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。

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。

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。

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。

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。

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。

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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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。

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。

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。

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。

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。

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

湖南湘西自治州保靖县天瑞钒业有限公司是一家经州环保局、州科技局等相关部分同意建立的专门从事石煤提钒及钒产品深加工的科研型民营厂商，公司在依托北京天瑞利达科技发展有限公司研制的《浓酸二段热化石煤提钒》基础上，自主研制的《微波制备淡化钒》技能取得国家科技部支撑，公司选用湿磨制浆出产的无尘埃、无废气、无污水等有害污染，各项环保目标均到达或超越国家答应排放标准，归纳提钒率达85%，出产的纯度达98%。(Ivy)

②主要生产工艺过程  拜耳法的生产工艺主要由溶出、分解和熔烧三个阶段组成。全流程主要加工工序为：矿石的破碎及湿磨、高温高压溶出、赤泥分离洗涤、种子分解、母液蒸发及氢氧化铝熔烧。    铝矿石进厂后经破碎、均化、贮存，碎矿石送下一工序湿磨。本工序的目的是使铝矿石破碎至≤15mm粒度，并且使化学成分均匀地向湿磨供料，控制指标是：每七天的供矿量加权平均值A/S（铝硅比）波动在±0.5范围内。    湿磨是使铝矿石进一步磨细并进行三组分（铝矿石、石灰、循环碱液）配料，使得到的产品一原矿浆满足高压溶出的要求。工序控制的技术条件是：石灰加入量为干铝矿量的7%；循环碱液配入量为控制溶出液的αk（苛性化系数）为1.55;磨矿细度为+170＃筛＜15%，+100＃筛    烧结法的基本原理如下。    ①熟料烧成 配料时，使熟料的成分满足如下要求（摩尔比）：[next]                          Al2O3＋Na2CO3→2NaAlO2＋CO2                            Fe2O3＋Na2CO3→2NaFeO2＋CO2                            SiO2＋Na2CO3→Na2SiO3＋CO2                        2Na2SiO3＋2Al2O3→Na2O·Al2O3·2SiO2＋2NaAlO2                Na2O·Al2O3·2SiO2＋4CaO→2NaAlO2＋2（2CaO·SiO2）    熟料中的主要成分是NaAlO2、NaFeO2、2CaO·SiO2。    ②熟料溶出  用热水溶出熟料，反应如下。    NaAlO2溶于水中，当溶出条件不利时要发生水解：                      NaAlO2＋2H2O====NaOH＋Al（OH）3↓    NaFeO2溶于水中，水解程度更激烈：                    NaFeO2＋2H2O====NaOH＋Fe（OH）3↓    2CaO·SiO2的水合作用：                2CaO·SiO2＋2H2O====CaO·SiO2·H2O↓＋Ca（OH）2↓    与Na2CO3作用：              2CaO·SiO2＋2Na2CO3＋H2O====2CaCO3＋Na2SiO3＋2NaOH    与NaAlO2也发生反应：              3（2CaO·SiO2）＋6NaAlO2＋15H2O====                          3Na2SiO3＋2Al(OH）3＋2（3CaO·A12O3·6H2O）[next]    Na2SiO3在NaA1O2溶液中是溶解的，溶解度与Al2O3的浓度有关：          2Na2SiO3＋2NaAlO2＋4H2O====Na2O·Al2O3·2SiO2·2H2O↓+4NaOH    CaO·A12O3的水合作用：            3（CaO·Al2O3）＋12H2O====3CaO·Al2O3·6H2O＋4Al（OH）3↓    与Na2CO3作用：                    CaO·Al2O3＋Na2CO3====2NaAlO2＋CaCO3↓    综上所述，溶出液中含有NaAlO2、NaOH、Na2SiO3;固相沉淀中含有CaCO3, 2CaO·SiO2、Fe（OH）3、Al（OH）3、Na2O·Al2O3·2SiO2·2H2O。    ③中压脱硅  熟料溶出后得到的溶液称为粗液，因为其中含有呈Na2SiO3状态存在的SiO2成分，如不除去SiO2，则产品氧化铝的质量不纯，故要对粗液进行净化处理，即中压脱硅。    中压脱硅的原理是：当溶液进行加热时，生成不溶性的固态化合物，进而把它分离出去。      2Na2SiO3＋2NaA1O2＋4H2O Na2O·A12O3·2SiO2·2H2O↓＋4NaOH    当加入石灰（CaO）时，有如下反应：    2Na2SiO3＋2NaA1O2＋Ca（OH）2＋4H2O=====CaO·A12O3·2SiO2·2H2O↓＋6NaOH    中压脱硅控制的条件是：温度170℃，脱硅时间2h,溶液的浓度A12O3<120g/L。    ④碳酸化分解目的是向铝酸钠精液中通入CO2气体，使精液分解，精液中的A12O3尽量多的沉淀出来。作用原理如下。    第一步：中和精液中游离的NaOH，使溶液的ak下降。                            2NaOH＋CO2====Na2CO3＋H2O    第二步：由于ak值的降低使溶液处在介稳状态，溶液开始水解。                        NaAlO2＋2H2O====Al（OH）3↓＋NaOH    连续通入CO2，连续水解，不断析出Al(OH)3。

