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。

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。

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)。

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。

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%。

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(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。

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。

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。

西南地区某广在处理氧化铋渣时，选用酸浸法，其工艺流程如图1。图1  氧化铋渣的酸浸法工艺流程图 整个流程包含硫酸二段逆流浸铜、浸铋、水解置换、海绵铋熔铸等首要工序。 一、硫酸浸铜。 氧化铋渣经球磨机破碎呈粉状，用硫酸溶液浸出，其反响为：      为了进步浸出作用，选用二段逆流浸出：即一次硫酸浸出后之渣，再进行二次硫酸浸出，二次硫酸浸出后之渣，进入下道工序，而二次硫酸浸出后之溶液，回来一次硫酸浸出，一次硫酸浸出后之溶液，用来收回铜。 技能条件及目标： 一次浸出液固比（3～3.5）∶1；一次浸出拌和时刻40～60分钟；一次浸出液终酸pH约2；一次浸出液弄清时刻10小时以上；二次浸出液固比（3～3.5）∶1；二次浸出拌和时刻2小时；二次浸出加酸量：工业60升，在80～l00分钟内加完。 铜浸出率43%：硫酸耗费2530千克／吨精铋。 二、浸铋。 硫酸浸出后的浸出渣，含有铋、铅与未彻底浸出的铜和铁以及银、碲、砷．锑等。浸出时，发作如下反响：  浸出后的浸出渣，再用稀溶液洗刷后，送往下道工序，用硫酸洗铜与收回银，洗铜液与硫酸浸出之硫酸铜溶液一道，加石灰乳碱性沉铜，产出Cu（OH）2渣，从中收回铜。而稀洗刷液与浸出液一道送去提铋。 技能条件及目标： 提出液固比（3～3.5）∶1；加酸量每批加工业400～430升；拌和时刻2小时；弄清时刻10小时以上；稀洗渣溶液酸度HCl 15～20克／升；洗渣时液固比2∶1；洗渣拌和时刻30分钟；洗渣弄清时刻10小时以上。 铋浸出率92%：耗费8380千克／吨精铋。 三、水解与置换。 将浸出液进行水解，使铋水解沉积而与部分杂质别离，其反响为：水解程序是将自来水注入三氯化铋谘液中，能够进步产出的氯氧化铋的档次（含铋70%以上），为了削减液量而用稀碱液水解，或将三氯化铋溶液参加自来水中，即便终究酸度相同，都会使氯氧化铋含铋档次下降为65%左右，而且沉积物的沉降速度和过滤速度都明显下降。 图2表明BiOCl溶解率、水解水量与pH值的联系。 因为BiOCl中还含有Cu、Fe、CaSO4等杂质，需用工业重溶，而且鼓风拌和，然后别离出不溶性的CaSO4与PbSO4。为了削减铋的丢失，残渣用pH≤1的溶液洗刷，以进步铋的收回率。图2  BiOCl溶解率。水解水量与pH联系 用重溶后的三氯化铋溶液，送往置换槽，用铁板置换海绵铋。因为天然置换速度太慢，为了加快速度，选用直流电电积法：置换后液回来浸出，而置换出的海绵铋放入熔融的苛性钠中熔化。 技能条件及目标： 水解稀释比为溶液∶水＝1∶10；水解后弄清6小时；置换后液含铋低于1克／升。 水解后液排放标准为加石灰中和至pH为5～6。 四、酸浸法设备。 破碎用球磨机一台；浸出并带机械拌和的2米3浸出槽四个，设备的原料为硬塑料；过滤用硬塑料制的0.5米3真空吸滤槽5个；置换用3600×900×1100毫米水泥烙沥青槽4个，阴、阳极均为950×800×10毫米钢板；水解槽共6个，巨细与原料同置换槽。 五、海绵铋熔铸。 置换出的海绵铋在铸钢锅内加固体碱熔融，然后进行精粹。 技能条件及目标： 加料温度350～400℃；熔化温度450～550℃。固体碱耗费200千克／吨海绵铋。

