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

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

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

一、石煤流态化焙烧－酸浸－离子交换工艺 由湖南省煤炭科研所与长沙有色冶金设计院共同开发的流态化焙烧－酸浸-离子交换流程已被湖北某石煤冶炼厂选用（图1）。图1流态化焙烧－酸浸-离子交换法提钒流程 这一新工艺半工业实验取得的首要技能经济指标为：焙烧酸浸转化率67.03%，酸浸回收率大于98%，离子交换吸附率99%以上，淋洗解吸率99%以上，沉积回收率99%以上，从原料到产品钒回收率约65%，离子交换树脂的作业吸附容量高达420mg／g（湿树脂），淋洗液V2O5均匀浓度约100g／L，产品质量契合GB3283－87中冶金99级要求。 二、石煤无盐焙烧－酸浸－溶剂萃取法 石煤无盐焙烧－酸浸-溶剂萃取法提钒新工艺 湖南省煤炭科研所与湘西双溪煤矿钒厂共同开发出的无盐熔烧－酸浸－溶剂萃取流程见图2。这一工艺已用于双溪煤矿钒厂的工业生产。图2无盐焙烧－萃取法提钒工艺流程 萃取的技能条件为：有机相N 263 15%＋仲辛醇3%＋磺化火油82%，萃取原液pH约为7，比较O／A＝1／2，混合时刻3min，级数为1。 反萃的技能条件为：反萃水相NH3·H2O＋NH4Cl，比较O／A＝2，混合时刻3min，级数为1。 这一工艺取得的首要技能指标为（%）：焙烧转浸率大于55，酸浸回收率约98，灼烧回收率约98，总回收率约50。 因为在焙烧时不加任何添加剂，该工艺的生产成本较传统工艺下降20%～25%。一起，避免了加盐焙烧时烟气的污染，含钒废水量也大大削减。 三、酸浸－中间盐法 石煤流态化燃烧灰酸浸-中间盐法提钒新工艺 浙江化工研究院提出的石煤流态化燃烧灰（或石煤）酸浸－中间盐法提钒新工艺见图3。图3酸浸－中间盐法提钒工艺流程 半工业实验取得的首要技能经济指标为：V2O5浸出率93.69%，中间盐回收率99.07%，萃取率98.10%，反萃率98.16%，沉积率99.0%，V2O5总回收率大于80%。产品质量契合冶金98级要求，每吨产品耗硫酸30.46t，P204 7.5kg，TBP60kg，火油60kg，9.09t，蒸汽20t，电8000kW·h，副产铵明矾48。

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

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

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

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

从岩浆型钒钛磁铁矿中提钒，钒钛精矿中钒的提取用冶炼方法有火法与湿法两种。火法是通过钒钛精矿或钒渣间接提钒，湿法则是用钒钛精矿直接提钒。目前我国以间接提钒法为主。火法提钒工艺。将选矿产品钒钛精矿，直接进入高炉或电炉中冶炼，使矿石中的钒大部进入铁水，再将含钒铁水入转炉送氧吹炼，使钒富集于渣中，成为钒渣。钒渣经焙烧、浸出、过滤，即得五氧化二钒。这一方法的最大优点是钒回收率高，特别适用于低品位钒矿石的利用。缺点是矿石处理量大，而生产规模小，与大规模的钢铁工业生产不相适应。 从钒钛磁铁矿中提钒的生铁-钒渣滓工艺流程见图4。  图4钒钛磁铁矿提钒的生铁-钒渣工艺流程 近20年我国积累了大量有关钒钛磁铁矿提钒工艺的经验并首创高炉炼铁-雾化提钒法目前攀枝花钢铁公司已用此法大规模生产钒渣。其工艺特点是，将铁在中间罐内撇渣和整流，在雾化器中雾化，雾化后的铁水进入雾化炉反应，提钒后的铁水(半钢)流入半钢罐，使之在半钢罐面上形成钒渣层，将半钢分离即得钒渣，钒渣经熔烧、浸出、过滤则得五氧化二钒产品。见图5。  图5 攀枝花钢铁公司雾化吹钒渣工艺

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

氯化锌（ZnC12），白色棒状、粒状或粉状晶体，密度2.91 g/cm3，熔点283℃，沸点723℃，无味，潮解性强，能自空气中吸收水分而溶化。    氯化锌易溶于水，水溶液呈酸性；能溶于甲醇、乙醇、丙醇、等含氧有机溶剂；及溶于、等含氮溶剂；还具有溶解金属氧化物纤维的特性；不溶于液。熔融的氯化锌具有很好的导电功能。氯化锌有毒性，腐蚀性很强，应密闭储存。    氯化锌产品用于电池工业作电解质，出产活性炭的活化剂，在有机工业中用作聚腈的溶剂及有机组成的脱水剂、缩合剂，石油工业用作净化剂，染料工业用作显色稳定剂、活性染料和阳离子染料的出产，印染工业用作媒染剂、丝光剂、上浆剂。此外，还用于造纸、木材防腐、医药、纺织、电焊、电镀、颜料等工业部门。    氯化锌的出产工艺流程如下图所示。    现在，我国氯化锌出产大都选用锌浮渣、锌烟尘、锌铸型渣，也有选用锌锭或氧化锌（含Zn0 90％）为质料，工艺简略，产品质量好。可是，跟着工业的开展，锌锭和氧化锌求过于供。因而要寻觅扩展氯化锌工业开展的途径。我国菱锌矿资源丰富，亟待开发使用。研讨使用菱锌矿直接出产氯化锌是开展氯化锌工业的途径之一。    用菱锌矿出产氯化锌的关键在于原矿杂质含量高，

在水溶液中，金可与氯化合生成易溶性氯化金,由此提出了金矿石的氯化浸出法。金矿石氯化浸出剂是氧气。氯化浸出法的进一步开展是运用电解氯化钠溶液得到的氯浸出矿石中的金。运用这种电化学浸出办法从矿石中浸出金并由溶液中分出金的办法也称电氯化浸出法，简称电氯化法。    金矿石的电氯化浸出进程，多年来得到不断改进，其金的浸出速率比化法快，已进行了半工业实验，没有到达工业运用阶段。由于原子氯和对金的强氧化性和强络合才能，人们在处理难处理金矿石时，对电氯化法给予特别注意，经常在一些小设备中进行小规划加工处理。    1)电氯化法浸出金进程的一般原理    金矿石的电化学浸出进程在悬浮矿浆食盐溶液中通直流电进行，经过电解氯化钠溶液发作氯的氧化和络合作用，使金浸出，转入溶液。    在隔阂电解浸出槽中电解氯化钠溶液时，H+在阴极上放电分出气态氢，C1-在阳极上放电分出气态氯。在阳极上OH-也或许放电分出02。尽管OH-放电分出的氧的可逆电位[Eө(OH-）＝+0.82 V，18℃NaCl溶液］比C1-放电可逆电位［Eө(Cl-）＝-36 V］低，但其超电位数值大（见下表），实践分出电位比C1-高得多，在电流密度为1 000 A/m2下，Eө（OH-）＝1.911 V，Ee（C1-）＝ 1.611 V。氧和氯在软石墨阳极上超电位电位/V离子电流密度/（A·m-2）102001000200050001mol/L KOH溶液Cl-——0.2510.2980.417饱满NaClOH-0.5250.9631.0911.1421.186     所以，电解中性氯化钠溶液时的首要反响为：    在铁板阴极上                                 2H20＋2e- === H2↑＋20H-    在石墨阳极上                                    2Cl- ==== Cl2↑＋2e-    总反响式为：                              2H20＋2C1- ==== C12↑＋H2↑＋20H-    进程发作的原子氯或分子氧对金都有强的氧化作用。氯溶解在食盐溶液中生成次氯酸，当溶液呈碱性时，则生成易分化的次氯酸盐。C10-的放电电位比C1-小得多，如下图所示，即便次氯酸盐浓度适当小，C10-与C1-也能一起放电。[next]                                  2ClO--2e- ==== 2Cl- + O2↑                                     2C1- - 2e- ==== Cl2↑    分出的氧也是一种强氧化剂。    金的标准电极电位为＋1.50 V，在氢以上，意味着金的溶解只能在含氧溶液中进行，特别需求那些电极电位高的活性氧化剂，如次氯酸、次氯酸盐和Cl-（见下表）。金在碱金属氯化物中与氯离子生成氯化络合物，使金的标准电极电位变小，促进金浸出。含氯氧化剂和贵金属的氧化复原电位电极ClO-/Cl-HClO/Cl2（液）Au+/AuAu3+/AuCl2/Cl-Pt4+/Pt氧化复原电位/V1.7151.5941.581.51.3951.2电极Ir3+/IrPd2+/PdAg+/AgRu3+/RuRh3+/Rh　氧化复原电位/V1.150.980.80.490.81　     在金矿石电化学浸出进程中，由于食盐电解进程中所耗费的气态氯和氧不断得到弥补，促进浸出反响敏捷进行。电氯化浸出时金的溶解进程也是一种分散进程，金的浸出速率受拌和强度和温度影响，一般，温度升高对金浸出有利，可是，当温度高于40℃今后，金浸出速率就明显下降。拌和强度过大，剧烈拌和会使氯渗透到阴极液，碱渗透到阳极液，或使分子氯很多蒸发，导致溶液中氧过量，构成矿石中的金部分钝化。[next]    2)电氯化法浸出金的运用实例    ①有隔阂电解槽的电氯化浸出。金矿石在装有隔阂的电解浸出槽中浸出。电解浸出槽是铁制的或木制的圆形槽，槽底和槽盖用石棉钢筋混凝土或生铁制作，槽内涂石油沥青或煤沥青。阴极室与阳极室用隔阂离隔。阴极是带孔铁质圆筒，外套隔阂。阳极是石墨板，依环形排列于底部与槽底绝缘。阳极室内装机械拌和器，转速120～150 r/min。经过充沛磨细的矿石与NaCl溶液混合后加到阳极室，运用不断拌和，使矿石颗粒坚持悬浮状。    电氯化浸出运用的矿石是磁黄铁矿型的金精矿，精矿所含的硫化物首要是磁黄铁矿，此外还有少数黄铁矿和硫砷铁矿。精矿的化学组分为：SiO2 3.44%，A1203 0.16%，CaO 7.92%，MgO 4.0%，Mn2O3 1.06%，CuS04 0.O1％，CuS 2.06%，Fe 38.96%，As0.14%，总S 31.88%，Au 52 g/t, Ag 98 g/t。精矿中银和铁，在电氯化浸出时进入溶液。溶液中的银发作堆积，并在金颗粒表面构成氯化银薄膜。铁以硫酸亚铁方式存在，硫酸亚铁将金的氯化物中的金复原成金属金，使金从溶液中堆积出来。据此拟定含金磁黄铁矿精矿的电氯化浸出工艺流程如下图所示。    磨细矿石浮选精矿粒度为74% -200目,用浓度为2.5 moVL的NaCl溶液混合制浆,并参加2%,矿浆液固比1.4：1。将该矿浆加到阳极室,2.5 moVL NaCl溶液加到阴极室,进行榜首段电氯化浸出.电氯化阳极电流密度为750 A/m2，容积电流密度为5500 A/m3，时刻为15 min。榜首段浸出后的精矿再磨细到91.5%-200目，在相同条件下进行第二段电氯化浸出。经过两段电氯化浸出金的金总浸出率为82.7%。用电氯化法处理每吨精矿需耗费3100 g NaCl，其电能耗费为45 kW·h。[next]    浸出进程中参加少数。对金颗粒表面的氯化银薄膜有溶解作用,使金浸出率得到进步。在榜首和第二阶段浸出之间，需对精矿再磨细，以损坏金颗粒表面的氯化银薄膜，进步金浸出率。硫酸亚铁的有害影响，可选用敏捷氧化的办法加以消除，也能够在阶段浸出间精矿再磨操作时用水冲刷除掉二价铁离子。    ②无隔阂电解槽的电氯化浸出。无隔阂电解浸出槽不存在矿泥阻塞问题。在无隔阂槽中运用电解氛化钠水溶液分出的原子氯，从矿石中浸出金，已进行了半工业规划实验。晏庄金矿是“铁帽型”含金氧化矿，以褐铁矿为主，金呈次显微状赋存在褐铁矿孔隙里，粒度为0.001～0.005mm，单个的为0.074～0.06 mm。矿石含金量9g/t。由于磨矿后细微的金粒进入矿泥中，故曾先后选用混-摇床、混-浮选、混-浮选-渗滤化等流程处理，金的收回率仅为63％左右。后在电氯化一树脂矿浆法实验中，金的收回率大大进步。这是由于矿石电氯化浸出时，金颗粒表面的铁、锰薄膜简单被损坏，可获得较高的金浸出率。    电氯化是经过电解碱金属氯化物（NaCl）,使水溶液中放出活性氯将矿石中的金氧化生成AuC13,进而成为HAuC14及其复盐NaAuC14，并在水中离解成离子：                              　　HAuC14 —→ H+＋AuC14-                            　  NaAuC14 —→ Na+＋AuC14-                           　　   AuC14- —→Au3+＋4C1-    生成的AuCl4-被阴离子交流树脂吸附，进程中离解生成的Au3+，有极少数堆积于阴极板上成阴极泥。向电解槽中参加，除为在电解进程中能分出一部分氯外，首要是用来避免氛化钠离解生成的氛被碱或水吸收而损耗活性氯。    半工业实验设备选用ф900 mm×1000 mm铁制元隔阂电解浸出槽。电解浸出槽内装有螺旋搅碎桨，螺旋桨直径为300 mm，转速为374 r/min，阳极为250 mm×700mm石墨板，每槽5块，沿槽的四周固定在拌和轴与槽壁之间，并与槽底绝缘。阴极为槽的内壁。阳极与阴极的间隔为200 mm。实验条件是：矿石粒度71.92%-200目,矿浆浓度22.25%,电流密度285 A/m2,槽电压13V,矿浆温度50℃。按质料配入氯化钠30 kg/t，20 kg/t制成矿浆，pH值为20再参加-16～+50意图717型湿树脂10 kg/t,在接连拌和下通电氯化和吸附8 h。经144 h的实验，所得的平均指标为：树脂含金量83.80 mg/g，尾液含金质量浓度为1.69 mg/L，除掉阴极上少数的阴极泥（含金6.26g/t)忽略不计，金的吸附收回率为99.10%。    为了调查含金硫化物矿（首要是黄铁矿）对电氯化的影响，还进行了含30%硫化物矿的混合矿样的实验，结果表明，在此条件下含金硫化物矿对金的浸出和吸附几乎没有影响。    选用筛选-筛分-摇床联合流程从矿浆中别离载金树脂获得了好的别离作用。载金树脂中的金用静电淋洗收回、静电淋洗在拌和珐琅桶内进行，拌和转速为252 r/min，螺旋桨直径70 mm。阴极为铅板，阳极为石墨板，南北极距离80 mm。金的淋洗剂由4%硫脉和2%制造。在槽电压2V和阴极电流密度400 A/m，条件下，运用7倍于载金树脂质量的淋洗剂，进行8h淋洗，金近于彻底淋洗。    金矿石的电氯化浸出作用遭到诸要素的影响。明显,影响金浸出的要素都与初生态氯的产值及运用程度有直接关系,氯产值高又能充沛运用,金的浸出作用就好。电氯化浸出作为一种强化浸出办法,对含少数硫化物的金矿加工是可行的，即便矿石中硫化物含量高达30%,金浸出率仍可到达88%。    金的电氯化浸出与金在矿石中的赋存状况、矿石化学成分以及矿藏成分有关,它们对电氯化进程的影响很大。合适电氯化浸出的矿石有：金呈游离态而无氯的吸附剂的石英矿石；金粒表面的铁、锰薄膜易氧化进入溶液的铁帽型氧化矿石；黄铁矿和其他硫化物含量少的金矿石；磁黄铁矿、黄铁矿精矿；含金方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、毒砂混合矿石或精矿以及含铜金矿石等。不合适电氯化浸出的金矿石有：含很多CaC03或MgCO3的碳酸盐矿石，碳酸盐匆溶解抓相互作用增大氯的耗费,并发作很多细泥阻塞隔阂的孔隙；高砷金矿和高锑金矿，砷化物和锑化物在电氯化进程中发作二次反响，耗费溶解的氯；含碲和硒的金矿，某些碲化物和硒化物对氯化金发作复原作用，阻碍金的电氯化浸出；含石墨和炭的金矿石，碳质物对氯化金发作抢先吸附，大大削减金的有用浸出。

