含钒溶液的钒酸钙、钒酸铁盐沉淀法
2019-01-24 14:01:24
钒酸钙、钒酸铁盐沉淀法主要用于从低浓度含钒溶液中回收钒。
一、钒酸钙法
加入CaCl2、Ca（OH）2、CaO，随溶液pH值的变化而生成不同的沉淀。pH值10.8～117.8～9.35.1～6.1沉淀物正钒酸钙焦钒酸钙偏钒酸该Ca3（VO4）2CaV2O7Ca（VO3）2溶解度小小稍大
通常在强烈搅拌下逐渐加入沉钒剂，加Ca2＋后 等杂质也会进入沉淀，硅胶也混入沉淀。最经济有效地沉淀物位焦钒酸钙，沉钒率一般可达97%～99.5%。
二、钒酸铁沉淀法
用铁盐或亚铁盐作沉淀剂，在弱酸性条件下，将含钒溶液倒入硫酸亚铁溶液中，并不断搅拌、加热，便会析出绿色沉淀物。由于二价铁会部分氧化成三价铁，V2O5会部分还原成V2O4，所以沉淀物的组成多变，其中包括Fe（VO3）2、Fe（VO3）3、VO2·xH2O、Fe（OH）3等。若沉淀剂采用FeCl3或Fe2（SO4）3，则析出黄色xFe2O3·yV2O5·zH2O沉淀。本法钒的沉淀率可达99%～100%。
钒酸铁及钒酸钙均可作冶炼钒铁的原料，或作为进一步提纯制取V2O5的原料。
酸法提取五氧化二钒工艺
2019-02-11 14:05:44
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。
酸法生产氧化铝
2019-03-04 16:12:50
酸法出产氧化铝有各种不同的办法，但根本进程为：（1）矿石的预处理。意图在于改进矿石中氧化铝的溶出性，除掉杂质，将矿石磨细到必定粒度。（2）用酸容法，使矿石中氧化铝转变为可溶性的无机酸铝盐与不溶性杂质别离。（3）溶出液除铁。（4）铝盐的分化和氢氧化铝的煅烧。（5）酸的收回。
酸法出产氧化铝的长处是质料来历广泛，但存在下述首要缺陷：从铝盐中除铁困难；钢制设备遭到腐蚀；溶解氧化铝所需酸量大；酸的收回再生进程杂乱；铝盐具有高的生成热，煅烧分化时热耗大；大都酸具有挥发性，环境保护方面较杂乱；酸法得到的氧化铝与拜耳法得到的氧化铝的性质有所不同，电解作业需求调整。
酸法出产氧化铝中，法最受注重，因为它有许多长处：比较廉价，溶出条件不严苛；水和氯水铝的水含量比其他铝盐少，无段蒸腾便可结晶分出：HCl易于收回使用。
法的工艺流程如图1所示，用1:1的于50℃下拌和溶出600℃下焙烧过的黏土，因为反响放热，坚持溶出进程在欢腾下进行。通过2h的溶出，氧化铝的溶出率达95%。钛化合物少数溶出，硅矿藏悉数进入渣，易别离。溶出液中的FeCl3可通过基萃取完全脱除。除净铁的AlCl3溶液浓缩后或通入HCl气分出AlCl3·6H2O。煅烧AlCl3·6H2O，在185℃时分化为AlCl3和水，400℃以上进一步分化为氧化铝。为了得到冶金级的氧化铝需求在1000℃以上进行，得到的HCl气回来使用。图1 法出产氧化铝的工艺流程图
酸法出产氧化铝的办法还有法国Petzer公司的H+-process和酸碱联合法等。
钨钴铝钒回收方法
2019-02-25 15:59:39
一、高温处理收回钨钴法 超硬质合金是由钨、钴和炭粉混合成型烧结加工制成的。日本新金属公司开发的超硬质合金高温处理法能够收回钨钴再生粉末，年产可达80吨。高温处理法制作再生粉末流程： 超硬质合金碎屑洗净后 ，在 1800～2300℃高温下的惰性气体中进行热处理，超硬质合金中的钴呈易于粉末化的海绵状况。在热处理温度下 ，超硬质合金中钴在 1800 ℃以下不呈海绵状况 ，而在 2300℃以上合金中的碳化钨将分化并生成第三相 ，成果欠好。 热处理后的块状碎屑 ，用颚式破碎机或滚筒破碎机进行粗碎到 - 850μm ，这以后再微破坏成再生粉末。本法得到的再生粉末 ，因通过粗大粒子化进程 ，烧结时有易于粒子生长的倾向。其间的钴含量、碳含量处理后简直没有改变，仅杂质铁、硅量添加，对制作硬质合金没有影响。再生粉末粒度据破坏条件，或许微破坏到 1μm 以下。 本法用比较简单的工序 ，不危害超硬质合金的原组成，任何种类的超硬质合金均可再生成必定粒度的粉末，不需特殊设备 ，为经济的收回办法。较以往加化学试剂精粹后收回运用的办法，有很大优越性。
