c  转化法除铁及其使用    奥托昆普转化法是奥托昆普公司拟定的。办法的特点是铁酸锌的浸出及铁沉积进程合并在一个阶段完成。自1973年2月以来，已经在科科拉电锌厂付诸实践。    在浸出和沉铁一起进行，所构成的铁矾称为混合型黄铁矾，上图所示出H2S04-Fe2（S04) 3-（NH4）2SO4-H20-（NH4）x（H30）(1-x)-［Fe3（S04）2（OH）6〕系生成混合型黄铁矾的安稳曲线。假如代表溶液成分的点坐落曲线的上方，溶液内的Fe3+将生成混合型黄铁矾沉积。沉积速度决定于Fe3+浓度间隔相应平衡值的远近。当代表液相成分点坐落平衡曲线（固体物料的安稳区域）以上时，有可能在大气压下浸出铁酸锌并一起沉铁，对铁酸锌物猜中的有价金属一起将以硫酸盐形状提取出来，反响可表示如下： [next]     从理论上看，铁酸锌的浸出及铁的沉积可在下图平衡线以上的条件进行。但因为当溶液含酸量减少时铁酸锌的浸出速度将下降；又当溶液含酸量添加时，残留铁量将添加。因而实践中有必要挑选在最佳酸度范围内操作。如图所示在科科拉厂转化法使锌的浸出收率由早年的92%上升到96％。    d  铁矾渣的处理及使用    黄铁矾法在锌冶炼厂一般选用焙砂做中和剂，构成有价金属的丢失。因为铅、银、锢等在除铁进程中也能生成黄铁矾型复盐，因而怎么从矾渣中收回有价金属、硫酸盐、铁制品以及渣的固化，引起各国学者的注重。    有人用化学和矿藏办法调查了银在湿法炼锌中的行为。焙烧时，精矿中的银矿藏转变成硫酸银、和金属银。浸出时，银首要先以硫酸银（Ag2SO4）方式溶解，然后当即转成不溶性Ag2S沉积并环包着细的或粗的闪锌矿颗粒。在热酸浸出时，构成元素硫一黄铁矾粒群，其中有细微的Ag2S或Ag2S的夹杂物和替代黄铁矾中的一价阳离子的银存在。溶解后的银对黄铁矾型化合物具有很强的亲和力。大于90%的可溶性银与Na+、NH4+、Pb2+等型黄铁矾共沉积。    在黄铁矾沉积中，银黄铁矾比钠或铵型黄铁矾更安稳。在银、钠共存系统中，黄铁矾中含银量随溶液中银浓度添加而添加。但钾型黄铁矾比银型更安稳。因而假如以K+作沉积剂，对捕集溶液中的微量银是晦气的。    我国会东炼锌厂做了热酸浸出-铁矾沉铁一段转化法处理锌渣的工业实验。产出的铅银铁矾渣经选矿产出产品含银1.5%。    沈阳冶炼厂和辽宁冶金研讨所从前研讨从黄铁矾渣中归纳收回有价金属的工艺流程。

e  参加晶种对沉积影响    黄铁矾晶核的生成比较缓慢。从含硫酸lOg/dm3，Fe3+10.98g/dm3的热酸浸液中除铁，大约1h后溶液中才有结晶分出。加人晶种后半小时便有晶体分出。在整个沉矾进程中拌和也是必要的。    向热力学稳定相搬运的相变都将下降整个系统的自由能。新相的生成，使系统的相数由一相变为两相。一方面部分原子由高的自由能（旧相）向低的自由能（新相）改变，下降系统内部自由能；但另一方面，新相表面的构成，又需求能量，然后添加系统的自由能。因而新相（如黄铁矾结晶）构成时自由能的改变可用下式标明：                                     △F = -V△fvSσ 式中    V——结晶新相的体积；      △fv——单位体积中旧相、新相间自由能之差，△fv = F液-F固；        S——新相的表面积；        σ——单位相界面上，新旧两相间的表面张力，即两相间比表面能。    假定新相为球形，上式可改写成：                                            4                                   △F = - ——  πr3n△fv + 4πr2nσ                                                                   3式中   r——球形晶粒的半径；       n——新相生成的颗粒数。    从下图左能够看出，△F的改变取决于新相颗粒的巨细。当晶粒的半径小于临界颗粒半径rk时，系统总自由能增高；当半径大于rk时，状况相反；半径等于r0时,△F的添加等于零，标明因为新相的生成，构成的相界面表面能抵消了部分原子由液相向自由能较低的固相改变带来的自由能下降；当半径大于r0时，自由能的添加为负值，标明整个系统内的自由能趋于下降。由此可知，在结晶开端后，能够有许多晶粒，可是遭到必定约束，只要那些因为涨落现象等原因使粒径增大到引起系统自由能减小的晶粒得以生长，即半径大于rk的晶粒，才或许成为晶核。下图右标明外加晶种能够大大加速沉矾速度。   [next]     f  黄铁矾沉积进程中其他离子的行为    黄铁矾法除铁首要用于湿法炼锌，因而锌对沉积的影响是首先要考虑的要素。调查锌的影响时发现，即便溶液中含有100g/dm3的Zn2+，沉积由结晶向无定形改变的临界pH值也简直不变，即不加Zn2+，临界pHJA为：                               pHJA = 0.211lg[Fe3+]+1.84而参加100g/dm3的Zn2+（ZnSO4参加）后：                             pHJA ＝ 0.21log[ Fe3+］＋1.80    标明在沉矾进程中，锌能够看作是一种慵懒物质。但工业上，要考虑的是假如锌浓度过高，溶液黏度增高，对操作晦气。    B  黄铁矾法在锌冶炼中的运用    a  黄钾铁矾除铁法    在湿法炼锌中黄钾铁矾除铁法运用最多，今罗列几个厂的运用状况如下。    澳大利亚雷斯顿电锌厂将残渣处理放到浸出车间（如下图所示）。由锌电解系统来的浸出渣（800～1000g/dm3浓度）和堆积的浸渣浆化后（用预热到75`C的废电解液）一同进入浸出槽，在85～95℃下浸出7h。浸出后的残渣用水力旋流器分级，富锌渣（ZnS 80%）与富铅渣分隔。此外，浸出液中和至pH =0.90 (15g( H2S04 )/dm3），随后将25%的参加溶液。在加焙砂一起，在pH＝1.3～1.7中坚持4.5h，生成黄铁矾，以除掉大部分铁。 [next]     挪威锌公司把浸出渣处理进程合并到浸出系统中，如下图左所示。整个系统中包含中性浸出，将焙砂中80%的可溶性锌溶解，一起少数铁和其他杂质沉积而发生一种中性溶液。别离后的残渣进行热酸浸出，温度为90～95℃，酸度40～80g（H2S04）/dm3，使残渣锌溶解。不同焙砂的溶解度有所不同，因而有必要参加浓硫酸操控恰当的酸度以到达最高的提取率。不溶的铅、银残渣为中性，浸出进程中参加焙砂量的10%～12%，别离后剩余的含锌、铁溶液中的铁以黄铁矾方式沉积。      长沙矿冶研讨院马荣骏等针对我国的高锢高铁锌矿资源，研讨出一个有用收回锌、锢的湿法联合流程。流程中的要害工序为焙烧料的热酸浸出-黄铁矾除铁。在低酸浸出液用黄铁矾法沉铁时，锢先富集于铁矾渣，再从渣中收回铟，一起收回一部分锌及钠，然后提高了锌的总收回率，并下降了钠试剂的耗费。研讨了在铟、铁共存的多元系统中，铟、铁进入黄铁矾的规则。铁以黄铁矾沉积时，生成的是钠（或铵）铟铁矾晶体，它的热力学性质与黄铁矾类似。在530～590℃焙烧时大部分铁成三氧化二铁而铟仍为硫酸复盐，铟易被稀酸浸出。1983年在柳州有色金属冶炼厂对此流程进行了工业实验，1985年9月完成了锌流程工业实验。工业实验选用的准则流程如上图右所示。    柳州有色金属冶炼厂用此流程进行了工业出产多年，获得了很好的效益，填补了我国铁矾法的空白。目前我国已稀有家湿法炼锌厂运用热酸浸出铁矾法进行湿法出产锌，均学习了这一效果的经历，而在我国炼锌工业中占有了重要位置。    b  低污染黄钾铁矾法    现有的湿法炼锌厂，广泛选用惯例黄铁矾法除铁，但铁矾渣中仍丢失了一些有价金属。

(1)富钻梳加压浸出富钻梳加压浸出基本反应是：    以硫黄代替硫酸作浸出剂可避免浆化过程产出有毒气体H2S污染环境，浸出温度150℃，时间7.5h，浸出釜压力1.5MPa，液固比为6.5:10浸出率为（％）：Ni 95，Co94，Cu 94。    (2)从浸出液中制取氧化钴富钴锍含铜近20%,浸出时94%进入溶液，采用SO2加硫黄沉淀除铜，除铜80-90℃温度，产出含铜达50%的铜渣。除铜液再用碘钠铁矾法除铁，P204萃取剂萃取除杂质，P507萃取分离镍钴和加草酸铵沉淀出草酸钴，草酸钴于450℃下煅烧分解，即可得到产品氧化钴。

1735年，瑞典教授发现和分离出了金属钴，并指出钴能染蓝色，且描述了钴的性质。1802年，特纳尔德开始从化学和冶金方面，对钴的化合物进行了较多的研究。1912年，在加拿大德洛罗熔化和精炼公司的第一家重要的钴冶炼厂投产，至1940年加拿大一直是世界上领先的钴生产国家。1924年，加丹加（现属刚果（民））成了最大的钴生产地，加丹加矿业联合公司投产了潘达的电熔炼车间，1926年扎伊尔伊户的年产3500t的铜钴精炼厂投产。1926年，德国杜伊斯堡铜冶炼厂，用来源不同的黄铁矿灰渣生产3t钴，到1965年达到1400t，几乎占世界总产量的8%。1952年，首次在挪威的克里斯蒂安松生产出了电解钴。1956年，才由美国矿山局制得了纯度为99.99%的钴。钴可以提高钢的固相线温度，并能扩大γ相区。钴在高合金钢中可提高奥氏体的淬火稳定性。钴是含钨工具钢的一个重要成分，因为它可提供必要的热硬度，并可提高高温切削效率，经常采用的含钨快速切削钢含Co5%－15%。在磁性合金中，添加3%－40%Co可以提高饱和磁化强度，产生明显的晶体各向异性，并阻止残余奥氏体的形成。钴可提高AlNiCo合金的饱和磁化强度，且可改善剩磁感应。 　　无线电电子管中的灯丝，除必须具有良好的电阻外，耐热性能也要好，这种灯丝除含有镍铁钛外还含有钴。钴铬铁合金Co50Cr30Fe20在铸造状态下可不用热处理，因而可以用来作耐持久负荷，且还要受腐蚀影响的部件。可锻型的这种合金，在相同条件下可耐更大的负荷。 　　钴基合金是一些以无铁或低铁的钨镍钼钴合金。一种常用的司太特合金的成分为Cr25%,Ni11%,W7.5%及余量Co。生产钟表和精密仪表用发条，采用含Co40%，Cr20%，Ni15%,C7%及B0.04%的合金。必须在高温下工作的弹簧，用含Co52%,Cr20%,W15%,Fe2%及C0.15%的钴合金制造。要求导电性良好的弹簧，由含Be1%－3%和Co1%-2%的铜合金制成。 　　钴在硬质合金中用作添加剂。用H2还原的钴粉（3%－25%），在球磨机中用高熔点金属的碳化物或复合碳化物研磨，在研磨中得到的钴由于其晶体构造而要比镍或铁细得多。添加石蜡之类可使压制坯更密实，烧结时暂时生成富钴的碳化物混晶。钴根据温度而要溶解部分碳化物。冷却时碳化物再次析出。在形状相同的弥散碳化物相和钴基体间将发生紧密的聚结和良好的凝聚。添加TiC（即TiC-WC混晶）可显著改进钢的切削性能。再加例如8%TaC在负荷相同时可延长寿命一倍。从烧结温度迅速冷却到凝固点之下，可使硬度和密度达到最大值。 　　一般认为，钴和镍在铸铁中的应用相似，有轻微的石墨化作用。 钴可以提高钢的固相线温度，并能扩大γ相区。钴在高合金钢中可提高奥氏体的淬火稳定性。钴是含钨工具钢的一个重要成分，因为它可提供必要的热硬度，并可提高高温切削效率，经常采用的含钨快速切削钢含Co5%－15%。在磁性合金中，添加3%－40%Co可以提高饱和磁化强度，产生明显的晶体各向异性，并阻止残余奥氏体的形成。钴可提高AlNiCo合金的饱和磁化强度，且可改善剩磁感应。 　　无线电电子管中的灯丝，除必须具有良好的电阻外，耐热性能也要好，这种灯丝除含有镍铁钛外还含有钴。钴铬铁合金Co50Cr30Fe20在铸造状态下可不用热处理，因而可以用来作耐持久负荷，且还要受腐蚀影响的部件。可锻型的这种合金，在相同条件下可耐更大的负荷。 　　钴基合金是一些以无铁或低铁的钨镍钼钴合金。一种常用的司太特合金的成分为Cr25%,Ni11%,W7.5%及余量Co。生产钟表和精密仪表用发条，采用含Co40%，Cr20%，Ni15%,C7%及B0.04%的合金。必须在高温下工作的弹簧，用含Co52%,Cr20%,W15%,Fe2%及C0.15%的钴合金制造。要求导电性良好的弹簧，由含Be1%－3%和Co1%-2%的铜合金制成。 　　钴在硬质合金中用作添加剂。用H2还原的钴粉（3%－25%），在球磨机中用高熔点金属的碳化物或复合碳化物研磨，在研磨中得到的钴由于其晶体构造而要比镍或铁细得多。添加石蜡之类可使压制坯更密实，烧结时暂时生成富钴的碳化物混晶。钴根据温度而要溶解部分碳化物。冷却时碳化物再次析出。在形状相同的弥散碳化物相和钴基体间将发生紧密的聚结和良好的凝聚。添加TiC（即TiC-WC混晶）可显著改进钢的切削性能。再加例如8%TaC在负荷相同时可延长寿命一倍。从烧结温度迅速冷却到凝固点之下，可使硬度和密度达到最大值。 　　一般认为，钴和镍在铸铁中的应用相似，有轻微的石墨化作用。 钴铁的牌号及化学成分名称 牌号 化学成分% Co Fe Ni Cu Mn S C Ca ≤ 钴铁FeCo8518-818-80.80.020.050.010.02　金属钴Co9795-99＜1.52.50.020.020.010.01　纯钴Co99＞99＜0.20.60.04　0.040.06　钴粉Co99＞99＜0.050.30.0010.015　　0.015电解钴Co99.5＞99.5＜0.070.30.0030.0150.0050.01