①CO2气体对全球温室效应的影响  因为今世铝电解出产烟气管理选用的净化系统对逸出的CO2不作任何处理，随同天空中的水蒸气一道对全球的温室效应发作了较大的影响。要彻底处理这一问题，只要选用慵懒阳极和水力发电相结合的办法。表8列出了电厂和铝厂单位产铝量叠加和别离排出的CO2气体质量。表8  选用霍尔-埃鲁法和慵懒阳极法两种工艺条件下电厂/铝厂叠加和别离的CO2排放量项目霍尔-埃鲁法慵懒阳极性水电火电（天然气）水电（煤）水电火电（天然气）水电（煤）电解发作的CO2/（t/t  Al）1.741.741.74000电厂发作的CO2/（t/t  Al）06.1615.404.812CO2总逸出量（t/t  Al）1.747.917.1404.812     ②CF4和C2F6对全球温室效应的影响  在电解槽阳极效应发作时发作的CF4和C2F6尽管对生、植物无毒副作用，对同温臭氧层不发作影响，但都对全球的温室效应起作用。因为其在空气中的超稳定性，故影响程度是CO2的6500-10000倍。依据最近对预焙槽的丈量发现，每天每分钟阳极效应产出的每吨铝有0.12kg CF4逸出，自焙槽的逸出量约为预焙槽的2/3左右。削减CF4和C2F6的最首要对策是削减阳极效应的发作。现在，许多国家都规则铝厂电解槽的阳极效应频率有必要降到0.2次/（日·槽）以下，有的铝厂乃至到达0.05次/（日·槽）。    ③SO2气体发作的区域性空气污染  逸出的SO2与空气中水分反响构成“酸雨”，处理的办法是选用含硫低的石油焦或选用湿法净化系统。对含硫2.4%的预焙阳极块进行了丈量，成果发现每吨铝有1kg左右的COS气体逸出，进入大气后被氧化成SO2，其他95％以上的硫直接以SO2气体逸出，总量相当于CO2逸出量的3%。[next]    ④氟化物、PAH对周围环境的影响  因为电解逸出的氟化物对生物和植物的影响已被较早知道，所以，近二十年来世界铝工业在环境管理和烟气净化方面所采纳的办法对削减氟的排放取得了很大的开展。欧洲原铝工业的氟排放量已从1974年的约3.8kg/t A1削减到1994年的0.7-0.8kg/t Al,现在有些国家已到达0.4-0.5kg/t Al。从某种视点来说，其损害简直已不存在。    PAH的发作，首要来自自焙槽出产进程中发作的沥青烟。在现代化预焙阳极电解槽的铝厂，简直没有PAH，仅仅在筑炉扎热糊时有少数逸出。    (2)电解烟气管理工艺与水平电解铝出产烟气管理分为干法和湿法两种。现在，世界上干法净化选用的方式首要有以下几种：    ①烟道直接参加A12O3吸附法（加拿大Alcan）；    ②文丘里反响器法（法国空气公司）；    ③VRI法（美国PEC公司）；    ④沸腾床法（美国Alcoa）；    ⑤特殊管道化法（挪威Flakt）。    因为湿法净化存在二次污染以及流程杂乱等要素，所以含氟烟气的净化很少用湿法净化。在海滨的铝厂（如欧洲的一些铝厂），特别是选用高硫石油焦出产的阳极工厂和自焙槽铝厂，为了满意当地严厉的环境保护要求，用海水洗刷逸出的SO2等有害气体；而内陆地区的铝厂，一般不选用。    世界上先进的现代化预焙阳极电解槽铝厂经环境管理后典型的有害物排放方针如下：    CO2            1.6t/t Al（含阳极制作）    氟化物         0.5kg/t Al    CF4            0.05kg/t Al    5.精铝出产    Na2AlF6-A12O3熔融盐电解所得的铝，含铝量一般不超越99.8%，称为原铝；含铝99.99%-99.996%者为精铝；含铝99.999以上者为高纯铝；含铝99.9999%以上的为超纯铝。我国现在通行的精铝质量标准见表9。[next]表9  精铝质量标准元素含铝量（≥）/%Fe/%Si/%Cu/%Fe，Si，Cu档次（总和）/%≤高一级品99.9960.00150.00150.0010.004高二级品99.990.0030.00250.0050.01高三级品99.970.0150.0150.0050.03高四级品99.930.040.040.0150.07    精铝比原铝具有更好的导电性、导热性、可塑性、反光性和抗腐蚀性。其间最有价值的是它的抗腐蚀才能。铝的纯度愈高，表面氧化膜愈细密，与内部铝原子的结合愈结实，使它对某些酸和碱、海水、污水及含硫空气等表现出很好的抗腐蚀性。    铝是导磁性十分小的物质，在交变磁场中具有杰出的电磁功能，纯度愈高，其导磁性越小和低温导电性越好。所以精铝及高纯铝在低温电工技能、低温电磁构件和电子学领域内有着特殊的用处。    铝的精粹办法甚多，其间最首要的是三层液电解精粹法和区域熔炼法。    (1)三层液电解精粹三层液电解精粹法最早由A.G.Betts于1905年提出，后来经Hoopes引荐，于1922年第一次在工业上得到使用。长期以来，电解精粹的原理没有根本变化，仅仅电解槽结构和电解质组成有所改动。    图6为三层液铝精粹电解槽的示意图。[next]    在精粹槽槽膛内，有三层液体。最基层为阳极合金，由待精粹的原铝和加剧剂铜组成，因为其密度较大(3.2-3.5g/cm3)，故它沉在槽底，与槽底部阳极炭块相连；中间一层为电解质，一般由Na3AIF6、AIF3、BaC12组成，密度为2.5-2.7g/cm3，比阳极合金轻，但比铝重，居于中间层；最上面一层为精粹所得的精铝，密度约为2.3g/cm3,与石墨阴极（或固体铝阴极）相连接。    铝的熔盐电解精粹，是一种用可溶性阳极的电冶金进程，它和水溶液电解精粹金属类似。其基本原理是：电解时，阳极Al-Cu合金中的铝失掉电子，发作电化学阳极溶解而成为Al3+进入电解质，然后Al3+在阴极上得到电子，进行电化学复原。即：    阳极上          Al(l) -→A13++3e    阴极上          A13++3e→Al(l)    比铝正电性的杂质，如Si、Fe、Cu等不发作阳极溶解，而残留在阳极合金中；比铝负电性的杂质，如Na、Ca、Mg等尽管发作阳极溶解，以相应的离子进入电解质，但因为它们的分出电位比铝高，在必定的A13+浓度、电解温度和电流密度下，都不会在阴极上分出，而残留在电解质中，然后到达原铝精粹的意图。    (2)区域焙炼区域焙炼则是用来制取高纯铝的冶炼办法，如与有机溶液电解精粹法相结合，可制取超纯铝。    区域焙炼法是将已精粹得到的精铝（99.99%-99.996%），铸成细条锭，将其表面氧化膜用高纯和硝酸除掉后，放入光谱纯石墨舟中，再将装有铝锭的石墨舟放入石英管中（管内抽真空），然后顺着石英管外部缓慢移动电阻加热器加热，在铝锭上形成一个25-30mm狭隘熔区，熔区温度750℃，重复区熔12-15次，所得产品纯度则可达99.999%以上。    （三）原铝工业的开展方向    1.世界原铝工业    美国政府托付美国能源部和全美铝协会编制的《美国原铝工业的技能开展战略》，是美国政府辅导原铝工业久远技能开展的规划文件，其间提出了美国铝工业领域履行的方针和原铝职业履行的方针，这对全球铝工业的开展方向具有必定的参考价值。其间有关原铝工业开展内容摘抄如下：[next]    ①5-10年内将铝的产值进步25％；    ②5年内涵轿车商场中添加铝的用处40％；    ③5年内涵非轿车运送交通中添加40％的商场；    ④5年内涵根底结构的建筑中添加50%的用处；    ⑤3-5年内，电流效率进步到97％；    ⑥3-5年内电耗降到13000 kW.h/t Al;    ⑦3-5年内有效地下降阳极效应系数，大幅度下降氟碳化合物的排放量，以下降对大气温室效应的严重影响。    2.霍尔一埃鲁预焙阳极电解技能的革新    ①TiB2-G阴极元件电解槽的规划；    ②可泄流式电解槽的开发；    ③慵懒阳极的开发；    ④新工艺、新技能的研讨与开发。