不管哪一种方法，在精制除钒进程中都发生含钒(VOCI2）、高沸点杂质的TiCl4泥浆，其处理难度较大。    铝粉除钒的TiCl4泥浆按国外熔盐氯化的经历，是返回到独立的熔盐炉中处理。首要收回TiC14，之后通人C12，使VOC12从头转变成VOC13、VC14，经冷却、冷凝、收回，再制成V2O5，做到综合利用，变废为宝。    国内铜丝球除钒工艺，因铜复原后生成的VOCI2被吸附在铜丝球上，定时用HCI,清水清洗，没有办法收回钒，操作环境恶劣，影响环境。法除钒的泥浆需求独自的蒸腾设备收回TiCl4，其固体杂质弃去处理。有机物除钒的TiC14泥浆选用接连返氯化炉处理的工艺收回TiC14，钒渣(VOC12)落人氯化钒渣桶中一块被净化处理。工艺简略接连，处理才能大，节能作用非常好。含钒泥浆的处理工艺流程如图所示。    该技能已由锦州钛厂申获发明专利。    几种除钒工艺比较见下表。

我国湘、鄂、浙、皖、赣、桂、川、陕、黔各省富产石煤。石煤中V2O5档次在0.3%～1%之间。档次尽管不高，但储量却占全国钒储量的87%，达1.18亿t V2O5。 石煤中钒首要赋存于钒云母、含钒黏土中。在钒云母中钒以三价态存在，而在黏土中则以五价态存在。因此在石煤提钒时需求氧化焙烧，以使贱价钒氧化成五价钒。从我国典型的石煤矿来看，大约有70%～80%是以三价钒状况存在。我国石煤提钒的现状如下： 一、加食盐焙烧 至20世纪70年代末，我国传统的提钒工艺为加食盐化焙烧。每100kg矿石配加食盐量约为10～20kg（单个也加Na2SO4）。温度750～850℃，时刻1～4h，转化率60%～78%。焙烧用平窑。焙烧料水浸率88%～93%。水解沉钒，钒收率92%～96%，产品V2O5纯度大于98.5%，总回收率低于50%。 该工艺简单易行，出资少，见效快。首要缺陷为钒回收率低，一起焙烧发生的HCl、Cl2、SO2气体以及酸性水解沉钒废液都严峻污染环境。 二、流态化焙烧、酸浸、离子交换工艺 由湖南省煤炭科研所与长沙有色冶金设计院共同开发，并已在湖北出产，使钒回收率有明显进步。钒的总回收率约为65%，精V2O5档次大于99%。 三、石煤无盐焙烧、酸浸、溶剂萃取法 由湖南省煤炭科研所与湘西双溪煤矿共同开发并已投入出产。其工艺流程见图1。浸取剂用硫酸，萃取剂用15% N263、3%仲痛苦、82%磺化火油。pH＝7，比较O/A＝2/1，一级萃取30min。反萃液用2% NH4Cl＋1% NH4OH，比较O/A＝2/1，级数1级。焙烧转浸率大于55%，酸浸取率为98%，萃取率为99.8%，钒总收率约50%。本钱下降20%～25%，气体污染减轻，废水削减。图1  石煤无盐焙烧萃取法流程

一、石煤流态化焙烧－酸浸－离子交换工艺 由湖南省煤炭科研所与长沙有色冶金设计院共同开发的流态化焙烧－酸浸-离子交换流程已被湖北某石煤冶炼厂选用（图1）。图1  流态化焙烧－酸浸-离子交换法提钒流程 这一新工艺半工业实验取得的首要技能经济指标为：焙烧酸浸转化率67.03%，酸浸回收率大于98%，离子交换吸附率99%以上，淋洗解吸率99%以上，沉积回收率99%以上，从原料到产品钒回收率约65%，离子交换树脂的作业吸附容量高达420mg／g（湿树脂），淋洗液V2O5均匀浓度约100g／L，产品质量契合GB3283－87中冶金99级要求。 二、石煤无盐焙烧－酸浸－溶剂萃取法 石煤无盐焙烧－酸浸-溶剂萃取法提钒新工艺 湖南省煤炭科研所与湘西双溪煤矿钒厂共同开发出的无盐熔烧－酸浸－溶剂萃取流程见图2。这一工艺已用于双溪煤矿钒厂的工业生产。图2  无盐焙烧－萃取法提钒工艺流程 萃取的技能条件为：有机相N 263 15%＋仲辛醇3%＋磺化火油82%，萃取原液pH约为7，比较O／A＝1／2，混合时刻3min，级数为1。 反萃的技能条件为：反萃水相NH3·H2O＋NH4Cl，比较O／A＝2，混合时刻3min，级数为1。 这一工艺取得的首要技能指标为（%）：焙烧转浸率大于55，酸浸回收率约98，灼烧回收率约98，总回收率约50。 因为在焙烧时不加任何添加剂，该工艺的生产成本较传统工艺下降20%～25%。一起，避免了加盐焙烧时烟气的污染，含钒废水量也大大削减。 三、酸浸－中间盐法 石煤流态化燃烧灰酸浸-中间盐法提钒新工艺 浙江化工研究院提出的石煤流态化燃烧灰（或石煤）酸浸－中间盐法提钒新工艺见图3。图3  酸浸－中间盐法提钒工艺流程 半工业实验取得的首要技能经济指标为：V2O5浸出率93.69%，中间盐回收率99.07%，萃取率98.10%，反萃率98.16%，沉积率99.0%，V2O5总回收率大于80%。产品质量契合冶金98级要求，每吨产品耗硫酸30.46t，P204 7.5kg，TBP60kg，火油60kg，9.09t，蒸汽20t，电8000kW·h，副产铵明矾48。

石煤提钒新工艺-钙化焙烧工艺 ① 钙化焙烧工艺首先在矿业冶金厂设计应用，经车间调试，现已投入生产。通过生产实践该工艺在技术上可行，工艺参数容易操作控制，指标稳定，钒的浸出率高，总回收率达65％以上，生产成本低，为我国发展石煤型钒矿提钒工业提供了一条经济可行的道路[11]。② 钙化焙烧工艺适用于含耗酸物(如碳酸盐、有机质等)较少、含铁少的石煤型钒矿，不适宜于钒渣提钒。耗酸物含量高，将消耗大量的酸，增加成本，铁含量高，铁将被酸浸出进溶液，增加萃取剂再生工作量和再生成本。 ③ 本工艺是酸法作业，设备要求防腐，因此比钠法总投资额要大20%～30% 。

一、酸法提取五氧化二钒工艺     （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，通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%，出产成本操控在5.5～6.8万元/t。出产废水中的Fe2+，Fe3+、A13+等金属离子通过氧化、沉积、过滤、弄清去除，态氮通过调pH、加热、吹脱可除掉90%，废水可循环运用；出产进程中不发生有害气体，对大气无污染。     二、无盐焙烧提取五氧化二钒工艺     （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。焙烧进程中，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%，出产成本可操控在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，是一项清洁的出产工艺。     三、钙化焙烧提取五氧化二钒工艺     （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。