二、废饮料铝罐涂料剥离法 废铝罐收回处理中 ，熔解收回率低 ，质量差的问题 ，关键是铝罐的外面和里边运用的涂料引起的。首先是熔解收回率低，因涂料的高分子化合物在熔解时发热 ，促进铝氧化，使金属收回量削减;其次质量差 ，是因涂料中运用的颜料氧化钛(白色剂用)，成为杂质元素混在铝熔液中，生成粗大介在物 ，使制品加工不良是发生缺点的原因之一。 为将引起这些要素的涂料除掉 ，运用加热焙烧的办法 ，但存在设备大型化和颜料原因的钛尚不能除掉等问题。日本选用溶剂化学办法(膨润剥离法)消除铝罐上的涂料 ，用新开发的涂料剥离设备 ，该设备剥离涂料 ，废铝罐熔解收回率，比不剥离涂料熔解时得到进步，且又避免涂料含钛成分的混入 ，铝熔液成分与市售铝罐主体材料(3004材)的分析值简直相同。该剥离设备、除掉涂料进一步进步铝的收回率，改进收回铝材的质量 ，因此被广泛选用。处理废铝罐剥离涂料，每小时处理量约为 200kg∕ h。除用于饮料铝罐涂料剥离外 ，也可用于铝制窗框、铝箔、铝制薄片的层制品等的涂料剥离除掉。 膨润剥离的原理:铝罐用涂料 ，一般外部用两种，清洁涂料和白色涂料;内部用一种清洁涂 料。涂料构成是高分子的物质 ，因为溶剂使其膨润，用以剥离涂料。即吸收了溶剂而膨润的高分子涂料的胀大力，超越涂料自身在铝罐材料上的附着力 ，涂料剥离成为或许。
膨润剥离的工序： (一)前处理。为有利于除掉涂料 ，将收回的废铝罐切成 1∕10 罐体的碎片，装入笼中。 (二)剥离工序。将笼浸入剥离液内。进行反转，剥离液使涂料膨润进行化学反应 ，反转中铝片彼此冲突促进剥离。 (三)漂洗工序。与剥离工序相同 ，一半投入剥离液中反转 ，使剥离的涂料和铝片分脱离。(四)蒸汽枯燥工序。将笼置蒸汽中反转 ，铝片表面附着的剥离液蒸腾 ，气化的剥离液用水冷管凝集收回，再循环运用。(五)枯燥工序。比(四)工序的蒸汽温度再升高，反转铝片残留的剥离液再进一步蒸腾枯燥。 (六)紧缩处理工序。膨润剥离后的铝片 ，从笼中取出，用压力机紧缩后送熔解工序，熔炼收回铝材。 运用的涂料剥离液 ，为、和起促进剥离作用的卤化乙酸混合液，这种混合液对铝罐涂料的膨润作用大，剥离功能高。
三、重油灰提钒法 石油中含有微量钒。日本在 50 时代后期 ，电力公司的首要燃料由煤炭转向石油，专烧重油的火力发电所渐多，然后发生很多废弃物重油灰。新式化学工业公司研讨处理重油灰提钒工艺成功，改变了悉数依靠进口钒的局势 ，于 1973年建造新工场，会集全国的重油灰，提钒收回运用有价金属。 重油灰是重油锅炉焚烧时发生的用收尘器收回的烟尘 ，亦叫集尘煤。还有水管式锅炉底的附着物，在守时修理时取出的焚烧壳也叫锅炉渣。 烟尘的首要成分是未焚烧的炭 ，含有价金属钒、镍的档次很低。收回时须经前处理 ，将其水洗除掉可溶成分，再在800～1000 ℃焙烧，焙烧后分量减到 1∕ 10 ，钒档次相应进步。焚烧壳要混合碱焙烧，再用水提取钒 ，提出的残渣镍成分升高，作为提镍质料。钒经盐类结晶分出 ，焙烧得V2O5 ，或再精制成各种用处的钒化合物出售(V、V2O5、NH4VO3、VOCl3)。
白钨矿(Scheelite)(又称钨酸钙矿)
2019-01-21 10:39:06
Ca［WO4］
【化学组成】由于W和Mo离子半径几乎相等，因此，白钨矿中W与Mo为完全类质同像，成
为白钨矿—钼钨矿系列。高温时，Mo含量高；与辉钼矿共生的白钨矿中，Mo含量也高。部分的Ca可被Cu和TR代替。