表4  质量等级（GB4293-84）产品化学成分/%等级≥≤　NaFH2OSiO2酸度（HF）Na2CO3硫酸盐SO42-水中不溶物一级980.50.50.10.50.30.7二级94110.110.53三级841.5　0.12210     ⑤氟化钙（CaF2）  氟化钙是从天然萤石精选出来的，选后的粒度为经过140意图占90%，其中有75％经过200目。氟化钙是运用较早较遍及的一种增加物，其化学成分占的份额如下：         CaF2      SiO2      A12O3＋F2O3     H2O         CaCO3        ＞95％   ＜1.4％     ＜0.5％      ＜0.5％     ＜1.5％    ⑥氟化镁（MgF2）  氟化镁也是一种增加物，但运用得不太遍及，并且运用时间较氟化钙晚，入们以为在改进电解质性质方面它是一种比较好的增加物，其化学成分要求如下：           F       Mg      SiO2     SO42-     R2O3      H2O         ＞45％  ＞32％  ＜0.9％   ＜1.5％   ＜1.0％   ＜1.0％    ⑦阳极糊阳极糊是焙烧成旁插或上插槽阳极的质料，在电解进程中氧化铝分化后发生的氧将阳极的碳素氧化，阳极跟着电解的进程而耗费，因为电解进程接连进行，所以有必要定时地增加阳极糊。阳极糊的耗费量很大，仅次于氧化铝。阳极糊被参加旁插或上插槽中后，凭借本身电阻发生的焦耳热和电解液供应的热量，自行焙烧成为碳素阳极，所以这两种阳极叫做接连自焙碳素阳极。铝工业选用碳素材料做电极，是因它具有杰出的导电性和满足的强度，并且本领高温、能抗受氟化物的腐蚀以及货源广并且价廉。[next]    阳极糊是在阳极糊车间或碳素工厂中制备的，把在1250℃以上煅烧后粉碎成有必定粒度配比的石油焦或沥青焦或两种焦的混合物，同占总量28%-32％的熔融沥青在混捏锅或接连混捏机中混捏，混合均匀后倒进铁制容器或铁模型中冷却成型（规格有大有小）或制成小团块。阳极糊的质量等级如表5所示。表5  阳极糊质量等级（YS/T  284-1998）牌号灰分/%电阻率/（μΩ·m）耐压强度/（N/m2）真密度/（g/cm3）体积密度/（g/cm3）CO2反响性/[mg/(cm2·h)≤≥≤TY-00.35702921.480TY-10.4575281.991.3995TY-20.680271.981.38110TY-30.880271.981.38110     除表5列出的一起要求外，在塑性方面旁插槽阳极糊与上插槽阳极糊的要求有所不同，前者期望阳极糊的流动性小一些，而后者则要求具有满足的流动性。    ⑧阳极块阳极块是做预焙槽中的阳极，其功能除取决于制取用生糊质量外，还取决于成型和焙烧的质量。现代的阳极块一般采纳振荡成型法成型，成型后的产品送至环式焙烧炉或其他窑中烧成。因为它们加进电解槽曾经已被预先焙烧好，所以叫预焙阳极块。阳极块的质量要求如表6。表6  预焙阳极块质量等级（YS/T 285-1998）牌号灰分/%电阻率/（μΩ·m）热膨胀率/%CO2反响性/[mg/(cm2·h)耐压强度/（N/m2）体积密度/（g/cm3）真密度/（g/cm3）≤≥TY-10.5550.4545321.52TY-20.8600.550301.52TY-31650.5555291.482

因为中国铝土矿资本的80%以上为高铝、高硅，难溶出的一水硬铝石，对这种资本，不能沿袭国外普遍选用的惯例拜耳法出产氧化铝。中国氧化铝的出产工艺主要有如下几种： 　　1.烧结法：对于中国铝土矿难溶的特点的传统办法。当前，烧结法出产氧化铝仍占全国总产量的约40%，但出产工艺也在不断改进中。 　　2.混联法：即低铝硅比的矿石用于烧结法，高铝硅比的矿石用于拜耳法，在两个工艺流程中有物流的穿插。 　　3.选矿—拜耳法： 即是经过选矿的办法将铝土矿中的含铝矿藏与含硅矿藏有效地别离，从而进步含铝矿藏中铝硅A/S比(铝硅比)。使得高A/S比的含铝矿藏能够用拜耳法经济地处置。 　　这种选矿和拜耳法联合出产氧化铝的办法即是选矿--拜耳法，这将为往后中国氧化铝工业的发展起到严重效果。

湿法的首要工艺流程： 1、精粹铋→熔化→水淬→硝酸溶解 溶液浓缩结晶→结晶煅烧→氧化铋 2、精粹铋→熔化→水淬→硝酸溶解 溶液加碱中和→氧化铋过滤洗刷→枯燥→氧化铋制品 火法的首要工艺流程： 精粹铋—→熔化—→雾化焚烧—→产品搜集—→产品分级。   目前国内的氧化铋出产厂商大都选用湿法硝酸系统出产氧化铋，因为出产过程中因硝酸介质的引进导致发生很多NXOY污染环境，产品中也不可防止残留NXOY;不论选用煅烧或枯燥，均难防止氧化铋粉末的聚会，影响产品粒度，粒度均在5μm～7μm以上，且粒度散布不均匀，对产品的使用也有较大的影响。国内选用火法出产氧化比铋产品粒度在3μm～5μm。日本和德国则多以熔体雾化–焚烧法出产氧化铋，产品粒度在1μm～2μm。中国是世界上氧化铋产值最大的国家之一。首要用硝酸法出产工艺，产品难以彻底满意该部分高端商场的需求

