污染环境的废气，对大气无污染，是一项清洁的生产工艺。

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。

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。

无氧铜线是什么？“无氧铜线是什么”其实是在问无氧铜线界说。铜材工程师说，无氧铜线是一种铜产品。无氧铜线能够经过制作制作成导线，外面包上绝缘层就成了无氧铜电线了。无氧铜线可不是说不含任何氧了。无氧铜线仍是具有必定氧含量的，仅仅其间的氧含量很少。此外无氧铜线的铜含量是极高的。无氧铜线多少钱要比铜合金线多少钱贵些，也正是由于其铜含量高的原因。“无氧铜线是什么”的问题仍是比较好问答的。无氧铜线　　无氧铜线是什么？　　1、无氧铜线是指用无氧铜拉制而成的线材。　　2、无氧铜线是指以高纯阴极铜为质料、熔体用煅烧木炭掩盖、冶炼锻造在密封条件下加工的含氧量在30×10-6以下的紫铜线材。　　无氧铜线牌号是什么？无氧铜线牌号包含高纯无氧铜和磷脱氧铜。其间高纯无氧铜线牌号TU0、TU1、TU2；磷脱氧铜线牌号包含TP1、TP2、TUP等。　　无氧铜线应用范围是什么？无氧铜线应用范围主要是电子、机械工业等部分。　　无氧铜线直径、答应误差是什么要求？见无氧铜线直径、答应误差表无氧铜线直径、答应误差表直径0.05~0.10＞0.10~0.32＞0.32~0.62＞0.62~1.0＞1.0~3.20＞3.20~6.0答应误差5级-0.006-0.02-0.025-0.03-0.04-0.0486级-0.01-0.035-0.04-0.045-0.06-0.08　　无氧铜线单卷分量是什么要求？见无氧铜线单卷分量表无氧铜线单卷分量表线材直径mm每卷分量kg不小于标准卷较轻卷0.05~0.100.050.02＞0.10~3.20.30.1＞0.32~0.620.50.3＞0.62~1.02.01.0＞1.0~3.204.02.0＞3.20~6.05.03.0　　无氧铜线表面是什么要求？　　1、线材表面应润滑、清洁?不该有裂纹、起皮、起刺、粗拉道、折叠和搀杂。　　2、细微的部分的斑驳、凹坑、划伤等缺点，应不使线材直径超出其答应误差。　　3、细微的发红、发暗和氧化色及细微的部分的水迹、油迹不作作废根据。　　4、线材断口应细密，无缩尾、气孔、分层和搀杂。供方可不进行断口查验，但有必要确保。　　无氧铜线查验规矩是什么？　　1、线材应由供方技能监督部分检验，并确保产品质量契合标准要求　　2、每卷(轴)线材应进行直径丈量，用肉眼进行外观检査。　　无氧铜线氧化变色是什么原因？　　1、寄存环境无氧铜线经退火后，假如寄存作空气湿度大的环境中，加上白天和黑夜有温度，空气中的水蒸气会在铜线表面凝成水膜。由于无氧铜线的含氧量在5ppm左右，铜原子极易与水膜中的氧原子结合，生成氧化膜而使铜线表面变色。　　2、纸包量浇包技术的影响。在纸包线加工中，为了使纸带不易开裂和包得严密，常在纸带盘两边刷上水。当附有水份的纸带包绕在无氧铜线后，粘附有水份的铜线便发生氧化，特别在旱季乃至氧化变黑。　　3、退火出炉温度。假如退火后出炉时的无氧铜线温度在40?50℃,会加快铜线氧化。假如此刻空气湿度大，出炉2?3h就会氧化变色。若将尚有余热的铜线就进行纸包，经一段时刻后铜线会氧化变黑。　　无氧铜线的氧化变色，一般比用热轧铜杆加工的铜线更严峻。这是由于后者含氧量高，在退火时其氧原子与铜原子及杂质原子之间就相互作用，受这些氧化物的控制，在纸包后由水份引起的氧化，仅是一层很薄的氧化亚铜保护膜。这一点，己被咱们进行的两种铜线纸包线经浸水1h、再在室内放7d的比照实验所证明。　　无氧铜线氧化变色处理办法是什么？　　1、延伸铜线退火时的冷却时刻，出炉时无氧铜线的温度应比热轧杆的铜线低10~15°C,一般控制在40℃以下。　　2、尽可能寄存在枯燥的环境。　　3、用SN防银变色剂对铜线表面进行化学处理，使之构成能避免氧化变色的一层保护膜。这种防银变色剂的S组份是白色粉末状的巯基酰胺类化合物，可用水作溶剂；它既再有在铜线表面均匀粘附成膜的亲水性基团，又具有可增加药剂水平涣散才能的亲水性酰胺基。N组份是成膜潮湿剂，含有聚乙烯醇及乳化剂等物质。　　咱们将按份额要求制造的防银变色剂溶液，放罝在设备于纸包机放线端的容器内，让放出的无氧铜线经过此设备后涂上处理液，并构成一层保护膜，然后再包绕纸带。选用这种办法加工的无氧铜纸包线，从未发现有铜线氧化变色的问題。它防氧化作用好，技术简中，处理液用量少，纸本低。 