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。

1)催化氧化酸浸预处理砷黄铁矿    中国科学院化学冶金研究所开发的催化氧化酸浸预处理砷黄铁矿，引进的催化体系是由稀硝酸及结构多极性基团的表面活性剂—木质素磺酸钠（NaL）组成。此法在100℃及400 kPa条件下进行，对含砷金精矿进行催化氧化酸浸预处理，金浸出率高达95%~99%。研究工作侧重分析了FeAsS在这一体系中的反响。    ①FeAsS在H2S04-O2 和 HN03-H2S04-02水溶液体系中的比较。因为FeAsS氧化电位较低，即便在H2S04水溶液体系中，也有必定的反响速率。参加硝酸后，体系反响速率添加，如在100℃时，参加5g/L硝酸，反响达相同的转化率，时刻则缩短为1/2，在90℃时，则缩短两倍。    因为存在HNO3，FeAsS的行为与在2S04体系中不同。在后者中，速率与氧分压的一次幂成正比；而有HNO3时，速率与氧分压无关。这样，FeAsS在HNO3-H2S04-O2水溶液体系中的氧化反响能够在较低的操作压力下进行，而无需像硫酸体系中那样，要求较高压力。    在H2S04体系中，添加酸度时可进步速度。有HN03时，酸度下降反而极有利反响速率的添加。因而，FeAsS在HN03-HH2S04-02水溶液中的浸出反响就能够在较低的酸度下进行，这样就能够节省所用的H2S04量。    所以，FeAsS在HN03-H2S04-02水溶液体系中的氧化优于在其H2S04-02水溶液体系中的氧化；首要表现在进步反响速率，下降反响氧分压和削减反响耗酸量。    ② FeAsS与FeS2在HN03-H2S04-02水溶液体系中的比较。FeS2的活化能值为38.5 kJ/mol,而FeAsS仅为23.4kJ/mol，阐明FeS2比FeAsS难以氧化，FeS2的速率受酸度的影响很小，有别于FeAsS。    FeS2 和 FeAsS在100℃的HN03-H2S04-02水溶液体系中，其速率常数与硝酸浓度的联系类似（1/K与1/c（HN03）呈线性联系）。但FeS2浸出速率比FeAsS的浸出速率受HN03浓度改变的影响大。    尽管，当含有FeS2及FeAsS的金精矿进行催化氧化酸浸预处理时，可推论其操作条件首要受FeS2的限制。    2）用硝酸催化氧压浸出法从含银硫化精矿中收回银    20世纪80年代开展起来的Nitrox法、Arseno法和Redox法，已向工业化开展，这些办法处理金、银固执矿时，需求经过随后的化法收回金、银。吴彼锦等报导仅用硝酸催化氧压浸出含银硫化精矿中收回银，并使硝酸循环运用。    一般质料含硫大于7%时选用高温法，关于含硫20%以上，归于难分化黄铁矿型的银精矿，选用高温计划是抱负的，还可简化氧化氮再生HN03 。至于从浸出液收回Ag,因强酸介质，不宜选用Pb、Zn和Fe置换法，用NaCl沉积法，残氯对高压釜材料不锈钢有腐蚀效果，也不可行。因而选用硫酸根沉积银的办法。    实验矿样首要金属矿藏有黄铁矿25%、闪锌矿15%、方铅矿6%、硫盐6%~7%、含银硫盐2%~3%、锡石2%，还有脉石。实验的化学分析成果见表1。 表1       实验化学分析成果成分AgSnZnPbSbCuAsFeSSiO2Al2O3CaOMgO含量w/%1.7832.849.307.303.890.160.2815.8821.6325.597.85    经过浸出条件、脱硝条件和沉银条件的探究与选定，最终的浸出体系实验成果见表2。 表2        浸出体系实验成果沉银脱硝浸出银再生硝酸含银量/（mg·L-1）银收回率/%NO3-含量/（g·L-1）氧化氮收回率/%脱硝浸出最终浸出总银浸出率/%废气中氧化氮收回率/%浸出液沉银后液沉银后液脱硝后液脱硝渣含银/（g·L-1）浸出率/%浸渣含银/（g·L-1）浸出率15620.5599.98151.240.10399.931294947.1663850.5397.6976.3>99.99     沉银条件：KSCN用量为化学计量的1.02倍，浓度0.1994mol/L；     脱硝条件：外加H+（H2SO4）浓度2.5mol/L，液固比5：1，拌和速度600r/min,总压800kPa，110℃，停留时刻30min;     浸出条件：浓度为2.5mol/L的HNO3，液固比5：1，拌和速度600r/min,氧分压200kPa，130℃，停留时刻30min。    由表2可知，银浸出率97.69%，氧化氮循环利用率大于99.9%，废气含NOx小于100×10 -4%，契合排放标准。    为避免脱硝进程进入铅铁钒，有必要外加酸。外加酸所发生的高酸流出液，可用于氧化铜或湿法炼锌，这样，首要耗费的是氧气，办法经济合理。