1735年，瑞典教授发现和分离出了金属钴，并指出钴能染蓝色，且描述了钴的性质。1802年，特纳尔德开始从化学和冶金方面，对钴的化合物进行了较多的研究。1912年，在加拿大德洛罗熔化和精炼公司的第一家重要的钴冶炼厂投产，至1940年加拿大一直是世界上领先的钴生产国家。1924年，加丹加（现属刚果（民））成了最大的钴生产地，加丹加矿业联合公司投产了潘达的电熔炼车间，1926年扎伊尔伊户的年产3500t的铜钴精炼厂投产。1926年，德国杜伊斯堡铜冶炼厂，用来源不同的黄铁矿灰渣生产3t钴，到1965年达到1400t，几乎占世界总产量的8%。1952年，首次在挪威的克里斯蒂安松生产出了电解钴。1956年，才由美国矿山局制得了纯度为99.99%的钴。钴可以提高钢的固相线温度，并能扩大γ相区。钴在高合金钢中可提高奥氏体的淬火稳定性。钴是含钨工具钢的一个重要成分，因为它可提供必要的热硬度，并可提高高温切削效率，经常采用的含钨快速切削钢含Co5%－15%。在磁性合金中，添加3%－40%Co可以提高饱和磁化强度，产生明显的晶体各向异性，并阻止残余奥氏体的形成。钴可提高AlNiCo合金的饱和磁化强度，且可改善剩磁感应。 　　无线电电子管中的灯丝，除必须具有良好的电阻外，耐热性能也要好，这种灯丝除含有镍铁钛外还含有钴。钴铬铁合金Co50Cr30Fe20在铸造状态下可不用热处理，因而可以用来作耐持久负荷，且还要受腐蚀影响的部件。可锻型的这种合金，在相同条件下可耐更大的负荷。 　　钴基合金是一些以无铁或低铁的钨镍钼钴合金。一种常用的司太特合金的成分为Cr25%,Ni11%,W7.5%及余量Co。生产钟表和精密仪表用发条，采用含Co40%，Cr20%，Ni15%,C7%及B0.04%的合金。必须在高温下工作的弹簧，用含Co52%,Cr20%,W15%,Fe2%及C0.15%的钴合金制造。要求导电性良好的弹簧，由含Be1%－3%和Co1%-2%的铜合金制成。 　　钴在硬质合金中用作添加剂。用H2还原的钴粉（3%－25%），在球磨机中用高熔点金属的碳化物或复合碳化物研磨，在研磨中得到的钴由于其晶体构造而要比镍或铁细得多。添加石蜡之类可使压制坯更密实，烧结时暂时生成富钴的碳化物混晶。钴根据温度而要溶解部分碳化物。冷却时碳化物再次析出。在形状相同的弥散碳化物相和钴基体间将发生紧密的聚结和良好的凝聚。添加TiC（即TiC-WC混晶）可显著改进钢的切削性能。再加例如8%TaC在负荷相同时可延长寿命一倍。从烧结温度迅速冷却到凝固点之下，可使硬度和密度达到最大值。 　　一般认为，钴和镍在铸铁中的应用相似，有轻微的石墨化作用。 钴可以提高钢的固相线温度，并能扩大γ相区。钴在高合金钢中可提高奥氏体的淬火稳定性。钴是含钨工具钢的一个重要成分，因为它可提供必要的热硬度，并可提高高温切削效率，经常采用的含钨快速切削钢含Co5%－15%。在磁性合金中，添加3%－40%Co可以提高饱和磁化强度，产生明显的晶体各向异性，并阻止残余奥氏体的形成。钴可提高AlNiCo合金的饱和磁化强度，且可改善剩磁感应。 　　无线电电子管中的灯丝，除必须具有良好的电阻外，耐热性能也要好，这种灯丝除含有镍铁钛外还含有钴。钴铬铁合金Co50Cr30Fe20在铸造状态下可不用热处理，因而可以用来作耐持久负荷，且还要受腐蚀影响的部件。可锻型的这种合金，在相同条件下可耐更大的负荷。 　　钴基合金是一些以无铁或低铁的钨镍钼钴合金。一种常用的司太特合金的成分为Cr25%,Ni11%,W7.5%及余量Co。生产钟表和精密仪表用发条，采用含Co40%，Cr20%，Ni15%,C7%及B0.04%的合金。必须在高温下工作的弹簧，用含Co52%,Cr20%,W15%,Fe2%及C0.15%的钴合金制造。要求导电性良好的弹簧，由含Be1%－3%和Co1%-2%的铜合金制成。 　　钴在硬质合金中用作添加剂。用H2还原的钴粉（3%－25%），在球磨机中用高熔点金属的碳化物或复合碳化物研磨，在研磨中得到的钴由于其晶体构造而要比镍或铁细得多。添加石蜡之类可使压制坯更密实，烧结时暂时生成富钴的碳化物混晶。钴根据温度而要溶解部分碳化物。冷却时碳化物再次析出。在形状相同的弥散碳化物相和钴基体间将发生紧密的聚结和良好的凝聚。添加TiC（即TiC-WC混晶）可显著改进钢的切削性能。再加例如8%TaC在负荷相同时可延长寿命一倍。从烧结温度迅速冷却到凝固点之下，可使硬度和密度达到最大值。 　　一般认为，钴和镍在铸铁中的应用相似，有轻微的石墨化作用。 钴铁的牌号及化学成分名称牌号化学成分%CoFeNiCuMnSCCa≤钴铁FeCo8518-818-80.80.020.050.010.02 金属钴Co9795-99＜1.52.50.020.020.010.01 纯钴Co99＞99＜0.20.60.04 0.040.06 钴粉Co99＞99＜0.050.30.0010.015  0.015电解钴Co99.5＞99.5＜0.070.30.0030.0150.0050.01

支持中国钴行业振兴的可行性 2.1 中国钴行业处在历史发展的关键时期     中国钴行业因发展较晚，在总体规模上刚刚具备了与世界巨头美国OMG、比利时UMICORE竞争的实力，中国钴产品，特别是钴高科技材料产品（如钴酸锂、四氧化三钴、钴粉、高纯钴盐等）近二年开始大规模出口。但资源控制水平、科技水平、环保水平等方面还有一定的差距。估计还有5-10年，中国钴行业可以诞生1-2家世界领先的钴企业，在综合竞争力位居位居全球前三位。     由于2008年中国钴行业在金融风暴中损失惨重，特别是率先走出国门，在非洲开拓资源的行业领军企业。由于从非洲（特别是从刚果）进口矿石到中国陆路与海路行程非常长，导致原料周转周期长，库存原料与产品跌价损失特别严重，企业实力受到严重削弱，急需国家政策的扶持与关怀。否则有可能这批领军企业2-3年内都走不出困境，更不用论与跨国巨头在国际市场的竞争了。 2.2 中国钴行业具备了可持续发展的资源储量     中国钴企业从2006年开始陆续在刚果、赞比亚等国家争取钴资源，而且中国中铁等央企也在2007年开始进入了刚果争取钴资源，并且成立了华刚矿业股份有限公司（掌握了约63万吨钴储量），轰动了世界。中冶、湖南有色、江业钨业等企业也在菲律宾、澳大利亚、新喀里多利亚等地掌握了不少钴资源，据不完全统计，掌握在中国企业手中的钴储量约150万吨，可保证中国钴行业进行20-30年的开发建设，使中国钴行业具备了可持续发展的基础。 2.3 中国钴行业具备了可持续发展的关键技术     中国钴行业的发展得益于老一辈科技工作者的勤劳智慧，他们把稀土的萃取技术应用到了钴的冶炼上，正是以萃取为核心的钴湿法冶炼技术，使得中国钴行业走在了当今世界的前列。钴的湿法冶炼技术使得原来钴矿经过火法制成金属钴再溶解制成钴盐，进成制成钴材料的传统工艺路线，缩短为直接将钴矿制成钴盐，进而制做钴材料，大大了成本，而且解决了火法冶炼中的废气治理问题。     中国钴新材料的技术在中南大学、北京大学等学校与科研院所的支持下，近年来也得到了飞速的发展，北京当升、湖南瑞翔的钴酸锂，浙江华友、甘肃金川的四氧化三钴已经达到世界先进水平，实现了连续批量出口。     因此中国钴行业无论是在钴冶炼，还是在钴新材料的技术上基本做到了与世界同步，有的技术已经达到了世界领先水平，具备了促使中国钴行业可持续发展的核心技术。 2.4 中国钴行业在规模上已经位处全球行业的领头地位     目前中国钴行业在产能规模、企业数量上已经居世界第一位，从2006年开始，世界钴发展协会每年的年会上都会邀请中国代表进行发言，极为重视中国的行业动态。     中国去年对钴产品关税政策的调整引起了世界钴市场的动荡。可以说，中国已经成为世界钴行业最重要的一环之一。 2.5 支持钴行业，可以带动铜、镍行业的发展     由于钴一般与铜、镍伴生，特别是大型矿山，因此钴的采、选、冶往往是与铜或镍同步进行，可以说，支持钴行业的发展，可以更好支持铜、镍行业的发展。 2.6 支持钴行业可以扶持航空工业、军事工业的发展     由于钴行业是重要的战略物资，在关键时候，钴的储备可以决定了航空工业、军事工业企业的命运。美国战略储备局在钴价高企时抛出钴金属平抑钴价，但是其低价抛出的钴产品只给美国企业，特别是航空、军事工业企业。 2.7 支持钴行业可以帮助新型可充电电池行业，特别是动力电池行业的发展，从而支持电动汽车工业的发展     由于锂离子电池是今后动力电池最可能成为主流方向，而锂离子电池中钴又是最重要的的金属，因此支持钴行业可以帮助新型可充电电池行业，特别是动力电池行业的发展，从而支持电动汽车工业的发展。 2.8 支持钴行业可以帮助锂离子电池工业的发展，从而扶持移动电器行业的发展     支持钴行业可以帮助锂离子电池工业的发展，从而扶持移动电器行业的发展，特别是手机、笔记本电脑、数码相机、数码摄像机等产品的发展，从而带动3G在中国的应用于发展。

红土镍矿按其分布及利用性能可分为两种类型，即“干型”和“湿型”。一般来说，“干型”红土镍矿比“湿型”红土镍矿风化程度弱，含粘土成分相对较多，针铁矿成分较少。而“湿型”红土镍矿含粘土少，蛇纹石化强烈。两种类型的红土镍矿利用性能有所差别。 高压酸浸（PHAL）工艺处理红土矿产商业化应用始于20世纪50年代末，但直到20世纪90年代末才开始有新厂投入，原因是高压釜技术及溶液处理技术的限制。近年来，新厂的建设也多采用高压酸浸工艺。但由于红土镍矿类型及利用性能的不同，以及各地情况也不一样，特别是干旱地区缺乏淡水，工艺水一般就用地下水。而地下水含有大量的Na+、Mg+、SO2-4、CL-等离子，对浸出化学反应有很大的影响。所以国外研究者对水的盐度及矿类型的影响进行了系列的研究。Whittington及Johnson等认为，当用海水代替淡水浸出红土镍矿时，当游离酸浓度较高时，镍浸出率提高。但钠离子浓度超过15g/L时，镍浸出率下降，浸出时间增加。Whittington对不同红土镍矿类型进行高压酸浸研究，考察了矿物类型对渣相组成，铁，镁，铝镍浸出的影响。但以上高压酸浸出取红土镍矿的研究，浸出温度均在250～280℃，在此温度下，压力较高，结高压釜要求较高，存在安全隐患，这也是高压酸浸工艺不能广泛用的原因，所以我们针对澳洲“干型”红土镍矿，提出氧压酸浸工艺，即在反应初始充入一定量氧气。使得红土矿能在较低的温度下浸出，而又不降低镍、钴的浸出率。 一、实验部分 （一）矿石特性及物相组成 实验所用石来源于澳大利亚，矿石物质组成（%）：石英和长石26.99、蒙脱石和滑石19.24、赤铁矿17.32、腐殖土状褐矿11.69、致密状褐铁矿5.20和磁赤铁矿磁铁矿5.69、粘土4.82、方解石和白云石3.33、铬铁矿0.25、磁黄铁矿微量、锰土矿0.8、铁染粘土2.3、云母和伊利石0.27、绿泥石2.1，矿石主要成本(%)：Ni l.07、CoO.1、Fe20.43、Mg2.48、Ca0.35、Si 20.57、Al 0.11、Mn0.4。可以看出，石中的矿物主要是以脉石矿物如英石、蒙脱石、滑石为主，其次为褐铁矿（有相当一部分为表层腐殖土状褐铁矿），这说明矿石系“干型”红土镍矿。 （二）试验方案 浸出实验是在2L钛高压釜内进行，温度采用PID自动控制，温控范围在±2℃，采用电加热，内置水冷系统，磁力搅拌。用分析纯硫酸作浸出剂，每次实验取矿样100g（－0.074 mm），液固比8∶1，搅拌速度300r/min。主要研究硫酸用量、浸出时间、浸出温度、氧分压对镍、钴、铁浸出率及游离酸含量的影响。 二、结果与讨论 （一）硫酸用量的影响 硫酸反应温度为200℃，反应初始时充入压力为1MPa的氧气，反应时间为2h，结果见图1。可以看出，当硫酸用量小于30mL时，镍、钴浸出率变化不大，均低于90%。当硫酸用量大于30mL时，镍、钴浸出率增加明显，硫酸用量为40mL时，镍、钴浸出率分别为97.06%和90.26%。而随着硫酸用量的增加，铁的浸出率增加，体系中游离酸含量也随之增加。 图1  硫酸用量的影响 Fig.1    Effect of sulfuric acid dosage on  leaching rate（二）反应温度的影响 固定硫酸用量25mL，反应初始时充入0.5MPa氧气（250℃下，没有充人氧气），反应时间2h，结果见图2。由图2可见镍、钴浸出率随着温度的升高而增加。而铁的而铁的浸出率变化不大，体系中游离酸含量随着反应温度的升高而降低。220℃， 5MPa氧气时的镍、钴浸出率分别为99.83%、90.44%，而铁浸出率仅为2%，基本上进入渣中，溶液中含量仅有0.3 g／L，与250℃，不充入氧气时的镍、钴浸出率大致相当。这说明反应初始充入一定量的氧气能够加快反应进程，对提高镍、钴的浸出率十分有利。 图2  浸出温度的影响 Fig.2  Effect of temperature on leaching rate（三）反应时间的影响 固定反应温度为200℃，反应初始时充入0.5MPa氧气，硫酸用量为40mL，结果见图3。可以看出镍、钴浸出率随着反应时间的延长而增加，延长反应时间有利于降低溶液中铁、游离酸的含量，便于后续处理。所以适宜的反应时间为2h，此时镍、钴浸出率分别为97.06%、90.26%。 图3  浸出时间的影响 Fig.3  Effect of time on leaching rate（四）初始氧气分压的影响 固定反应温度为200℃，反应时间为2h，硫酸用量为30mL，结果见图4。图4可看出，在反应初始充入氧气对提高镍、钴浸出率十分有效，但当初始氧气压大于0.5 MPa时，效果就不明显了。所以适宜的氧气初始分压为0.5MPa。 图4  初始氧气分压的影响 fig. 4   Effect of initial partial pressure ofoxygen on leaching rate（五）反应机理探索 研究发现，当反应初始通入一定量氧气时，能够提高镍、钴的浸出率，并且还可观察到反应过程中有明显的耗氧现象，这说明矿石中有耗氧物质存在。这说明矿石中含有11.69%的腐殖土状褐铁矿，而腐殖土中的铁有相当一部分是以二价铁形式存在。所以高压酸浸红土矿时，首先是二价铁的溶解，接着镁的溶解，然后二价铁氧化成三价铁。三价铁水解释放酸，生成两种沉淀即：羟基硫酸铁沉淀（FeOHSO4）和赤铁矿沉淀, 羟基硫酸铁沉淀容易形成但不稳定，很快就转化成赤铁矿沉淀。而褐铁矿中的铁主要以针铁矿形式存在(α－FeOOH)，在高压酸过程中，三价铁溶解之后才水解。而镍的溶解是按氧化镍溶解的穷式进行。所以反应初始通人一定量氧气利于二价铁的氧化，加快反应进行，使得反应体系热力学推动力变大，从而使在较低温度下，镍钴浸出率也较高。整个反应过程如式（1）～（6）所示： （1～6）公式三、结论 采用氧压酸浸工艺浸出澳大利亚“干型”红土镍矿。当反应初始通入一定量氧气时，能够加快反应进程，提高镍、钴的浸出率。相同条件下，当反应初始充入0.5MPa氧气时的镍、钴浸出率分别为99.83%、90.44%，而铁浸出率仅为2%，基本上进入渣中，与250℃不充入氧气时的镍、钴浸出率大致相当。

A  赤铁矿法除铁原理    a  赤铁矿的结构及热力学稳定性    天然赤铁矿（Fe203）含铁70%，有时含钛和镁，呈类质同象，在隐晶质的成分中常存在Si02和Al203的机械混合物。三方晶系，晶格常数为a＝0.504nm, c＝1.377nm。结构属刚玉型。赤铁矿晶体常呈菱面体和板状。因为以菱面体构成聚片双晶，在其底轴上见三角形条纹，集合体常见有鳞片状、鲕状、具有放射状结构的状块体、赤色粉末状。结晶的赤铁矿呈铁黑至钢灰色，隐晶质或土状、赤色粉末状。    赤铁矿有两种结晶形状，即，γ-Fe203和α-Fe203。天然赤铁矿在结构上归于α-Fe203，它是无磁性的，而γ-Fe203则具有很强的铁磁性。γ型赤铁矿的改动温度大致为400℃，加热到400℃时，它就会向α型改动，一起磁性消失。    加热从低温水溶液中分出氢氧化铁时，首要得到的是针铁矿（Fe203·H20），继而是水赤铁矿（Fe203·0.5H20)。而γ型赤铁矿则是加热进程的第三级产品。针铁矿与γ-Fe203的改动温度是160℃。假如选用高温水解法，能够得到过滤功能杰出的赤铁矿。Fe203-S03-H20系在200℃高温下的等温线如下图所示。在200℃时即便溶液酸度较高Fe203也能大部分沉积分出。 [next]     b  三价铁的高温水解    赤铁矿Fe3+是高温水解的产品。为澄清赤铁矿构成的条件，前人进行了广泛研讨。下图左示出25～200℃时三价铁离子对数值与pH值的联系，明显温度愈高，愈有利于在较高酸度条件下沉铁。下图右表明，在200℃高温下，即便硫酸浓度高达100g/dm3，溶液中的残留铁仍可降到5～6g/dm3。      湿法冶金处理的溶液常含有多种金属硫酸盐。为了从浸出液顶用赤铁矿法除铁，应了解其他硫酸盐的影响。温度高于150`C，Fe3+硫酸盐水解随酸度改动具有不同的反响进程。低酸度时：                              Fe2（S04）3＋3H20 ==== Fe203＋3H2S04高酸度时：                             Fe2（S04）3＋2H20 ==== 2FeOHSO4＋H2S04    三价铁氧化物沉积所需的酸度随铜、锌、镁硫酸盐的参加而增高。这是因为硫酸根作为系统硫酸的缓冲剂，即SO42-可与溶液中的H+结合，而降低了硫酸的活度。[next]    硫酸锌是Fe3+沉积时最重要的共存硫酸盐。 硫酸锌的存在， 使得沉积酸度增高，如在200℃时当存在100g/dm3锌时，单纯硫酸铁的酸度由上限63.7g/dm3移向106g/dm3。镁盐和铜盐与锌盐的影响规则相同。    B  赤铁矿在锌湿法冶金中的使用    赤铁矿法与黄铁矾法、针铁矿法相同，是锌冶炼热酸浸出渣处理办法之一。现在据报道选用赤铁矿法处理锌渣的工厂有：日本秋田锌公司的饭岛厂和德国鲁尔锌公司的达特伦厂。    日本秋田冶炼公司饭岛厂建于1971年，榜首期工程于1972年1月投产，1985年已扩建成年产电锌156kt规划。综合利用收回有价金属关于日本这个资源比较匮乏的国家来说具有重要意义。浸出渣处理的最大意图在于进步锌的实收率。但关于饭岛来说，因为日本国内“黑矿”中金、银、铜的含量高，为此还要高效地收回这些金属并综合利用稼、锢等稀有金属以及锌精矿中的铁和铅。赤铁矿法恰具有有价金属收回率高的特色，乃至产出的赤铁矿渣有或许直接作为炼铁质料，而废弃物可降到最低量。 [next]     饭岛冶炼厂工艺流程如上图示，分4步处理：    （1)用废电解液和二氧化硫浸出；    （2)用沉积别离铜和其他杂质；    （3)用碳酸钙中和游离硫酸和除稼、锗、砷等杂质；    （4)用氧气氧化二价铁离子成为Fe203。    锌渣中所含的锌简直悉数以铁酸锌状况存在，用废电解液浆化，在高压釜中（温度100～110℃，压力2MPa）用SO2浸出，在釜内逗留3h，Fe,Zn,Cd,Cu的浸出率在90%以上。Fe,Zn的总浸出率高于95%。高压釜出来的浆液在解吸塔内除掉溶液的SO2后，送至脱铜槽，H2S的用量可按氧化复原电位计算出来。脱铜后液含游离酸约20g/dm3，用碳酸钙两段中和。榜首段中和到pH＝2，用离心机脱水，产出石膏；第二段中和至pH=4.5，使Ga,Ge,In,As,Sb等有害杂质沉积。为了促进Ga, As沉积，鼓入空气，把部分Fe2+氧化成Fe3+，使其沉积。中和后液中含Zn2+、Fe2+、Cd2+等用高压釜除铁，选用蒸汽加热至200℃，再鼓入纯氧，坚持压力2MPa，在这种条件下Fe2+氧化成赤铁矿沉积。除铁选用3个串联高压釜。进入榜首号釜溶液含铁40～50g/dm3，从末段釜出来的溶液含铁仅1g/dm3。因为在冲刷和稠密进程中会有返溶现象，从稠密机出来的逆流液终究含铁3～4g/dm3，铁的沉积率高于90% ,Fe203中含硫3%，含Fe58% -60%，含H20 12%，是较易于处理的铁质料。赤铁矿沉积时，溶液中的锌、锡简直没有沉积，将溶液送到主流程收回锌、锡。    饭岛赤铁矿法处理锌渣流程尚在不断改善中。沉铜工序已由彻底用改为在浸出高压釜中增加粉，由此而降低了耗量，所产出的硫化铜晶粒变大，使沉降、过滤和浮选功能均得到改善。    早在1972年西德达特伦电锌厂就面对浸出渣的处理问题，因为鲁尔锌公司在达特伦区域没有堆积浸出渣的当地，并会给环境带来损害，所以期望经过处理后的浸出渣能在商场出售。考虑到这种特殊条件，该厂不能选用饭岛SO2复原浸出的流程，而是经过增加锌精矿进行复原浸出，然后再加压处理。在200℃和2MPa压力下吹入氧气，铁被氧化成Fe3+并以赤铁矿沉积。沉积物含铁高于64%，充沛洗刷后，铁可作为副产品出售。    加拿大电锌公司研讨拟定了改善的赤铁矿处理锌浸出渣流程，该工艺的特色是将浸出和沉积在一段完结，关键技术是在200℃和1MPa高压处理铁矾渣，使锌溶解，一起铁以赤铁矿方式沉积，故称为高温转化法，也叫黄钾铁矾法和赤铁矿法联合工艺。