废铜水,通俗的讲就是含铜的废水，废铜水是怎么产生的？怎么处理掉那，来和小编一起看看吧。   随着经济的发展、城市化进程的加快和人民生活水平的提高，垃圾的排放量迅速增加。每年新增垃圾100亿t。对垃圾泛滥成灾的现实，世界各国的视线已不再仅仅停留在如何控制和消毁垃圾这一老问题上，而是采取积极的态度和有力的措施，着手科学地处理、利用垃圾，将垃圾列为维持经济持续发展的“第二资源”，向垃圾要资源、要能源、要效益。    目前，我国历年垃圾堆存量已达60亿t，占用耕地5亿m2。全国为660个，城市中有200个城市陷入垃圾包围之中。以城市人口2.6亿为例，如每人每年产生440 kg垃圾计算，年产生垃圾量为1.14亿t。    20世纪50年代到60年代中期，是垃圾污染矛盾激化的年代。60年代中期以后，大体形成了填埋、焚化、堆肥等一系列处置方法。如在美国，垃圾用填埋法处理的占85%，焚化法处理的仅占10%。日本国土不大，填埋法处理的只占26.9%，而焚化法处理占的61%。瑞士也是以焚化法为主，占53%。西欧几个国家以填埋法为主，并多为有控制的填埋法。20世纪70年代以来，日、美、英、法等国，由于受资源和能源危机的影响，对废物采取了“资源化”的方针，垃圾、粪便的处理不断向“资源化”的方向发展。尤其对于废物，日本已有25.3%的城市开展了从垃圾中分选回收物品的活动，1976年回收废物达3900万t，占当年废物排量的49.5%。近年来，有些国家还发展了无机垃圾堆山法，并在垃圾山的表面上种植树木、花草，发展街心公园，起到美化城市的作用。    1 现有城市垃圾处理方法    解决垃圾问题的目标是将垃圾减容、减量、资源化、能源化及无害化处理。目前主要有填埋、堆肥及焚烧处理三种方法。    1.1 填埋处理    垃圾填埋历史久远，是普遍采用的处理方法。因为该方法简单、省投资，可以处理所有种类的垃圾，所以世界各国广泛沿用这一方法。从无控制的填埋，发展到卫生填埋，包括滤沥循环填埋、压缩垃圾填埋、破碎垃圾填埋等。    采用填埋处理法，首先要防止从废物中挤压出的液体滤沥及雨水径流对地下水的污染。一般规范要求回填地最低处的标高要高出地下水位3.3 m以上，并且回填地的下部应有不透水的岩石或粘土层。否则需另设粘土、沥青、塑料薄膜等不透水层。其次，填埋场应设置排气口，使厌氧微生物分解过程中释放出的甲烷等气体能及时逸出，避免发生爆炸。回填后的场地，一般在20年内不宜在其上修建房屋，避免由于回填场不均匀下沉造成的结构破坏，但可作绿地、农田、牧场等使用。    填埋处理用地，尽量选用天然的或人工挖出的洼地，开发资源后的废粘土坑、废采石场、废矿坑等。将垃圾填埋于坑中，有利于恢复地貌，维持生态平衡，但如果在大面积的洼地、港湾、山谷等回填，则需考虑是否会破坏生态平衡。    1.2 堆肥处理    堆肥是我国、印度等国家处理垃圾、粪便、制取农肥的最古老技术，也是当今世界各国均有研究利用的一种方法。堆肥是使垃圾、粪便中的有机物，在微生物作用下，进行生物化学反应，最后形成一种类似腐殖质土壤的物质，用作肥料或改良土壤。    堆肥处理是利用微生物分解垃圾有机成分的生物化学过程。在生物化学反应过程中，有机物、氧气和细菌相互作用，析出二氧化碳、水和热，同时生成腐殖质。    堆肥的关键，在于提供一种使微生物活跃生长的环境，以加速其致菌分解过程，使之达到稳定。堆肥主要受废物中的养分、温度、湿度、pH等因素的控制。    根据堆肥原理，可分为厌氧分解与好氧分解两种。厌氧分解需在严格缺氧条件下进行，厌氧微生物分解生长较慢，故不多用。好氧分解过程可同时产生高温，可以杀灭病虫卵、细菌等，我国主要采用好氧分解法。    堆肥技术的工艺比较简单，适合于易腐有机质含量较高的垃圾处理，可对垃圾中的部分组分进行资源利用，且处理相同质量垃圾的投资比单纯的焚烧处理大大降低。