苄基胂酸是我国创始的黑钨和锡石细泥有用捕收剂。苄基肿酸和混合甲对黑钨的捕收功能极为类似,能够在相同的浮选流程和相同的药剂准则下相互替代运用,得到极为挨近的浮选成果。黑钨比严重,粗粒黑钨用重选法处理能够得到很高的目标但黑钨性脆,在采选过程中简单发生矿泥,重选法收回遭到粒度约束,对矿泥的处理目标较低,湖南、广东、江西一些摇床等重选法收回黑钨细泥的选厂,一般收回率只要20%-40%,适当一部分钨金属从矿泥丢失。用浮选法处理黑钨细泥,收回率比重选法高,因而用重选法处理粗粒矿砂,浮选法处理矿泥的重浮联合流程来进步选厂钨收回率是可取的。

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。

用硫酸分化钛铁矿的化学反响为：                               FeTiO3+3H2SO4→Ti(SO4)2+FeSO4+3H2O           (1)                               FeTiO3+2H2SO4→TiOSO4+FeSO4+2H2O             (2)     该化学反响的方程式也能够把钛铁矿中的钛和铁，视作一个独自成分来表明。                              TiO2+2H2SO4→Ti(SO4)2+2H2O+Q                  (3)                              TiO2+H2SO4→TiOSO4+H2O+24.45kJ                (4)                              FeO+H2SO4→FeSO4+H2O+121.45kJ                 (5)                              Fe2O3+3H2SO4→Fe2(SO4)3+3H2O+141.5k1          (6)     从以上化学反响方程式能够知道，钛铁矿在用硫酸分化时，反响生成物首要是:Ti(SO4)2(硫酸钛或正硫酸钛)、TiOSO4(硫酸氧钛或硫酸钛酰基)、FeSO4(硫酸亚铁或硫酸低铁)、Fe2(SO4)3(硫酸高铁)和水。     在实践出产中究竟是按(1)式反响生成硫酸钛Ti(SO4)2仍是按(2)式反响生成硫酸氧钛TiOSO4，或许有或许按下面反响(7)硫酸钛先水解生成硫酸氧钛，游离出部分硫酸，然后再与这部分酸参加反响：                              Ti(SO4)2+H2O→TiOSO4+H2SO4                      (7)     一般我们以为反响物中首要是Ti(SO4)2仍是TiOSO4要视反响的具体条件来分析，也就是依据反响(3)和(4)的硫酸用量多少来断定。     依据反响(3)钛铁矿中的TiO2与H2SO4反响首要生成Ti(SO4)2，此刻lmol的TiO2要耗费2mo1的H2SO4，假如此刻参加反响的硫酸悉数与矿中的二氧化钛结合，不考虑有未参加反响的游离硫酸存在，则此刻的当反响后F值＞2.453应视为“酸性”、＜2.453应视为“碱性”，F=2.453证明硫酸悉数与钛结组成Ti(SO4)2,理论上讲该溶液应呈“中性”。     