低污染的黄铁矾法基本原理是在“沉矾”之前，先通过低温预中和调整溶液的组成，在沉矾过程中不需添加中和剂就能满意地除铁。主要流程可由下两图表示。上图左示出低沮预中和流程。预中和既可采用焙砂，也可采用中性浸出后的浓密底流。如果热浸出液中铁含盆较高，则铁矾沉淀后对浓密上清液的返回可能有益处；下图右表示用中性浸出液作稀释剂的流程。   [next]     因为在低污染黄铁矾法中所产生的铁矾只含少量的有价金属。减少了铅、锌、银、金、锡、铜等有价金属的损失。下表一示出低污染黄铁矾法及常规铁矾法金属回收率对比；下表二示出两种沉淀法铁矾渣组成。这些数据显示出新方法的优越性。该法是由世界第二大炼锌厂，年产200kt锌的澳大利亚电锌有限公司发展的处理锌渣的方法，并在日产500t锌的中间工厂进行了试验。生产流程如下图所示。澳大利亚电锌公司已决定在生产厂改造中引人低污染黄铁矾法。表一 不同铁矾法金属回收率元素金属回收率/%常规黄铁矾法低污染黄铁矾法Zn94～9798～99Cd94～9798～99Pb～75>95Ag～75>95Au～75>95Cu～90>95表二 不同铁矾渣组成元素常规黄铁矾法低污染黄铁矾法Fe25%～30%32.40%Zn2～60.25Cd0.05～0.20.001Pb0.2～2.00.05Ag10～15g/t4g/tAu0.6g/tCo0.01%0.00%Cu0.1～0.30.016[next]    我国长沙矿冶研究院马荣骏等于20世纪80年代开展了低污染黄钾铁矾法的研究，也得到了较好的结果。我国赤峰冶炼厂已采用低污染黄钾铁矾法进行工业性生产，取得了良好的经济效益和社会效益。

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

镍钴复盐硫酸化焙烧酸浸办法，触及一种从首要物料成份为镍钴铜的硫酸复合盐和镍钴铜硫化物中收回有价金属的办法。其特征在于其进程是将镍钴复盐细磨后加硫酸进行焙烧，再将焙砂进行酸浸，浸出液进入电积钴流程，浸出渣回来焙烧工序处理。本发明的办法，选用镍钴铜硫酸盐混合物料硫酸化焙烧，将其间镍钴铜转化为可溶性硫酸盐，并将该物猜中的悉数除掉，焙砂进行酸性水溶液浸出，镍钴铜浸出率到达98％以上，是一个成本低而金属收回率高的工艺。

德尔尼铜矿是20世纪六七十年代发现的大型铜钴矿床，现已建成日处理原矿石8kt，年处理240万t的采选联合体系，每年将有100多万t的尾矿进入尾矿库。德尔尼尾矿含铁40.7%、硫38.5%、铜0.35%、锌0.81%、金0.44g/t、银7.6g/t、钴11.3g/t。铁、硫含量高，有价金属含量丰厚，具有极为可观的开发利用价值。硫铁矿制酸烧渣经处理后可制得合格铁精粉外售，一起烧渣中含有Cu、Co、Au、Ag等有价金属元素，因而硫铁制酸烧渣作为二次资源，是一种很好的归纳利用质料。    一、试验物料硫精矿首要用于欢腾焙烧制酸，一起余热发电，焙烧温度一般控制在800～900℃。为模仿实践出产状况，欢腾焙烧试验温度控制在850℃，产出的烧渣为后续试验供给试样。     硫精矿含Au0.32g/t、Ag6.47g/t、其他多元素化学分析成果（%）：Cu0.31、Co0.073、Zn0.29、TFe44.9、TS47.9、MgO 0.25、CaO1.11、SiO21.22。硫精矿粒度很细，其间-0.074mm占90.67%，-0.038mm占55.37，对过滤及焙烧除尘发生晦气影响。硫精矿堆密度2.35g/cm3。     硫精矿经850℃欢腾焙烧后，烧渣含Au 0.22g/t、Ag 6.22 g/t，其他多元素化学分析成果（%）：Cu0.45、Co0.11、TFe63.4、TS1.42。可见，烧渣中Fe、S、Cu元素均未到达合格铁精粉的要求；Cu、Co元素均得到富集。烧渣堆密度1.30g/cm3。     二、试验进程及试验成果与评论    （一）酸浸试验     1、浸出时刻对浸出率的影响     酸浸条件：850℃欢腾炉烧渣，初始酸浓度100g/t，液固比2∶1，酸浸温度80℃，酸浸渣水洗4次，试验成果见表1。 表1  浸出时刻对浸出率的影响酸浸时刻渣计浸出率/%CuCoFe170. 1762. 001. 97274. 4464. 721. 42374. 4465. 621. 44478. 7062. 000. 98676. 4963. 701. 35     由表1可见，铜、钴浸出率跟着酸浸时刻增加而，当浸出时刻超越4h，铜、钴浸出率不再进步；考虑到实践出产状况，挑选酸浸时刻2h。     2、初始酸浓度对浸出率的影响     酸浸条件：850℃的欢腾炉烧渣，液固比2:1，酸浸时刻2h，酸浸温度80℃，酸浸渣水洗4次，试验成果见表2。 表2  初始酸浓度对浸出率的影响酸浸时刻渣计浸出率/%CuCoFe2057.2647.371. 544061.5350.090. 446070.0858.261. 698076.4963.701. 7510070.0857.351. 7112067.9457.351. 9016076.4965.521. 7520074.3662.791. 46     由表2可见，当酸浓度在20～80 g／L时，跟着酸浓度的增加，铜、钴浸出率升高，酸浓度80 g／L时，浸出率最高；再持续增加酸浓度对铜、钴浸出率影响很小。归纳考虑出产本钱、设备要求及后续工艺等要素影响，取初始酸浸浓度40 g／L。     3、还原剂对浸出率的影响     别离选用钠与二氧化硫气体作为还原剂。酸浸条件：850℃的欢腾炉烧渣，初始酸浓度100 g／，液固比2:1，酸浸温度80℃，酸浸渣水洗4次，酸浸时刻2h。试验成果：钠作为还原剂时铜和钴的浸出率别离为74.36%和64.61%；二氧化硫气体作为还原剂时铜和钴的浸出率别离为80.77%和71.87%。     与表2成果比较可见，参加还原剂对铜、钴浸出率均有进步，且二氧化硫气体作为还原剂的铜、钴浸出率进步更显着。考虑到工业实践状况，主张通入二氧化硫作为还原剂。     4、水洗次数对脱硫的影响     酸浸、过滤后，增加新水拌和、过滤，每次拌和时刻为10 min，液固比1.5∶1。分析酸浸渣中硫元素，试验成果见表3。     从表3可见，对未通入S02酸浸得到的酸浸渣，拌和水洗5次均可将硫降低到0.1%以下；对通入S02酸浸得到的酸浸渣，拌和水洗6次硫含量仍在0.4%左右；考虑到工业出产实践状况，可选用稠密洗刷——过滤洗刷——1～2次拌和水洗。 表3  水洗次数对脱硫的影响初始酸浓度 ／（g·L-1）酸浸渣S 含量／%水洗次数200. 264次(未通S02)200.0715次(未通S02)400.214次(未通S02)400.0625次(未通S02)1000.264次(未通S02)1 000.  105次(未通S02)400.565次(通入S02)400.386次(通人S02)     5、循环酸浸对浸出率的影响     酸浸条件：850℃欢腾炉烧渣，初始酸浓度40g/L，液固比1.5∶1，酸浸温度80℃，酸浸时刻2h，未通入S02，将过滤后的40%酸浸液量回来浸出，一起补加硫酸及水，酸浸条件同上。酸浸渣水洗2次，试验成果见表4。     由表4可见，从酸浸渣元素分析来看，循环酸浸基本上不影响铜、钴、铁的浸出率；从酸浸液分析来看，循环酸浸可进步溶液中铜、钴浓度。     （二）归纳酸浸     依据酸浸试验得到的最佳工艺参数进行归纳酸浸，酸浸条件：初始酸浓度40 g／L，液固比1.5：1，酸浸温度8 0℃，酸浸时刻2h，通入S02，酸浸渣水洗7次。成果标明，渣计铜、钴浸出率别离到达了70.08%、60. 07%，而液计铜、钴浸出率仅50.67%、49.65%。原因为试验及化学分析等存在累积差错，这儿以渣计为准。 表4  循环酸浸对浸出的影响样品酸浸渣／%渣计浸出率/%酸浸液/（g·L-1）每吨烧渣耗酸量/tCuCoFeSCuCoFeCuCoFeH2So410.170.05165.691.0763.6753.722.991.260.35.4126.518.920.180.05464.630.8961.53514.562.040.57.9330.428.4     （三）调理PH 酸浸液中硫酸浓度20～30g/L，考虑到本钱及试剂特色，用石灰石调理PH= 1.5～2.0，然后过滤，过滤送人萃取。试验标明，石灰石用量大约为每立方酸浸液18kg。     （四）铜萃取试验 萃取齐选用选用Lix984N，稀释剂为火油。选用一段萃取，比较1:1，萃取剂浓度5%，拌和3～5min。成果标明，铜萃取率到达93.6%，钴、铁简直不被萃取。 负载有相机相选用180 g/L H2S04反萃，比较1:1，拌和3～5min。成果标明，铜反萃取率到达93.8%。     （五）化提金试验     取归纳样酸浸渣，液固比1.5∶1，用Ca(OH)2调理PH=10.5～11，活性炭用量20～30g／L，NaCN量别离为每吨酸浸渣3～10kg，浸出时刻24、48h。     成果标明，Au、Ag的浸出率别离仅为37.5%、26.7%。因为烧渣中金银含量过低，选用全泥化-炭浆法收回烧渣中金银经济上不可行。     （六）除铁、沉钴试验     除铁条件：80℃、石灰石调理PH5左右、参加H2O2氧化剂（或通人空气）、时刻2.5h。成果标明，除铁率>99.9%，石灰石消耗量每立方萃余液22kg。     用Na2C03沉钴，PH=8～8.5,80℃。成果标明，沉钴率>98.5%，Na2C03消耗量每立方萃余液3kg。     三、定论     (1)选用欢腾焙烧——酸浸——萃取——除铁沉钻工艺可得到合格的铁精粉(Fe>65%、S     (2)酸浸工艺参数：一段酸浸、初始酸浓度40g／L、酸浸温度80℃、浸出时刻2h、通入S02作为还原剂、酸浸渣拌和水洗7次。铜、钴渣计浸出率别离为70.08% .60.07%；     (3)铜萃取率93.6%，反萃率93.8%，萃余液除铁率>99.9%，沉钴率>9 8.5%；     (4)用全泥化——炭浆法收回烧渣中金银经济上不可行，Au、Ag化浸出率别离为37.5%、26.7%。