【晶体结构】四方晶系；a0=0.525nm,c0=1.140nm;Z=4。白钨矿晶体结构简单，是由稍扁平的［WO4］四面体和Ca离子沿c轴相间排列而成。
【形态】晶体常呈四方双锥，也有的沿{001}呈板状（图H-22）。依(110)成双晶普遍。集合体多呈不规则粒状，较少呈致密块状。
图H-22白钨矿晶体
【物理性质】白色、黄白、浅紫等，油脂光泽或金刚光泽；透明至半透明。解理{111}中等；断口参差状。硬度4.5～5。相对密度5.8～6.2(相对密度随Mo的增加而降低)。性脆。具发旋旋光性，在紫外光照射下发浅蓝色至黄色(依Mo的含量而定，Mo增加，荧光变浅黄至白)的荧光。
【成因及产状】主要产于接触交代矿床。也可见于高—中温热液矿床。
【主要用途】重要钨矿石矿物。
某高磷钒矿浸出试验研究
2019-01-21 18:04:47
我国钒矿资源极为丰富，但大部分品位低，多数没有得到充分开发利用。钒主要以三价和五价形式存在于矿石中，其中三价钒几乎主要存在于含铁矿物或含铝矿物中，没有独立矿物；五价钒一般形成独立矿物－钒酸盐，常与铀和磷矿物共生。当矿石中的钒以三价状态赋存于硅酸盐类矿物中时，通常采用加添加剂在高温下焙烧来破坏钒矿物的结构，将三价钒氧化为五价钒后进行浸出。但高温焙烧污染大、能耗高、投资大。
西北地区某钒矿的V2O5平均品位0.75%，矿物组成复杂，磷含量较高，采用传统的焙烧工艺进行氧化焙烧，钒转化率较低，所以该资源始终未能得到很好的开发。试验研究了对原矿直接进行酸浸，确定了可行的工艺条件。
一、矿石类型及物质组成
（一）矿石类型
矿石组成十分复杂。钒吸附于泥质岩和胶状褐铁矿中，没有相应的独立矿物存在，钒的载体物质多以泥质内碎屑形式存在。脉石矿物主要有方解石、石英和泥质，围岩为碳酸盐岩。磷灰石多以胶磷矿内碎屑胶结物形式存在，为胶体脱水形成的微晶磷灰石。
（二）矿石物质组成
原矿的多元素化学分析结果见表1，原矿的X射线衍射分析结果见表2。
表1 原矿多元素化学分析结果 %表2 钒矿石X射线衍射分析结果 %二、试验原理
用氧化性酸破坏泥质岩和胶状褐铁矿的矿石结构，氢离子进入矿物晶格中置换相应金属离子，使矿物结构发生变化，将钒释放出来，并被氧化成四价钒。四价钒易溶于酸并生成钒氧基离子（VO）2+，反应式为：三、试验设备及方法
（一）试验设备
试验设备主要有HH-2型电热恒温水浴锅，JJ-1型精密增力电动搅拌器，2X2-2型旋片式真空泵等。
（二）试验方法
取一定浓度的硫酸溶液于四口瓶中，置于水浴锅中加热至一定温度；称取一定质量的原矿加入到放有酸液的四口瓶中，继续加热搅拌；反应一段时间后停止搅拌，过滤，洗涤。滤渣、滤液分别计量、分析。
四、试验结果及讨论
（一）原矿直接酸浸正交试验
原矿直接用硫酸浸出，钒浸出率主要受浸出剂浓度、浸出温度、液固体积质量比、浸出时间、矿石粒度的影响。选定此5因素，每因素3水平，安排L27(313)正交试验。因素及水平见表3，试验结果见表4和图1～4。
表3 试验因素及水平
表4 正交试验结果图1 H2SO4质量浓度对钒浸出率的影响图2 液固体积质量比对钒浸出率的影响图3 浸出时间对钒浸出率的影响图4 浸出温度对钒浸出率的影响图5 矿石粒度对钒浸出率的影响
可以看出，对原矿直接进行酸浸，各因素影响顺序为：浸出温度>液固体积质量比>硫酸质量浓度>浸出时间>原矿粒度；较优工艺参数为：浸出温度90℃，液固体积质量比3∶1，H2SO4质量浓度250 g/L，浸出时间6h，矿石粒度小于0.175mm。温度和液固体积质量比是影响钒浸出的主要因素：温度升高，有利于浸出反应的进行，但温度过高，对操作不利，以不高于90℃为宜；液固体积质量比较大时可获得较高的浸出率，但也会降低浸出液中钒的质量浓度，影响后续的净化富集，以2∶1较为适宜；H2SO4质量浓度增大，钒浸出率提高，但酸度过大会降低溶液pH值，影响后续工序，经济上也不合算，所以，H2SO4质量浓度确定为250g/L。