富钛料与反响制取粗工艺流程如图1所示。    熔盐氯化与欢腾床氯化TiCl2淋洗、冷凝体系底子相同，最底子的差异在于氯化炉和收尘器体系。    1.熔盐氯化工艺流程    熔盐氯化工艺流程如图2所示。    熔盐氯化工艺经历最丰厚的厂商应属哈萨克斯坦共和国乌兹基市镁钛联合厂商。该厂商共有6台熔盐氯化炉，每年能够出产海绵钛3.0万吨。相当于年产8.0万吨的氯化法钛厂的出产才能，可是单台氯化炉的出产才能不高，为日产100-120吨粗TiCl4的水平。[next]    2.熔盐氯化工艺首要设备    (1)熔盐氯化炉的结构熔盐氯化炉的结构如图3所示。熔盐氯化炉发动比较费事，首要应把炉外熔融的NaCI-MgCI2混合熔盐压人炉内，吞没电极，送电升温。不断加人枯燥的NaCl盐直到反响要求的高度，提温到750℃以上能够加料进行反响。     由加料孔向炉内加人配好的混合料，由通氯管通人或氧化循环尾气开端反响。[next]    生成的TiCI4、FeCI2、FeCI3、AICI3、C02、CO等进人扩大段，炉气带出粗颗粒炉料及熔盐颗粒沉下降人熔盐中，炉气经出口进入收尘器。反响开端需送电提温，因反响放热，反响正常后完全能够自热。反响区温度到达750℃稳定一段时间后，就能够中止送电。炉盖、扩大段、过渡段、炉缸都有冷却水套，在正常反响时通水移出反响热，维护炉衬，下降炉内温度，避免反响区温度过高构成很多熔盐进步恶化操控条件。    (2)收尘器因熔盐氯化，氯化炉出口炉气压力为微正压，收尘器底子选用重力沉降收尘器。收尘器的首要效果是经过大的表面积散热，使750℃左右的炉气冷却；而且使炉气下降流速，使炉气中固相FeCl2、气相FeCI3、AICI3结晶长大沉下来，用桶装送到处理工序。    收尘器可为多级。强化散热榜首级收尘器表面焊有散热片，内衬有耐酸混凝土层，避免在较高的温度下，金属壳体被炉气中的剩余腐蚀。第二级壳体无内衬，加强散热。一般在内壁上结有FeCl3,AICI3黄色渣层，阻挠金属筒体被氯化，可运用多年，可是也下降了散热才能。    熔盐氯化工艺中当炉温较高常常有NaFeCI4, NaAICI4低熔点物生成，简单构成炉气出口、收尘器筒壁、顶盖结疤。当长大受冲击，振荡易掉下，时有堵住出渣口、料桶口的现象发作。因而操作中要严格操控氯化炉温不要太高，削减低熔点NaFeCl4、NaAICI4生成，避免上述的事情发作，一起也可削减粗TiCI4中的泥浆量。      NaCl十FeCl3===NaFeCI4      NaCl＋AIC13===NaAICI4    NaFeCl4、NaAICI4被称为低沸点的“固体”，熔点一般在188-430℃之间。    其他氯化物的沸点见下表。    含有AICI3、FeCI3的TiCI4泥浆料返回到氯化炉体系（包含烟道、收尘器），每l000kg料浆气化后可从氯化炉中带走380-420MJ的热量。有利于操控炉温，简化氯化炉的结构。一起发作的反响其反响式如下：      3Ti02（s）＋4AICI3（g）===3TiCI4（g）＋2 AI2O3（s）↓TiO2（s）＋4FeCI3（g)＋C（s）===TiCI4（g)＋4FeCI2（s）↓＋CO2↑    这样能够有效地除掉泥浆中的AICI3、FeCI3，使其变成高熔点、高沸点的杂质从体系中除掉，一起又进步了氯的利用率。一般向氯化炉内返泥浆愈平稳接连，除杂质的效果愈好，愈能削减TiCI4中的泥浆含量，愈有利于进步的利用率。此项技能锦州厂已获专利权。    (3) TiCI4淋洗塔其效果是被降温到250℃以下的TiCI4炉气，在淋洗塔顶用TiCI4淋洗进行充沛换热，使90％左右的TiCI4被吸收，由气相转为液相而搜集下来。一般TiCl4淋洗塔为逆流操作；选用文丘里洗涤器的为顺流操作。淋洗塔如图3所示。[next]    (4)冷凝设备选用常温或低于65℃ TiC14淋洗吸收的方法是不能把一切TiCl4淋洗（冷凝）吸收下来的。由于正常状况淋洗用的TiCI4尽管经过冷却到50-65℃，淋洗后的TiCl4料液一般在90℃左右有较高的蒸气压20kPa。为进一步使TiCI4冷凝下来，进步钛的收回率，一般选用冷冻盐水冷却到-20℃下的TiCl4料液去冷凝气相TiCl4。冷凝设备有喷淋塔和膜式冷凝器。膜式冷凝器是在换热器中壳程走冷冻盐水，管程中经过TiCl4气体，在管程上冷凝构成TiCl4液膜并吸收TiCl4气体的设备（见图4）。为使98％以上的TiCl4收回下来，淋洗、冷凝设备选用多级吸收的工艺。 [next]    (5)气液别离器TiCl4经过淋洗、冷凝后）98％被搜集下来，但随不凝性气体(CO, C02、N2等）夹藏的TiCl4液滴，经过别离器别离液相进步收回率。    前两组淋洗单元淋洗进程运用蛇形管换热器，用工业水冷却换热；后两组用冷冻盐水换热，冷却TiCl4流体使温度到达-15℃以下，与炉气中的TiCl4触摸，使炉气中的TiCl4悉数冷凝下来，进步收回率。由于TiCl4中会有一定量的泥浆，首要是FeCl2 ,FeCl3、AICl3等杂质，在炉气温度较高的状况下很简单构成结垢，阻塞淋洗塔的栅板和挡板塔的挡板，所以在氯化用料杂质较高时一般不选用上述两种类型的淋洗、冷凝设备。    为了避免泥浆料的泵罐中淤积，一般选用如下方法。    ①操控榜首、二级淋洗槽TiCl4料浆的温度≥90℃，使固体颗粒处于悬浮状况，不易堆积。    ②在容器内加拌和，使固体颗粒在机械力的效果下无法堆积。    ③经过泵循环冲击TiCI4浆料，使固体颗粒难以堆积。    ④塔下部规划成瀑布式，用淋洗液从高处落下以很大的能量冲击泵槽底部，使固体颗粒不易堆积并节能。例如，哈萨克斯坦乌兹基工厂就是这样做的。    3.熔盐氯化的工艺参数    (1）最佳熔盐的组成Ti02 1.5%-5.0％；C 2％- 5％；NaCl 15％-20％；KCl 30％-40％；MgCI2 10％-20％；CaCI2＜10%；FeCl2＋FeCI3＜10％；Si02＜6.0％；Al203＜6.0％。    当Ti02<1.0％时，其他杂质被氯化下降了氯的利用率，一起也使TiCI4中杂质升高。    在实践中因KCl较贵，能够恰当削减KCl的配人量。当熔盐组分中Ti02外的其他氧化物组成增高时，熔盐的物理性质变坏，黏度添加，熔点升高影响氯化功率，有必要周期性地排出废盐并弥补新盐（首要是NaCl、KCl)。    (2)炉气的组成（炉温较低时）    TiCI4 63.8％；SiCI4 1.0%；AICI3 1.9％；FeCI3 0.5％；FeCl2 0.3％；N2 9.4％；C02 21.0％；CO 0.37％；固体成分1.73％；FeCI3、FeCl2的含量首要与高钛渣中的铁含量有关。    （3)首要工艺参数    ①反响温度700-800℃。    ②用于熔盐氯化最低浓度（体积）70％。    ③作业熔盐中组分Ti02 1.5％-5.5％；C 2％一5％；Si02＜10％。    ④盐层高度<5. 5m.    ⑤排放废盐中Ti02 <2. 0％。    ⑥废气中游离量<3. 2mg/L[2％（体积）〕。    ⑦氯化炉炉气压力1470Pa。    ⑧氯化炉炉气出口温度700℃。    ⑨进人淋洗塔炉气温度<250℃。    ⑩淋洗塔循环泵槽中TiCI4温度≥90℃。    ⑾冷冻盐水的温度＜-20.0℃。    ⑿捕集器（气液别离器）＜-5℃。[next]    4.熔盐氯化工艺现在的首要问题    熔盐氯化工艺最大的长处如下：①用料比较广泛，欢腾氯化运用困难的CaO, MgO高的钛渣，熔盐氯化都能够运用；②熔盐欢腾层的操控较气固流化床简单。    现在影响熔盐氯化开展的有下面几方面的问题。    ①每吨TiCI4大约产出200kg的废盐；年产6.0万吨的氯化法钛白工厂将产出12000吨废盐，处理较困难。综合利用有待进一步研讨。    ②熔盐氯化炉现在规划距大型氯化法钛白要求距离较大。出产才能偏小，匹配困难。最大的熔盐氯化炉日产TiCI4只要130吨，相当于年产1.5万吨钛白才能。更高出产才能熔炉开发有待证明。    ③熔盐组成中含有很多NaCl, KCI,极易同FeCI3、AICI3构成低熔点“液体”。黏附在炉壁、收尘器上，使设备结疤，易掉下阻塞出料口。一起构成固体颗粒在TiCl4中堆积，使之循环运用困难，要定时整理槽子。    ④熔盐炉发动烘炉，化盐十分费事，需求的附属设备如化盐炉等较多；日常还要常常加人新盐调整熔盐成分，工序较为烦琐。    ⑤多台熔盐炉与氧化炉对接困难；各炉的工艺技能参数难以平衡，操控十分困难。    ⑥氯化炉排盐操作较风险，环境恶劣，不如流化床排层床料易操作。

水+氯化钠提金工艺是一种无提金新办法。该办法将金精矿进行焙烧收回硫，然后选用氯化钠＋水浸取金，浸取的贵液操控酸度为10%，运用泡沫塑料吸附金，金的关于乡镇厂商开发黄金出产具有很好的经济效益和社会效益。    1)浸金机理    氯化钠的首要效果是为溶金系统供给满足的氯离子。选用氯化钠＋水系统溶金的反响机理如下：                                  Br2＋2e- ==== 2Br-                               Au＋4C1- ==== AuC14-＋3e-                           2Au＋3Br2＋8C1- ==== 2AuC14-＋6Br-        2）工艺流程    氯化钠＋水提金新工艺不适用于含硫金精矿中金的浸取。因金精矿粉中一般含硫量较高，故对金精矿有必要进行焙烧预处理以除硫，其工艺流程见图1. 图1[next]     3)金精矿粉焙烧    依照从硫精矿矿石中制备硫酸的办法进行焙烧,一般在特制的焙烧炉中进行。焙烧温度操控在600~650℃,焙烧时刻以含硫量多少而定，一般以1h为宜。    4)浸金办法    ①直接浸取法。关于含金在100g/t以上的矿粉，可直接在浸出槽中进行浸取。浸出槽为硬质塑料，也可选用水泥槽进行浸取，其形状如图2所示，其巨细可根据规划的规划断定。 图2     ②接连浸出法。关于含量小于100g/t的金精矿粉，可选用接连浸取法。该办法是将三个浸取槽串联起来，在每个槽中参加必定量的焙砂，由浸出液贮槽中供入浸出剂，使浸出剂靠压力的效果，自上而下进入焙砂层，操控必定渗滤速度，使浸出液接连渗过第二、第三浸出槽中的焙砂。工艺流程如图3所示。 图3[next]     5)泡塑吸附及摆脱    选用动态吸附的办法是将泡塑装入必定直径巨细的吸附柱，操控必定的流速，将酸化的贵液流经吸附柱，先用质量分数为2%洗刷，后用自来水冲刷至中性，选用70~80℃的质量分数为0.05%钠分数次进行洗脱。    6)复原和熔炼    将洗脱的贵液转移至5000 mL大烧瓶中，置于电炉上加热至沸、加人混合复原剂A进行复原制得海绵金。将制得的海绵金洗净后，置于石墨坩埚中参加该分量的1%的和2％的硼砂，于1250℃的高温炉中熔炼，制成金锭。    7）影响要素    ①矿石焙烧对浸出率的影响。挑选含量为32.50g/t的金精矿进行了焙烧时刻对浸取率影响的实验，成果见表1.表1    矿石焙烧时刻对浸出率的影响焙烧时刻/min3306090120金的浸取率/%0.150.498.499.899.9     从表1中可见，金精矿粉不经焙烧，金的浸出率简直为零，而经焙烧的矿样，浸取率随焙烧时刻的延伸而进步，这是由于矿样经焙烧后使矿样中的硫和有机碳、石墨等物质除掉，使金粒露出，有利于溶剂对金的浸取。焙烧除硫操作简略快速，且可收回在焙烧进程焙烧温度过高或焙烧时刻过长，简略使矿样烧结，使金的浸出率下降，这是由于氯化钠＋水为中性溶剂，不简略使烧结的氧化铁溶解，阻止了对金的浸取，对此可参加必定量的，进步对矿样的溶解能力。    ②氯化钠用量对浸出率的影响。氯化钠的用量与浸出率的联系见表2。表2        氯化钠用量对浸出率的影响氯化钠用量/g0.513510金的浸出率/%93.99999.199.399.2     从该表中可见，氯化钠用量为1 g,金的浸取率为99.0%，为此实验时选用1g氯化钠。    ③水用量对浸出率的影响。水是一种强氧化剂,在中性溶液介质中，可以将金(0)氧化成金(III)，生成的金（III）与氯离子构成氯金酸络阴离子而进入溶液。水的用量对浸出率的影响见表3。 表3             水用量对浸出率的影响水浓度/%5102030金的浸出率/%72.782.899.199.5      为泡沫塑料收回金时减小酸的用量，固定浸取液的体积为10 mL，从表3中可见，金的浸出率随水浓度的添加而添加，当到达20%的水浓度时，金的浸出率可达99%，故实验时选用20%水浓度的溶液为浸取液。[next]    ④浸取时刻对浸出率的影响。影响实验成果见表4。表4       浸取时刻对浸出率的影响浸取时刻/h248121824金的浸出率/%39.782.293.89999.299.3     从表4中看到，跟着浸取时刻的延伸，金的浸出率逐步增高，当浸取时刻为12 h,金的浸出率可达99%以上。    ⑤酸度对泡塑和活性炭收回的影响。在质量分数为1%～20％介质中，泡塑可定量吸附金。为此在浸取金的溶液中进行了用量实验，成果见表5。 表5             用量对泡塑吸附金的影响用量/mL0.512.55金的浸出率/%93.99999.399.4     从表中可见，在10 mL氯化钠＋水浸取金的溶液中，参加1 mL（浓度10%）泡塑对金的吸附率达99%以上，故在浸取液中参加1 ml质量分数为10%的为宜。    选用活性炭吸附也可将浸取液中的金收回，但用量对金的吸附率影响较大（见表6）。表6             用量对活性炭吸附金的影响用量/mL0.512.55金的吸附率/%53.478.59599     从表6中可见，在10 mL浸取液中，参加5 mL（浓度为33%），活性炭对金的吸附率为99%以上。    两种办法相比较，选用泡塑吸附收回金具有如下长处：a)水的存在有利于泡塑对金的吸附，吸附率可达99%以上；b)对活性炭吸附金有影响的铅、锑、铋,钨等搅扰离子，不影响泡塑对金的吸附。故挑选性好、对提金适应性强；c）操作简略快速、易于摆脱，选用灰化法、钠摆脱法可彻底收回；d)泡塑收回金所需酸量少、成本低。    ⑥载金泡塑处理办法。灰化法将载金泡塑置于650℃高温炉中进入灰化，灼烧；残渣中即含海绵金，将含金残渣用溶解，选用混合复原剂A进行复原，制备得制品金。    钠摆脱法将载金泡塑用自来水冲刷洁净后，用70~80℃的0.05%钠进行摆脱，含金摆脱液选用混合复原剂A进行复原，制备得制品金。摆脱后的泡塑可重复运用。    摆脱法载金泡塑可用在常温下进行摆脱，含金选用蒸馏法收回，残渣即为金粉。摆脱后的泡塑可重复运用。