如按反响(4)，则lmolTiO2只耗费lmol的H2SO4，按以上相同的假定核算此刻的F值应为1.226,那么以(4)式反响生成物TiOSO4而言，F=1.226该溶液也应呈“中性”状况，而实践出产中不管F=2.453仍是F=1.226的反响物中都有许多的游离酸存在，按道理这些游离酸应该会持续参加反响，但实践上并未持续参加反响。因而人们依据以上反响理论和实践出产状况分析后得出结论，钛铁矿被硫酸分化后的溶液中有Ti(SO4)2，也有TiOSO4，当F＞2.45时Ti(SO4)2占大大都，当F＜2.45时溶液中TiOSO4占大大都，工业钛出产时的F值工艺操控规模一般在1.7~2.1，应该了解反响物中以TiOSO4(硫酸氧钛)为主。也有人把钛液中的有用酸含量大于Ti(SO4)2核算所需求的酸量者称为“酸式钛液”；把钛液中的有用酸含量低于Ti(SO4)2核算所需求的酸量者称为“碱式钛液”，现在世界各国硫酸法钛工厂毫无例外的选用碱式钛液来出产各种品牌的钛。     正硫酸钛[Ti(SO4)2]是一种白色易潮解的粉末，它不能从水溶液中分出，只能在中结晶离分出来。一般以为四价钛的无水硫酸钛Ti(SO4)2简直不存在，有记载的是硫酸钛的九水、四水和三个结晶水的水合物。[next]     硫酸氧钛(TiOSO4)是一种白色易潮解的结晶状粉末，它能溶于水，在0.5%~1.0%的稀硫酸中能彻底溶解，在40%~60%的浓硫酸中溶解度最低，仅0.04%~0.09%，酸的浓度再进步，溶解度又从头上升。在钛的各种硫酸盐中以硫酸氧钛的二水合物TiOSO4·2H2O结晶最安稳，也是被研讨得最具体的一个，它呈白色粗大针状结晶(图1)、在空气中直接加热脱去结晶水与三氧化二硫而生成二氧化钛，二水合的硫酸氧钛在冷水中溶解较慢，加热时简单发作水解。       图2为二氧化钛-三氧化硫-水的浓度三角系统图。系统的组成以mo1%表明，以点作为必定化合物的符号，三角形图中的TiO2-H2O边为钛的氢氧化物，SO3-H2O边为硫酸、焦硫酸及其水合物，TiO2-SO3边为钛的硫酸盐，在许多的钛的硫酸盐中以钛的二水合硫酸氧钛(TiO2·SO3·2H2O)最安稳。     钛的硫酸盐溶液粘度很高，一般以为它既似真溶液又像胶体溶液，两种状况有时彼此平衡一起存在。一切硫酸钛溶液都显现出丁脱尔效应，行将这种溶液细心浓缩，不能构成固定组成的结晶型沉积，而是构成半液体半固体的胶态物质。一般人们以为在强酸介质浓溶液中大大都呈离子状况，而在弱酸介质稀溶液中首要呈胶体状况。        钛铁矿的酸分化产品(钛的硫酸盐溶液)，除上述TiOSO4和Ti(SO4)2以外，许多研讨人员以为还有其他四价钛的硫酸盐存在，其TiO2与SO3的份额从1:2~7:1的硫酸盐都有或许存在，它们的组成不固定，特性也不同，有的不溶于水，有的既不溶于稀酸也不溶于浓酸，乃至不分出沉积。为了尽或许地不发作这些物质，在酸解反响时必定要依据不同状况从严操控。[next]     钛铁矿与硫酸酸分化后的溶液中，TiO2与H2SO4的比值对出产操作进程和终究产品的质量都有很大的影响。     在钛的硫酸盐溶液中存在着不同办法的硫酸a.游离酸---未参加与钛铁矿反响的硫酸；b.与铁结合的硫酸；c.与铁和其他金属结合的硫酸。游离酸和与钛结合的硫酸总和称为“有用酸”，与钛结合的硫酸又能够由有用酸与游离酸之差核算出来，只要有用酸在实践出产中才有含义。       例如:含有150g/LTiO2和270g/L有用H2SO4的钛液F值为1.8。F=270/150=1.8。     