我国的氧化铝出产厂胡6家：2003年氧化铝产值山西铝厂141万t；河南铝业公司137万t；中州铝厂85万t；山东铝厂93万t；平果铝业公司69万t；贵州铝厂75万t。都是出产冶金级氧化铝。平果铝业公司选用纯拜耳法，其他厂都用混联法，混联法中的拜耳法和烧结法的产值根本持平，工艺流程如图1所示。    图1  我国混联出产氧化铝的根本工艺流程图     我国的铝土矿为一水硬铝石型，要求溶出温度高于240℃，是较尴尬溶出的矿石。我国的铝土矿的铝硅比较低（6～9），质料决议了我国的氧化铝出产的能耗比国外高，本钱高。我国氧化铝工业从烧结法发家，因为选用非饱和配方、低苛性比溶出、生料浆加煤脱硫、深度脱硅等一系列技能，使得烧结法有了新的开展，成绩斐然。但是，烧结法物料量大，工艺杂乱，特别是以高温烧成为主工序，能耗特别高，每吨氧化铝能耗达40GJ，动力费用占出产本钱的53%。明显烧结法在世界市场上缺少竞争能力。为此，我国长城铝业公司氧化铝厂在世界上首要选用了“拜耳－烧结”混联的联合出产氧化铝。通过30多年的尽力，这种办法日臻完善，氧化铝总回收率达92.2%，碱耗（按Na2CO3计）69kg/t，与山西铝厂烧结法比较，出产本钱低15%以上。这样一来，贵州铝厂从1989年改为混闻法出产氧化铝。山西铝厂于1992年改为混联法出产氧化铝。山东铝厂、中州铝厂也改为混联法。

结块法 结块法采用可在轨道上移动、炉体上段可拆的敞口电炉，用碳作还原剂。精钨矿、沥青焦(或石油焦)和造渣剂(铝矾土)组成的混合炉料分批陆续加入炉中，炉内炼得的金属一般呈粘稠状，随着厚度增高，下部逐渐凝固。炉子积满后停炉，把炉体拉出，拆除上段炉体使结块冷凝。然后取出凝块，进行破碎和精整;挑出边缘、带渣和不合格的部分回炉重熔。产品含钨80%左右，含碳不大于1%。 取铁法 取铁法适用于冶炼熔点较低的含钨70%的钨铁。采用硅和碳作还原剂;分还原(又称炉渣贫化)、精炼、取铁三个阶段操作。还原阶段炉中存有上一炉取铁后留下的含WO3大于10%的炉渣，再陆续加进多批钨精矿炉料，然后加入含硅75%的硅铁和少量沥青焦(或石油焦)进行还原冶炼，待炉渣含WO3降到0.3%以下时放渣。随后转入精炼阶段，在此期内分批加入钨精矿、沥青焦混合料，用较高电压操作，在较高温度下脱除硅、锰等杂质。取样检验，确定成分合格后，开始取铁。过去用钢勺人工挖取铁块投入水池，60年代初吉林铁合金厂改用机械取铁装置，改善了劳动条件。取铁期内仍根据炉况，适当地加进钨精矿、沥青焦料。冶炼电耗约3000千瓦•时/吨，钨回收率约99%。 铝热法 近年来，为了利用废硬质合金粉末钨钴分离提钴后的再生碳化钨，研制出了铝热法钨铁工艺，用再生碳化钨与铁为原料，以铝作还原剂，利用碳化钨中自身的碳和铝燃烧的热能，使原料中的钨和铁转化为钨铁，可节约大量的电能，并降低成本。同时由于原料碳化钨中的杂质远远低于钨精矿的杂质，产品质量均高于以钨精矿为原料的钨铁。钨的回收率也高于以钨精矿为原料的工艺。   钨价昂贵，在生产过程中必须重视提高回收率，不合格产品、渣铁要收集回炉，电炉应有高效率炉气除尘设施，回收含钨粉尘。

现代钢铁生产流程是将铁矿石在高炉中冶炼成生铁，将铁水注入转炉或电炉冶炼成钢，再将钢水铸成连铸坯或钢锭，经轧制等塑性变形方法加工成各种用途的钢材。　　一个钢铁联合企业一般包括原料处理、炼铁、炼钢、轧钢、能源供应、交通运输等生产环节，是一个复杂而庞大的生产体系。我国的钢铁企业一般都是这样的全流程联合企业。 1、冶炼原料　　原料是高炉冶炼的物质基础，精料是高炉操作稳定顺行，获得高产、优质、低耗及长寿的基本保证。　　高炉冶炼用的原料主要有铁矿石（天然富矿和人造富矿）、燃料（焦炭与喷吹燃料）、熔剂（石灰石和白云石等）。冶炼一吨生铁大概需要品位为63%的铁矿石1.60~1.65吨，0.3~0.6吨焦炭，0.2~0.4吨熔剂。2、炼铁工艺　　高炉炼铁是以焦炭为能源基础的传统炼铁方法。它与转炉炼钢相配合，是目前生产钢铁的主要方法。高炉炼铁的这种主导地位预计在相当长时期之内不会改变。高炉炼铁的本质是铁的还原过程，即焦炭做燃料和还原剂，在高温下将铁矿石或含铁原料的铁，从氧化物或矿物状态（如Fe2O3、Fe3O4、Fe2SiO4、Fe3O4·TiO2等）还原为液态生铁。　　冶炼过程中，炉料（矿石、熔剂、焦炭）按照确定的比例通过装料设备分批地从炉顶装入炉内。从下部风口鼓入的高温热风与焦炭发生反应，产生的高温还原性煤气上升，并使炉料加热、还原、熔化、造渣，产生一系列的物理化学变化，最后生成液态渣、铁聚集于炉缸，周期地从高炉排出。上升过程中，煤气流温度不断降低，成分逐渐变化，最后形成高炉煤气从炉顶排出。3、炼钢 　　钢与生铁都是以铁元素为主，并含有少量碳、硅、锰、磷、硫等元素的铁碳合金，二者差别就是C元素的含量。　　炼钢的主要任务包括以下几项： 　　1）脱碳；2）脱磷；3）脱硫；4）脱氧；5）脱氮、氢等；6）去除非金属夹杂物；7）合金化；8）升温；9）凝固成型。 　　炼钢工艺主要包括　　1） 铁水预处理；2）转炉或电弧炉炼钢；3）炉外精炼（二次精炼）；4）连铸。　　炼钢过程是个氧化过程，其去除杂质的主要手段是向熔池吹入氧气并加入造渣剂形成熔渣出来。脱碳反应是炼钢过程的主要手段，硅、锰、磷、硫等元素也通过氧化反应去除。炼钢的原料有生铁、废钢、熔剂（石灰石等）、脱氧剂（硅铁、锰铁、铝等）、合金料等。4、连铸　　连续铸钢是通过连铸机将钢液连续地铸成钢坯的工序。与模铸相比，连铸具有以下优越性：　　1）简化工序、节能；2）铸坯切头率降低、金属收得率比模铸高7~12%；3）高效凝固；4）优化成型。 　　连铸工艺的流程为：钢液通过中间包注入结晶器内，迅速冷却成具有一定厚度的凝固壳而内部仍为液态的铸坯。铸坯下部与伸入结晶器底部的引锭杆衔接，浇注开始后，拉坯机通过引锭杆把结晶器内的铸坯以一定速度拉出。铸坯通过连铸二次冷却区时，进一步是受到喷水冷却直到完全凝固。完全凝固后的铸坯通过拉矫机矫直后，切割成规定长度，由输送辊道运出。5、轧钢　　轧制过程是轧件与轧辊之间的摩擦力将轧件拉进不同旋转方向的轧辊之间使之产生塑性变形的过程。一般的轧钢工序可分为：　　加热炉 粗轧 中轧 精轧 精整