（二）验证试验
根据原矿直接酸浸正交试验结果，在最适宜条件下进行验证试验，结果钒浸出率达90.72%～92.56%，平均值为91.81%，有较好的结果。
五、结论
对高磷钒矿采用直接硫酸浸出法浸出钒是可行的。直接酸浸最佳工艺条件为：浸出温度90℃，液固体积质量比2∶1，H2SO4质量浓度250g/L，浸出时间6h，矿石粒度小于0.175mm，此条件下，钒浸出率达90.72%～92.56%。
铜的酸浸—沉淀—浮选法
2019-02-18 10:47:01
此法在我国的运用尚不行广泛，首要原因是我国氧化铜矿的原矿性质大部分不适于用酸浸出，但在单个矿山或矿点，依然存在着运用此法的可能性。有的矿山现已进行过实验，取得了必定的效果。此法在国外已有很多运用成功的实例，如美国比尤特酸浸厂、津巴布韦曼古拉堆浸厂等。 （1）比尤特酸浸厂（美国） 比尤特（Butte）选厂于1964年投产，开端是选金矿，已开采了3.3亿吨矿石，现在储量还有3亿吨。因母岩和断层四周所产矿石中含有硫酸铜，均匀含量为0.18%Cu。为收回这部分铜建立了酸浸-沉积-浮选车间，工艺流程如下图所示。
美比比尤特酸浸—沉积—浮选流程[next]
从矿仓出来的矿石进入衬有耐酸材料的转鼓式解磨机中，因为磨机的冲突破坏效果，脉石中的细泥和氧化物成为涣散状况。向解磨机中参加约1.5公斤/吨的硫酸使pH=2。在解磨过程中，有70%的氧化铜转入溶液，溶液中的铜离子浓度达1.1克/升，通过解磨后，矿砂再经两段磨矿，用双黄药进行浮选；溢流用海绵铁沉积铜；然后用双黄药、和醇类起泡剂浮选沉积铜。海绵铁用磁选法收回循环运用。矿砂部分的终究精矿档次为15%Cu.浮选除用双黄药外，还添加了少数的硫醇、起泡剂和石灰乳。 沉积铜的粗选作业参加14克/吨双黄药和90克/吨起泡剂（50%和50%醇类），扫选作业补加必定量的捕收剂。选厂邻近建立了制酸厂和海绵铁厂。硫酸是由黄铜矿精矿焙烧发生的二氧化硫制取，海绵铁则由黄铁矿焙烧发生的烧渣通过处理而成。 （2）曼古拉堆浸厂（津巴布韦） 曼古拉（Mangula）是津巴布韦的大型矿山之一，该矿床上部被白云砂岩、长石片岩和绿泥石等所掩盖，地表24米以上为氧化矿，以下为硫化矿。氧化铜矿藏有孔雀石、硅孔雀石、假孔雀石、蓝铜矿，偶见少数蓝磷铜矿和赤铜矿。硫化铜矿藏有斑铜矿、辉铜矿和少数的黄铜矿。金属矿藏还有黄铁矿、磁铁矿、镜铁矿和辉铜矿等，一切金属矿藏都是细粒嵌布。重要脉石矿藏有正长石、石英、方解石、绢云母、绿泥石和少数硬石膏、电气石等。 1957年建成一座日处理能力3000吨的硫化矿选厂，1965年又建成一座日处理能力2000吨的氧化矿堆浸厂。堆浸厂首要处理露天开采的矿体上部氧化铜矿，原矿含铜1.13%。 堆浸厂所用的流程和设备如下图所示。矿石堆浸场所380米*60米，为不透水地上，矿石可堆高6米，从中心到边际横向斜度4%，纵向斜度5%。堆浸场所的巨细满足完结循环浸出、洗矿和进出矿石。浸过的矿石经洗刷后作井下采矿回填料。浸出作业酸耗3.5-4公斤/公斤铜，铁耗1.5公斤/公斤铜。为避免硫酸腐蚀效果，各有关设备别离选用环氧沥青涂层或橡胶和不锈做面料。[next]
曼古拉堆浸流程
铌钽精矿酸浸法分解
2019-01-21 09:41:35