堆肥技术在欧美国家起步较早，目前已经达到工业化应用的水平。    1.3 焚烧处理    焚烧是指垃圾中的可燃物在焚烧炉中与氧进行燃烧过程。实质是碳、氢、硫等元素与氧的化学反应。垃圾焚烧后，释放出热能，同时产生烟气和固体残渣。热能要回收，烟气要净化，残渣要消化，这是焚烧处理必不可少的工艺过程。    焚烧处理技术的特点是处理量大，减容性好，无害化彻底，焚烧过程产生的热量用来发电可以实现垃圾的能源化，因此是世界各发达国家普遍采用的一种垃圾处理技术。    通过焚烧可以使可燃性固体废物氧化分解，达到去除毒性、回收能量及获得副产品的目的。几乎所有的有机性废物都可以用焚烧法处理。对于无机-有机混合性固体废物，如果有机物是有毒有害物质，一般也最好采用焚烧法处理。焚烧法适用于处理可燃物较多的垃圾。采用焚烧法，必须注意不造成空气的二次污染。日本以及欧洲的瑞士、瑞典等国在一般焚烧法基础上，还发展了高温与中温分解，使垃圾在1650 ℃以上的高温下基本或完全燃烧，并回收释放的能量作为能源。    焚烧是销毁垃圾利用热能的一种垃圾处理技术。但是，只有对那些不能回收有价物，只能回收热能的垃圾，垃圾焚烧处理才是科学、合理的。    2 现有城市垃圾处理方法的局限性    2.1 填埋处理的局限性    填埋处理埋掉了可利用物，填埋场地的选择越来越困难，运输、填埋、管理等费用也不断提高。填埋场占地面积大，同时存在严重的二次污染，例如垃圾渗出液会污染地下水及土壤，垃圾堆放产生的臭气严重影响场地周边的空气质量，另外，垃圾发酵产生的甲烷气体既是火灾及爆炸隐患，排放到大气中又会产生温室效应。而且填埋场处理能力有限，服务期满后仍需投资建设新的填埋场，进一步占用土地资源。员本┪绻捎孟衷诘募际酰本┦?2000 t/d的垃圾进行卫生填埋处理，单是建设投资就高达7.2亿元人民币（不含征地费用），而且填埋场的寿命也只有12 a。基于以上原因，国外从80年代以来，卫生填埋设施有逐渐减少的趋势，成为其他处理工艺的辅助方法，用来处理不能再利用的物质。    2.2 堆肥处理的局限性    堆肥处理不能处理不可腐烂的有机物和无机物，垃圾中的石块、金属、玻璃、塑料等废弃物不能被微生物分解，这些废弃物必须分捡出来，另行处理，因此减容、减量及无害化程度低；堆肥周期长，占地面积大，卫生条件差；堆肥处理后产生的肥料肥效低、成本高，与化肥比销售困难，经济效益差。引进国外技术投资巨大，不适合我国国情。发达国家由于生活垃圾中的易腐有机物含量大大低于我国的一般水平，因此靠堆肥只能处理15%左右的垃圾组分，这在一定程度上阻碍了堆肥技术的推广。堆肥技术必须是将新鲜的垃圾首先进行分类后再将易腐有机组分进行发酵，才能有效地防止重金属的渗入，从而保证有机肥产品达到国家标准，真正实现无害化和资源化。    2.3 焚烧处理的局限性    焚烧处理对垃圾低位热值有一定要求，不是任何垃圾都可以焚烧的。垃圾中可利用资源被销毁，是一种浪费资源的处理方法，即使回收热能也只能做到废物一次性再生的目的，无法实现资源的多次循环利用。焚烧产生的大量烟气，带走的热能又是一种很大的损失。产生的烟气必须净化，净化技术难度大、运行成本高。焚烧产生的残渣还必须消化。还有，焚烧设备一次性投资大，运行成本高。    3 城市垃圾处理方法的综合利用    表1为美国垃圾处理方式及各年所占比重。综合利用应包括以下几个方面的内容：    （1）可用物资（废纸、金属、玻璃等）的回收再生利用；    （2）易腐有机物的堆肥处理；    （3）高热值不易腐有机物的能量利用；    （4）灰渣的固化处理，实现灰渣的材料化。    废铜水在许多国家垃圾处理实践表明，其中的 70% 可以回收，废铜水成为再生原料供重复利用。城市垃圾被誉为&ldqu