冰铜生产工艺技术，是衡量一个企业是否具有先进性，是否具备 市场 竞争力，是否能不断领先于竞争者的重要指标依据。随着我国冰铜 市场 的迅猛发展，与之相关的核心生产技术应用与研发必将成为业内企业关注的焦点。了解国内外冰铜生产核心技术的研发动向、工艺设备、技术应用及趋势对于企业提升产品技术规格，提高 市场 竞争力十分关键。采用湿法冶金工艺从铅火法冶炼系统中产出的铅冰铜中回收铜，属 有色金属 湿法冶金领域。将铅冰铜块料磨至粒度小于４０目以下；研磨后的铅冰铜用废电积液或稀酸溶液调浆后送入高压釜，液固比１０∶１，并通入氧气，在氧分压０．２～１．０ＭＰａ，总压０．５～１．５ＭＰａ，浸出温度１００～１５０℃，硫酸浓度５０～１５０ｇ／Ｌ，浸出时间２～６ｈ的浸出条件下氧化浸出铜，而铅则以硫酸铅的形式留在渣中；浸出过程完成后，矿浆排出高压釜，进行液固分离，实现 金属 的初步分离；含铜的浸出液采用电沉积方法回收溶液中的铜，获得符合国标的阴极铜产品；浸出渣返回火法炼铅系统回收利用铅、银、单质硫有价元素。更多有关冰铜生产工艺的内容请查阅上海 有色 网

钛出产工艺流程如图所示，硫酸法和氯化法是现在钛商业出产的两种办法。

3月21日消息：由于大部分钼矿石品位相对较低，因此需要采用高效率的采矿工艺，一般包括： 采 矿  大规模的露天开采；  地下矿块崩落开采，用这种方法可使大块巨石破碎，重量减小。　　世界上许多钼矿的产能都很高，矿石的日运输能力最高可达50000吨。 选 矿　　矿石经过一系列的破碎和研磨（球磨或棒磨）后粒径可减小至1微米（1/1000mm），这样就把辉钼矿从基质岩石中分离出来。用一些药剂（包括一些燃料和柴油）进行调浆，这些药剂附着在钼粒子表面，用作疏水剂。　　浮选分离在通风槽中进行，钼粒子和悬浮在空气中的泡沫接触，精矿浮在泡沫表面进入流槽中。接着经再磨和再选环节除去其它杂质，钼精矿品位得以提高。最终的精矿含辉钼矿70 %～90%，如果需要的话，用酸浸法除去铜和铅等杂质。 焙 烧　　钼精矿经过焙烧可转化为工业氧化钼，其化学反应式为：　　2MoS2 ＋ 7O2==>2MoO3＋4SO2　　MoS2＋6MoO3==>7MoO2＋2SO2　　2MoO2＋ O3==>2MoO3　　钼精矿是在大型多膛炉或叫焙烧炉中进行焙烧，焙烧温度为600～700°C。钼精矿由搅拌耙搅动，使物料从炉床的中央向四周移动，从这里再落入下一层，然后再返回到炉床的中央，这样均匀的气流10小时内在12层或更多的炉层中不停地循环，最终产品-工业氧化钼一般含钼不小于57%，含硫小于0 .1%。　　一些副产钼的铜矿中含有少量的铼(<0.10%），铼是一种金属元素，在催化剂领域铼用于生产无铅汽油，在高级超合金领域用于制造喷气式发动机的涡轮叶片。铼是在焙烧钼精矿过程中回收的一种重要的稀有金属资源。  (miki)