关于载体难被酸溶解的废催化剂，用此办法处理比较简略。因为催化剂表面的铂族因为催化剂表面的铂族金属处于高度涣散状况，其溶解比相应的纯金属简略得多。如铂、钯等金属一般不需要用溶解，用就可使其进入溶液，的浓度为0.1～12mol/L，一般为2～9mol/L。 实践证明，如用单一的难以获得满足的浸出作用，往往需要向液中参加恰当的氧化剂，以促进铂族金属的溶解。常用的氧化剂有硝酸、、、等。关于载体为易被酸溶解的γ-Al2O3，用加氧化剂的办法处理废催化剂时，往往是铂族金属和载体都可进入溶液，极易发作铝盐水解成脱体的现象。为了仅溶解废催化剂中的铂族金属，而不溶解载体中的氧化铝，废催化剂首要有必要进行煅烧处理，以除掉积炭和将酸溶性γ-Al2O3转化为酸难溶的α-Al2O3。 用于石油重整和二异构化的催化剂为含铂的γ-Al2O3载体催化剂，废催化剂含Al2O396.5%、Fe0.4%、SiO20.7%、Pt0.35%。金属铂以微细粒(小于500mm占70%～80%)吸附在载体表面或载体空地中。废催化剂吸附有很多有机化合物和表面炭，先在1000～1100℃下煅烧，消除积炭并将γ-Al2O3转化为慵懒的α-Al2O3。然后在70℃下用6mol/L的溶液，用作氧化剂的条件下浸出废催化剂1～2h。 浸出液含(g/L)：Pt0.263，Al1.2，Fe0.07，HCl1.9mol/L，溶液的成分简略，可用置换或萃取进行铂族金属的富集。如催化剂中含铑，高温煅烧时会部分转化尴尬浸的氧化物状况，有用的预处理办法是运用碱性溶液浸泡进行复原，以进步浸出率。

桂林冶金地质学院分析了FeC13溶液浸出金的热力学。浸出金是氧化复原反响进程。因为反响：                                    Fe3+ + e-====Fe2+的标准复原电极电位E1ө ＝0.771 V。而                                   Au3+ + 3e- ==== Au的E2ө=1.420 V。因而，用Fe3+不能将Au氧化为Au3+。假如溶液中存在C1-，C1-可与Au3+络合生成AuC14-：                                 AuCl4-＋3e- ==== Au＋4C1-E3ө=0.994 V，因而在氯离子存在的条件下，Fe3+将Au氧化为AuC14-就较简单了。经过操控系统中参与反响有关物质的浓度，就能使浸出金得以完结，浸出反响为：                              Au＋3Fe3++40- ==== AuC14-＋3Fe2+    该反响对应的原电池电动势为：                                              RT         α（AuC14-）·  α3（Fe3+）         E = Eө（Fe3+/Fe2+）-Eө（AuC14-/Au）- ——In ———————————                                                                                3F            α4（Cl-）·α3（Fe3+）要使该反响从左向右自发进行，E有必要大于零。若取a (AuC14-）＝10-2, a (Cl-）＝10,不难算出，当a（Fe 3+）/a（Fe2+）＞101.80时，E大于零。    在实际操作进程中这些条件是不难满意的，比方，在298 K下，当参加FeCl3使[Fe3+]＝3 mol/L，调理［Cl-]＝10 mol/L（FeC13电离C1-，浓度缺乏部分参加HCl或NaCl )。溶液中AuC14-浓度可达10-2.28mol/L。在整个反响进程中[Fe3+ ]／「Fe2+]＞102.80。这样的成果关于工业生产是有价值的。热力学分析标明，只需操控必定的热力学条件，坚持满足的Fe3+和C1-浓度，在常温(25℃）下，pH为1.0时，即可用FeCl3溶液来浸出金。    相同，某些金属（Fe, Sn, Pb, Cu, Ag）硫化物、砷化物均可与反响，耗费FeC13，一起生成的S附在矿粒表面，构成一层硫膜，阻止浸出反响。再者，有机物质和粘土的存在对浸出也是晦气的。    近年来，美国呈现了200t/d规划的堆浸场，其工艺办法十分简洁，只需在地上挖一些平行的槽坑，堆一层矿石，喷一层浸出溶液，再堆一层矿石，喷一层浸出溶液，如此循环往复，直至堆淋作业完结，最终从槽中取出富液并从中收回金。这种办法适于处理低档次的金矿，但因为矿粉空隙小，渗透性差，因而金的浸出率不高。    别的，湖南有色金属研究所对龙山砷锑金矿渣焙砂选用FeCl3浸出，金浸出率达98%-99%。电堆积率为98% -99%，金总的收回率达96.54％。与化法比较，浸出率高出4%-6%，总收回率高出5.34%，浸渣中的含金量也从3-5g/t降至0.75-1.5g/t。

（一）流态化氯化工艺及设备    现在，无论是钛厂的氯化工艺仍是海绵钛厂的氯化工艺，多选用流化床氯化工艺技术，其流化床氯化设备流程如图1所示。    国内流化床氯化工艺技术是在前苏联竖式氯化炉基础上开展起来的，所以，收尘器、淋洗冷凝体系的设备，依然保持着前苏联老工艺设备的面貌，没有大的改动。    国外流化床氯化设备流程如图2所示。 [next]     该流程的特点是设备简化，没有熔盐氯化工艺中巨大且很多的除尘设备；代之为旋风收尘器；主TiCl4喷淋吸收塔工作功率较高，喷淋量大，一般喷淋量与产出TiCl4之比为(6-10)：1；到达充沛传热、传质，湿式除掉固体夹藏物的意图；该体系中的热量彻底经过功率较高的换热器带出体系之外，防止热量堆集，确保体系内的热平衡。    （二）流态化氯化的设备出产才能    现在国内流态化氯化的设备才能与海绵钛出产才能匹配规划比较小，一般在Φ1000-1400mm,产能日产20-25吨粗TiCl4。根本都是无筛板的。为习惯海绵钛出产的大型化开展，遵义钛厂正在建造Φ2400mm流态化氯化炉。    国外无论是海绵钛出产仍是氯化法钛出产，流化床氯化炉的规划都很大，一般以年产6.0万吨钛计，每天约产粗TiC14550吨。流化床氯化炉的直径可达Φ5000mm以上。    （三）流化床首要工艺技术指标    ①钛质料的利用率96％-98％。    ②氯的利用率92％-94％。    ③单位面积出产才能15-30吨粗TiC14/（m2·天）。    ④氯化尾气含氯量≥l0lb/h①（① 116＝0. 45359237kg。）（以100％C12计）。    ⑤氧化循环尾气中C12浓度）70％（体积）；海绵钛出产镁氯循环的工艺Cl2浓度）90％；哈萨克斯坦乌兹基厂Cl2浓度≥92％，能够循环运用。    （四）流化床别离固体氯化物的方法    ①用满足量的TiC14液体冷却，淋洗使FeC12、FeC13悬浮在TiC14的液体中。收尘器温度操控要高于FeC13沸点20℃。    ②把炉气激冷至400℃，防止FeC12分解成FeCl3，然后用TiCl4喷淋换热到200-210℃，持续用TiC14淋洗使TiC14、SiC14、Vocl3一块冷凝下来。可防止FeCl3在器壁上结垢。    ③悬浮在TiC14之中的FeC13、AIC13等固体颗粒在向氯化炉或蒸腾降温烟道中喷发时可发作反响，生成FeC12、A1203在旋风收尘器中被除掉，以防止恶性循环，添加TiCl4之中的含固量。    ④流化床层料的处理。排出的床层猜中首要成分为Si02、C、CaC12、MgC12等，被放出可用水洗去可溶性CaC12、MgC12等杂质，烘干后可回来从头配料运用（美国专利419118)。国内一般也采纳这样方法收回有价值成分。

富钛料制取的工艺技能有如下几个阶段。竖式炉团球固定床氯化现已被筛选；代之以发展起来的是沸腾床氯化技能。有两种工艺：其一以哈萨克斯坦、乌克兰等国家为代表（前苏联）的熔盐氯化技能；其二是以美国、日本等国家为代表的沸腾床氯化技能。沸腾床氯化设备规划大，自动化程度高，不仅在氯化法钛白生产上使用，在海绵钛生产上也使用。现在，具有发展前途的循环床氯化技能正处在小型工业实验的研制阶段。其工艺特色首要会集在氯化炉上：①氯化炉气流带出的物料搜集下来与加人的新料充沛混合预热，进步传热的功率重新人炉；②从旋风收尘器收下的料能够直接进人体系进行循环使用参加反响，处理工艺简略；③循环床的操作速度高于正常流化床的操作速度，反响强度大，产能高。    循环床氯化实验工艺流程如下图所示。