初始溶液中钴铁摩尔比对钴取代FE3O4中铁的影响.pdf

钴 cobalt 　　元素符号Co，银白色铁磁性金属，表面抛光后有淡蓝光泽,在周期表中属Ⅷ族,原子序数27,原子量58.9332，密排六方晶体，常见化合价为+2、+3。 　　1735年瑞典化学家布兰特（G.Brandt）制出金属钴。1780年瑞典化学家伯格曼（T. Bergman）断定钴为元素。长期以来钴的矿藏或钴的化合物一向用作陶瓷、玻璃、珐琅的釉料。到20世纪，钴及其合金在电机、机械、化工、航空和航天等工业部分得到广泛的使用，并成为一种重要的战略金属，消费量逐年添加。我国于50年代开端从钴土矿、镍矿和含钴黄铁矿中提钴。 　　资源 已知的含钴矿藏约100种。首要的钴矿藏为：硫钴矿(Co3S4)、纤维基石(CuCo2S4)、辉砷钴矿(CoAsS)、砷钴矿(CoAs2)、钴华(3CoO·As2O5·8H2O)等。国际上的首要钴矿有四种类型:①铜钴矿,以扎伊尔、赞比亚储量为最大,扎伊尔的产钴量占全国际产值的一半以上;②镍钴矿,包含硫化矿和氧化矿;③砷钴矿；④含钴黄铁矿。这些钴矿含钴均较低。海底锰结核是钴的重要前景资源。从含钴废猜中收回钴也日益遭到人们的注重。1979年国际（我国在外）矿山产钴量和钴储量见表。   　　我国已探明的钴储量最大的是甘肃金川硫化镍矿中伴生的钴。云南的硅酸镍矿以及四川、山东、湖北、山西、广东等地的黄铁矿中也含有钴。 　　性质和用处 在常温下，细密金属钴在空气和水中安稳,高于300℃时，钴在空气中开端氧化。赤热的钴能分化水放出氢。氢复原法制备的细金属钴粉在空气中能自燃生成氧化钴。  　　含钴高温合金在 900～1000℃下仍有很高的强度和抗蠕变功能，多用于制造喷气发动机的耐高温部件。钴能进步铁基、铝镍基和稀土金属合金的磁饱满强度和居里点，使其具有高矫顽力，是电气工业中的优秀磁性材料。钴是硬质合金的粘合剂。金属部件用钴合金涂层和表面硬化后，其机械功能明显进步。钴的氧化物是陶瓷制品的脱色剂和颜料；珐琅中的含钴釉料可使珐琅同钢更好地粘结在一同。钴的有机化合物在油漆中作催干剂。钴还在化工出产中用于碳氢化合物的水合、脱硫、氧化、复原等方面。60Co是γ射线源,用于物理、化学、生物研讨和医疗部分。 　　冶炼 钴矿藏的赋存状况杂乱，矿石档次低，所以提取办法许多并且工艺杂乱，收回率低。一般先用火法将钴富集或转化为可溶性状况，然后再用湿法使钴进一步富集和提纯，终究得到钴化合物或金属钴。首要提钴工艺流程见图  　　硫化镍矿提钴 硫化镍精矿一般含镍4～5％，含钴0.1～0.3％。镍的火法熔炼过程中，因为钴对氧和硫的亲合力介于铁镍之间（见氧势图），在转炉吹炼高冰镍时，可控制冰镍中铁的氧化程度，使钴富集于高冰镍或富集于转炉渣，分别用下述办法提取：①富集于高冰镍中的钴，在镍电解精粹过程中，钴和镍一同进入阳极液。在净液除钴过程中，钴以高价氢氧化钴的形状进入钴渣，钴渣含钴6～7％，含镍25～30％。从此种钴渣提钴的一种办法是：将钴渣参加硫酸溶液中，通二氧化硫使之溶解，制得含硫酸镍、硫酸钴和少数铜、铁、砷、锑等杂质的溶液；再用活性镍粉置换除掉铜；通空气，氧化水解除掉铁，通氧化，加苏打中和沉积钴，若所得氢氧化钴含镍较高,可再次溶解、沉积别离钴镍,使其含镍小于1％；经煅烧制得氧化钴出售,也可将氧化钴制成粗金属钴，经电解精粹得电解钴。加拿大和苏联的镍厂都用此法收回钴。我国的工厂也有相似作法。从钴渣提钴的另一种办法是以钠作复原剂，将钴渣溶解于硫酸溶液中,得到含硫酸镍、硫酸钴和少数铜、铁、锰、锌等杂质的溶液，而后用黄钠铁矾法除掉溶液中的铁（见锌）,用烷基磷酸类如：二-2-乙基己基磷酸(D-2-EHPA)或其他烷基磷酸酯类萃取剂萃取其间的铜、铁、锰、锌等,并别离钴镍。萃取过程中取得的氯化钴溶液,用除钙、镁后,再用草酸铵沉积钴。所得草酸钴在450℃下煅烧，得到的氧化钴粉，可作为终究产品，也可用氢复原法制取金属钴粉。②富集于炼镍转炉渣中的钴，在复原硫化熔炼过程中，与镍一同转入钴冰铜(见锍)。转炉渣成分一般为：钴0.25～0.35％，镍1～1.5％；钴冰铜成分一般为：钴1～1.5％,镍5～13％。钴冰铜能够直接浸取（常压或加压酸浸），也能够将钴冰铜焙烧成可溶性化合物后再酸浸。浸出液可按钴渣提钴工艺流程处理。　　加拿大舍利特高尔顿公司(Sherritt Gordon MinesLtd.)用高压浸法处理硫化镍精矿和高冰镍时,钴留于镍的氢复原尾液中，通于尾液，得硫化钴和硫化镍的混合沉积物。此混合物用硫酸高压浸出、净化除杂质后，通氧、加、加压,使二价钴氧化成可溶性的[Co(NH3)5·H2O]2(SO4)3，而镍则以镍铵硫酸盐形状沉积出来，完成镍钴别离，溶液用高压氢复原产出钴粉，也可用萃取法净液、别离出镍后电积得电钴。　　含钴黄铁矿提钴 国际上从含钴黄铁矿中提钴较有代表性的工厂是芬兰科科拉钴厂（ Kok－kola Cobalt Plant）,精矿焙烧脱硫后，再配以部分精矿在流态化炉内进行硫酸化焙烧，再经浸出、稠密、洗刷，浸出液通使钴呈硫化钴沉积。再利用上述舍利特高尔顿的高压浸出法和高压氢复原法出产钴粉。我国含钴黄铁矿的钴档次较低，仅为0.02～0.09％。浮选产出的钴硫精矿含钴0.3～0.5％,硫30～35％,铁35～40％。钴硫精矿在流态化焙烧炉内于580～620℃下进行硫酸化焙烧，使钴、镍、铜等金属转化为可溶性的盐类。焙砂用水或稀硫酸浸出,用将浸出液中的铁氧化成高价铁后,用脂肪酸钠顺次萃取铁和铜。然后,通入使钴氧化,加碱水解生成高价氢氧化钴沉积，而与镍别离。在反射炉内使氢氧化钴脱水、烧结，烧结块配以石油焦和石灰石在三相电弧炉内复原熔炼成粗金属钴。粗钴浇铸成阳极，进行隔阂电解，得到纯度较高的金属钴。钴硫精矿也可先经900～950℃氧化焙烧，再配以氯化钠或氯化钙以及少数的钴硫精矿于 680℃下进行硫酸化氯化焙烧。焙砂按上述流程提钴。 　　砷钴矿提钴 砷钴矿经选矿得到含钴10～20％的精矿，其间含砷20～50％。处理砷钴矿的办法首要有两种，一种是先用火法熔炼产出砷冰钴，再用湿法提钴。另一种是用加压浸出法制得含钴溶液，再从中提取钴。我国选用前者：将精矿配以焦炭和熔剂在反射炉或电炉内熔炼,使部分砷呈蒸发,产出砷冰钴(旧称黄渣)。如质料含硫高，还产出部分钴冰铜。砷冰钴和钴冰铜磨细后焙烧，进一步脱砷和硫;焙砂用稀硫酸浸出,用次氧化浸出液中的铁,再用苏打调整pH为3～3.5,使铁成为氧化铁和铁沉积。滤液用铁屑置换除铜后，用次使钴氧化，加碱水解生成高价氢氧化钴沉积而与镍别离。所得氢氧化钴在反射炉内于1000～1200℃下煅烧，取得氧化钴，并使其间的碱式硫酸盐分化，将硫除掉。然后配入木炭，在反转窑内于1000℃左右复原成金属钴粉。也可将氢氧化钴熔炼成粗金属钴，再进行电解得电钴。焙砂的浸出液也可和前述硫化镍矿提钴相同，选用萃取法净液别离提钴。　　加压酸浸法处理砷钴精矿是将精矿用稀硫酸浆化，用高压釜浸出，操作压力35公斤力／厘米2，温度190℃，浸出时刻3～4小时，钴的浸出率95～97％。浸出液除砷、铁、铜、钙等杂质后，参加液，使钴构成钴络合物，在高压釜内，用氢复原得到钴粉，操作压力50～55公斤力/厘米2，温度190℃。此法流程简略，收回率高,劳动条件好。 　　铜钴矿提钴 扎伊尔的卢伊卢厂 ( Luilu CobaltPlant)是国际上处理铜钴矿最大的钴厂。铜钴矿经选矿取得氧化精矿和硫化精矿。氧化精矿档次为:铜25％,钴1.5％；硫化精矿档次为：铜45％，钴2.5％。首先将硫化精矿在流态化焙烧炉内进行硫酸化焙烧，然后将焙砂和氧化精矿一同用铜电解废液浸出。氧化精矿中的钴首要呈三价氧化物形状，在硫酸中溶解度很小，但在铜电解废液中可由其间的亚铁离子将钴复原，溶于电解废液中，Co3+(不溶性)+Fe2+ ─→Co2+ (可溶性)+Fe3+。 　　钴的浸出率可达95～96％。含钴和铜的浸出液用电解法分出铜，而钴和其他金属杂质留在溶液中。除杂质后，将溶液中的钴用石灰乳沉积为氢氧化钴，再溶于硫酸中，得到高浓度的硫酸钴溶液，终究用不溶阳极电积金属钴（见水溶液电解）。

注：分化焙烧原始烧渣中的含量%：21.98S总；Sso4无；3.67As；烧渣产率为64.8%。硫酸钠添回量为烧渣分量的10%。 分化焙烧后的烧渣应在砌有粘土砖的马佛炉内进行硫酸化焙烧。往原始产品中增加硫酸钠（Na2SO4·10H2O），其量为烧渣分量的10%。在焙烧时增加硫酸钠可进步有色金属硫酸化的速度和程度，以及进步硫酸盐在不分化状况下存在温度规模。 硫酸化焙烧后的烧渣（其磨矿细度为95%-0.074毫米）的浸出分两段进行：开始时用热水，然后用10%硫酸溶液浸出，其温度为60～70℃。每段浸出时刻为2小时。矿浆液：固=4:1。需求两段浸出的原因在于烧渣中钴的存在方式不同（硫酸盐、氧化物、盐等）。 * I段焙烧的温度为450～500℃； II段焙烧的温度为600～650℃ ** 7.5%NaOH；温度为90℃；时刻为24小时。 曾对有色金属硫酸化的程度和其进入溶液的状况与焙烧温度和时刻的联系，以及硫酸化焙烧的温度对脱硫程度的影响作了研讨（见表1）。研讨成果证明，分化焙烧后烧渣硫酸化处理的温度不该超越600℃。在焙烧温度为500～600℃，时刻为3小时条件下，转入兼并后溶液（水和硫酸溶液）中的钻、铜和镍的收回率别离为86.3，87.6和59.9%。 将硫酸化焙烧的温度进步到700℃，就会导致硫酸盐的分化，并下降钻和铜转入溶液的收回率。但是在最佳的硫酸化焙烧准则下，呈水溶液状况的钴、铜和镍的含量别离为51.6；63和42%，转入硫酸溶液中呈氧化物状况的金属含量别离为34.7%钴，24.6%铜和17.4%镍。在硫酸溶液中铁的溶解量不超越精矿中原始铁含量的3%。 因为精矿通过了两段焙烧，总的脱硫率为79.8%，其间在分化焙烧时仅为6.81%。在这种状况下，从精矿中收回的砷为98.6%，其间在分化焙烧时为93.22%。 在相同的焙烧温度、最-佳硫酸化剂耗量（H=SO4为400公斤/吨）和相同的硫酸钠增加量的条件下，对氧化焙烧后的烧渣进行硫酸化处理时，通过两段浸出后有色金属转入兼并溶液的收回率为钴81.4%，铜85.3%。这个数字说明晰这些金属转入溶液的收回率别离比分化焙烧后的焙砂进行硫酸化焙烧时下降了4.9%和1.3%。 对分化焙烧后的烧渣进行硫酸化焙烧时，若将硫酸钠的增加量从10%降到5%时，那么转入兼并溶液中的有色金属收回率就会下降，钴下降8.7%，铜下降3%。在对硫酸化焙烧后的烧渣进行浸出时，将矿浆的液固比由4：1进步到10：1，对各种金属的收回率无影响。 从兼并硫酸盐溶液（其比为1：1）中收回各种金属是依照已知的水合流程用来完成的。该 兼并溶液中含有2.17克/升钴，2.06克/升铜，9.5毫克/升镍；0.53克/升铁，1.04克/升砷；其pH=1.8。一起也获得了合格的供应产品：铜产品含Cul5.6%，收回率82.6%'钴产品含C024.3%，收回率80.5%，贵金属精矿，其含As0.29%，转入贵金属精矿中的金、银收回率别离为98.6%和89.1%。 在沉积出As、Fe、Cu、和Co之后，硫酸盐溶液中含有：（毫克/升）1.2Cu；17.1Co； 2.0Fe；0.023As。在将其排弃之前，有必要除掉其间的硫酸盐-离子和有色金属。为此，首要需求用石灰乳溶液，然后用溶液加以处理。用处理时，温度应在50～60℃，还须拌和2～3小时。的数量应当为用化学计算法算出的生成有色金属硫化物所需量的1.5倍以上。 曾对用化法从处理精矿所得的各种产品中收回贵金属进行了研讨（图2）。化条件如下：称取原始产品50克；矿浆中试剂浓度：0.1%NaCN，0.02%CaO，200克/吨PbO；液：固=3：11化时刻为36小时。 表2中数据标明，对原始精矿及其处理后的各种产品进行化时，贵金属的收回率低。原因在于在氧化焙烧和硫酸化焙烧的烧渣，以及硫酸化焙烧烧渣的浸出渣中的细粒涣散金呈极细色裹体存在于赤铁矿颗粒中，从而使金粒难以同化溶液触摸。在进行分化焙烧时，细粒涣散金处在磁黄铁矿的颗粒中，使化溶液无法进入。赤铁矿中金解离的一种或许办法是无机酸溶解赤铁矿。但该办法在经济上不合算。 依据屡次实验成果和硫酸化焙烧后烧渣浸渣组分（其间含9.98%Si2；5.28%CaO；2.43%Al2O3；0.67%Mg；80.0%Fe2O3；0.3%C；0.23%Cu；0.29%As），以为在有色金属冶炼厂处理这种产品，收回贵金属是最合适的。引荐的用火法-湿法冶金办法处理金-钴-砷精矿的工艺流程如图2所示。

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

A  黄铁矾法除铁原理    a  黄铁矾沉淀组成及热力学稳定性    黄铁矾的分子式通常可以写成A20·3Fe203·4S03·6H20或AFe3（S04）2（OH)6，或A2[ Fe6( SO4）4（OH）12，式中A代表一价阳离子，即可以是K+、Na+、NH4+、Rb+、Ag+、—Pb2+或H3+O等，例如：    黄钾铁矾：KFe3（S04）2（OH）6,其化学组成：K20 9.41%，Fe203 47.83%，S03 31.97%，H20 10.79%。黄钠铁矾：NaFe3（S04）2（OH）6，其化学组成：Na20 6.4%；Fe203 49.42%；S03 33.04%，H20 11.14%。黄铵铁矾：NH4 Fe3（S04）2（OH）6，其化学组成：（NH4）2O 5.43%，Fe203 49.93%，S03 33.37％，H20 11．27％。    这些化合物通常称黄钾铁矾或黄铁矾。在自然界里，有些矿物具有类似的组成，相同的结构和结晶形态，即所谓类质同晶。所谓矾，是一系列类质同晶矿物的总称，而黄钾铁矾是矾中的一种。    波北兹涅克和麦尔文研究了Fe203-S03-H20三元系在某些温度下的平衡情况，如下图所示。所有碱式盐、酸式盐及正盐都位于三元系相图内部，这是由于它们都含有结晶水的缘故。无水硫酸高铁位于Fe203-S03二元系线上，但它在50℃和75℃的条件下不是平衡相，即不会从溶液中以这种成分析出，因而没有在图上出现。按照平衡固相来分类，图大致可分成以下三类区域：    平衡固相是氧化铁的水化物。这是一个非常狭小的区域，位于图中最左端的三角形1中。在这个区域内，从液相析出的固相是一水氧化铁或三水氧化铁。由于后者是介稳相而不是平衡相，因而未在图上标出。液相线基本上不和Fe203-S03二元系边线相交，因而氧化铁的水化物在水中的洛解度非常小。三角形1远离组分S03，表示系统酸度非常低，高铁以氢氧化铁和针铁矿的形态从铸旅由析出需要符合这种条件。黄铁矾除铁必须偏离这个区域，即必须使溶液保持一定酸度。[next]    平衡固相是碱式盐或碱式盐和氧化铁水合物的混合物。三角形2-7都属于这样的区域，它们由液相和固相很合组成。可以看出，三角形2的平衡固相是氧化铁的水合物和含结晶水的硫酸高铁碱式盐（3Fe203·4S03·9H20），在3-7中，平衡固相则为一种或两种不同的碱式盐。    平衡固相是正盐、酸式盐或它们的混合物。三角区域9-13就属于这样的区域，体系中S03%的增加将使平衡液相线即母液的含铁量急剧下降。这些区域的特点是平衡液相线含有很高的S03%。与黄铁矾沉铁直接有关的是区域2-3，与它们相应的稳定平衡固相是碱式盐草黄铁矾3 Fe203·4S03·9H20，也可以写成［H(H20)］20·3 Fe203·4S03·6H20，不论在成分或物理化学性质方面都和黄钾铁矾非常相近。所以当溶液中存在K＋、Na+、NH4+时，平衡固相将由更为稳定的黄铁矾所代替。随溶液酸度减小，黄铁矾趋于不稳定，并将转变为含水氧化铁。为使高铁以铁矾析出，必须使溶液保持一定酸度。    从硫酸铁溶液中沉淀铁矾的反应如下：    3Fe2（S04）3＋6H2O ==== 6Fe(OH)S04＋3H2S04    4Fe（OH）S04＋4H20 ==== 2Fe2（OH) 4 S04＋2H2S04    2Fe（OH）S04＋2Fe2（OH）4S04＋2NH40H ====（NH4）2 Fe6（S04）4（OH）12    2Fe（OH）S04＋2Fe2（OH）4S04＋Na2S04＋2H20 ==== Na2Fe6（S04）4（OH）12＋H2SO4    2Fe（OH）S04＋2Fe2（OH）4S04＋4H20 ====（H30）2 Fe6（S04）4（OH）12    黄铁矾形成时，有硫酸产生。必须将酸中和，反应才能继续进行。在锌冶炼中通常采用焙砂作中和剂。在其他情况下可用Fe203 、Na2C03等作中和剂。    黄铁矾结晶的形成需要的是Fe3+，在实际的工业滤液中均含有比例不等的Fe2+，因此氧化Fe2+成为Fe3+是结晶前的首要步骤。氧化剂有KMn04, Mn02 , C12 , NaC1O3和过氧硫化物等。在湿法炼锌工业实践中，多用02或空气为氧化剂。沉矾速度是人们关注的重要问题，长沙矿冶研究院马荣骏等做出了系统的动力学方面的工作。    b  一价阳离子对结晶的影响    黄铁矾的生成条件是，溶液中必须有Na＋，K+或NH4+等离子。通常使用的化合物有NH40H，（NH4）2S04，NH4HC03,Na0H,Na2S04及KC1等。一价离子加入量必须满足化学式AFe3（OH）6所规定的原子比，即Fe/A必须等于或大于3方能取得好的除铁效果。不同种类和数量的一价阳离子除铁效果如下图。由图可知，钾离子效果最好，钠和铵离子效果接近。[next]       c  溶液酸度对沉淀的影响    溶液pH值对黄铁矾的稳定性和沉淀率有重要影响。黄铁矾在形成过程中产生大量酸，酸度增高将降低铁的沉淀量和速率。沉淀母液中Fe3＋浓度与硫酸浓度的关系，理论上为CFe3+ /CH2SO4＝0.004,但工厂操作时上述比值常取0.01。有人研究了温度-pH值关系，如上图右所示。图中阴影部分是黄铁矾稳定存在的区域。表明在低pH值下，必须在较高温度下黄铁矾才能稳定存在：20℃时,pH值范围是2～3；100℃时，pH值范围是1～2.3 ；而在200℃时，pH值则为0～1.2。实际上，pH＜2.5，溶液电位大于0.60V和Fe3＋浓度大于0.001 mol/dm3，黄铁矾即可以稳定存在。下图示出了电位与pH值关系图。表明黄铁矾在pH =0.5 ～2.5范围内是稳定的。[next]        d  反应温度对沉淀的影响    黄铁矾在室温下形成的速度非常缓慢。如在25℃时由K2S04-Fe2（S04）3溶液中沉淀钾铁矾，在水相pH值为0.82～1.72范围内，需要1～6个月。如将温度升到100℃，数小时后沉淀则已近于完全；温度若达到180～200℃，黄钾铁矾则开始破坏。    沉矾的操作温度要求高于85℃，温度对沉淀结果的影响如上图右所示。温度低不仅沉淀缓慢而且过滤困难。黄铁矾在酸性介质中的溶解度随温度升高而急剧下降。