F值的凹凸不只能够显现钛液中TiO2与H2SO4的比值，并且能够点评钛液的质量。F值高的钛液一般安稳性好，但会使水解速度减慢，影响水解收得率使水解后偏钛酸的粒径较细。F值低的钛液一般安稳性较差，水解速度虽快，但所取得的偏钛酸粒径粗，颜料功用欠好。     可是F值在出产时的某些进程中还不能彻底阐明物料的改动，因为它反映的仅仅钛液中酸与钛的比值。例如:当钛液冷冻结晶后，许多的硫酸亚铁从溶液中分出，而此刻钛液的F值不会发作改动；当钛液在浓缩或稀释时，总钛和有用酸的浓度都发作了改动而F值也不发作改动；既使酸解反响中所生成的TiOSO4和Ti(SO4):的份额发作改动，会影响钛液中的有用酸含量，F值相同也不发作改动。此外F值的凹凸首要取决钛铁矿酸解时的矿酸比，其次是在浸取时补加的废硫酸，这两部分酸的量在总酸量不变的状况下发作改动，F值不会发作改动。一般以为F值高可进步钛液的安稳性，首要靠有用酸中的游离酸来按捺钛液的前期水解，F值不能直观地表明游离酸的含量与效果。     工业钛出产中F值的操控规模在1.7~2.1，加上有用酸测守时的结尾显色不显着，分析差错较大，在某些状况下用FOA或BAS值来表明更好些。       式中1.2265是按下式反响lmol硫酸与lmol二氧化钛反响生成的硫酸氧钛时，硫酸与二氧化钛的比值(98/79.9).                                              TiO2+H2SO4→TiOSO4+H2O     上面的核算式也能够用下式表明：                                                  FOA=F-1.2265/1.2265     例如用上述同一实例，含有150g/L TiO2和270g/L有用酸的钛液(F值=270/150=1.8)，用FOA值表明则为46.76%。      因为FOA值和BAS值表明的酸度系数起伏较宽，因而在生中体现得更直观，工人操作时更简单调整操控.     钛液在放置时有陈化的倾向(即溶液变浊，部分发作水解分出白色胶体粒子)，这种倾向的强弱程度称为 钛液的安稳性。安稳性差的钛液简单发作前期水解，分出的TiO2胶体颗粒使沉积和过滤操作发作困难，水洗时偏钛酸颗粒穿滤比较严重。因为前期水解的偏钛酸粒径巨细不规则，用这种产品制造出来的颜料级钛的白度、消色力等颜料功用欠好。     从实践出产经历中反映出影响钛液安稳性的首要要素是，钛液的酸比值、浓度(钛液中总TiO2含量)和温度3要素，3要素从钛液的水解方程式中也能从理论上证明。       从以上3个钛的硫酸盐水解化学反响方程式中能够看出，3种水解反响都发作游离硫酸，这阐明溶液中酸度高，能够按捺反响向右进行，并可下降水解反响的速率；其次3个水解反响方程式中，水是反响物之一，水多，钛液的浓度必定会下降，因而会加速水解反响向右进行；别的3个水解反响都是吸热反响，进步温度能够加速水解反响的速率。[next]     钛铁矿的酸解工艺操作，工业出产中一般选用固相法工艺，一般有如下3种操作办法。       a.高温法     先把浓硫酸放入酸解罐内，在压缩空气拌和下将计量好的钛铁矿投入酸解罐内并拌和均匀，然后添加核算好的稀释水，运用硫酸稀释放出的热量，再用蒸汽加热到必定温度后开端酸解反响。       b.