早在1851年，普拉特内提出运用使金转变成氯化金，然后再用水提取氯化金。这一办法后来在西里亚被选用。艾伦首要认识到氯化金的蒸发效果。氯化金的蒸发问题曾引发一系列研讨,1964年由谢弗以及许多苏联学者提出有价值的研讨，并以1970年末黑格和希尔在科罗拉多矿业学院所作的研讨工作到达高潮。美国矿务局最近依据艾斯尔、海南和费希尔等人所做的金矿石氯化的实验，在约翰·黑格的论文基础上提出了金的各种氯化物、它们的安稳区及生成这些氯化物的最新的热力学数据。本节不再重复这些推导，而是介绍斯图尔特·克罗斯德尔对霍姆斯特克型的金矿石列出的工艺流程和焙烧、氯化器以及冷凝体系的规划；以及苏联对4种不同精矿的氯化蒸发实验成果及我国辽宁冶金研讨所的扩展实验。    1)霍姆斯特克金矿的氯化蒸发流程    氯化工艺流程如下图所示。破碎后的矿石给入流态化焙烧炉中，发生的SO2气体送往触摸法制硫酸车间。焙烧矿进入两段式氯化器中，并往氯化器中通入循环运用的。从氯化器放出的气体进入冷凝室，在那里与氯化钠触摸和反响，生成盐-金氯化物的熔体（已从气流中提取了金），再进一步处理，以便收回金。及失效了的物质经冷却和用硫酸洗刷后送到紧缩机中再加压。从回来的气流中取出一部分进行液化，以便使能够蒸馏并除掉失效的物质    ①焙烧炉。为阐明含中等数量黄铁矿的硅质含金矿石氯化进程，已画出了包含操作温度和流速在内的简略的工艺流程，如图所示，在铁的含量为5%时，焙烧进程中不需要再弥补碳，就能发生满足的热量完成矿石的焙烧。焙烧进程中终究运用氧气仍是空气，或许两者结合运用，经实验决议仍是运用氧气，因为这时尽管会增加动力耗费和出资费用，但可缩小焙烧炉的体积，并可得到SO2浓度更高的气体送往硫酸车间，因而就可抵消制氧所需的那部分附加费用。[next]    焙烧的规划应依据终究是运用氧气仍是空气而决议，一同还要考虑到最佳的焙烧温度。为了便利起见，假定焙烧温度627℃是比较适宜和可行的,但在更低的温度（下降100℃）也是彻底或许的。在焙烧温度下降，也就是在527℃的反响器中焙烧时，或许会使给料冷却和彻底裸壳(bareshell），但仍处于热平衡状况。    为加速氯与金的反响，有必要进步氯化器的操作压力，但焙烧炉的压力还要高于氯化器的操作压力。单就为触摸法制硫酸供给S02这一点来说，也期望进步氯化器的压力。    ②氯化器。这种抓化器肯定要规划成二段或三段式的反响器，而且这几段或许都设置在同一个炉壳内。最适宜的操作温度约为350℃。尽管活动会使反响器冷却，而且不会有很多的反响热发生，但仍有必要对焙烧后的矿石给料进行冷却。因为金-铁氯化物的络合物会堆集在炉壁上，并使很多的金留在炉子里（这些金只能在每年或两年清洗一次反响器时才干收回），因而氯化反响器应尽或许规划成有耐火材料的内衬，以避免它在器壁处堆集金的络合物。因为这些反响的条件比较适度，所以不会呈现耐火材料的腐蚀问题。    为考虑到热量和质量的平衡问题，选用的流速为61 cm/s，这也就是为使固体物料能到达很好的搅动的最低的流态化速度，也是最低的安稳态气流。的脉动式活动也是能够运用的，它能削减流进反响器和整个冷凝阶段的量，别的，规划自身就不计划使一切的氧气都得到运用，而是经过的再循环效果使之坚持较高的压力，以保证能以很快的反响速度生成金的络合物。    实验证明，在没有任何促进剂存鄙人进行的金矿直接氯化，-200目矿样最大能以颗粒数每分钟3.45%的速率氯酸盐化。在有存在（它能使氯化反响速度至少进步25倍）并有必定的氯压（它可使氯化反响速度进步13.5-18倍）的条件下进行操作，反响动力学似乎是很快。估计霍姆斯特克的金矿破碎到-20目，在氯化器中逗留1h就可使金彻底转变为氯化金。但为了保证在一段氯化器中能到达很高的转化率，该反响床有必要在适当低的均匀床浓度下操作。选用两段氯化时，榜首段可在较高的金浓度下操作，最终的精加工阶段在十分低的金浓度下操作，这样就可使金到达很高的总转化率。    这一流程标明，往每段氯化器中增加少数的铁粉，是很有必要的。因为平衡核算标明，在氯化器的反响温度下，光靠氧化铁与的反响还不能供给必要数量的FeC13络合物。    ③冷凝体系。在氯化器中形成了金的络合物今后，蒸气状的络合物就以它在氧气中的很低浓度的方式从反响器中逸出。在金的络合物冷凝曾经，从挨近氯化器温度的气流中先经旋流集尘器除尘，然后使这些气体与含有熔体的氯化钠触摸，以使蒸发性的金-铁络合物能转变成四氯铁酸钠适当的NaAuC14。    NaAuC14络盐的键能强度足以使金的氯化物从气相的AuFeCl6络合物中分离出来，而且在低于150℃时，以含有这种络合物的液态熔体的方式存在。    这个反响和气体的冷却进程是在直径0.46 m高30m的水平或立式的高速烟道中进行的，必要时，这种烟道能曲折180o。这种液态盐的络合物可用旋流器在烟道结尾搜集，而气体（温度约为150℃）经过与洗刷旋流器的硫酸触摸而进一步冷却到80℃。然后将氧气在轴流式紧缩机中紧缩，并在80℃时回来氯化阶段。为到达高度紧缩和蒸馏，需放出一部分气体，用以避免失效了的气体的堆集。这种金络合物与盐的反响，虽或许会放出很多的热，但就到达热平衡来说仍是太小，所以热的传递就成为重要因素。[next]    能够坚信，用盐使气相的含金氯化物络合的办法是可完成的，并能供给一种比活性炭吸附更有用的办法，到达从氯化器逸出的气流中收回金。运用低温氯化法处理金、银矿石，以使矿石中的金和银蒸发，到达提金和银的意图。    2)氯化蒸发法从难溶的金精矿中收回金    氯化蒸发法是将精矿与氯化剂一同加热，使金、银、铜、铅、锌等金属氯化生成具有蒸发性的物质提高并捕集于烟尘中，然后经过湿法冶金从烟尘中分步收回这些金属。    氯化剂NaCl或CaCl2的用量一般为精矿质量的10%~15％。当质料为硫化物精矿时，应预先进行不彻底氧化焙烧，使焙砂中残留3％~5%的硫,以便于氯化进程中发生一部分氯化催化剂效果的S2Cl2,使精矿能在1 000℃下氯化蒸发，但精矿不含硫时，氯化蒸发温度有必要不低于1150℃。此刻氯化剂的用量可削减到精矿质量的5%。精矿常与质量分数为10%~15% NaCl一同加水于圆盘制球机中制球，经150~200℃烘干后筛去粉末，再于竖式炉中进行氯化蒸发。当运用的物料为粉料（不制球）时，可选用回转窑进行氯化蒸发。苏联4种难溶金精矿焙砂的氯化蒸发实验成果见下表。 难溶金精矿焙砂的化蒸发实验条件及目标精矿特性氯化剂用量/%氯化温度/℃氯化时刻/h渣含金/（g·t-1）金收回率/%金与硫化物严密共生，前含很多碳5115030.8~396~99金与砷黄铁矿共生5115020.8~396~99金与黄铁矿共生10115030.199.7含铜品10115030.499.4     我国曾对某矿的浮金精矿进行了高温氯化蒸发扩展实验。金精矿组分：Cu 0.20%，Pb 0.29%，Zn 0.29 %，Fe 32.00%，S 30.96%，Si02 26.30%，CaO 0.48%，MgO 0.49%，A1203 0.89%，Au 76.38 g/t,Ag 41.83 g/t。因为精矿含硫高,故先经欢腾焙烧脱硫。焙砂经磨矿后和70.6%140~180目烟尘兼并，于圆盘制粒机上喷洒相对密度为1.29~1.30的氯化钙液，制成直径10~12 mm的球粒。经竖式枯燥炉枯燥至含水1％左右，此刻球粒含氯化钙8%~10%，抗压强度为10~15kg/t，经振动筛去粉料后，送回转窑进行氯化焙烧。    实验用的回转窑生产能力为0.98 t/（m3·d），窑体倾斜度1.85%，转速1.42 r/min,矿球在窑内的充填系数10.3%，逗留时刻80 min 。加热用柴油，每吨矿球耗油250~300 kg。窑内高温区（氯化蒸发区）温度1040~1080℃，烟气含5%~9%氧，烟气排出速度1.5~2 m/s。经氯化蒸发焙烧后，矿球失重率10%左右，抗压强度达31 ~ 95 kg/t，所含的铁和杂质均契合炼铁要求，可直接入高炉熔炼生铁。收尘运用沉降斗、冲击洗刷器、内喷式文氏管和湿式电收尘器等组成的湿式快速收尘体系。    氯化蒸发烟尘中的金悉数呈金属状况，将其于磁球磨机中参加液，并向液中参加漂和硫酸，使其分化放出活性氯来氯化金：[next]                                   2Au＋Cl2 —→2AuCl                                   AuCl＋Cl-—→AuC12                                 AuC12-＋C12 —→ AuC14-     其总反响式为：                              2Au＋3Cl2＋2HCl —→2HAuCl4    因为烟法中含金较多(12 kg/t),故选用两次浸出。浸出前先将烟尘磨碎至-0.15mm（100目）。一次浸出条件为：固液比1:2,参加10%、5%漂、4%硫酸,浸出时刻4h,金的浸出率可达96.70 %。二次浸出条件为：固液比1:1.5，参加10%、3%漂、4%硫酸，浸出时刻4h，可使剩余金的79.80%进入溶液。两次浸出金的总浸出率达99%以上，浸出渣含金小于100g/t。    二次浸出渣用质量分数为2%洗刷两次，一次洗液回来作二次浸出用，二次洗液回来作一次洗刷用。洗刷渣过滤后送收回银、铅。二次氯化浸出液回来作一次浸出用，以便于取得富含金的浸出液。    一次浸出的富金溶液，在0.7 moV/L浓度下加钠复原金：                      2AuCl3＋3Na2S03＋3H20 ==== 2Au↓＋6HC1＋3Na2SO4    钠的用量为理论量的1.2~1.8倍，一般按每克金参加1.5 g。金的复原率达99.9%，液中含金的质量浓度在0.01g/L以下。复原的金粒经过滤后，用质量分数为1%的洗刷两次，再用水洗刷两次，取得的金纯度大于98.5%，然后分别用氯化铵液和稀硝酸处理除掉银、铅等杂质，金的纯度可进步到99.7%~99.8%。    浸出金的渣，用pH为1的酸性食盐水洗刷后送去收回其他金属。

硫酸法出产涂料级钛白要通过五大进程：原矿预备；钛的硫酸盐制备；水合Ti02制备；水合Ti02煅烧；二氧化钛后处理。包含环节如下：枯燥、磁选与磨砂、酸解、净化、浓缩、晶种与水解、水洗、漂白与漂后水洗、盐处理、煅烧、后处理、废副产品的收回、处理和使用。缺陷是流程长而杂乱、出产进程不接连、设备巨大、设备出产才能低、自动化程度低，因而产品质量不如氯化法。    氯化法最大的特色如下。    ①工艺流程短。质料高品位钛铁矿、天然金红石、富钛料或人工金红石进厂前都已按工艺要求加工好；氯化所需的1＃锻后焦，也能够按工艺要求进厂，即使是块状进厂加工成工艺要求的粒度也十分简略。省掉质料加工预备工序。氯化、精制、氧化工艺进程简略接连化，出产不停顿，使工艺流程短。    ②设备小，反响速度快，出产才能大。首要设备接连运转，设备出产弹性较小，中间无法存贮逗留。    ③各相关工艺要求可靠性高，自动化程度高，较难把握。由于全进程在有压、高温、强腐蚀介质中进行，调理操控需求十分敏捷、准确才干确保体系安全运转，一切的工艺动力、质料有必要确保接连不间断。除了一般工厂的电力、蒸汽、工业用水外，还有特殊要求的空气别离设备、直销设备、脱盐水直销设备等都有必要有100％的可靠性，才干确保整个体系杰出的状况。不然一处呈现毛病，就会形成全线泊车，为此有必要对主体工艺全面进行自动操控，完成自动化。    ④产品质量好。质料纯度高，特别是精制除钒、铁的才能是硫酸法所不及的。氧化体系参数可调理，所以氯化法半成品粒度细，均匀，散布窄，白度好，为终究产品奠定了杰出基础。    硫酸法和氯化法工艺特性比照见下表. [next] [next]