A  针铁矿法除铁原理    a  针铁矿的结构及热力学安稳性    针铁矿是含水氧化铁的首要矿藏之一，常称为α型-水氧化铁，它的组成为α - Fe203·H20或Fe00H，与纤铁矿（γ-Fe00H）是同质多象变体。    从近代化学观念看，针铁矿归于无机高聚物领域。用分子式Fe00H标明的单位并不独立存在。针铁矿分子式的写法应为[α-Fe00H]n，其间n是一个比较大的数字，坐落八面体中心的高铁离子具有很强的极化才能，它能使周围配位离子的外层电子云发作违背。导致正负离子外层电子云彼此堆叠，并构成共价键。    氧化-复原电位和pH是操控铁在水溶液中行为的两个重要因素。氧化环境促进铁沉积，复原环境促进铁溶解。酸性条件一般有利于铁溶解，碱性条件则促进铁沉积。针铁矿在水溶液中的化学反响通式为：                      Fe00H＋（3-n) H+ ==== Fe(OH)n（3-n)+＋(2-n) H20    假定固相和水的活度都等于1，则平衡常数K0＝αFe(OH)n(3-n）+ /αH+（3-n)，（其间n＝0，1，2，3，4)。所以：                              lgαFe(OH)n（3-n)+  = lgK0 - (3 - n)pH    下表列出了针铁矿有关反响的平衡常数值。可见随水溶液酸度下降，溶液中Fe3+离子含量明显下降，即1gK0值减小。针铁矿溶解反响的有关参数反响Lg αFe（III）Lg αFe（III）LgK0298LgK0368LgK0413PHFeOOH+3H+ === Fe3++2H2OLgK0-3pH-33.961.15-0.63FeOOH+2H+ === FeOH2++H2OLgK0-2pH-20.94-0.51-1.44FeOOH+H+ === Fe（OH）2+LgK0-pH-1-2.38-2.9-3.24FeOOH+H2O === Fe（OH）3LgK00-6.53-5.36-4.61FeOOH+ 2H2O === Fe（OH）4-+H+LgK0-pH1-18.72-18.556-18.45FeOOH+4H+ == Fe2（OH）24++2H2O1 LgK0-2pH -15.581.21-1.6  2[next]     依据上表所列平衡常数的核算值绘出的针铁矿溶解度曲线图如下图所示。图中虚线标明有关络离子的首要存在区间，实线则标明固相线。在固相线以下，溶液是安稳的，不会有针铁矿沉积；而在固相线以上，溶液是不安稳的，针铁矿将趋于分出。络离子的改变是突变的。在虚线上相邻两种离子的浓度持平，而且当pH3时，[SO42-]＜0.1 mol/dm3时，对针铁矿溶解度的影响不大。    b  高价铁离子复原    从含铁水溶液中除掉Fe3+的多少视沉积物的溶解度而定。沉积物存在形状及转化进程可暗示如下：    新沉积的氢氧化物由一些化合物组成，其溶解度受混合物中最易溶解的化合物分配。“生动”标明固体发作改变，新沉积的生动非晶形Fe（OH) 3渐渐地转化为针铁矿结晶和较安稳的非晶型氢氧化物，在100℃下完结转化约需一天。这对一般工业操作是不易完成的，而且转化后的终究产品仍然是一种含很多Fe(OH)3的混合物。因而挑选杰出的针铁矿沉积条件，取得纯洁的易于过滤的沉积物是十分重要的。从热力学视点对单一铁化合物的沉积条件进行的深入研讨可用Fe203-S03-H20系下图标明，一起标明，只有当硫酸盐溶液中Fe3+浓度很低时，才或许构成针铁矿沉积。[next]    B  针铁矿法在湿法炼锌中的运用    比利时巴比伦厂湿法处理浸渣运用了针铁矿法，其流程图如下图所示。该图标明，它是浮法和老法相结合的工艺流程，新法是酸浸中浸出渣，用针铁矿法处理酸浸液除铁。 [next]     中性浸出渣运用50g/dm3硫酸浸出，各金属提取率分别为Zn 80%，Cu 85 %，Fe 80 %，Cd 90%在85 ℃下浸出6h，所得浸液含Zn60g/dm3，Fe3+25g/dm3，H2SO4 50g/dm3及Cu,Cd,As,Ga,Ni,Co等。选用针铁矿法除铁，为使沉积液中Fe3+始终保持小于1 g/dm3，巴伦厂选用闪锌矿为复原剂。操作温度90～95℃，时刻6～8h。一般复原剂参加量需求过量15%～20%。选用焙砂为中和剂，中和反响约需1h，使酸度从50g/dm3降到2～3 g/dm3。低铁氧化运用空气或氧气。假如溶液PH值从2.2增至3.5，则针铁矿沉积速度增加一倍。碱离子对沉铁影响如下图所示。标明钠离子含量小于2g/dm3，假如沉积pH＞2，对针铁矿沉积无影响；假如pH＝4.0，将会有部分α -Fe203构成。对含锌57％，含铁8％的焙烧矿，随针铁矿渣丢失的锌约1.4%～2.8%，所得针铁矿渣组成为：Fe 41.35％，Zn 8.5％，Pb 2.2%，Ag 0.0119%，Cd 0.05%，Cu 0.5%，As 0.54%，Sb 0. 067%，Sn0.06%，Co 0.0118%，Ni 0.0101％，K 0.17%，Na 0.07％。    比利时霍博肯一奥维尔佩特冶金公司奥维尔佩特厂是1974年5月投产的年产100 kt锌的湿法炼锌厂（1985年达120 kt）。残渣用针铁矿法处理，流程如下图所示。中性浸出除了溶解锌外，其意图还在于用水解法沉积铁以及除掉一系列有害杂质。因而溶液中本来存在的以及从针铁矿作业回来的溶液中带来的二价铁离子在拌和浸出槽底部被鼓入空气氧化，固体物在稠密槽中别离后选用PH值为3的弱酸浸出以溶解更多的锌、铜、锡。浸出渣含有铁酸锌、铅、银和慵懒物质，选用热酸和过热酸浸出的两段逆流体系，在过热酸浸出终酸浓度达120g/dm3时，锌、铁简直悉数溶解。终究渣含铅、银和大部分二氧化硅和氧化钙。经两次浸出后得到的溶液含有大约锌l00g/dm3、铁25～30g/dm3、硫酸50～60g,/dm3。运用ZnS作复原剂，复原后液仍含有硫酸50 ～60g/dm3，用焙砂中和至含酸3～5 g/dm3。针铁矿沉积是在90℃和pH值为3下进行，空气作氧化剂，针铁矿渣成分见下表。[next]浸出残渣的典型分析元素Pb/Ag残渣S残渣针铁矿渣Zn1.5～3.08～55～9Fe3～57～840～42Pb25～30　　Ag0.1～0.15　　SiO210～14　2CaO2～6　0.7总S15～20504元素S　0～35　     因为老山公司拟定的“V. M”法存在着复原、氧化两道工序，操作上较费事。为简化工艺，国内外均在研讨和运用由澳大利亚电锌公司发展起来的部分水解法（即E. Z )法。“E. Z"法生产上的关醉是喷淋办法与铁渣含锌量的操控，即怎么进步喷淋速度及下降铁渣含锌率。选用“E. Z”法，能够快速而有效地除铁，铁渣的沉降及过滤以及除铁后液的除杂功能均杰出。    我国中南大学的钟竹前，梅光贵等提出了锌复原的针铁矿法，在小试、中试、工业实验基础上曾由水口山四厂进行试生产。现在，我国除温州冶炼厂及水口山四厂有过运用外，在湿法炼锌上还未得到更多的推广运用，但在其他金属湿法工艺除铁中得到了运用，应该认识到该工艺是一个先进的办法，尤其是在该工艺顶用萃取法收回铟，更具优越性[1]，估量在我国将来会得到进一步的推广运用。    参考文献：    1 马荣骏，《湿法冶金》1997年，No.1：59～61。

B  锌精矿加压酸浸中有关硫化物的行为    硫化锌加压浸出的基本反应是                                     1                         ZnS＋H2S04＋——02 —→ZnS04+H20＋S                                     2    当系统内缺乏传递氧的物质时，上述反应进行得很慢，但锌精矿中铁溶解后，铁离子即是一种很好的传递氧的物质。通过铁离子的还原、氧化来加速ZnS的浸出过程。                         ZnS＋Fe2（S04）3 —→ZnS04+2FeS04+S                                     1                       2FeS04＋H2SO4 ——02 —→Fe2（S04）3＋H20                                     2    在正常情况下，精矿中含有足够的酸溶铁，完全可以满足浸出过程的需要。磁黄铁矿（Fe7S8）或者铁闪锌矿（ZnFeS)中铁的氧化反应与硫化锌氧化反应类似。黄铁矿是惰性的，较难浸出，它的氧化与浸出参数有关，在高温和强氧化条件下，黄铁矿将被氧化成硫酸。    锌精矿中铜通常以黄铜矿的形式存在，可大部分被浸出。                     CuFeS2＋O2＋2H2S04 —→CuS04＋FeS04＋2S＋2H20    方铅矿比较容易浸出生成硫酸铅。                                    1                       PbS＋H2SO4＋——O2 —→PbS04＋S＋H20                                    2    在加压浸出时精矿中非黄铁矿的硫化物一般情况下仅有5%被氧化成硫酸盐。                                  MeS＋202 —→MeS04    生成硫酸铅后会再生成铅铁矾、草铁矾等矾类物质，以及水合氧化铁，由溶液中析出，并使部分硫酸获得再生。    由此可见浸出的结果是锌精矿中的锌转入溶液，铅、元素硫、铁的水解产物留在渣中。硫在浸出时的行为比较复杂，其转化产物主要形式是元素硫、硫酸和HS04-。元素硫的转化率与操作条件有关，酸度高时易生成元素硫，降低酸度使反应向生成SO42-和HS04-方向进行，通常当pH    进入浸出高压釜的物料主要有: 锌精矿矿浆、废电积液和氧气三种物料。该厂的锌精矿主要成分:Zn 49 %，Fe 11%，Pb 5%，S 32%。其粒度80%为-44μm。[next]    首先将锌精矿用球磨机细磨，球磨机与水力旋流器（内衬橡胶）连接闭路循环，旋流器的溢流进入浓缩槽加入少量絮凝剂浓缩后，得到含固体量68%～70%，粒度95%为-44μm的矿浆原料。在矿浆搅拌槽里向矿浆加入表面活性剂，最后用泵送入到高压釜第一室。    废电积液配入浓硫酸，将浓度调到含硫酸165 g/L，与矿浆闪蒸排料槽产出的蒸汽进行热交换，将酸的温度由30℃左右提高到70℃。加压浸出用的氧气纯度为98%，由制氧装置提供。    浸出高压釜如下图所示，直径3.7m，长15.2m，容积103m3，壳体为低碳钢，内衬铅、耐高温涂料和耐酸砖。高压釜有四个室，每个室均有一个搅拌器和隔板。    浸出时进行搅拌，固体颗粒保持悬浮状态，使氧气与矿浆充分混合，锌精矿矿浆和大部分废电积液被泵入第一室，经耐酸砖溢流堰依次由上一室进入下一室，最后进入闪蒸槽。    氧气由前面三个室加入，惰性气体如N2, C02随蒸汽从第一室连续排出以防止其积累。特列尔锌厂高压釜典型操作参数如下：    精矿处理量                         190t/d    精矿／电积液                       145g/L    总压                              1300kPa    温度                              140～155℃    精矿停留时间                       100min    排气中氧含量（干量）                85%    浸出终液H2SO4                      含量30g/L    浸出终液含Fe量                     5g/L[next]    这里的精矿处理量指设计能力，该厂20世纪80年代中期已达到设计能力的250%。浸出温度主要由精矿反应热提供，为了维持高压釜中的热平衡，进入第一室的废电积液进行预热，不预热的废电积液加入第二室。    闪蒸槽的作用有：使高压釜矿浆降至大气压；使闪蒸蒸汽与热矿浆分离以及回收闪蒸蒸汽热量用以预热进人高压釜的废电积液。闪蒸槽与热回收系统如下图所示。    高压釜排出矿浆的温度约115℃，蒸汽经除雾器后送往换热器与配好的酸进行热交换。闪蒸后矿浆的体积约减少8%，再进入调节槽，矿浆用蛇管冷却到80℃，元素硫此时由无定形转变为单斜晶体。    调节槽中矿浆经水力旋流器分级，溢流主要为硫酸锌溶液及铅铁矾和少量元素硫（小于lg/L)等物质，送焙砂浸出系统。旋流器的底流为富硫矿浆（浸出矿浆中有98%的硫均入底流），用浮选法选出精矿，浮选的尾矿与主矿浆系统合并。    硫精矿经过滤洗涤之后与脏硫一起装入锥形熔锅，熔锅中的熔体排入一个装脏硫的地坑，最后由压滤机过滤得到元素硫（S99.7%）及一些残渣。