硅粉生产工艺是投资者想知道的信息，因为了解它可以帮助操作。硅粉生产工艺是由纯净石英粉经先进的超细研磨工艺加工而成　　是用途极为广泛的无机非金属材料。具有介电性能优异、热膨胀系数低、导热系数高、悬浮性能好等优点。因其具有优良的物理性能、极高的化学稳定性、独特的光学性质及合理、可控的粒度分布，从而被广泛应用于光学玻璃、电子封装、电气绝缘、高档陶瓷、油漆涂料、精密铸造、硅橡胶、医药、化装品、电子元器件以及超大规模集成电路、移动通讯、手提电脑、航空航天等生产领域。　　硅微粉还是生产多晶硅的重要原料。硅微粉用无水氯化氢（HCl）与之反应在一个流化床反应器中，生成三氯氢硅（SiHCl3），SiHCl3进一步提纯后在氢气中还原沉积成多晶硅。而多晶硅则是光伏产业太阳能电池的主要原材料。近年来，全球能源的持续紧张，使大力发展太阳能成为了世界各国能源战略的重点，随着光伏产业的风起云涌，太阳能电池原材料多晶硅价格暴涨，又促使硅微粉的市场需求迅猛增长，硅微粉呈现出供不应求的局面，更使硅资源拥有者尽享惊人的暴利。　　据调查，目前国内生产硅微粉的能力约25万吨，主要是普通硅微粉，而高纯超细硅微粉大量依靠进口。初步预测2005年我国对超细硅微粉的需求量将达6万吨以上。其中，橡胶行业是最大的用户，涂料行业是重要有巨大潜力的应用领域，电子塑封料、硅基板材料和电子电器浇注料对高纯超细硅微粉原料全部依靠进口，仅普通球形硅微粉的价格2-3万元/吨，而高纯超细硅微粉的价格则高达几十万元/吨以上。　　硅微粉是由纯净石英粉经先进的超细研磨工艺加工而成，是用途极为广泛的无机非金属材料。具有介电性能优异、热膨胀系数低、导热系数高、悬浮性能好等优点。因其具有优良的物理性能、极高的化学稳定性、独特的光学性质及合理、可控的粒度分布，从而被广泛应用于光学玻璃、电子封装、电气绝缘、高档陶瓷、油漆涂料、精密铸造、硅橡胶、医药、化装品、电子元器件以及超大规模集成电路、移动通讯、手提电脑、航空航天等生产领域。 硅微粉还是生产多晶硅的重要原料。硅微粉用无水氯化氢（HCl）与之反应在一个流化床反应器中，生成三氯氢硅（SiHCl3），SiHCl3进一步提纯后在氢气中还原沉积成多晶硅。而多晶硅则是光伏产业太阳能电池的主要原材料。近年来，全球能源的持续紧张，使大力发展太阳能成为了世界各国能源战略的重点，随着光伏产业的风起云涌，太阳能电池原材料多晶硅价格暴涨，又促使硅微粉的市场需求迅猛增长，硅微粉呈现出供不应求的局面，更使硅资源拥有者尽享惊人的暴利。 据调查，目前国内生产硅微粉的能力约50万吨，主要是普通硅微粉，而高纯超细硅微粉大量依靠进口。初步预测2008年我国对超细硅微粉的需求量将达10万吨以上。其中，橡胶行业是最大的用户，涂料行业是重要有巨大潜力的应用领域，电子塑封料、硅基板材料和电子电器浇注料对高纯超细硅微粉原料全部依靠进口，仅普通球形硅微粉的价格2-3万元/吨，而高纯超细硅微粉的价格则高达几十万元/吨以上。　　超细硅微粉具有粒度小、比表面积大、化学纯度高、分散性能好等特点。以其优越的稳定性、补强性、增稠性和触变性而在橡胶、涂料、医药、造纸、日化等诸多领域得到广泛应用，并为其相关工业领域的发展提供了新材料的基础和技术保证，享有&quot;工业味精&quot;&quot;材料科学的原点&quot;之美誉。自问世以来，已成为当今时间材料科学中最能适应时代要求和发展最快的品种之一，发达国家已经把高性能、高附加植的精细无机材料作为本世纪新材料的重点加以发展。　　近年来，计算机市场、网络信息技术市场发展迅猛，CPU集程度愈来愈大，运算速度越来越快，家庭电脑和上网用户越来越多，对计算机技术和网络技术的要求也越来越高，作为技术依托的微电子工业也获得了飞速的发展，PⅢ 、PⅣ 处理器，宽带大容量传输网络，都离不开大规模、超大规模集成电路的硬件支持。　　随着微电子工业的迅猛发展，大规模、超大规模集成电路对封装材料的要求也越来越高，不仅要求对其超细，而且要求其有高纯度、低放射性元素含量，特别是对于颗粒形状提出了球形化要求。高纯超细熔融球形石英粉（简称球形硅微粉）由于其有高介电、高耐热、高耐湿、高填充量、低膨胀、低应力、低杂质、低摩擦系数等优越性能，在大规模、超大规模集成电路的基板和封装料中，成了不可缺少的优质材料。　　为什么要球形化？首先，球的表面流动性好，与树脂搅拌成膜均匀，树脂添加量小，并且流动性最好，粉的填充量可达到最高，重量比可达90.5%，因此，球形化意味着硅微粉填充率的增加，硅微粉的填充率越高，其热膨胀系数就越小，导热系数也越低，就越接近单晶硅的热膨胀系数，由此生产的电子元器件的使用性能也越好。