氯化法是相对硫酸法而言来定义的，氯化法钛白主要有以下三大工艺过程。    ①用高品位钛铁矿或天然金红石、人造富钛料，采用氯化工艺生产粗TiCl4；粗TiCI4经过提纯制取纯精TICI4。    ②精TiC14气相氧化制取符合颜料性能的金红石型Ti02粒子。    ③后处理与硫酸法相似，生产出适应不同用途的产品。    因后处理的工艺流程及设备与硫酸法相似，所以氯化法工艺流程重点在前两项。氯化法钛白工艺流程图如图1所示。后处理工艺流程如图2所示。 [next]    世界各国氯化法工艺中氧化炉基本都与沸腾氯化炉对接，仅有中国锦州厂成功实现熔盐氯化炉与氧化炉对接。

钒是一种过渡金属元素，在天然界中散布极为涣散，故也称为稀散元素。钒的使用非常广泛，在钢铁、有色金属、化工、合金、超导材料、轿车等工业范畴都是不可或缺的重要元素。钢铁、有色金属以及合金中参加必定量的钒，能够改动其微观结构，大大提高钢的耐磨性、红硬性，减轻材料分量，延伸使用寿命;在化工工业中制作钒催化剂，报价便宜，功能安稳，抗中毒功能强;一起，钒化合物多彩的色彩能够用来制作颜料、油漆等;在超导材料中，钒与硅、镓化合物均有较高的超导改变临界温度的特性。因而，钒矿资源的归纳开发使用具有非常重要的战略意义和工业需求。 一、我国钒矿资源及其区域散布 (一)我国钒矿资源的储量及其区域散布 依据矿产储量统计表，到2006年末，我国有18个省和自治区有钒矿资源，产地123处，保有资源储量约3400万t(以V2O5计，下同)，累计查明资源储量约3600万t。首要散布在湖南、湖北、安徽、陕西、四川、贵州、河北等省，其间，四川、陕西、湖南、安徽和湖北等5省的保有资源储量别离为1855.9，454.4，384.8，234.2和143.3万t，别离占全国保有资源储量的54. 4%，13. 3%，11.3%，6.87%和4.20%;累计查明资源储量别离为1 941.4，455.1，385.4，277.8和143.3万t，别离占全国累计查明资源储量的53.9%，12. 6%，10.7%，7.71%和3. 98%。这5省钒矿保有资源储量占全国钒矿资源的90.1%，累计查明资源储量占全国的88. 9%。 我国大型钒矿(≥100万tV2O5)数量不多，首要散布在陕西、湖南、四川和甘肃等少量区域的9处矿区点，储量为1689.4万t，占总储量的49.6%;中型钒矿(10～100万tV2O5)广泛散布在四川、陕西、湖南、湖北等11个省，共41处矿区点，储量为1 535.6万t，占总储量的45.0%;小型钒矿(≤10万tV2O5)数量最多，有73处矿区点，但储量仅184.3万t。大、中型钒矿储量即占全国储量的94.6%，小型钒矿储量仅占全国储量的5.4%。 (二)我国钒矿资源的共、伴生特征及区域散布 天然界中独自的含钒富矿较少，大多为共生和伴生矿。据统计，独自钒矿产地仅30处，算计储量665.1万t，占全国总储量的19.5%;共生、伴生钒矿产地93处，储量2744.2万t，占总储量的80.5%。全国钒矿档次1.0%的算计储量2884.6万t，占总储量的94.6%，其间，档次在0.6%～1.0%的储量为890.3万t，占总储量的29.2%。依据材料，钒矿资源中V2O5均匀档次以湖北、陕西、湖南和浙江等4省档次的较高，别离为0.89%，0.82%，0.80%和0.78%，最高档次到达1%以上，陕西商洛市商南县矿区档次超越1.5%;这些钒矿资源已具有很高的工业使用价值，为金属钒的提取供给了丰厚的资源储藏。 钒矿石首要有钒铁矿石、石煤、钒铀矿、钒酸盐矿、磷灰岩、绿硫钒矿、沥青石、原油和铝土矿。我国钒矿资源首要由钒铁矿石和石煤矿组成，具挖掘价值的钒矿以石煤为主。钒铁矿石首要是钒钛磁铁矿。依据矿产一般工业要求，钒铁矿中V2O5质量分数为0.15%～0.2%时即可进行归纳收回。我国铁矿石中V2O5质量分数达0.15%以上的保有资源储量为2215.6万t，占总储量的72.7%，首要散布在四川攀枝花、河北承德、陕西汉中、湖北郧阳和襄阳、广东兴宁以及山西代县等地，其间，攀枝花是首要散布地，已探明矿石储量为100亿t，V2O5储量为1578万t。钒钛磁铁矿现在首要用于炼钛，钒金属首要在冶炼进程中从钢渣中提取。其他方式的含钒资源在国内散布并不广泛，相关报道不多。 据统计，我国石煤中V2O5的储量约1128万t，占总钒矿资源储量的37.0%，首要散布在贵州、陕西、湖南、江西、河南、湖北、安徽和浙江等地，其间，散布较会集的区域首要是湖南、湖北、浙江和贵州，这4省石煤钒矿资源占全国石煤钒矿保有资源储量(以V2O5计)的53.5%。 二、石煤提钒的惯例工艺 现在，作为钒提取质料的首要是钒钛磁铁矿和石煤。钒钛磁铁矿首要用于冶炼钛，副产钒。含钒石煤是我国的一种共同的钒矿资源，因为档次相对较低，对其挖掘和归纳使用还远远不够，但含钒石煤是我国钒矿资源使用的一个重要开展方向。 (一)石煤中钒的矿藏学特征及存在形状 石煤是存在于陈旧地层中，在浅海环境下由藻类、菌类等低一级生物作用而构成的一种煤炭资源。与一般煤炭比较，石煤具有高灰、高硫、低碳、低热值等特色，既是一种动力，又是一种潜在的多金属矿产资源，首要以V金属为主。有些石煤中伴生有Ag、Cu、Mo、Na、Ni、U、Zn等工业价值较高的金属元素;在某些层位中，一种或几种伴生元素到达工业独自挖掘档次或鸿沟档次，可作某种矿藏资源独自挖掘。 石煤中钒的存在方式多样，一般分为3种，即钒云母类，含钒针铁矿、赤铁矿和碳酸盐类，含钒电气石和高岭土类。大都石煤中钒存在于钒云母中，与Si、Al、K共(伴)生;含钒针铁矿、赤铁矿中与钒共(伴)生元素多为Fe;碳酸盐类矿藏中多含Al、Ba、Ca、Cu、Fe、K、Mg、Na、P、Pb、Si及Zn等元素，钒在这些矿藏中的价态多样。在钒云母中，钒通常以V(Ⅲ)和V(Ⅳ)存在，V(Ⅲ)占大都。三价钒能以类质同相方式替代三价铝等进入硅酸盐矿藏晶格中，一起，四价钒也能够类质同相方式存在于硅氧四面体结构中。在含钒赤铁矿和钒高岭土中，钒首要以吸附形状存在，首要是V(Ⅳ)和V(Ⅴ)。 钒矿冶炼办法的挑选关键是由钒在该类矿石中的赋存状况决议的。假如石煤中的钒首要以吸附状况存在，则可用酸或碱溶液直接浸出，使钒以各种钒酸根离子方式溶解在溶液中，也可参加氧化性或还原性物质辅佐浸出;假如石煤中的钒首要以类质同相方式存在于硅酸盐矿藏晶格中，那么此类矿石难于浸出，要将三价或四价钒浸出来，首要有必要损坏晶体结构，使赋存在晶体结构中的钒开释出来。因而，查清矿石中钒的赋存状况(包含钒的各种化合物和矿藏存在方式、价态及其散布状况)是钒冶炼至关重要的前提条件。因为我国石煤多属难浸钒矿，因而许多研讨者便致力于研讨如何用经济而简洁的办法开释硅酸盐晶体中的钒。现在，提取钒工艺首要有火法-湿法联用工艺和湿法工艺。 (二)火法-湿法联用工艺 火法-湿法联用工艺是现在工业上从石煤中提取钒使用较多的技能，首要有钠化焙烧-水浸工艺、钙化低钠焙烧-碱浸工艺、空白焙烧-碱浸工艺(直接焙烧)和加酸焙烧冰浸工艺等。 钠化焙烧-水浸工艺是工业上使用最多的工艺。该工艺技能老练，基本原理是以NaCl或Na2CO3为增加剂，经过焙烧将多价态的钒转化为水溶性的钠盐，如Na2O·yV2O5，NaVO3，再对钠化焙烧产品直接水浸，得到含钒浸出液，再参加氯化铵进行中性沉钒，沉淀物经焙烧得粗V2O5。焙烧进程反响如下：选用钠化焙烧-水浸工艺，钒的收回率较低，仅40%～60%，且在钠化焙烧进程中发生Cl2、HCl、SO2等有害气体，对环境污染较大。 钙化低钠焙烧-碱浸工艺是在传统的钠化焙烧进程中参加增加剂CaO，使石煤中的钒氧化后与CaO结合生成钒酸钙，再用Na2CO3溶液浸出，钙生成溶解度更小的CaCO3，钒则以游离态进入溶液，终究钒浸出率可达67.6%。钙化低钠焙烧-碱浸工艺的反响机制如下：钙化焙烧后选用硫酸浸出，可得到85%以上的钒浸出率。钙化低钠焙烧-碱浸工艺的钒收回率依然不高，仅仅NaCl的参加量有所削减，依然对大气有污染。 空白焙烧-碱浸工艺(直接焙烧)是指使用空气中的氧气作氧化动力，直接损坏钒矿藏晶体结构，使钒氧化成V(Ⅴ)，转化成可溶性的钒酸盐和偏钒酸盐;焙烧后的产品用NaOH溶液浸出。空白焙烧-碱浸工艺避免了钠化焙烧发生的酸性气体污染，节省了增加剂，但浸出时刻有必要确保在3h以上才能使钒的浸出率到达75%以上。 钠化焙烧和空白焙烧工艺的钒浸出率均不高，所以有研讨者探讨了加酸焙烧-水浸工艺的可行性。该工艺是在焙烧时参加10%的硫酸，焙烧3h，天然冷却后再用水浸出2h，终究钒的浸出率达95%以上。针对硫酸焙烧工艺，有研讨者提出了低温硫酸焙烧-水浸工艺。在250℃下焙烧后，以液固体积质量比1.2mL/g用水在100℃下拌和浸出2h，钒浸出率达78. 2%。 火法-湿法联合工艺中，钠化焙烧-水浸、钙化低钠焙烧-碱浸和空白焙烧-碱浸等相对比较老练，但钒收回率较低，并且存在较严峻的环境污染问题，尤其是发生的Cl2、HCl、SO2等有害气体，很多排放的高浓度氮废水等是现在钒冶炼工业中比较扎手的问题。加酸焙烧-水浸工艺的钒浸出率比较高，是一种值得进一步研讨的工艺。 (三)全湿法工艺 全湿法提取石煤中钒的工艺现在研讨不多，且均环绕酸浸而打开。酸浸办法首要有直接酸浸、参加助浸剂酸浸和加压酸浸3类。 直接酸浸是H+进入硅酸盐矿藏晶格中置换Al3+，使离子半径发生变化，然后开释出V3+，V3+进一步氧化为V4+后用硫酸浸出。直接酸浸后，V2O5收回率在70%～85%。直接酸浸基本原理如下：直接酸浸只依托H+作用损坏晶体结构。因为钒在石煤中的存在形状安稳性较高，故直接进行酸浸有时作用并不抱负，浸出时刻长，浸出功率较低。增加必定试剂即参加助浸剂能够促进钒的浸出，取得较高的钒浸出率。如用浸出石煤时，参加必定量的亚铁盐，可使大都钒溶解进入溶液，钒收回率可达85%以上。 直接酸浸的另一种改进是加压酸浸。加压条件改进了钒浸出动力学，大大缩短反响时刻，钒浸出率可达90%以上。但此办法对设备腐蚀大，设备要求较高。 近年来，也有其它一些试剂用于从石煤中直接浸出钒。其间，亚熔盐浸出是针对焙烧进程中发生环境污染、能耗高、钒转化率低一级问题而开发的新办法。复合钠制剂亚熔盐包含钠制剂和氯盐，氯盐与矿藏中的氧化物，如V2O5、Fe2O3、SiO2等反响发生Cl2，Cl2具有更高的活性，能够损坏矿藏晶体结构，将其间的V(Ⅲ)和V(Ⅳ)氧化为V(Ⅴ)。亚熔盐法的钒浸出率可达90%以上。亚熔盐浸出法相对直接酸浸缩短了反响时刻，可取得较高的钒收回率，一起浸出液不含酸，相对来说较简略进行后处理，是值得进一步完善和开发的新工艺。 (四)生物浸出技能 生物浸出技能对环境友好、工艺简略，近年来开展比较敏捷，已测验用于从石煤中提取钒。 难浸石煤中的钒以硅酸盐方式存在。研讨标明，硅酸盐在生物浸出进程中的溶解会增大反响系统的pH，然后影响生物浸出作用;钒对细菌的毒害效应在某种程度上也首要受pH的影响而不是受金属元素自身毒害作用的影响，阐明在生物浸出时操控pH非常重要。培育耐钒菌种时，在参加有机物的培育基中，以V2O5、VOSO4、Na3VO4和NaVO3为驯化物，以磷酸缓冲液缓冲，操控pH在8.0～8.9范围内，温度维持在24～37℃之间，终究可得到比较好的驯化作用。Katarina等研讨了选用Acidithiobacillusferrooridans和Acidithiobacillusthiooxidans菌株将废催化剂和石油飞灰中的五价钒还原成四价钒进行废料解毒并收回钒，在30℃下，培育基中参加FeSO4·7H2O和单质S，两菌株对V2O5和NaVO3的耐受极限别离为0.003mol/L和0.01 mol/L，其对生成的四价钒最高钒耐受浓度可达4mol/L。Pradhan等人研讨了选用硫氧化细菌和铁氧化细菌选用两段浸出法浸出粹进程中的废催化剂。第1阶段，pH操控在2～3之间，催化剂质量浓度15g/L，V、Mo、Ni浸出率别离为32. 3%、58. 0%和88.3%;第2阶段，pH操控在0. 9～1.0之间，催化剂质量浓度50g/L，金属终究浸出率别离为94.8%V、46. 3%Mo和88.3%Ni。在生物浸出进程并不只限于选用传统细菌，使用真菌-黑曲霉也能够浸出废裂化催化剂中的重金属V、Ni、Fe、Al、Sb。嗜热培育基中参加蔗糖，在30℃水浴中，拌和速度120r/min，V、Ni、Fe、Al、Sb浸出率别离为36%、9%、23%、30%、64%。尽管浸出率并不高，但比较化学办法浸出作用要好的多。可见，将生物浸出法用于从石煤中浸出钒是可行的，但这一技能尚处于开始探究阶段，还需要深入研讨和开发。 三、展望 因为石煤存在发热量低、成分杂乱、有价金属档次低一级问题使得其开发使用存在必定难度。我国大都石煤中存在钒，钒首要以类质同相方式存在于硅酸盐矿藏中，难于浸出，所以加强石煤的矿藏学及相关的化学反响研讨，对开发适宜的提钒办法、合理开发使用石煤非常重要。 现在，从石煤中提取钒的工艺相对来说还比较落后，在我国依然处于实验室研制阶段。已具规划的钠化焙烧-水浸工艺存在比较严峻的大气和水污染，没有到达绿色工艺的要求;此外，石煤中还有Mo等其它使用价值很高的金属并没有得到合理的使用，如不加收回不只给环境带来沉重负担，并且也形成资源的糟蹋。因而，开发新的环保、高效提取工艺是石煤归纳使用迫切需要处理的关键问题。 因为石煤中有价金属档次低，选用成本低、工艺简略、环境友好的生物浸出技能不失为一个较好的挑选。但是，钒对菌种毒害性较大，较少的量即有较大的致死性，因而，选用生物浸出法的关键在于驯化菌种，如菌种驯化成功，生物浸出技能将是一个颇具开展前景的绿色工艺。