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。

富钴铁锰壳生成于全球大洋的海山、海脊、海台，那里数百万年来水流不断冲刷岩石，因而没有堆积物。这些富钴铁锰壳从周围严寒的海水中堆积到岩底上，构成最厚达250毫米厚的铺砌层。富钴铁锰壳之所以重要，首要是因为这或许是钴的来历，一起也因为其间含有钛、铈、镍、铂、锰、、碲、钨、铋、锆等其他金属。富钴铁锰壳生成于水深400至4000米处，最厚、含钴量最高的矿壳生成于水深800至2500米处。矿壳的散布和厚度受地崩等重力进程、堆积物外层、水下和水面礁石以及水流的影响。 矿壳在各式各样的底面岩石上生成，因而用遥感数据难以区别矿壳和底层，而遥感数据是开展勘探技能的一个重要方面。幸亏矿壳的伽马辐射高得多，因而据此能够将两者加以区别。矿壳的物理特征包含均匀孔隙度高（60%），均匀表面面积极大（每克300平方米），成长速度极慢（每一百万年1～6毫米）。这些特征有助于将许多有经济价值的金属从海水里吸到矿壳表面。 矿壳由水合软铁矿（氧化锰）和大方纤铁矿（氧化铁）构成，厚的矿壳还有一定量的碳酸氟磷灰石（CFA），大都矿壳都含有少数石英和长石。水合软铁矿一般吸收的元素包含钴、镍、锌和；氧化铁吸收的有铜、铅、钛、钼、砷、钒、钨、锆、铋和碲。 大块矿壳的钴含量最高为1.7%，镍含量最高为1.1%，铂含量最高为百万分之一点三。就大片海洋水域而言，矿壳的均匀含钴量达0.5%至1%，因而矿壳成为陆地和海岸外最丰厚的潜在钴矿。在大陆边际和接近西太平洋火山弓弧处，矿壳的钴、镍、钛和铂含量削减，而硅和铝含量添加。矿壳生成处的水越深，水合软铁矿相关元素削减，铁和铜添加。在矿壳中钴、铈、、钛、铅、碲和铂的高集度很高，高于其他金属之上，因为这些金属经氧化反响生成较为安稳、较不活动的化合物。稀土元素一般为0.1%至0.3%不等，连同其他水成元素、钴、锰、镍等等，均来自海水。铈是一种稀土元素，在矿壳中高集度很高，具有重要的经济潜力。 矿壳在其上成长的海山和海脊阻止海洋水体活动，然后发生许多由海山引发的水流，相对自海山向外的水流而言，这种水流的能量一般较强。在海山峰端外沿，这些水流的效应最强，那里的矿壳最厚。这种海山特有的水流还增强涡流混合，形成上升流，然后增强了初级生成率。这些物理进程对海山生物群落发生了影响，而不同的海山有不同的生物群落。海山群落的特征是，在矿壳最厚、含钴量高的当地，密度相对较低，差异相对较小，海山群落构成的决定因素是：水流形状、地势、底部堆积和岩石形状及掩盖规模、海山巨细、水深以及氧气最少区的巨细和规模。如要编写关于环境影响的文件，现有常识是不行的，需求更好地了解海山生态体系及群落。 约有40次研讨调查飞行是专门研讨富钴壳的，研讨工作首要由德国、日本、美国、大韩民国、俄罗斯联邦、我国和法国进行。所估量的40次调查不包含作者不知道的由苏联（后因由俄罗斯联邦）和我国进行的一些调查。但从1981年至2001年约42次调查飞行的状况来看，每艘调查船及实地科学研讨费用估量约为3 200万美元，陆上研讨费用估量约为4 200万美元，投资总额约为7 400万美元。 矿壳挖掘技能的研讨与开发刚刚起步。矿壳散布详图尚缺，对小型海山地势也尚无全面了解，但这些关于拟定最为恰当的采矿战略是不可或缺的。实地勘探作业一般是制作海束水深图、衍生反向散射和斜角图，编制地震概略，同时用以挑选采样点。进行调查时，在每一海山挖泥取样和抽取岩心15～20份。随后，用摄像机进行调查，判定壳、岩和堆积类型和散布状况，如有或许，还判定壳厚度。因为底部声测信标许多，需有大型拖曳设备，搜集的样品也许多，因而这些勘探活动需求用大型、设备精巧的研讨船舶。在勘探的高级阶段进行定点调查时，拟运用深水拖曳侧扫描声纳，包含宽带测深技能，并可运用系联线遥控车，借以制作和标划小规模的地势。可采用挖泥取样，抽取岩心，用遥控车勘察，并用一种尚待研发的用具进行短距离取样等办法对堆积物进行广泛的取样。伽玛放射丈量将判定壳厚度，并判定薄堆积层下有无矿壳存在。要了解海山环境，需求运用流量仪系泊设备，需求进行生物抽样和调查。 现己制定的12条矿壳勘探挖掘原则如下： 一、“区域”原则： （一）浅于1000～1500米的大火山机体； （二）2000万年以上的火山机体； （三）顶部没有大型环礁或礁石的火山结构； （四）底部水流强、且不断的区域； （五）开展完善的浅海氧气最少区； （六）不受许多河蚀岩屑和风成岩屑影响的区域。 二、定点原则： （七）平整小规模地势； （八）峰端平顶、峰脊线低点和斜道； （九）斜坡安稳； （十）当地无火山活动； （十一）均匀含钴量≥0.8%； （十二）壳均匀厚度≥40毫米。 从技能上来说，矿壳挖掘比锰结核挖掘更为困难。挖掘锰结核之所以相对简单，是因为锰结核下面是软质堆积层，而矿壳则与基底岩石或紧或松连在一起。为了挖掘成功，有必要使壳脱离基底岩石，因为基底岩石会大大下降矿石等级。矿壳挖掘或许有五种作业办法：碎裂、破坏、进步、接取和别离。拟议的矿壳挖掘办法是运用海底爬行车，用液压管升降体系和电缆与水面的采矿船联合。采矿机自行推动，速度每秒钟约20厘米。在根本采矿状况下，物料经过量为1000000t∕y。在这种状况下，合理的采矿才能为碎裂功率80%，基底岩石在矿壳中的掺混率25%。提议用于挖掘矿壳的一些具有创造性的新体系包含：用喷水器使壳脱离基底；现场过滤技能；用声波使壳脱离基底。这些主张给人带来期望，但有待进一步研讨。 矿壳所含金属对世界经济的重要性从其消费办法中清楚明了。锰、钴和镍的首要用处是制作钢，这些金属使钢具有特性。钴还用于电力、通讯、航空、发动机和东西制作工业。镍也用于化工厂、炼油厂、电器和机动车。钴是铜矿挖掘的副产品，因而，钴的直销与对铜的需求密切相关。碲的景象也相同，碲是铜和金挖掘的副产品。因为直销不安稳，厂商只得寻求钴和碲的替代品，成果曩昔十年中钴和碲的商场添加很有限，因而报价较低。假如这些金属的其他丰厚的来历得到开发，在产品中从头运用这两种金属的积极性就会随之添加，商场就会扩展。 最近经判定，矿壳除含有锰、钴、镍、铜和铂以外，还含有或许使人们更有积极性挖掘的其他金属。例如，钛的价值仅次于钴，铈的价值高于镍，锆的价值与镍适当，碲的价值近乎是铜的两倍。上述分析假定对每种金属都能研讨出经济上可行的冶金提炼办法。 依据等第、总吨数和海洋条件，中赤道太平洋区域矿壳挖掘潜力最大，约翰斯顿岛专属经济区（美国）、马绍尔群岛和中太平洋山的国际水域特别如此，但法属波利尼西亚、基里巴斯和密克罗尼西亚联邦的专属经济区也应予以考虑。 在矿壳中发现的许多金属对保持现代工业社会功率、进步21世纪生活水平至关重要。人们日益认识到，富钴壳是重要的潜在资源。因而需求经过研讨、勘探和技能开发，添补关于矿壳挖掘各方面问题的信息距离。

目前国内铁锡矿选矿的首要办法有重选、弱磁选、重选－絮凝－弱磁选、浮选、絮凝－电选等，一般选用阶段磨矿、阶段选别、弱磁选－摇床重选联合流程处理该类型矿石，能获得较好的选别目标。四川某铁选厂，矿石中除含铁外，一起伴生锡，硫等有价成分。选厂本来只要选程，矿石中的锡随尾矿进入尾矿库，形成资源糟蹋。因而，有必要加当选锡作业，最大极限地归纳收回该矿石中的有价元素，进步资源利用率。受该选厂托付，对该铁锡矿进行了选矿工艺研讨，以期为该矿的归纳开发利用供给技能根据。 一、矿石性质 矿石中的首要有价元素为锡、铁和硫。锡首要以锡石的方式存在，磁铁矿是首要的铁矿藏。脉石矿藏有石英、透闪石、蛇纹石、金云母、绿泥石等。 （一）原矿多元素分析。原矿多元素分析成果见表1。 从表1可见，矿石中SiO2含量为40.98%，归于高硅贫铁型含锡磁铁矿。有害元素硫、磷会对精矿质量形成影响，磷含量较低。 表1  原矿多元素化学分析成果    %（二）原矿藏相分析。原矿锡、铁物相分析成果别离见表2和表3。 表2  原矿锡物相分析成果   %表3  原矿铁物相分析成果    %（三）有价元素赋存状况及矿藏特征。磁铁矿是最首要的金属矿藏，以他形晶为主，粒径细，一般为0.02～0.15mm、最大0.25mm，最小在0.005mm以下。磁铁矿首要与硅酸盐矿藏互嵌，少数为星散状浸染于脉石矿藏间或粒中，与脉石嵌布严密。 赤铁矿数量少，结晶粒径0.02～0.05mm。首要伴生矿藏为石英，少数为透闪石、蛇纹石等。褐铁矿呈他形粒状或片状，前者告知黄铁矿而成，后者告知镜铁矿而成。黄铁矿呈他形粒状，粒径0.01～0.045mm。 锡首要是以锡石状况赋存于铁矿石和脉石矿藏中。首要共生矿藏为磁铁矿、透闪石、金云母、蛇纹石等；次有镁绿泥石、毒砂、黄铜矿、黄铁矿等。 二、选矿流程研讨 矿石中有收回利用价值的矿藏首要为磁铁矿和锡石，二者别离可以用磁选和重选办法收回。考虑到铁矿藏含量较高，且磁选设备处理才能比重选设备大，因而按先磁选后重选的实验流程进行实验。 （一）磁选实验 为充沛进步铁收回率，实验考虑选用两次弱磁选、强磁选流程。在磨矿细度条件实验中，选定一段磨矿细度－200目占65%，二段磨矿细度－200目占90%。在磁场强度条件实验中，弱磁选磁感应强度0.12T，强磁选磁感应强度1.24T（下同）。磁选流程和成果见图1。图1  磁选实验数质量流程 从图1可见，一次弱磁选铁精矿档次58.91%，收回率可达74.78%；一次强磁选铁精矿档次15.83%，二次强磁选铁精矿档次14.71%，均远低于原矿档次，关于本试样引进强磁选作业没有意义，后续优化实验选用两次弱磁选，二者尾矿进入重选系统选锡。 （二）重选实验 锡石性脆，在选矿过程中要避免过磨，避免锡在重选过程中丢失在尾矿中。因而在选别过程中宜遵从阶段磨矿、阶段选别流程，尽量做到能拿早拿、能丢早丢，经过多计划比较实验，终究选用一次摇床－中矿再磨－二次摇床的流程。重选实验要点调查了选锡二段磨矿的磨矿细度对选锡目标的影响。摇床中矿再磨细度别离取为－200目占85%、94%、98%，实验流程如图2所示，成果见表4。图2  弱磁选－摇床重选实验流程 表4  弱磁选－摇床实验成果    %从表4可见，磨矿细度－200目占85%时，锡的归纳收回率较低，锡在中矿中的占有率到达13.57%，阐明锡中矿含有很多的连生体，选锡二段磨矿细度不行；磨矿细度－200目占94%时，锡的归纳收回率较高，可达63.40%；磨矿细度－200目占98%时，锡在尾矿中的占有率为27.52%，阐明不能过度细磨，不然细粒锡石易丢失于尾矿中。 综上所述，实验选定选锡二段磨矿细度以－200目占90%～95%为宜。 （三）浮选脱硫实验 原矿中含有一定量的黄铁矿，因为黄铁矿密度较大，为4.9～5.2g/cm3，重选摇床作业时易在精矿端富集，为得到高质量的锡精矿，重选锡精矿经过反浮选脱硫，可得到合格锡精矿和硫精矿。浮选药剂准则：丁黄药200g/t，松醇油60g/t。 （四）全流程扩展实验 在上述实验室小型实验的基础上，选用工业摇床进行全流程扩展实验。选用阶段磨矿、阶段选别、弱磁选－一次摇床－中矿再磨－二次摇床－锡硫别离浮选的流程。实验数质量流程见图3。图3  全流程扩展实验数质量流程 从图3可见，全流程扩展实验可得到档次64.47%，收回率75.09%的铁精矿；档次31.07%，收回率62.94%的锡精矿；档次40.86%，收回率32.03%的硫精矿。 锡精矿多元素化学分析成果见表5。 表5  锡精矿多元素化学分析成果    %从表5可见，锡精矿档次及杂质含量达一类八级品标准。 三、定论 （一）矿石中磁铁矿占有率为74.14%，赤、褐铁矿含量甚少，只需弱磁选作业即可产出合格铁精矿。有用矿藏磁铁矿、锡石嵌布粒度细，选锡二段磨矿细度以－200目占90%～95%为宜。 （二）实验选用阶段磨矿、阶段选其他弱磁选－重选摇床－锡硫别离浮选联合工艺处理该矿石，可获得较好的选别目标，可得到档次64.47%，收回率75.09%的铁精矿；档次31.07%，收回率62.94%的锡精矿；档次40.86%，收回率32.03%的硫精矿。

1　前言　　近年来，对烧结矿还原性的研究受到了广泛的重视，高炉炉料还原性的提高，可使焦比大幅度降低，生产率提高。在保证烧结矿其它性能（如冷强度、还原粉化和软化温度等）的同时，应尽量提高烧结矿的还原性，而铁酸钙是影响烧结矿还原性十分重要的因素，因此，有必要对铁矿石在烧结过程中铁酸钙的生成特性进行研究。　关于铁酸钙的成分与结构，国内外已有许多研究。最早认为是二元系铁酸钙，其成分为CaO.Fe2O3、2CaO.Fe2O3、CaO.2Fe2O3。随着研究的深入，发现烧结矿中铁酸钙主要是三元系、四元系及其固溶体，这是由于原料中存在的SiO2及Al2O3在烧结过程中溶入铁酸钙。因此，人们称其为复合铁酸钙或硅铝铁酸钙，简称SFCA。　道森（Dawson）等人认为SFCA的形成是以下几个反应的结果：　　CaO.Fe2O3形成（1050～1150℃）；　　Al2O3与CaO反应生成铝酸钙（1100～1150℃）；　　铝酸钙熔于CaO.Fe2O3中（1100～1150℃），形成铁铝酸一钙；　　铁铝酸一钙熔化并与Fe2O3反应生成铁铝酸半钙（1200～1250℃）；　　随后与SiO2反应形成SFCA（1200～1250℃）。　影响铁矿石的铁酸钙生成特性的因素较多，主要包括以下两个方面：（1）烧结工艺参数的影响，包括烧结温度、烧结气氛和配碳量等。较低的烧结温度、较强的氧化性气氛，能够促进铁酸钙的生成。（2）铁矿石的性质，即自身特性，是决定烧结矿中不同矿物组成的内在因素。铁矿粉的种类、粒度组成、致密性、碱度、化学成分（包括CaO、MgO、SiO2和Al2O3）等又直接影响到烧结矿的矿相组成及分布的均匀性。铁矿粉的自身特性是影响SFCA生成能力的重要因素。[next]    2　试验原料与方法    2.1　试样制备　　试验用的铁矿粉一部分来自济南钢铁集团总公司（简称济钢）原料厂和第一烧结厂，一部分由铁矿石经销商提供；CaO 为化学纯试剂。铁矿粉的取样采取“四分选取法”，以保证试样的代表性。将试验所用的铁矿粉在 110 ℃的烘箱内干燥2h，冷却后及时放入干燥皿保存。将干燥后的铁矿粉磨制成小于0.15mm的粉状，放入干燥皿保存。将 CaO 试剂磨制成小于0.15mm 的粉状，放入干燥皿保存。小饼试样的秤重采用精度为万分之一的电子天平。采用“干粉压制法”压制，压力为10MPa，保压2min。    2.2　试验设备　　试验采用的主要设备有称量装置、压溃强度装置、压样试验装置和微型烧结法试验装置。微型烧结试验装置主要包括RHL-410P型红外线快速高温试验炉（主要由石英保护管和红外线灯管发热元件组成）、TPC－1000型温度程序控制仪、冷却水控制器、试样台自动升降装置、炉体支架及控制系统、试验气体控制系统、温度测定及控制系统。    2.3　试验方法　　试验采用微型烧结法、显微矿相试验法。采用微型烧结法将各矿粉制成的小饼试样在一定的烧结制度下焙烧；对烧结后的小饼试样磨样，在显微镜下观察各试样中SFCA的生成情况以及矿相结构等。矿相组成的定量分析采用目测法。　具体方案采用碱度为2.0、试验温度1280℃，试验用原料的化学成分见表1。试验用小饼试样以高度为基准，高5mm，直径8mm。试验温度和气氛控制见表2。[next]表1 试验用原料的化学成分%矿石代号TFeFeOSiO2CaOMgOAl2O3SP烧损A67.720.220.580.0180.020.740.0030.0481.61B68.70.261.050.110.060.340.0030.0180.44C670.261.40.320.0731.30.0180.0461.18D66.020.293.360.310.0430.710.010.0261.18E63.460.153.030.0310.041.970.0050.0783.79F64.90.773.150.040.061.830.0080.072.55G57.950.94.150.0110.081.120.0080.0411.61H56.91.165.340.410.192.360.0060.03910.32I56.91.165.340.410.192.360.0060.03910.32J62.460.222.440.0310.0341.70.0020.0725.51[next]表2 试验温度和气氛控制温度/℃时间/min气氛室温→6004空气600→10001氮气1000→11501.5氮气1150→试验温度1氮气试验温度4氮气试验温度→11502空气1150→10001.5空气1000→室温断电自然降温空气注：氮气和空气流量均为3L/min。　　列顺序依次为：G、H、E、F、D、J、I、B、C、A矿。    3　试验结果及分析　　10种铁矿石的矿物组成及显微结构特征见表3及图1～10。矿石试样中铁酸钙含量由高到低的排：[next] [next] [next]     3.1　G、H矿中SFCA含量最高　　在10种铁矿石中，G和H两种矿试样中的SFCA含量最高，分别达到40％和35％。主要原因：（1）这两种铁矿石皆为褐铁矿，烧损比较高，在一定的温度下，结晶水受热蒸发后，在褐铁矿中留下残余气孔，使铁矿石结构疏松，加快了Ca2+向铁矿石中的扩散，同时铁矿物离子也易于扩散，使反应更易进行，有利于大量低熔点化合物的生成，因而有利于提高SFCA的生成量。（2）这两种铁矿石的Al2O3/SiO2的比值较为适宜，有利于铁酸钙的生成。（3）这两种铁矿石的Al2O3和SiO2含量都比较高,结构比较疏松，非常有利于SFCA的生成。    3.2　E、F、D矿中SFCA含量较高　　在10种铁矿石中，E、F、D三种矿试样中SFCA含量都比较高（在29%～31％之间）。主要原因：（1）这三种矿的SiO2含量都比较高，在相同碱度条件下，配入的CaO量较高，而这三种矿皆为赤铁矿，这样CaO与Fe2O3接触的几率增大，SFCA生成量也随之增大。（2）这三种矿结构都比较疏松，利于扩散反应的进行，从而有利于铁酸钙的生成。另外，D矿Al2O3/SiO2比值比较适宜，利于铁酸钙的生成，也是D矿SFCA生成量较高的重要原因。    3.3　J、I、B、C矿中SFCA含量较低　　在10种铁矿石中，J、I、B和C矿铁酸钙生成量较低的主要原因为：（1）I矿的品位低、SiO2含量高，达5.34％。烧结料中含有较高的SiO2时，会发生:2Fe3O4+3SiO2=3（2FeO.SiO2）+O2的反应，从而会加速磁铁矿和赤铁矿的分解，不利于铁酸钙的生成。另外，烧结料中含有较高的SiO2，会生成较多的2CaO.SiO2，而大量2CaO.SiO2的生成，也就意味Fe2O3与CaO结合的机会相对减少，不利于铁酸钙的生成。（2）J、B和C三种矿SiO-2含量比较低，在相同碱度的条件下，配入的CaO量也比较少，因而生成SFCA的几率降低。[next]    3.4　A矿中SFCA含量最低　　在10种铁矿石中A矿的SFCA含量最低，只有5％。其原因为：该矿的SiO2含量最低，只有0.58％，这样在相同碱度的条件下，配入的CaO量也最少，因而生成的铁酸钙含量最少。另外该矿结构比较致密，既不利于Fe2O3和CaO的扩散，也不利于低价氧化物氧化过程的进行，从而在一定程度上影响了铁酸钙的生成。    4　结论    4.1　铁矿石的铁酸钙生成特性是多种因素共同作用的结果。除受焙烧温度、焙烧气氛、碱度等因素影响外，还受铁矿石的自身性质，如Fe2O3含量、CaO含量、SiO2含量、MgO含量、Al2O3/SiO2的比值，和致密性等因素的影响，这些影响因素之间是互相影响、互相作用的。    4.2　不同的铁矿石，铁酸钙的生成特性不同。在碱度为2.0及其它条件相同的情况下，结构松散的褐铁矿、赤铁矿及较高含量的Al2O3和SiO2均有利于SFCA的生成。    4.3　铁矿石的铁酸钙生成特性是烧结配矿必须考虑的因素，对优化配矿具有重要的指导作用。在烧结料中适当配加一定比例的G矿和H矿以及结构松散的赤铁矿粉，可以提高烧结矿强度和还原度。