铌钽精矿酸浸法分解(decomposition of niobium and tantalum concentrate by acid leachingmethod)铌钽精矿中的钽和无机酸作用，转变成可溶性组分与不溶性杂质分离而得以提取的过程，为含铌钽原料处理方法之一。所得浸出液用作进一步提取铌钽的原料。主要有硫酸焙烧分解法和氟氢酸分解法。硫酸焙烧分解法一般用浓硫酸焙烧分解铌钽精矿。铌钽精矿中所有金属组分在焙烧条件下几乎都能与硫酸作用，生成可溶性或不溶性的硫酸盐。焙烧产物有酸浸出和水浸出两种处理方法。酸浸出处理时，铌钽进入浸出液，浸出液可作为铌钮革取法分离等的原料。水浸出处理时，铌和钽、稀土、钍、钛、铁、铝等可溶性硫酸盐都进入溶液，可利用铌、钽、稀土等氢氧化物水解pH值的不同，用分步水解法(见沉淀)使铌、钽与其他元素分离。铌钽精矿的铌、钽和钛，在453～523K温度下焙烧，一般都分解完全。硫酸焙烧分解法适用于处理低品位铌钽精矿。由于浸出液的铌钽浓度低，浸出液处理量大，产品纯度低，硫酸消耗量大，国际上甚少采用。氟氢酸分解法用氟氢酸分解铌钽精矿的效果好，为国际所广泛采用。这种方法的特点是分解与浸出能同时进行，但几乎所有的矿物组分都与氟氢酸反应，因而氟氢酸的消耗量大。因此，氟氢酸分解法适用于处理高品位的铌钽精矿。铌钽精矿中的钽、铌和钛在氟氢酸分解过程中的主要反应为：其他的金属杂质亦生成相应的氟化物。当溶液中的氟氢酸浓度低于7%时，H2NbF7发生水解生成H2NbOF5。影响分解反应的因素主要有氟氢酸浓度和用量、精矿粒度、分解温度、搅拌速度和分解时间等。氟氢酸浓度和用量增加，分解反应速度加快。氟氢酸浓度一般以25～30mol/L为宜。在分解过程中加入硫酸，由于精矿中某些组分与硫酸反应，能提高分解反应的速度。分解反应速度与精矿颗粒总表面积成正比，而颗粒总表面积与颗粒半径成反比，减小精矿粒径有利于提高分解反应速度。一般使用粒径在0.074mm以下的铌钽精矿。分解温度高，分解反应速度快，一般在低于333K温度下加完物料，在353K温度下保温6～8h。铌钽精矿的分解速度受扩散层厚度的控制，适当增加搅拌速度可减小扩散层厚度，对提高分解速度有利。用氟氢酸分解铌钽精矿的铌钽分解率一般在98%以上，分解残渣中的铌钽含量低于1%。氟氢酸是强腐蚀性酸，加热时容易挥发，分解作业在衬铅、衬胶或钼镍合金的密封槽中进行。作业场所要备有有效的通风设施，严禁人体接触氟氢酸。在铌钽精矿氟氢酸分解的废渣中常含有铀、钍等放射性元素，根据国家放射性防护规定，比放射性活度大于7.4×104Bq/kg的废渣要按放射性废物处理，存入专用渣库，严防废渣流失，避免污染环境。氟氢酸分解铌钽精矿所产生的含氟酸性废液，用石灰处理达到国家标准后排放。
承德超贫钒钛磁铁矿尾矿钒钛磷综合回收研究
2019-01-24 09:35:03
该项目是河北省国土资源厅立项的科技项目，由河北省地矿中心实验室完成，于2008年1月通过了河北省国土资源厅组织的验收。
承德超贫钒钛磁铁矿是国内著名的大庙式钒钛磁铁矿的一个亚矿种，也是近年来河北省成功开发利用的新矿种。超贫钒钛磁铁矿除富含铁元素外，还伴生有钒（V）、钛（Ti）、磷（P）等矿产。但在矿山开发利用中，绝大多数矿山企业还未综合回收利用钒、钛、磷等伴生矿产，仅少数矿山企业综合回收利用钛、磷等资源，综合回收利用率较低，大量宝贵的不可再生的钒、钛、磷等资源难以回收。为推进资源综合回收，2007年承德市国土资源局规划设计院与河北省地矿中心实验室合作，开展并完成了《河北省承德市超贫钒钛磁铁矿（尾矿）钒、钛、磷等元素综合回收利用研究》项目。
研究工作在借鉴以往“大庙式”钒钛磁铁矿伴生元素综合回收工艺的基础上，首先采用光学显微镜鉴定、扫描电镜分析、光谱分析、化学分析、物相分析和电子探针分析等方法，对矿石物质组成、矿石性质及矿石加工技术综合分析研究；选择了8个具代表性矿区，针对矿石性质，利用矿物磁化系数、比重及可浮性等物化性能的差异，采用磁选、浮选和重选等方法，对磁铁矿、磷灰石和钛铁矿的可选性进行了选矿试验对比，总结推荐出单一选铁及综合选磷、选钛流程，即“粗磨磁选、粗精矿再磨磁选－摇床－强磁选钛工艺流程”或“原矿－磁选－浮选－钛回收流程”。矿石中磁铁矿，可用弱磁法回收；钒无单独矿物，而以类质同象形式赋存于钒钛磁铁矿中，通过冶炼回收；钛铁矿中单晶可用强磁法或重磁浮联合流程回收；磷灰石可浮性良好，可用浮选法从铁选尾矿中直接回收。流程为提高超贫钒钛磁铁矿资源中钛、磷等元素综合利用水平提供了选矿工艺参考和借鉴；同时，依据现行的铁矿、磷矿地质勘查规范，在类比分析基础上提出对原矿中钛、磷等伴生组分的综合利用最低工业指标建议。