传统的石煤提钒多选用钠化焙烧工艺，提钒过程中发生的“三废”对环境污染严峻，“三废”管理费用贵重，绝大多数中小型钒厂因环保问题而封闭。因而，研讨新的清洁型提钒工艺，从源头上处理“三废”对环境的污染，已成为石煤提钒工业中亟待处理的严重课题。     近年来国内外科研院所进行了很多新工艺的研讨。本研讨提出一种清洁型的提钒新工艺，在生产中处理“三废”的污染问题，其技能道路是：从源头和废物循环使用两方面处理污染问题。选用钙化焙烧，防止焙烧过程中有害废气的发生，处理废气污染问题；挑选先进的浸出工艺，将传统浸出—沉钒的开路（废水处理后排放）改为闭路循环（废水直接回用），处理废水的污染问题；废渣资源化处理废渣出路。     一、实验流程及办法     （一）实验质料     提钒石煤为广西某地氧化矿，原矿首要化学成分（%）：V2O51.38, C 0.52、SiO254.38、Al2O326.26、Fe2O36.38、S0.22、CaO 6.52、P2O50.19、其它4.15。     （二）实验试剂、设备及分析办法     试剂：碳酸氢铵、SM－1、氯化钠、氯化铵、氧化钙；首要设备：SMCQ180mm×200mm瓷衬球磨机、造球机（克己）、马弗炉、恒温水浴拌和器、SHB－B88型循环水式真空泵、φ3cm有机玻璃交流柱（克己），THZ－62恒流泵、HL－2恒流泵；分析办法：硫酸亚铁铵容量法。     （三）实验办法     焙烧与浸出：物料按不同配比配料、混匀加水造球，装在瓷舟中放入马弗炉中焙烧2.5 h。称取必定量破碎的焙砂于烧杯中，参加必定量浸出剂，用磁力拌和器拌和浸出物料，浸出终了固液别离，别离测定浸出液和渣中含V2O5量。     离子交流：选用克己交流柱，树脂填充量100g，填充高度为交流柱的1/3，树脂两头用裹纱布的带孔陶瓷片压实，钒溶液以必定的速度经过交流柱，隔必定时刻（时刻距离先长后短）分析吸附后钒的浓度，当吸附率小于98％时中止吸附，并核算吸附容量。     吸附容量(mg/g)＝Q(Co－C)/100     Q为钒溶液的体积(mL)，Co、C为吸附前后钒的浓度，100为树脂质量(g)。 沉钒：将经富集的钒溶液倒入烧杯中，在快速拌和的条件下，参加氯化铵，当开端有沉积，将拌和速度减慢，并持续拌和1～2 h，使晶体陈化颗粒长粗，然后静置12h，过滤，滤饼用少数2％的氯化铵溶液洗刷，即得到的晶体。     二、实验成果与分析     在钙化焙烧过程中生成的多钒酸钙盐，较难溶于水，所以不能用水直接浸出。在铵盐浸出过程中，首要使用焙烧生成的多钒酸钙盐，与碳酸氢铵盐反响，使钙离子转入碳酸钙中，参加微量NaHCO3操控溶液呈弱碱性，更有利如下反响的进行。     浸出过程中，只需温度不过高，NH4＋浓度不是很高就不会生成。弱碱性条件下浸出，磷、硅、铝等杂质的浸出率极低。浸出液经离子交流柱吸附富集、脱洗后，就可用于直接沉钒，经灼烧能够制成合格的五氧化二钒。     （一）浸出条件实验     1、碳酸氢铵浓度对浸出率的影响     实验条件：浸出温度65～75℃，时刻2h，拌和速度100 r/min，液固比L/S=2∶1，改动碳酸氢铵溶液的浓度，实验成果见图1。图1  NH4HCO3浓度与浸出率的联系     实验成果标明：低浓度下，跟着浸出剂碳酸氢铵浓度的添加，钒的浸出率添加，但当碳酸氢按浓度超越6％时，钒浸出率简直不再进步，因而，碳酸氢铵的浸出浓度以6％为最佳。     2、浸出时刻对浸出率的影响     实验条件：浸出温度65～75℃，拌和速度为100r/min,浸出液固比L/S = 2∶1， NH4HCO3浓度6％，改动浸出时刻，实验成果见图2。图2  浸出时刻与浸出率的联系     成果标明，跟着浸出时刻的延伸，钒的浸出率添加，但浸出时刻超越2h,浸出率添加不明显，因而，浸出时刻以2～2.5h为宜。     3、浸出温度对浸出率的影响     实验条件：NH4HCO3浓度6％，拌和速度100r/min,液固比L/S=2∶1，浸出时刻2.5h，改动浸出温度，实验成果见图3。图3 温度与浸出率的联系     由实验成果可知，浸出温度在68～73℃时，钒的浸出率最高。钙化焙烧的焙砂用碳酸氢铵溶液浸出，浸出温度对浸出作用的影响最大。     （二）碱性溶液的动态吸附实验     选用石煤钙化焙烧的焙砂，用NH4HCO3溶液浸出, V2O5浓度4.18g/L，浸出液别离用717、714树脂进行条件实验。     1、流速对吸附率的影响     动态条件下，吸附液温度35℃，吸附pH＝8.0，改动钒溶液流速，流速与吸附作用见表1。 表1  流速对吸附作用的影响吸附流速 /（mL·min－1·g－1）树脂类型穿透体积/mL穿透均匀浓度/（mg·L－1）V2O5均匀吸附率/%穿透吸附容量/（mg·g－1）作业吸附容量/（mg·g－1）0.0771722520.8199.1094.0155.471419819.8299.2382.8120.30.0971721222.5198.9788.6135.271416021.9898.0166.9108.30.1671712125.1098.1250.689.371410525.0298.3043.988.2     由表1标明：随流速的加速，穿透吸附容量和作业吸附容量均下降，当流速超越0.09mL/ (min·g)时，对吸附功能的影响明显，因而吸附流速以0.09mL/(min·g)为宜。717树脂对铵盐浸出液的吸附作用要优于714树脂。     2、 pH对吸附功能的影响     吸附液温度35℃，吸附速度坚持0.09mL/(min·g)，改动吸附液pH,当吸附率大于99％，测定pH对吸附容量的影响，实验成果见图4。图4  pH对钒吸附容量的影响     实验成果标明，对钒的铵盐浸出液，717、714树脂在pH为7.2～8.2范围内，吸附容量较高，别离可到达125mg/g和92mg/g。     3、温度对吸附作用的影响     吸附速度坚持0.09 mL／（ min·g)，溶液pH＝7.8，改动吸附液温度，成果见图5。图5  吸附温度对钒吸附容量的影响     从图5可知40～50℃时树脂的吸附作用最好，当交流温度高于60℃或低于20℃，树脂的吸附作用均较差。     （三）交流后废水循环回用实验     将交流后废水进行了接连循环回用实验，共进行5次循环实验，实验首要调查NH4HCO3用量、浸出率及产品质量，实验成果见表2。 表2  回用水对产品质量的影响项目NH4HCO3浸出率/%产品V2O5/%新鲜水6.071.698.89第1次回用2.572.199.10第2次回用2.072.399.02第3次回用2.071.898.97第4次回用2.072.399.32第5次回用2.072.099.16     从表2可见，交流后废水补加少数的NH4HCO3循环回用于浸出，浸出率没有明显变化，产品档次亦没有下降，较新鲜水浸出，削减NH4HCO3的用量60％以上。实验研讨标明回用交流废水是可行的，废水的回用既能够削减NH4HCO3的用量，又能够节省用水，减轻了石煤提钒对环境的压力。     沉钒废水中首要含有较高浓度的氯化铵、偏钒酸根等，可将其用作饱满树脂的淋洗液。沉钒废水用新鲜水稀释NH4Cl浓度，并补加必定量NaCl，可作为脱洗液，经接连回用实验，发现饱满树脂用（120g/LnaCI＋60g/L NH4C1)的淋洗剂淋洗，淋洗温度为40-～50℃，脱洗液中V2O5浓度最高达120g/L以上，均匀合格浓度达60g/L以上，脱洗液无结晶现象，淋洗率达99.2％以上。因为淋洗剂参加了NH4Cl，沉钒时只需加人10g/L左右的NH4Cl，就开端沉积，这样即可节省NH4C1的用量，又能够节省水资源并削减V2O5的丢失。     三、定论     石煤钙化焙烧，来用NH4HCO3和NaHCO3为浸出剂，浸出液经717树脂交流富集提纯，NH4C1沉钒，产品V2O5纯度可到达达国标99级以上，总回收率达65％以上。