中国北方河北丰宁三赢公司的丰宁招兵沟低品位磷矿属变质型矿床，磁铁矿（含钛磁铁矿）－磷灰石型矿石。其特点为中品位磁铁矿、低品位磷矿与低品位钛铁矿、超低品位硫钴等共生。为使招兵沟铁磷矿中的磷、钛、硫钴等资源得到合理的综合回收利用，开展了从磁选尾矿中选矿回收磷、钛、硫钴的实验室选矿试验研究，确定了合理的综合回收选矿工艺流程。 根据实验室选矿试验研究成果，改扩建了原矿处理能力为30万t/a老选厂，新建了原矿处理能力为300万t/a的新选厂，综合回收招兵沟铁磷矿中的磁铁、磷、钛铁、硫钴矿物。确定了常温无碱浮选回收磷矿物、合理的重－磁选联合工艺回收钛铁矿物、浮选工艺回收硫钴矿物的选矿工艺路线。 一、矿石性质 河北省丰宁县招兵沟铁磷矿矿石类型较为简单，主要矿石矿物为磁铁矿、钛铁矿、磷灰石等。脉石矿物主要有辉石、角闪石、黑云母、斜长石等。 矿石结构主要为中粒半自形粒状结构、花岗变晶结构，其次有片柱状变晶结构、陨铁结构、平行连晶结构、固溶体结构。矿石构造主要为块状构造、片麻状、条带状、网状构造。矿石自然类型一般为斑杂状钛磁铁矿石、斑杂状磁铁矿矿石、块状钛磁铁矿矿石、块状磁铁矿矿石、片麻状磁铁磷灰石矿石和片麻状钛磁铁磷灰石矿石。 矿石工业类型可分为钛磁铁磷灰石矿石、磁铁矿矿石、钛磁铁矿矿石和磁铁磷灰石矿石。 矿石中含TFe 10%～20%、含P2O5品位平均为3%±，含TiO2 5%±；铁与钛及磷的含量一般成正比关系。磷、钛、硫钴品位较低。 该矿一直以选铁为主，对选铁尾矿中的其他有用组分未能综合回收，可回收利用的低品位磷、钛、钴等作为尾矿抛弃。由于该矿矿石结晶较好，适宜采用阶段磨矿阶段选矿的综合回收工艺，其选铁尾矿中的主要元素含量见表1。 表1  选铁尾矿多项分析结果二、磷的综合回收 磷矿浮选采用的AW－10捕收剂，该药剂不仅无毒、无污染，而且还有很好的生物降解性能，有利于环境保护。该成果解决了浮选矿浆需要加入大量的碳酸钠调整矿浆pH值的问题；降低了浮选温度，实现了常温浮选，对节约能源、降低选矿成本做出了很大贡献。依据试验确定的工艺流程，设计建成了处理能力30万t/a原矿的磷浮选车间，并于2005年9月投产，生产出了高品质的磷精矿。工业调试改造后确定了磁选尾矿经旋流器脱水，一段开路磨矿，磨细度.074mm(－200目)含量50%±5，一次粗选一次扫选二次精选、中矿顺序返回的常温浮选工艺流程（图1）。图1  磷回收生产数质量流程 工业生产采用常温浮选工艺回收磷矿物，浮选矿浆不需要加温、加碱。浮选药剂均为常规、无毒、无污染的产品。浮选药剂制度简单，仅加入了水玻璃调整剂和浮选捕收剂。 流程考查指标为：入选原矿品位P2O5 3.84%，磷精矿品位P2O5 37.88%、Fe2O3 1.50%、MgO 0.96%，磷精矿回收率95.49%。 采用的选磷捕收剂AW－10，是合理开发利用招兵沟磷矿这一易选磷灰石，提高企业经济效益的关键。该捕收剂必须具备原料来源广、价廉、无毒、选择性及捕收能力好等特点，并能克服使用氧化石腊皂类的捕收剂价高，泡沫粘、精矿不易后处理等缺陷。捕收剂主要由两部分组成，第一部分（占80%）采用化工、油脂厂废料作原料，变废料为有用产品，因此也减少了相关行业造成的环境污染。但单独作为捕收剂用量较高，矿浆粘性大。第二部分（占20%）是一种阴离子型活性助剂，具有增溶、分散、乳化、发泡和润湿渗透作用，能显著促进脂肪酸类捕收剂的高度分散溶解，从而增加主体捕收剂被目的矿物吸附的浓度，降低选择性好的捕收剂为达到浮选必须的临界胶束浓度而需要的用量，使得主体捕收剂在较宽的介质中和较低的温度下具有良好的分散溶解性。该助剂还具有发泡性能好、泡沫性脆的特点。因而采用AW－10捕收剂能够实现招兵沟磷矿常温、无碱浮选，并且精矿沉淀浓缩性能好。另外，该活性助剂有很好的生物降解性能，对矿山实际产生尾矿水的分析结果（表2）表明：尾矿水中的COD含量较上一生产工序磁选尾矿水，降低了将近一半。在捕收剂中引入该助剂后，极大减轻了水质污染，有利于环境保护。 表2  尾矿水水质主要分析结果（mg/L）三、钛的综合回收 丰宁铁磷矿中的伴生钛铁矿，结晶程度较好、粒度较粗大。根据其矿石性质、选矿规模、设备投资、选矿成本以及环境保护等因素，确定采用重－磁选工艺综合回收该矿中的钛铁矿。工艺路线为：螺旋溜槽抛尾→摇床粗选→钛铁粗精矿→磨矿[磨矿细度为 工业生产流程考查指标为：入选品位TiO2 7.02%、磨矿细度图2  钛回收生产数质量流程 该选矿工艺流程及设备简单、动力消耗少，综合回收利用有很好的经济效益，符合国家矿产资源利用和发展循环经济的政策。 四、钴的综合回收 丰宁招兵沟磷铁矿中的钴，主要和硫铁矿共生在一起。黄铁矿结晶较好、粒度较粗大、可选性较好，属易选矿石。硫钴选矿的技术路线为浮选，工艺流程为一次粗选三次精选，中矿顺序返回（图3）。采用选硫化矿常规选矿药剂：硫酸、丁基黄药、2#油。图3  钴回收生产数质量流程 该工艺工业生产流程指标为：选铁、磷、钛后的尾矿品位为Co 0.0073%、S有效0.20%，精矿品位Co 0.3691%、S有效39.31%，尾矿品位Co 0.0051%、S有效0.053%；精矿产率按Co计算0.60%、按S有效计算0.37%；Co回收率30.34%、S有效回收率72.72%。五、结论 通过对研究成果在招兵沟铁磷矿选矿厂的实施，综合回收了国家有限的磷、钛铁、钴等资源，减少了全选厂的尾矿排放量10%以上，选矿过程无环境污染，符合我国可持续发展战略对磷矿和磷肥工业立足国内资源的要求；符合国家资源与环境及循环经济政策。 丰宁县招兵沟铁磷矿采用浮选工艺回收磷矿物，采用重—磁选工艺回收钛矿物，浮选回收钴，企业经济效益显著。对资源综合回收利用，有效扩展资源储量，发展循环经济起到了行业科技示范作用。

3.防止四价钛的过量复原    钛的出产进程中，为了按捺钛液的二价铁氧化成三价铁，必须用铁屑或铁粉将悉数三价铁复原为二价铁，而且还要将少数四价钛复原为三价钛。其复原反响式如下：    一般常压水解的钛液要求含有三价钛1-3g/L,加压水解钛液含有三价钛为2-5g/L.超越这个量就归于复原过量。依据核算，每复原过量2g/L,则1吨钛就要多耗费硫酸16. 4kg,多糟蹋钛13. 4kg.原因是这些多耗费的硫酸是无效酸，这些复原过量的三价钛在水解时不能水解为偏钛酸沉积，而随废酸排放掉了。不过有些供应商在水解前用三价钛很低的钛液来分配，使之得以拯救。    4.防止氧化过量    在酸解时将熟化好的热料冷却，需求鼓人空气将其吹冷；在浸取时为了加快固相物的溶解，需求鼓人空气进行拌和；在加铁屑或铁粉复原时，相同需求鼓人空气进行拌和，直到放料前才中止拌和。鼓入空气的进程，也是空气中的氧气氧化钛液中的二价铁成三价铁或将三价钛氧化成四价钛的进程。这个氧化进程也需求耗费一定量的硫酸。其氧化反响式如下：    依据这个氧化反响的核算，每鼓人空气1L,就要耗费硫酸1. 84g,这种酸归于无效酸。一起被氧化成的三价铁终究又要用铁屑或铁粉将其复原为二价铁，这个铁屑复原也需求耗酸。由此可见，出产进程中过多地鼓人空气是有害的。酸解每锅需加人等量的硫酸和等量的钛铁矿，而每锅终究的有用酸不同，乃至有些距离很大。这首要是因为每锅鼓人的空气量不相同，其所耗费硫酸的量不相同所造成的。

粗TiC14的沸点随溶解杂质的特性和含量而异。一般说来，高沸点杂质的溶解可使其沸点升高。相反，低沸点杂质的溶解可使其沸点下降。    在0.1MPa压力下测得粗TiC14中杂质与TiC14的别离系数a见表6。    SiC14-TiC14相图和VOC13-TiC14相图别离如图1,图2所示。    （二）杂质在四氛化钛中的溶解度[next]    1.气体杂质的溶解度    大部分气体杂质的TiCl4中的溶解度都不大，而且随温度的升高而下降，在欢腾时易于从中逸出，因而简单除掉这些杂质。其间在TiCl4冷凝过程中吸收适当数量的，在受热后放出，易对设备发生腐蚀。    在TiCl4中的溶解度见表7。表7  在0.1MP 压力下在TiCl4中的溶解度温度/℃020406080100136溶解度/%11.57.64.12.41.81.10.03     2.液体杂质的溶解度    TiC14中液体杂质SiC14, CC14. VOC13. CS2, SOC12,CH2CICOC1, S2C12，可按恣意份额与TiC14互溶，因而这些杂质是较难别离的。其间SiC14、VOC13在氯化法钛白出产时，因为影响晶型转化率和产品白度而有必要除掉。    3.固体杂质的溶解度    TiC14中的悬浮物杂质几乎不溶于TiCl4，大多数固体杂质的溶解度尽管随温度升高而升高，但其值比较小。因而，经蒸馏比较简单除掉，都留在蒸馏釜中。    一些固体杂质在TiCl4中的溶解度见表8.

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

硫酸铁是一种重要的化工原料，是水净化和湿法冶金的重要药剂。目前，硫酸铁的工业制造方法，主要是直接氧化或催化氧化硫酸水溶液中的硫酸亚铁，有的是用细菌加臭氧或氧气氧化，如加拿大专利CA－1018774公开了一种用于制造硫酸铁的连续细菌氧化工艺和设备，可将硫酸亚铁在细菌作用下，与硫酸和氧气反应转变为硫酸铁。另外，还有用硫酸水溶液浸出铁矿石或其与金属铁的混合物，所用氧化剂有H2O2、KC1O3、KMnO4、O2等，如日本专利J61－286228、286229是用硫酸与铁的氧化物反应，将得到的浸出液中的Fe2＋用O2或空气、H2O2、MnO2、NaC1O3氧化剂氧化，或以硝基氧化物催化氧化成Fe3＋。上述己有技术，由于是将硫酸与亚铁反应，需要的设备要求耐腐蚀性好，因此设备投资、维修费用高，同时氧化剂、催化剂消耗很多，工艺也比较复杂，从而限制了硫酸铁的生产和应用。本实验采用铁矿石为原料制备硫酸铁，由于铁矿石中含有许多有机杂质，如果直接酸浸，将影响硫酸铁的质量。故将铁矿石先进行缎烧然后再酸浸，同时考察了锻烧温度、锻烧时间、硫酸浓度、酸浸时间和液固比（硫酸与铁矿石质量比）对铁浸出率的影响，并确定了合理的生产工艺和操作条件。该法具有工艺简单、投资少、成本低的特点，可有效地综合利用铁矿石，治理环境污染。     一、实验部分     铁矿石取自湘潭某钢铁厂，经分析，其化学组成为：TFe 63.3％，FeO 0.25％，Fe2O389.94％，Al2O3 2.08％，SiO2 4.16％，CaO0.4％，其它3.17％。     主要仪器。DBJ一621型六联定时变速搅拌器；CS－501SP型超级数量恒温器；马弗炉。     实验方法。将研磨为－200目的铁矿粉放入马弗炉中，分别在600℃、700℃、800℃和900℃温度下煅烧一定时间，冷却后，取出备用。在常温常压下，将一定比例的铁矿粉和被稀释过的浓硫酸置于一个带有搅拌装置的500ml烧瓶中，然后在100℃条件下反应一段时间，冷却，过滤，即得含有Fe2（SO4）3的溶液。以H3PO4作掩蔽剂，用KMnO4滴定，测定Fe2＋浓度；以磺基水杨酸为指示剂，EDTA络合滴定法测出Fe3＋浓度。     二、结果与讨论     （一）煅烧温度对铁浸出率的影响 控制锻烧时间为2h，硫酸浓度为5mol/L，液固比为6∶1，酸浸时间为3h，考察不同锻烧温度对铁浸出率的影响，结果见表1。由表1知，当锻烧温度低于800℃时，铁浸出率随温度升高而增大；但当锻烧温度超过800℃时，铁浸出率随温度升高变化不明显。故较佳煅烧温度为800℃。 表1  煅烧温度对铁浸出率的影响煅烧温度/℃600700800900铁浸出率/%53.169.279.580.3     （二）锻烧时间对铁浸出率的影响     控制煅烧温度为800℃，硫酸浓度为5mol/L，液固比为6∶1，酸浸时间为3h，考察不同煅烧时间对铁浸出率的影响，结果如表2所示。由表2可知，随着煅烧时间的延长，铁的浸出率提高；但煅烧时间超过2h后，铁浸出率增大不明显。所以煅烧时间以2h为宜。 表2  煅烧时间对铁浸出率的影响煅烧时间/h0.5123铁浸出率/%35.362.578.780.4     （三）硫酸浓度对铁浸出率的影响     控制煅烧温度为800℃，煅烧时间为2h，液固比为6∶1，酸浸时间为3h，考察不同硫酸浓度对铁浸出率的影响，结果见表3。由表3可知，随着硫酸浓度的升高，铁的浸出率提高，当硫酸浓度超过5mo1/L时，铁的浸出率反而下降。这是因为硫酸的浓度过高，则反应系统的水分越少，反应就会不充分，铁的浸出率反而下降。因此，硫酸浓度控制在5mol/L为宜。 表3  硫酸浓度对铁浸出率的影响硫酸浓度/（mol/L）3456铁浸出率/%44.870.679.578.2     （四）酸浸时间对铁浸出率的影响     控制煅烧温度为800℃，煅烧时间为2h，硫酸浓度为5mol/L，液固比为6∶1，考察不同酸浸时间对铁浸出率的影响，结果见表4。由表4可知，随着酸浸时间的延长，铁的浸出率提高；但酸浸时间超过3h后，铁浸出率增大不明显。所以酸浸时间以3h为宜。 表4  酸浸时间对铁浸出率的影响酸浸时间/h1234铁浸出率/%51.570.378.779.1     （五）液固比（硫酸与铁矿石质量比）对铁浸出率的影响     控制煅烧温度为800℃，煅烧时间为2h，硫酸浓度为5mo1/L，酸浸时间为3h，考察不同液固比（硫酸与铁矿石质量比）对铁浸出率的影响，结果见表5。由表5可知，铁浸出率随液固比的增大而提高，因为液固比增大，液固接触机会增多，反而速率提高，因而铁浸出率提高，但液固比超过6∶1后，铁浸出率增大不明显。因此，液固比（硫酸与铁矿石质量比）控制在6∶1为宜。 表5  液固比对铁浸出率的影响液固比（硫酸与铁矿石质量比）4567铁浸出率/%58.375.179.179.7     三、结论     （一）由于铁矿石中含有许多有机杂质，如果直接酸浸，将影响硫酸铁的质量。故将铁矿石先进行煅烧然后再酸浸，其铁浸出效果会更好。     （二）当煅烧温度为800℃，锻烧时间是2h，硫酸浓度为5mo1/L，酸浸时间3h以及液固比（硫酸与铁矿石质量比）为6∶1时，铁的浸出率最高。     （三）以铁矿石为原料，按上述方法制备硫酸铁，具有工艺简单、投资少、成本低的特点，可有效地综合利用铁矿石，治理环境污染。