其次，球形化制成的塑封料应力集中最小，强度最高，当角形粉的塑封料应力集中为1时，球形粉的应力仅为0.6，因此，球形粉塑封料封装集成电路芯片时，成品率高，并且运输、安装、使用过程中不易产生机械损伤。其三，球形粉摩擦系数小，对模具的磨损小，使模具的使用寿命长，与角形粉的相比，可以提高模具的使用寿命达一倍，塑封料的封装模具价格很高，有的还需要进口，这一点对封装厂降低成本，提高经济效益也很重要。　　球形硅微粉，主要用于大规模和超大规模集成电路的封装上，根据集程度（每块集成电路标准元件的数量）确定是否球形硅微粉，当集程度为1M到4M时，已经部分使用球形粉，8M到16M集程度时，已经全部使用球形粉。250M集程度时，集成电路的线宽为0.25&mu;m，当1G集程度时，集成电路的线宽已经小到0.18&mu;m，目前计算机PⅣ 处理器的CPU芯片，就达到了这样的水平。这时所用的球形粉为更高档的，主要使用多晶硅的下脚料制成正硅酸乙脂与四氯化硅水解得到SiO2，也制成球形其颗粒度为 -（10～20）&mu;m可调。这种用化学法合成的球形硅微粉比用天然的石英原料制成的球形粉要贵10倍，其原因是这种粉基本没有放射性&alpha;射线污染，可做到0.02PPb以下的铀含量。当集程度大时，由于超大规模集成电路间的导线间距非常小，封装料放射性大时集成电路工作时会产生源误差，会使超大规模集成电路工作时可靠性受到影响，因而必须对放射性提出严格要求。而天然石英原料达到(0.2～0.4) PPb就为好的原料。现在国内使用的球形粉主要是天然原料制成的球形粉，并且也是进口粉。　　一般集成电路都是用光刻的方法将电路集中刻制在单晶硅片上，然后接好连接引线和管角，再用环氧塑封料封装而成。塑封料的热膨胀率与单晶硅的越接近，集成电路的工作热稳定性就越好。单晶硅的熔点为1415℃，膨胀系数为3.5PPM，熔融石英粉的为(0.3～0.5)PPM，环氧树脂的为(30～50)PPM，当熔融球形石英粉以高比例加入环氧树脂中制成塑封料时，其热膨胀系数可调到8PPM左右，加得越多就越接近单晶硅片的，也就越好。而结晶粉俗称生粉的热膨胀系数为60PPM，结晶石英的熔点为1996℃，不能取代熔融石英粉(即熔融硅微粉)，所以中高档集成电路中不用球形粉时，也要用熔融的角形硅微粉。这也是高档球形粉想用结晶粉整形为近球形不能成功的原因所在。80年代日本也走过这条路，效果不行，走不通；10年前，包括现在我国还有人走这条路，从以上理论证明此种方法是不行的。即高档塑封料粉不能用结晶粉取代。　　是用熔融石英（即高纯石英玻璃），还是用结晶石英，哪一种为原料生产高纯球形石英粉为好？根据试验，专家认为：这个题已经十分清楚，用天然石英SiO2，高温熔融喷射制球，可以制得完全熔融的球形石英粉。用天然结晶石英制成粉，然后分散后用等离子火焰制成的球就是熔融的球，用火焰烧粉制得的球，表面光华，体积也有收缩，更好用，日本提供的这种粉，用X射线光谱分析谱线完全是平的，也是全熔融球形石英粉，而国内电熔融的石英，如连云港的熔融石英光谱分析不定型含量为95%，谱线仍能看出有尖峰，仍有5%未熔融。由此可见，生产球形石英粉，只要纯度能达到要求，以天然结晶石英为原料最好，其生产成本最低，工艺路线更简捷　　一) 硅微粉在橡胶制品中的应用　　活性硅微粉(经偶联剂处理)填充于天然橡胶、顺丁橡胶等胶料中，粉体易于分散，混炼工艺性能好，压延和压出性良，并能提高硫化胶的硫化速度，对橡胶还有增进粘性的功效，尤其是超细级硅微粉，取代部分白炭黑填于胶料中，对于提高制品的物性指标和降低生产成本均有很好作用。-2um达60-70%的硅微粉用于出口级药用氯化丁基橡胶瓶塞和用于电工绝缘胶鞋中效果甚佳。　　硅微粉在仿皮革制作中作为填充料，其制品的强度、伸长率、柔性等各项技术指标均优于轻质碳酸钙、活性碳酸钙、活性叶蜡石等无机材料作填充剂制作的产品。　　硅微粉代替精制陶土、轻质碳酸征等粉体材料应用于蓄电池胶壳，填充我量可达65%左右，且工艺性能良好。所获胶壳制品，具有外表平整光滑，硬度大，耐酸蚀，耐电压，热变形和抗冲击等物理机械性能均达到或超过JB3076-82技术指标。　　(二) 硅微粉在塑料制品中的应用　　活性硅微粉是聚丙烯、聚氯乙烯、聚乙烯等制品理想的增强剂，不仅有较大的填充量，而且抗张强度好。制成母粒，用于聚氯乙烯地板砖中，可提高产品耐磨性。　　硅微粉应用于烯烃树脂薄膜其粉体分散均匀，成膜性好，力学性能强，较用PCC做填充料生产的塑膜，阻隔红外线透过率降低10%以上，对农用