通过研究、可选性工业实验以及矿山生产实际表明，从尾矿中选钛、选磷技术上可行、经济上合理，钛、磷平均入选品位均在2%左右，磷精矿品位可达33%以上，钛精矿品位达46%以上。
另外，项目还研究了尾矿对地质环境的影响和尾矿的利用问题，提出利用建议。
该项目是河北省国土资源厅立项的科技项目，由河北省地矿中心实验室完成，于2008年1月通过了河北省国土资源厅组织的验收。
承德超贫钒钛磁铁矿是国内著名的大庙式钒钛磁铁矿的一个亚矿种，也是近年来河北省成功开发利用的新矿种。超贫钒钛磁铁矿除富含铁元素外，还伴生有钒（V）、钛（Ti）、磷（P）等矿产。但在矿山开发利用中，绝大多数矿山企业还未综合回收利用钒、钛、磷等伴生矿产，仅少数矿山企业综合回收利用钛、磷等资源，综合回收利用率较低，大量宝贵的不可再生的钒、钛、磷等资源难以回收。为推进资源综合回收，2007年承德市国土资源局规划设计院与河北省地矿中心实验室合作，开展并完成了《河北省承德市超贫钒钛磁铁矿（尾矿）钒、钛、磷等元素综合回收利用研究》项目。
研究工作在借鉴以往“大庙式”钒钛磁铁矿伴生元素综合回收工艺的基础上，首先采用光学显微镜鉴定、扫描电镜分析、光谱分析、化学分析、物相分析和电子探针分析等方法，对矿石物质组成、矿石性质及矿石加工技术综合分析研究；选择了8个具代表性矿区，针对矿石性质，利用矿物磁化系数、比重及可浮性等物化性能的差异，采用磁选、浮选和重选等方法，对磁铁矿、磷灰石和钛铁矿的可选性进行了选矿试验对比，总结推荐出单一选铁及综合选磷、选钛流程，即“粗磨磁选、粗精矿再磨磁选－摇床－强磁选钛工艺流程”或“原矿－磁选－浮选－钛回收流程”。矿石中磁铁矿，可用弱磁法回收；钒无单独矿物，而以类质同象形式赋存于钒钛磁铁矿中，通过冶炼回收；钛铁矿中单晶可用强磁法或重磁浮联合流程回收；磷灰石可浮性良好，可用浮选法从铁选尾矿中直接回收。流程为提高超贫钒钛磁铁矿资源中钛、磷等元素综合利用水平提供了选矿工艺参考和借鉴；同时，依据现行的铁矿、磷矿地质勘查规范，在类比分析基础上提出对原矿中钛、磷等伴生组分的综合利用最低工业指标建议。
通过研究、可选性工业实验以及矿山生产实际表明，从尾矿中选钛、选磷技术上可行、经济上合理，钛、磷平均入选品位均在2%左右，磷精矿品位可达33%以上，钛精矿品位达46%以上。
另外，项目还研究了尾矿对地质环境的影响和尾矿的利用问题，提出利用建议。
碱法浸出某含钒铬泥中的钒
2019-02-21 12:00:34
钒是一种重要的战略资源。在我国，钒及其化合物的首要来历有两个，即钒钛磁铁矿和石煤。一些与钒相关的工业生产进程中所发作的含钒抛弃物虽在量上不占优势，但从资源循环运用的视点考虑，对这类抛弃钒资源进行提钒回用的研讨也有重要意义。
依据钒资源的不同特性，提钒工艺也有所不同。关于石煤和含钒粘土，传统提钒首要运用钠化焙烧－水浸、钙化焙烧－酸浸及空白焙烧－酸浸等工艺，对其间机理，特别涉及到焙烧工序的机理，已有很多学者进行了研讨报导。别的，也有学者从焙烧办法的视点进行了研讨，提出了微波焙烧－水浸提钒新工艺，并开端探讨了微波焙烧的机理。因为焙烧进程存在一些缺陷，如污染性气体的发作，转浸率低以及能耗量高级，提钒工艺研讨的重心转向了湿法酸浸，现在已在其工艺及机理上取得了必定发展。与此同时，也有研讨显现，对某些含钒资源进行直接酸浸，需较大的酸量才干得到较高的钒浸出率，这对提钒后续工序的操作造成了极大困难。还有学者研讨了在加压条件下酸浸提钒工艺发现用低酸即可溶出较多的钒，但因为设备约束等原因，该类工艺的工业化具有必定难度。因为碱浸进程具有杰出的挑选性，且对设备要求低一级长处，遭到了很多学者的注重。Navarro，何东升等人，针对各自钒资源特性进行了碱浸出的研讨。