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

九、钛液的安稳性及其对出产的影响    安稳性又称安稳度，就是在钛出产中，铁液在条件改变的情况下，有发作前期水解而分出白色胶体粒子的倾向，这种倾向的强弱程度称为钛液的安稳度。表明这种倾向强弱的特性称为钛液的安稳性。钛液的安稳性是以每毫升钛液，用25℃的蒸馏水稀释到刚呈现白色污浊时，所需求蒸馏水的毫升数来表明：    安稳性是衡量钛液质量好坏的重要目标。一般颜料级加压水解钛液的安稳性操控在K≥350;常压水解钛液能够放宽到K≥300。要是呈现安稳性差的钛液，则会对钛出产带来下列不良影响：    ①钛液简单呈现前期水解而生成胶体微粒悬浮于钛液中，形成沉降和压滤的困难，以至于影响产值的进步；    ②钛液发作的含钛胶体微粒，终究要跟残渣一同沉降而被除掉，使钛的回收率下降；    ③钛液归于非颜料级钛液，只能出产出等级低的珐琅钛，这种钛报价较低；    ④钛液后期水解所生成的偏钛酸，有一部分粒子较小，简单形成水洗穿滤丢失，直至锻烧时从烟囱飘散不少，使回收率下降；    ⑤这种钛液自身就现已发作前期水解而生成有胶体微粒，这种胶体微粒极易穿过滤层而存在于钛液中，到后期水解时，成为不良的结晶中心，使水解得到的偏钛酸粒子巨细不均匀，简单吸附较多杂质，不只使水洗时刻延伸而影响产值，还使产品带色影响白度。一起不规则的小颗粒多，还会形成锻烧时易烧结，而使产品的白度、消色力和涣散功用下降，影响到产品的质量。    十、钛液的前期水解及影响钛液安稳性的要素    一般来说，从酸解后到未进行后期正式水解之前，钛液中不该含有偏钛酸和正钛酸这两种胶体粒子，可是有时在钛液的浸取、复原、运送和寄存过程中，由于操作不妥或条件改变，而在钛液中呈现上述两种白色胶体物质，这种现象称为钛液的前期水解。    要想了解影响钛液安稳性的要素，还得从钛铁矿的酸解和钛液的水解中去找原因。    1.由酸解的反响式(1)、反响式(2)比较可知，在相同的钛铁矿下，反响式(1)用酸多，得到的是安稳的硫酸钛，而反响式(2)用酸少，得到的是不安稳的硫酸氧钛，阐明酸解时用酸多对进步铁液的安稳性有优点。[next]    钛液水解的首要反响式如下：    从反响式(7)、反响式(8)、反响式(9)可知，三个水解反响都生成新硫酸，阐明钛液中酸多会使水解反响可逆，能够按捺前期水解的发作。所以酸解时用酸较多或浸取时加废酸较多，使钛液中含酸浓度增大，对进步钛液的安稳性有优点。    从实验可知，取浓钛液1mL,测得其安稳性为400；若取相同的浓钛液1mL，再加人浓硫酸1滴，成果测得其安稳性为450，阐明多加酸其安稳性会进步。    2.从水解的反响式(7)、反响式(8)、反响式(9)可知，水是反响物，按化学反响规则，添加反响物会使反响向右进行，添加了水，就添加了反响物，就有利于水解的进行，而使钛液不安稳，阐明水多没有优点。    由反响式(8)、反响式(9)比较可知，在平等的硫酸氧钛的情况下，反响式(9)加水多，反响式(9)在冷的条件下也能发作水解反响。由此可见，在相同的条件下，钛液越稀（水越多）其安稳性就越差。    3.从反响式(7)、反响式(8)、反响式(9)三个水解反响式可知，钛液的水解是吸热反响，因而加热会使反响向右进行，会促进钛液发作前期水解而使钛液不安稳。从实验可知，同是1mL钛液，在12℃，K=500；在25℃，K＝400；在65℃，K＝200；在100℃，K=0。由此可见，温度上升，钛液的安稳性下降，加热对钛液的安稳性晦气。    综上所述，影响钛液安稳性差的首要原因是酸少、水多、加热。那么要进步钛液的安稳性，就有必要针对钛液的酸度、浓度、温度这三个首要要素进行分析研究并加以操控。    1．酸度    酸解用酸多既可进步钛液的安稳性，又可使酸解反响较彻底而进步酸解率，可是用酸过多，既会添加硫酸的耗费，增大钛的出产成本，又会增大后工序钛液后期水解的困难，由于从水解反响式可知，酸多会使水解反响可逆，偏钛酸粒子难以长大，水解率下降，水洗时由于偏钛酸粒子细而呈现穿滤丢失形成丢失。因而要权衡利弊，优化出一个既使钛液安稳，不至于呈现前期水解，又要有利于后期水解的最佳用酸量。    依据酸解反响式核算，要想得到安稳性高的硫酸钛，则要按反响式(1)反响，这样其酸矿比是1. 932：1,也就是说，1吨钛铁矿要用1. 932吨的硫酸；要想得到安稳性差的硫酸氧钛，则要按反响式(2)反响，这样其酸矿比是1.29：1，也就是说，1吨钛铁矿要用1. 29吨的硫酸。除此之外，其他化合物特别是铁的氧化物也要耗费必定量的酸。一般来说，酸矿比越大，用酸越多，钛液就越安稳；酸矿比越小，用酸越少，钛液就越不安稳。从理论分析和实践运用证明，加压水解流程选用酸矿比在(1.50-1.60)：1为最佳比值；常压水解流程选用的酸矿比在(1.45-1.55)：1为最佳比值。终究选用多少才适合，还要视钛铁矿的质量、工艺要求的酸度和浸取时是否加废酸及废酸加人量而定。[next]      2.浓度    ①酸的浓度  运用硫酸的浓度和操控反响时硫酸的浓度，对铁液的安稳性影响较大。运用时硫酸其浓度大于96％时，酸解反响所得到的固相物结实，多孔性差，浸出时很难溶解，所得钛液的安稳性会下降，当然酸解率也低；若运用的硫酸浓度小于92％，则酸解后的固相物不易固化，乃至呈糊状，反响不彻底，浸出所得的铁液安稳性也差，还会形成沉降等净化的困难，酸解率也不高。一般运用硫酸的浓度在92％-96％之间为宜。现在许多供应商都探索并把握了浓酸反响的规则而直接选用98％的硫酸进行酸解。    反响时硫酸的浓度大于90%，则反响温度高，使反响初期的生成物在反响完毕时已发作前期水解而使钛液不安稳；反响时硫酸的浓度小于85％，浸取所得铁液的安稳性也差，一般操控反响时硫酸的浓度在85％-90％之间。实践证明，运用越浓的硫酸，反响时稀释的浓度要偏低限；运用较稀的硫酸，反响时稀释的浓度要偏高限。不过运用稀酸时，由于酸解加水较少，水与硫酸效果发作的热量少，常常需求用加蒸汽的办法来进步引发热，才干取得较好的酸解效果。    ②钛液的浓度  较少、钛液的Ti02浓度较高，溶液不简单分出胶体颗粒，安稳性较好；水太多，浸取的浓度太低，则钛液不安稳，简单发作前期水解，一起对后期水解产品偏钛酸的颗粒巨细和结构也会发作不良影响，还会添加浓缩的工作量。为此在加水浸取时，有必要严格操控，相对密度一般操控在1. 5-1. 55之间，即总Ti02含量要≥120g/Lo为了削减水分，在将钛液结晶时，除掉大部分硫酸亚铁的一起，也带走了许多的结晶水，使钛液的总Ti02浓度得到进步，有利于钛液安稳性的进步。为了削减水分，还有必要将钛液进行浓缩，使其持续除掉一部分水，使总Ti02含量到达(200±5) g/L（加压水解）或215-230g/L（常压水解），以利钛液浓度增大、安稳性进步和后期水解时制出具有优胜颜料功用的钛。    依据酸度小、浓度低（水多）会引起钛液安稳性差，易呈现前期水解现象，因而洗残渣、洗硫酸亚铁晶体、洗设备的水，尽量不用许多的自来水，而用少数的废酸水。    3.温度  温度上升，钛液的黏度下降，这对杂质颗粒的沉降有利，可是对钛液的安稳性却晦气。由于温度过高，钛液的安稳性下降，会呈现前期水解。钛液要采纳负压蒸腾浓缩的原因，一就是由于常压蒸腾温度高，钛液安稳性下降，很快就会呈现前期水解。而钛液水解的临界温度为80℃，选用真空浓缩，沸点能够下降到80℃以下，这样既确保了水分的许多蒸腾，又确保了不会呈现前期水解。由此可见，温度上升，钛液的安稳性下降，温度下降对钛液的安稳性有利。一般浸取时操控温度要小于75℃，净化时操控温度在（60士5）℃。[next]    若钛铁矿中三价铁含量高，其酸解浸取所得的钛液其安稳性会差一些。原因之一是三价铁含量高，其酸解反响放出的热量多，温度高，反响剧烈，有时乃至呈现冒锅现象，极简单呈现前期水解而使钛液不安稳；原因之二是三价铁含量高，酸解反响自身就需求多耗费硫酸，何况制出的钛液需求许多铁屑（或铁粉）来将三价铁复原成二价铁，而多耗费铁屑复原，也需求多耗费硫酸，这些耗费的硫酸归于无效酸。在定量的酸中，无效酸多了，相对来说有用酸就少了，即游离酸少了，这样钛液的安稳性就会下降。    影响钛液安稳性的三个要素效果次序为：温度＞酸度＞浓度。在较低的温度和较弱的酸度下，浓度高，含水少，钛液较安稳；浓度低，含水多，钛液安稳性差。可是在温度高、酸度大的情况下，钛液浓度的凹凸影响钛液的安稳性居次要位置。在80℃以下，钛液的安稳性随酸度的增大而进步。可是在80℃以上乃至更高的温度下，酸度偏大的钛液也不安稳，也能进行热水解而生成偏钛酸，只不过酸度大，水解将遭到必定程度的按捺，乃至难以水解，水解得到的偏钛酸粒子偏小，水解率也偏低。当然酸度很大的话，那就不是按捺水解的问题了，而是反响可逆，生成的偏钛酸被溶解的问题了。    十一、酸解锅的结构及酸解操作    酸解锅的结构是：外壳为钢板，锅内先搪一层铅，然后用耐酸胶泥砌上两层耐酸砖；烟囱用钢衬两层耐酸砖，或用厚的硬聚氯乙烯塑料板制成，要大一些，使反响发作的许多水蒸气、S02、S03等气体能及时排出；锥底的散布板用铅或耐酸陶瓷制成，开孔的视点要确保紧缩空气能均匀地吹到反响锅的四周而不留死角，好让固相物溶解彻底，大型酸解锅的散布板常规划成泡罩形，有利于紧缩空气散布均匀和防止杂物阻塞孔眼；放料阀既要耐温、耐腐蚀，又要能满意放料、通紧缩空气、通蒸汽的功用；国内一般运用的容积为12-50m3，国外一般为90m3，引入国外的3套设备的容积都为130m3，酸解每锅投矿为27-30吨。酸解锅的高度（含锥底部分）是直径（圆柱部分）的两倍。锥底夹角a为60°。酸解锅的结构如下图所示。    酸解的操作：在我国引入的技能中，酸解前遍及选用质料硫酸预稀释和矿酸预混合。酸解是在酸解锅中进行的。在锥底通人紧缩空气激烈地拌和下，先按配方投人硫酸，然后投人矿粉，使矿粉与硫酸充沛混合，再加定量的稀释用的废酸水，持续拌和，由于废酸中的水与硫酸发作水化效果而生成许多的热，使锅内物料的温度上升很快。再用蒸汽直接加热（若水化热已满足引发主反响，就不用外加热）。当锅内反响物温度升高到80-120℃时，当即中止加热，一般加完稀释废酸水后10-20min，即发作剧烈反响。由于反响是放热反响，反响物的温度会急剧上升，在数分钟内到达最高温度（约250℃）。在这一阶段内，反响十分剧烈，酸解锅会呈现能够察觉到的震动感，一起排出许多的SO2、SO3和水汽，反响通过黏稠阶段而逐步凝结成多孔的蜂窝状固相物。主反响完毕后，中止鼓人紧缩空气，让其熟化一段时刻，使其持续反响而反响得更彻底，有利于进步酸解率。熟化时刻往后，即通人紧缩空气进行助冷，当冷却到90-120℃，即加废酸、淡钛液和自来水进行浸取。然后加铁屑（或铁粉）进行复原，即得到钛液。有时加铁屑复原时，反响剧烈，有气泡冒锅，可撒人少数洗衣粉消泡。[next]    国内钛厂的浸取，大都是从锅顶一次性加人，这样浸取液自上而下地渗人固相物，遭到从底部上升的用来拌和的紧缩空气流阻遏，渗人的速度较慢，坐落固相物上部的浸取液的酸度不能很快进步，加水量又大，溶液浓度稀，酸度小，就会或多或少地发作前期水解，导致沉降效果的恶化。    国外有选用将少数废酸加人洗渣水和洗硫酸亚铁晶体的淡钛液中，然后将其从酸解锅的底部加人，这样，简单将固相物空地中的空气排出，并且酸水在上升的过程中，酸度逐步进步，当酸水充溢固相物时，开端用紧缩空气拌和，这时固相物上部的温度可达80℃，但不会发作前期水解现象。原因是温度高的浸取液，酸度也高，随着水的持续加人，温度很快降到70℃以下。    十二、酸解率和进步酸解率的办法    溶液中可溶钛总量（以Ti02计）占所投铁铁矿中所含钛总量（以Ti02计）的百分比，称为酸解率：    能够从下列八方面进步酸解率。    1.恰当延伸熟化时刻    酸解反响后要进行熟化，其意图是让固相物逐步冷却，在这个冷却过程中，让一部分未酸解的矿粉持续与存在的游离酸效果，以利进步酸解率。熟化时刻长，酸解率得到进步，但固相物温度低，浸取速度慢；熟化时刻短，固相物温度高，浸取时刻短，但酸解率抵。一般依据酸解锅容积的巨细、投矿量多少、室温凹凸而操控在1-6h,投矿量大，熟化时刻要长，投矿少，熟化时刻要短。笔者做过这样的实验，在12m3的酸解锅中，熟化时刻由3h缩短到1h,其酸解率并未见下降。对此笔者以为，在酸解剧烈反响阶段，硫酸浓度大、反响温度高，能起反响的矿都应该起反响了。而反响后，特别是再经熟化1h后，酸度和温度都大为下降。这样，寄望于延伸熟化时刻来进步酸解率是有困难的。延伸了熟化时刻，只能延伸酸解周期，影响到产值的进步。    2.恰当进步反响硫酸的浓度    硫酸是一种生动的强酸，能够任何份额溶于水，一起放出许多热，硫酸浓度对酸解反响影响较大，在酸矿比必守时，恰当进步反响硫酸浓度，有利于加速酸解速度和进步酸解率。大于96％的硫酸比92. 5％的硫酸反响急剧，这不只由于将其稀释至工艺要求时放出的热量多，并且由于浓度增大时，H+离子和S02-4离子渗人钛铁矿物表面裂缝中的概率增大，使H+-SO2-4离子对的偶极效果和固体表面的在位效果加强而使钛铁矿的分化速度加速。[next]    3.恰当进步酸矿比    酸矿比越高，反响越彻底，酸解率也越高。但过高的酸矿比使硫酸单耗上升，而酸解率的进步却不明显。    4.恰当进步酸解温度    钛铁矿粉与硫酸的分化反响，自身会放出许多的热，反响式如下：    一般情况下，开端时物料需求恰当加温，以引发酸解反响，这种引发热，常常是在加人稀释的废酸时，由于水与浓硫酸效果而发作必定量的热，若所发作的这些热没有到达引发热的要求，则要外加蒸汽加热；若这些热已足以到达引发热的要求，则不用再加热。    一般来说，温度越高，反响越剧烈，也越彻底，酸解率也越高，可是酸解反响是放热反响，当引发反响开端时便放出许多的热，使反响温度敏捷上升，短时刻内到达200℃以上。要是事前估计不足，加热过多，物料温度过高，例如＞130℃，则会使主反响来得过早，不只会使反响过于强烈而发作冒锅或前期水解现象，还使酸解率下降，乃至生成的固相物难以浸取；假如加温过低，例如＞60℃，则引发主反响的时刻长，反响不剧烈，简单生成难溶的固相物，酸解率也低。主反响完毕，当即中止吹风，持续坚持高温，有利于进步酸解率。    5.矿粉粒度小而均匀    矿粉粒度越大，反响越慢，乃至有些粗颗粒不反响，而使酸解率下降；矿粉粒度不均匀，有粗有细，在反响时，细粒先反响，细粒反响后，硫酸浓度下降了，粗粒反响不彻底，酸解率也低。    6.拌和要均匀    反响前拌和不均匀，有未分散的矿粉团，会影响酸解率。拌和得太猛，物料过多地溅在锅壁上，无法反响，也会下降酸解率。    7.选用好矿    选用酸溶性好的矿，钛溶出率高，酸解率也高；由于金红石型矿极难被硫酸分化，因而有必要选用金红石成分少的矿，方能进步酸解率。    8.防止发作前期水解和呈现不溶的固相物。由于呈现这些现象都会使酸解率下降。