锌锭生产工艺，是衡量一个企业是否具有先进性，是否具备市场竞争力，是否能不断领先于竞争者的重要指标依据。&ldquo;大重量锌锭生产工艺研究&rdquo;成功地解决了大重量锌锭浇铸过程中物表面质量难以控制的技术难题，化学成分稳定，锌主品位达到99.99％以上，物理尺寸为（mm）：长1238--1276，宽489--514，高289--324。工业试验证明所研制的模具可行，锌锭表面洁净、光滑，无裂纹、缩孔，无飞边、毛刺，锌锭厚度对边差不大于20mm。目前，该项技术已申报专利。随着我国锌锭市场的迅猛发展，与之相关的核心生产技术应用与研发必将成为业内企业关注的焦点。了解国内外锌锭生产工艺的核心技术的研发动向、工艺设备、技术应用及趋势对于企业提升产品技术规格，提高市场竞争力十分关键。随着锌锭市场的成熟发展,国内的锌锭生产工艺也逐渐得到完善.与欧美相比,我们国家的锌锭生产工艺已经不处于下风,期待在未来会出现更多的新锌锭生产工艺.!&nbsp;

铝锭生产工艺是一种投资者较为关注的一个信息，那我们来看下其信息。技术工艺，是衡量一个企业是否具有先进性，是否具备市场竞争力，是否能不断领先于竞争者的重要指标依据。随着我国合金铝锭市场的迅猛发展，与之相关的核心生产技术应用与研发必将成为业内企业关注的焦点。了解国内外合金铝锭生产核心技术的研发动向、工艺设备、技术应用及趋势对于企业提升产品技术规格，提高市场竞争力十分关键。通过参考大量专利文献对合金铝锭的工艺技术进展做了系统介绍，通过详细的调查和权威技术资料及相关情报的收集，为客户提供了合金铝锭产品核心技术应用现状、技术研发、工艺设备配套、高端技术应用等多方面的信息，对于企业了解各类合金铝锭产品生产技术及其发展状况十分有益。商业应用前景部分从合金铝锭产品的应用领域、下游产品、国内外生产现状、国内潜在生产厂家、国外生产厂家及规模、国内外产量走势、市场状况及预测、供需状况分析及预测、国内需求厂家及联系方式等诸多方面对合金铝锭产品市场状况及发展方向做了详细论述，可作为合金铝锭产品深加工技术发展趋势导向的重要决策参考。1 双色铝型材的生产方式&nbsp;&nbsp;&nbsp; 所谓双色铝型材是指同一功能的铝型材的表面，在不同的面上处理成两种颜色。双色铝刑材的生产方式主要有两种，即组合式和贴膜式所谓组合式，就是同一功能的铝型材是由两个以上的断面组合而成，首先是铝型材单独生产，然后再进行插入装配，最后经锯切等处理方式加工成双色铝型材所谓贴膜式，是为了在同一功能的铝型材上加工成两种颜色，在喷漆时，必须采用贴膜遮盖一部分，喷涂另一部分，以便获得两种颜色。本文重点介绍喷漆贴膜铝型材的生产过程。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 2 双色铝型材的特点&nbsp;&nbsp;&nbsp; （1）可以根据不同的环境、不同的要求建筑特点和不同的审美观，选择不同的颜色。&nbsp;&nbsp;&nbsp; （2）产品质量要求高，生产过程中各道工序要严格把关。&nbsp;&nbsp;&nbsp; （3）双色铝型材，产品档次高，美观大方，深受消费者的青睐。&nbsp;&nbsp;&nbsp; （4）双色铝型材，生产方便灵活，可以自由组合。&nbsp;&nbsp;&nbsp; 3.1 生产工艺流程&nbsp;&nbsp;&nbsp; 双色铝型材的生产千艺流程为：脱脂-铬化-烘干-上排-喷漆-固化-下排-检验-装框-贴膜-上排-喷漆-撕膜-固化-下排-检验-包装&nbsp;&nbsp;&nbsp; 3 2 生产过程中要注意的几个问题&nbsp;&nbsp;&nbsp; （1）选样粘度适中的贴膜。在双色铝型材生产中，贴膜的合理选择是关键。贴膜的粘度过低则贴不住。贴膜容易脱落，给喷涂带来相当大的难度。贴膜的粘度过大，说明贴膜上的胶比较多，当贴膜撕掉后，容易将贴膜上的胶粘在型材上，影响型材的表面质量，另一方面，在选择贴膜时，尽可能选用胶的成分与涂漆成分一致或相接近，这样可减轻对漆膜色泽的影响。&nbsp;&nbsp;&nbsp; （2）选择宽度、厚度适中的贴膜；由于铝型材断面形状复杂，外表向宽、窄悬殊较大，容易将飞边吹起，降低贴膜的遮盖能力，影响喷涂质量。贴膜过窄，则遮盖不住，显然不能喷涂。另一方面，在选择贴膜厚度时，只要能遮盖，具有弹性即可，不一定选择太厚的贴膜，因太厚的贴膜将增加铝型材生产成本，而且也没有必要。&nbsp;&nbsp;&nbsp; （3）贴膜后及时喷涂。型材贴膜以后，应及时进行喷涂，停放时间越短越好。如果停放时间太长，由于贴膜上的胶干燥，失去粘度，特则是经风一吹，贴膜脱落，导致喷涂同难。因此，为了确保贴膜及喷涂质量，一般贴膜以后的停放时间不要超过16h.&nbsp;&nbsp;&nbsp; （4）确定颜色、分界面及分界线。铝型材在喷涂之前，一定要根据型材的使用功能以及客户的要求（合同要求），分清每个面所要喷徐的颜色，分界面是哪个面，分界线是哪条线，在什么位置：一般来说，内侧是浅色，外侧是深色在弄清了分界面、分界线及颜色的要求之后才能贴膜，要注意千万不能将膜的位置贴错。&nbsp;&nbsp;&nbsp; （5）贴膜质量：贴膜是双色铝型材加工中的一道关键工序，贴膜质量的好坏，直接影响到铝型材的表面质量，主要包括以下几个方画：一是贴膜时尽可能不要使贴膜形成过大的张力，也就足说不能使贴膜发生变形，否则贴好后的贴膜容易收缩，使铝型材两端出现无贴膜现象；另一方面，铝型材两端贴膜断开时，要用刀片切开，而不能拉断，否则，拉断的贴膜仍然要收缩；二是贴膜宽度要与贴面宽度相吻合，一般情况下，贴膜宽度稍大于铝型材的贴面宽度，若是贴膜过宽，超出铝型材边缘过多，当喷涂时，容易被压缩空气吹起，若|来源|考试|大|是贴膜过窄，不能完全遮盖，显然是不行的；四是贴面分界线在沟槽边缘时，一定要将；贴膜的飞边压入沟槽内，否则，喷涂时气流容易将贴膜吹起，影响铝型材喷涂质量；五是贴膜时，一定将贴膜贴平，防止皱折、卷缩等现象；六是对于断面形状复杂的型材，如果一次贴膜困难时，可以分两次或多次贴膜，保证贴膜的覆盖质量；七是对一些壁厚较薄或悬臂较大等特殊断面的铝型材，贴膜时不能压得太紧，一定要注意不能使铝型材产生变形；八是第一次喷涂后，铝型材的停放时间不能过长，否则会使型材表而落上灰尘，导致贴膜困难，从而影响贴膜质量：&nbsp;&nbsp;&nbsp; （6）严格执行贴膜工艺。铝型材贴膜必须经过第一次喷涂后再贴，不允许型材铬化后直接贴膜，这是因为贴膜上有胶，如果直接将贴膜贴在铬化层上，胶就会粘在铬化层上，或者撕贴膜时，就会将铬化层，撕掉，这样就会大大降低漆膜的附着力，最终影响铝型材的喷涂质量，导致漆膜脱落，其后果不堪设想。&nbsp;&nbsp;&nbsp; （7）撕膜时间。铝型材经贴膜、喷涂以后，要撕去贴膜，但不能喷涂后马上就撕去贴膜，要控制好撕膜。&mdash;般来说，喷涂后经过流平，漆膜基本凝固，这一过程不能少于10min.然后才能撕去贴膜撕膜。否则，漆膜未开，撕膜的过程中容易将贴膜落在铝型材上，影响漆膜质量。另一方面，撕膜的时候动作要快，以免影响撕膜质量。&nbsp;&nbsp;&nbsp; （8）喷涂顺序 双色铝型材，需要涂上两种颜色，有两种颜色必然存在深色与浅色，喷涂必然有先有后，喷涂前必须要考虑哪种颜色先喷，哪种颜色后喷，要根据具体情况而定，若是先喷浅色、后喷深色，则先喷涂的浅色就要经过两次固化，即两次烘烤，容易将浅色烘烤变色，若是先喷深色、后喷浅色，则后喷浅色对前喷深色的覆盖性受到一定影响，要想覆盖深色就要增加漆膜厚度，但是漆膜厚到一 定的程度后，又容易产生脱膜现象。因此。在实际生产中，采用先浅后深的工艺较为可行。&nbsp;&nbsp;&nbsp; （9）避免多次返工。在双色铝型材生产过程中，由于各种因素影响，返工是|来源|考试|大|不可避免的，但是每返工 一次就要增加一次固化。对漆膜来说。多次喷涂，漆膜厚度不断增加，再经多次固化，降低了漆膜附着力，容易造成漆膜脱落。因此，在双色铝型材的生产中尽可能避免多次返工。&nbsp;&nbsp;&nbsp; （10）膜厚的合理控制、双色铝型材生产是要经过两次以上的喷涂，如果我们还像单喷那样操作，就会导致有的面漆膜较厚，有的面漆膜较薄，从而引起膜厚严重不均匀。因此在喷涂时就要进行合理控制，第一次喷徐时，只需对着面重点喷涂，而另一面可以不涂或少涂。第二次喷涂叫，闪样尽可能对需要的面重点喷，其他面不喷或少喷，同时还要根据第一次喷涂情况以及选用的涂漆颜色。合理地控制第二次喷涂厚度，但必须保证第二次喷涂对前一次喷涂的浚盖效果。如果你想更多的了解关于铝锭生产工艺的信息，你可以登陆上海有色网进行查询和关注。