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

阅历2010年的钒系商场的震动徜徉，笔者以为在未来的一年时刻内，钒系产品商场体现不会特别给力。虽然“十二五”规划现已提出要扩展特种钢出产，但还需求一段时刻的过渡期，2011年的商场仍存在许多的应战。在技能层面上来说，2012年《钒工业污染物排放标准》的履行，关于提钒技能有了更高的要求，职业在一段时刻内还会进行新一轮的洗牌。 笔者长时刻从事钒职业技能工作，关于职业有必定的知道。本篇文章侧重于石煤提钒火法工艺的讨论，论述新时期火法工艺的某些观念。笔者本着同职业真挚沟通的情绪，期望同行纠正并共同进步。 1 四问石煤提钒 1.1 什么是清洁提钒工艺? 清洁工艺也称无废工艺或少废工艺。指选用先进的出产工艺和设备，包含运用有毒有害质料的代替品，完成废物的循环运用，来进步原材料和动力的运用率及产品收率，使得在出产进程中不发生或尽最大或许少发生废物。 在实践出产进程中，完成清洁提钒工艺还需求得到相应的工业化装备，完成清洁出产指标。如废水循环率80%以上、工业废渣的处理等等。 根据笔者的了解，清洁提钒工艺不应该仅仅工艺道路的挑选，项目做好初步规划，工艺规划流程上做好工业三废的处理，在出产实践上做出国内同职业的先进水平，才是清洁提钒工艺的真实体现。 1.2什么是火法提钒的开展方向? 现在我国存在石煤提钒职业的省份，对新建厂商大多采纳制止选用加盐(含低盐)焙烧提钒技能的产业方针，比方河南、湖北、重庆、陕西、新疆、贵州等。 由于不能有用处理加盐焙烧提钒技能的环境污染坏处，废水中无机盐含量高，废水循环运用率低，出产进程发生许多外排废水，在厂商的周边区域形成严峻的环境胶葛!特别跟着《钒工业污染物排放标准》的行将施行，加盐焙烧提钒技能遇到了技能上无法跨越的难题。 九十年代初，湖南省煤炭研讨所联合有关厂商研讨开发无盐焙烧提钒技能(不增加任何增加剂)，现在该技能仅在湖南省怀化市的单个厂商选用，矿石中钒的总收率在38～45%之间，经过技能改善，收率有所进步。该技能对矿石有很强的挑选性，并且收率低，不具有工业化推行价值。 用于焙烧进程的多元复合焙烧增加剂，仅仅对工艺进程的一种配方法改善，且均有必定的局限性，不归于火法提钒新工艺新技能的范畴。 钙化焙烧是以钙化物为增加剂，由于该技能无需参加钠盐，彻底消除了钠化焙烧带来的含氯化氢和的废气污染问题，废水循环运用率达90%以上，有用处理了出产废水中无机盐含量高的问题。该工艺在贵州、河南、新疆、重庆等省市取得环保部门的项目批复，被认定为清洁提钒技能。在火法提钒范畴，钙化焙烧已呈现出鹤立鸡群的局势，被以为是火法提钒未来的开展方向。 1.3什么是钙化焙烧? 钙化焙烧提钒工艺指的是含钒矿藏增加石灰或石灰石，根据矿藏的高温反响研讨成果，含钒页岩(石煤)中的钒焙烧后，贱价钒氧化为高价钒，石煤中的钒首要以硅钒酸钙和钙钛氧化物的方式存在。 该矿藏的化学性质不安稳，在弱的酸性介质中能敏捷溶解。偏钒酸钙类化合物在弱酸性环境下易于溶解进入液体，然后完成矿藏中钒的别离提取。 钙化焙烧技能是在焙烧时参加必定量钙剂，焙烧时不只没有HCl、Cl2等有毒有害气体发生，钙剂还可固定含钒炭质页岩中的硫，进一步削减废气的污染。 1.4为什么钙化焙烧是老练的工业化技能? 1.4.1 钙化焙烧工业化现状 钙化焙烧关于流程规划要求较高，对设备自动化程度有着必定的要求，前期出资高于传统的钠化焙烧工艺。 笔者在触摸项目咨询的进程中，不少出资方关于火法提钒的传统钠化焙烧趋之若鹜，沉迷于其技能的老练性，出资少，见效快。其经济性也被不断的扩大，在此稳重声明：此路不通，无视环保，必自食恶果!同职业应自律，坚决抵抗并冲击不合法炼钒厂。 在环保知道日益增强的今日，钙化焙烧的清洁性得到了充分体现，优势显着。在近些年来，大型火法提钒厂根本选用该工艺。 1.4.2石煤钙化焙烧低酸浸出提钒技能的研讨进程和效果 1.4.2.1研讨进程 ◆笔者团队97年开端从事石煤提钒技能的体系研讨。对石煤提钒技能做了许多的基础研讨，提出了钙化焙烧低酸浸出技能道路，取得了很好的研讨成果，九十年代末，转浸率平均在70～75%。 ◆ 2000年，在湘西某厂进行了钙化焙烧的中试，焙烧转浸率76%。 ◆ 尔后，对后续进程做了进一步研讨，技能逐步完善，并终究完成了工业化。 ◆钙化焙烧低酸浸出离子交换提钒技能花费了科研人员十多年的时刻，多次进入工厂实验和中试，现在已在多个省数家厂商规划化工业运用，技能老练，具有工业化推行的条件。 1.4.2.2石煤钙化焙烧低酸浸出提钒技能特色 ◆用钙盐(石灰、石灰石)代替食盐，彻底消除了钠法焙烧技能的含HCl、Cl2等有毒有害气体的废气污染问题。 ◆对焙烧炉的选型和规划做了显着的技能革新，焙烧进程完成机械化，温度操控精度±10℃，出产功率高，劳作卫生条件好。 ◆由笔者团队掌管研制的步进式钒矿焙烧炉现已成功的在河南某厂运转两年多，日处理矿石300吨，是全国同职业仅有工业化规划运转的新式环保型钒矿焙烧炉;新建的一条日处理600吨矿石的焙烧炉现在处于试运转中。 (现在的焙烧设备大多选用平窑。平窑虽具有设备出资少的长处，但缺陷显着，首要体现在床层温度难以操控、劳作强度大、卫生条件差、烟气无安排排放问题严峻，由于床层温度难以操控，焙烧进程的转化率偏低，现在在一些省市现已制止选用。) ◆焙烧料为低酸浸出(配酸浓度1-2%，硫酸)，出产本钱低、液体含杂质较少，利于工艺水循环运用。100吨矿石耗用硫酸4吨左右。 ◆浸出渣选用机械过滤和洗刷，进步了收率，削减了矿渣在堆存进程中形成的地表水和地下水污染。 ◆选用浸出液除杂新技能，产品质量能够安稳到达国标要求，并有用降低了废水中污染性物质的浓度。 ◆强化废水处理和循环进程，废水循环运用率高，废水完成零排放或合格排放。研制的废水处理和回用工艺及技能，在多个省、市环保局经过专家评定，归于全国同职业抢先。 2钙化焙烧的知道误区 2.1等同于钠化焙烧 在火法提钒范畴，不合法小钒厂禁而不断，出现的大批不合法小钒冶炼厂，均选用加盐焙烧提钒技能，出资少、上马快、缺少环保设备，形成一系列环保事情，给石煤提钒职业形成了严峻的社会负面影响。在石煤钒矿产区，在社会上引起了“谈钒色变”。 此外，部分学者为了宣扬湿法提钒工艺，将钙化焙烧直接等同于钠化焙烧，如：加盐焙烧、钙化焙烧等火法工艺会发生、氯化氢等污染气体。此类介绍是极不负责任的，也是没有任何科学道理的，钙化焙烧也会有发生这样的评断根本就是不科学的。根据物料平衡我们都知道，物质不会随便发生，也不会随便消失，这样的文字不该是做技能的专业人员写出来的。 钙化焙烧在贵州、河南、新疆、重庆等多个省市取得环保部门的项目批复，被认定为清洁提钒技能，与传统提钒技能有着实质的差异。 2.2矿石挑选性强 钙化焙烧在国内认同度不高，部分学者对此有必定的成见，是职业界常见的现象。在部分材料文献也常常指出钙化焙烧对矿石挑选性强，不合适工业化推行。 根据笔者对职业的了解，这些观念均引用于上世纪的材料文献，其实，钙化焙烧经过长时刻的工业化开展，技能瓶颈得到不断的打破，现已成为老练的石煤提钒工业化技能。 在钙化焙烧提钒技能工业化推行的进程中，笔者亲历项目运作进程，触摸了多个省份区域的矿石，实践证明，钙化焙烧合适国内大部分矿石提取，因而，该工艺对矿石挑选性强的观念应在本世纪划上句号。 2.3火法便是污染 在石煤钒矿产区，不合法炼钒热潮在社会上引起了“谈钒色变”。这种影响是巨大的，需求石煤提钒职业多年的尽力，才干改变职业的社会形象。部分学者乃至提出了火法提钒便是污染的职业观念，是缺少科学根据和现实根据的。 钙化焙烧提钒技能与传统火法提钒工艺有着实质的差异，归于清洁提钒工艺。钙化焙烧技能长处如上述介绍，与现有的湿法提钒工艺比较，也有着显着的优势。湿法提钒用酸一般较高，超越20%，因而形成高本钱和后续的设备腐蚀;铝、铁及重金属一同被转入溶液，和萃取进程带入的有机物一同，使废水成分杂乱，要到达循环运用零排放或许部分合格排放，废水处理的进程杂乱，处理本钱和固定出资相应增高。 一同，酸性尾渣的过滤也存在困难，带式真空过滤机洗刷功率有待进步，稠密机对应的尾渣坝又是个难题，一同湿法提钒进程的尾渣后续运用难度很大;最终，湿法提钒进程中石煤的热值也得不到有用运用。 3 石煤提钒工艺 提钒工艺的挑选一直是职业界争议较大的一个现实问题。科学的说，面对杂乱多变的含钒质料，历来都不存在放之四海皆可行的提钒工艺，应针对各地石煤特性的不同，经过体系的选冶实验，选用适合的提钒工艺。 在断定提钒工艺的时分，还需考虑方针要素。关于水污染特别灵敏的区域，选用湿法提钒工艺和钠法焙烧提钒工艺，由于废水量特别大，虽能够配套相应的废水处理设备，但仍要特别稳重;关于空气污染特别灵敏的区域，选用火法焙烧提钒工艺就应特别稳重。 在出产本钱上，矿石档次、提取状况、质料区域报价等都是有必要考虑的要素。别的石煤提钒技能商场比较紊乱，各项技能别具一格，一些厂商出资数千万元却无法产出产品，或技能经济指标低下。 一项技能是否老练牢靠，作为厂商应要点调查该技能是否现已成功的运用于工业实践中了，一项技能的经济性怎样，应该由相关技能方拿出完好的单耗表作为判别的根据。 笔者个人以为，现在石煤提钒厂商遍及忽视工厂规划，一些厂商是边规划边施工建起来的，建造进程中再三追加出资，还有些厂商根本就未进行规划，成果设备运转起来今后，设备不配套，达不了产也达不了标，设备一试运转，就不断的面对技改，严峻影响厂商的经济效益。 篇幅虽长，许多方面，在此也难以做出表述，望见谅。 跋文：钒职业虽小，但其出产进程归于典型的化工冶金技能，具有很强的技能性，厂商千万不行小看工业技能的全体性、杂乱性。职业不行老练，全体水平不高都是职业开展的限制，钒厂商需求必定的科学性才干可持续开展。