废锡水是投资锡的人较为关心的一个信息，其特性需要掌握。产品名称：废锡水产品价格：6000-7000元/吨公司所在地：四川 成都发布时间：2010-8-12 15:44:25产品描述：供应：废锡水废锡水按含量计价，测定可找专业从事测定检验实验室，4.1就是含锡的百分比，即100克含锡4.1克.退锡水是一种因应目前线路之发展需求，而研发出的单液剥锡铅液，适用在常温下喷洒或浸泡操作方式。以硝酸为主要成分，但不含任何氟化物，故不浸蚀底材及铜面，即使长期使用不会产生“白点”现象，咬铜速率低，且有抗氧化性能。另有以下特点：     1极少的沉淀产生，机器维护保养容易；    2全系列不含氟，不浸蚀底材和铜面，废水处理容易；    3剥锡铅速度快、稳定、高锡铅咬蚀量（100%/L以上）；    4适用于喷洒或浸泡的设备，维护管理容易，操作简便    5低咬铜速率；剥除锡铅后光泽性好，不易氧化；如果你想更多的了解废锡水等其他信息，你可以登陆上海有色网进行查询。

二十八、沉降率及其测定办法、衡量水解好坏的办法    偏钛酸粒子在水解后浆液中沉降速度的快慢程度称为沉降率。它是反映水解好坏和偏钛酸粒子巨细的一个值。沉降率高，偏钛酸粒子的粒度就细；沉降率低，偏钛酸粒子的粒度就粗。    测定沉降率的办法如下：量取125mL水解浆液，加人带磨口塞的500mL量筒内，加水至500mL,充沛摇匀，静置1h,记载沉降浆液液固界面处的刻度(mL)，即为沉降率。    衡量水解的好坏，一般用水解率、沉降率、过滤速度三种办法，前两种办法前面已有论述。过滤速度是量取定量的水解后浆液，在布氏漏斗中抽滤，测其抽干的时刻，以秒核算。若抽滤时刻长，阐明过滤速度慢，遇此状况，可在所抽取样品对应的那锅水解浆液中参加少数甲基化改性的聚酞胺沉降剂进行处理。    二十九、各水解要素对水解率和产品质量的影响    各水解要素对水解率和产品质量的影响见表3。 [next]