关于含钒抛弃资源，因为其发作途径存在较大差异，即使同一类的钒资源也可能在物理性质、化学组成及结构等方面存在许多不同，因而，对这类含钒资源的提钒研讨需求有更强的针对性，才干到达工艺最优化的意图。本文针对某含钒铬泥的特色，先进行了探索性试验，然后进行了碱浸单要素试验，在此基础上，进行了氧化浸出的开端试验。
一、试验材料与办法
（一）试验材料
含钒铬泥取自攀枝花某公司，原矿渣中含水较多，将其在105℃下烘干后，进行元素分析，成果见表1。
表1 含钒铬泥干基化学组成（质量分数）／％V2O5CrFeCaSiO2NaClTiS4.8030.203.002.401.501.501.000.402.80
（二）试验原理
在浸出进程中，pH值对V（V）在溶液中的存在形状及行为有着较大的影响，具体表现如下： 关于V(V），酸浸出时有必要使pH＜1.5，而碱浸出则有必要确保OH－离子浓度足够大，以取代与阳离子结合的VO3－，使其溶出。
关于V（W），在pH＝6.7～11.5之间并不溶解，在pH＜6.7的酸性溶液中能够VO2＋离子形状溶出，在pH＞11.5的碱性溶液中将发作如下反响而溶出：
VO2＋＋3OH－→VO（OH）3－
（三）试验办法
先对含钒铬泥进行了钒浸出的探索性试验。浸出时，称取100g含钒铬泥放入置于水浴之中的三口烧瓶，按必定液固比（浸出剂体积(mL)与钒渣质量（g)的比值）参加事前装备好的必定浓度的浸出剂，浸出剂用量为浸出剂与矿样的质量分数。操控浸出温度和浸出时
间。完结浸出后，对浸出液中V2O5浓度进行测定，若Cr离子浓度较低，未发作色彩搅扰，则用NaAsO2屏蔽Cr后用硫酸亚铁铵法进行滴定。若Cr离子浓度较高，则用钒铬接连测定法接连测定V2O5和Cr的浓度。
二、试验成果与评论
（一）探索性试验
先对高铬钒渣简略研磨后进行了探索性试验，分别用H2SO4和NaOH对含钒铬泥进行浸出，浸出时液固比2∶1，浸出时刻60min，浸出温度95℃。成果如表2所示。由表2可知，H2SO4能有用溶出铬泥中的钒，但酸用量大，且溶出的Cr3＋又需后续处理，极为不方便。试验进程中还发现，酸浸液中存在很多胶凝态物质，使浸出液过滤功能差。在碱浸试验中，必定用量的NaOH能使V2O5浸出率到达68.50%，且挑选性强，Cr3＋并未溶出，这一成果与文献报导的有所不同。
探索性试验标明，因为酸浸工艺存在酸耗量高和浸出液过滤功能差等缺陷，不宜选用酸浸工艺从该铬泥中浸出V2O5。而碱浸工艺挑选性强，且V2O5浸出率较高，因而，关于该铬泥，以挑选碱浸工艺提取其间V2O5为宜。
表2 铬泥探索性浸出成果浸出剂用量V2O5浸出率/%Cr浸出率/%10%H2SO418.515.350%H2SO491.892.410%NaOH7.8＜1.030NaOH68.5＜1.0
（二）NaOH浸出单要素试验
1、NaOH用量对V2O5浸出作用的影响NaOH用量对V2O5浸出作用的影响如图1。浸出时，液固比2∶1．浸出时刻60 min，浸出温度95℃。图1 NaOH用量对V2O5浸出率的影响
由图1可知，跟着NaOH用量的添加，V2O5浸出率也随之增大。但当NaOH用量到达30%并持续添加到50%时，V2O5浸出率仅从68.50%添加至72.30%，增幅并不显着，阐明当NaOH用量到达30%时，V2O5浸出率现已趋向于极限。
2、浸出时刻对V2O5浸出作用的影响浸出时刻对V2O5浸出作用的影响如图2。浸出时，NaOH用量30%。液固比2∶1，浸出温度95℃。图2 浸出时刻对V205浸出率的影响