芬兰劳塔鲁基公司的奥坦马基矿含40%的磁铁矿，含V 0.25%～0.3%。钒存在于钛磁铁矿晶格中。矿石先磁选去掉脉石，然后细磨至0.1～0.2mm，湿式磁选得含钒磁铁矿精矿，成分如下： 成分     V       Fe     TiO2     SiO2 %     0.65     69.5     1.8      0.5 该流程的特色为用球团矿在竖炉中焙烧。加3%～6%的纯碱制成10～12mm的球团入炉，1200℃逗留约11h。冷却至600～700℃出炉。用水浸36h。钒浸取率大于95%。加Al2（SO4）3除硅，清液加硫酸铵沉淀出。浸取后的球团作为炼铁质料。 木斯塔瓦拉是该公司在1962年发现的新基地，1976年建成投产。矿石含Fe 17%、V 0.2%。其工艺流程基本上与奥坦马基类似。钒的总回收率为77%。沉钒率为99.8%，年产V2O5 3kt。制品成分如下：制品V2O5V2O4Fe2O3SiO2Na2OK2ONH3H2O钒酸铵/%900.60.020.10.10.15.63.2熔片/%926.00.050.150.10.1

MnO(OH) 【化学组成】常含SiO2、Fe2O3、Al2O3、CaO等混入物。 【晶体结构】单斜晶系；a0=0.888 nm,b0=0.525 nm,c0=0.571 nm,β=90°；Z=8。注意：水锰矿也是β=90°的单斜晶系。 【形态】晶体常呈柱状。沿c轴伸长，柱面具清晰纵纹。集合体成束状。双晶以(011)为接合面。沉积成因者多呈隐晶质块体,也有成鲕状或钟乳状者。 【物理性质】暗钢灰至黑色；半金属光泽。解理平行{010}完全,平行{110}和{001}中等。硬度3.5～4。相对密度4.2～4.33。性脆。 【成因及产状】形成于较还原环境中，在低温热液矿脉中常呈晶簇状与重晶石、方解石共生。沉积作用形成的水锰矿则常呈块状或鲕状，此时为四价锰矿物(软锰矿)和二价锰矿物(菱锰矿)之间的过渡产物。在氧化条件下水锰矿不稳定,易氧化成软锰矿。 【鉴定特征】以其晶形,柱面条纹和褐色条痕初步鉴定。与其类似矿物的可靠区别需用差热曲线和X射线粉晶数据进行鉴定。 【主要用途】锰的重要矿石矿物。

无氧铜的价格,近几年LME无氧铜现货升贴水波动较大。一般来说，在LME无氧铜现货升贴水出现高位拐点时，对应LME无氧铜价的高位；而LME无氧铜现货升贴水的低位拐点出现时，无氧铜价逐渐从低位走稳。2007、2008、2009年走势基本一致，在升贴水趋势振荡向上时，无氧铜价走势相对较强，相反，当升贴水振荡回落时，无氧铜价振荡走弱的可能性较大。今年LME无氧铜现货升贴水变化相对较小，但从近期走势来看，现货升贴水处于弱势振荡之中，预计短期无氧铜价很难有较大的起色。但笔者认为，从走势来看，近期升贴水已经达到近几年的低位水平，预计贴水进一步扩大的可能性不大，LME无氧铜现货升贴水在低位逐渐走稳的可能性较大，无氧铜价短期走弱后会逐渐企稳。从现货升贴水与无氧铜价走势对比图中分析，2007、2008年各完成了一个循环。笔者认为，2009年开始的一个新的循环还没有结束，从走势上看，2009年初无氧铜价振荡走稳以及现货高升水影响，沪无氧铜开始振荡上涨，精无氧铜进口量大幅增加导致上海无氧铜库存一直处于高位，较高的库存量使现货走势弱于期货，至2010年4月中旬，无氧铜价达到高点，现货升贴水也几乎为2009年以来的最低点，完成了该循环的第一个阶段。随着无氧铜价的回落，沪无氧铜的贴水也开始减少，现货升贴水偶尔出现小幅升水的状态，表明国内现货短期有所抗跌，价格回落使现货市场消费有所好转，应该处于第二个阶段当中，预计现货升贴水将在零轴线附近做振荡，而无氧铜价处于高位振荡的可能性较大。回归到基本面来看，现货消费的支撑，无氧铜价回落的幅度将受到限制。