由图2能够看出，浸出初始阶段，V2O5浸出率受浸出时刻影响较为显着，在20～60min之间，V2O5浸出率急速添加，从37.90%敏捷添加到68.50%，60min后，浸出时刻的影响显着下降V2O5浸出率简直不再添加。
3、浸出温度对V2O5浸出作用的影响浸出温度对V2O5浸出作用的影响如图3。浸出时，NaOH用量30%．液固比2∶1．浸出时刻60min。图3 浸出温度对V2O5浸出率的影响
由图3可知，浸出温度对V2O5浸出率有着较大的影响。温度为40℃时，V2O5浸出率很低，仅为36.70%，而当温度升高至95℃时，V2O5浸出率显着进步，为68.50%。
4、液固比对V2O5浸出作用的影响液固比对V2O5浸出作用的影响如图4。浸出时，NaOH用量30%，浸出温度95℃，浸出时刻60min。
由图4可知，当液固比小于5∶1时V2O5浸出率并未遭到太大影响，但跟着液固比的持续升高，V2O5浸出率有下降趋势。这是因为在液固比较低时，尽管矿浆粘度较高，不利于浸出反响，但NaOH浓度也比较高，OH－与v（Ⅳ）或v（Ⅴ）的作用显着强于粘度影响，因而，V2O5浸出率也比较高。而当液固比增大，OH－与V（Ⅳ)或V（Ⅴ）的作用削弱，不利于V2O5的浸出。图4 液固比对V2O5浸出率的影响
（三）氧化碱浸出试验
为进一步进步V2O5的浸出率，研讨了氧化碱浸出工艺对该铬泥中V2O5浸出的影响作用。试验中，采纳两种不同氧化办法将V（Ⅳ）氧化为V（Ⅴ），即直接碱浸氧化及在弱酸性条件下的氧化，前者运用H2O2作为氧化剂，而后者则运用KC1O3。
1、H2O2用量对V2O5及Cr浸出率的影响H2O2用量对V2O5及Cr浸出率的影响如图5所示。浸出条件为：NaOH用量30%，初始液固比2∶1，浸出温度95℃，浸出时刻60min。由图5可知，碱浸氧化进程中，Cr浸出率因H2O2用量的增大而添加，而V2O5的浸出率则显现出不同规则：当H2O2用量较低时，V2O5浸出率下降，直到必定程度后，才呈上升趋势。这可能是因为在该浸出系统中存在很多Cr（OH）3，故H2O2优先氧化Cr（Ⅲ），且在氧化进程中消耗掉必定的NaOH，所以下降了V2O5浸出率。跟着H2O2用量升高，Cr（Ⅲ）和v（Ⅳ）呈现了竞争性的氧化，因而V2O5浸出率开端进步。图5 H2O2用量对V2O5及Cr浸出率的影响
2、 KC1O3用量对V2O5浸出率的影响按液固比参加10% H2SO4发明酸性条件，参加进行氧化，温度95℃，酸性氧化时刻60min，完结氧化后，进行NaOH浸出。NaOH用量30%，浸出温度95℃，液固比2∶1，浸出时刻60min. KC1O3用量对V2O5浸出率的影响如图6所示。因为Cr（Ⅲ）在酸性条件下的强稳定性，并未在碱浸液中检测出Cr，因而，不对Cr进行测定。图6 KClO3用量对V2O5及Cr浸出率的影响
由图6可知，在酸性条件下氧化后的高铬钒渣，碱浸出率显着有进步。当KClO3用量为1％时，V2O5浸出率为71.4%，而当KClO3用量为2%时，V2O5浸出率到达79.3％，KClO3用量持续添加时，V2O5浸出率进步不显着。
三、结语
（一）关于本文研讨的含钒铬泥，因为酸浸工艺存在酸耗量高和浸出液过滤性差等缺陷，不宜选用酸浸；
（二）碱浸出工艺可较好地浸出铬泥中的V2O5，适宜的工艺条件为：NaOH用量30％，液固比2∶1，浸出温度95℃，浸出时刻60 min。此刻V2O5浸出率到达19.50%。
（三）比照碱浸直接氧化浸出工艺和弱酸性氧化－碱浸出工艺，发现碱浸直接氧化存在挑选性差、浸出进程中Cr也被很多浸出的缺陷，需很多H2O2才干进步V2O5浸出率。而在酸性条件下氧化后的铬泥，碱浸出时V2O5的浸出率有较大进步，可到达79.30。
磷酸铁钒锂