低温法     先在酸解罐内把计量好的浓硫酸稀释到工艺规则的浓度和温度后，把计量好的钛铁矿在压缩空气拌和下投入酸解罐中，拌和均匀后开直接蒸汽引发酸解反响。       c.预混合法     把浓硫酸与钛铁矿先在一台预混合罐中拌和均匀，然后把此粘稠状的矿浆投入酸解罐内，再参加定量的稀释水，运用稀释热来引发酸解反响(假如稀释热缺乏于引发反响，可通入少数直接蒸汽加热)。     高温法首要适用于环境温度较低的冬季，或钛铁矿中三氧化二铁含量低(反响热低)，反响比较陡峭的矿种以及二氧化钛含量高、总铁含量低的钛矿(包含酸溶性钛渣)。     预混合法首要用于大型酸解罐，因为酸解的反响速度快，设备大投入的矿粉数量多，用上述两种办法不简单拌和均匀，经过预混合能够使钛铁矿与硫酸充沛混匀，以利进步酸解率，削减难浸取的固相物，还能够避免向酸解罐内投入矿粉时，细矿粉会随烟筒跑掉的现象。     (1)矿酸比的断定     酸解反响的第一步是先断定矿酸比，正确的矿酸比不只能够节省硫酸用量，进步酸解率使反响更彻底。一般矿酸些过低反响所生成的TiOSO4溶液不安稳易前期水解，而矿酸比过高个仅糟蹋硫酸、按捺水解反响，反响所生成的Ti(SO4)2在浸取时难溶于水，还会构成水解产品颗粒细难洗刷。     依据下列钛铁矿与硫酸的反响方程式，能够核算出理论矿酸比：                                FeTiO3+3H2SO4→Ti(SO4)2+3H2O+FeSO4           (8)                                FeTiO3+2H2SO4→TiOSO4+2H2O+FeSO4             (9)     按(8)式核算矿酸比为1:1.93,按(9)式仅为1:1.29.但实践上钛铁矿的组成很杂乱，除了FeO和TiO2外，还有许多的Fe2O3、Al2O3、SiO2、MgO、CaO、MnO等一起参加与硫酸的反响，所以矿酸比很难用核算办法得出，一般要依据钛铁矿中TiO2含量，总铁含量(包含Fe2O3和FeO的比值)及其他杂质含量再经过实验来决议。     我国的钛厂商依据所用钛铁矿的质量和酸解操作办法，矿酸比一般操控在1:1.55~1.65(硫酸以100%计)，这一份额要依据每批矿粉的质量和实践出产状况灵敏把握如:浸取时废酸用量的多少、工艺所要求的F值凹凸等，切忌生搬硬套。     依照化学反响的规则，添加主反响的硫酸用量能够进步酸解反响的速度和酸解率，当矿酸比调整到1:2时酸解率可进步10%，但持续增大到1:15时酸解率仅进步6%~7%，这阐明硫酸的用量不是越多越好。  [next]    (2)反响硫酸浓度的断定     质料硫酸的浓度和反响时稀释的浓度断定对酸解反响的好坏有显着的影响。前面已说到理论上质料硫酸的浓度从85%到98%都能够运用，但最好运用92.5%~95%的硫酸为好，因为质料硫酸浓度过高(＞96%)不只在稀释时会放出更多的热量，并且高浓度的硫酸中H+和SO42-浓度高、活性大使反响速度加速，而质料硫酸浓度过低(＜92%)因为稀释热较少，酸解反响陡峭、固相物紧实不易浸取、安稳性差。但选用预混合法硫酸浓度能够偏高些。     硫酸反响时稀释的浓度也很重要，它直接影响反响的速度和反响剧烈与陡峭的程度。钛铁矿与硫酸的反响尽管是一种放热反响，但钛铁矿是由许多不同共价键与离子键组成的杂乱的氧化物，它的比热容只要0.743kJ/(kg·℃)，活化能约56.9kJ/mol，在常温下钛铁矿与硫酸的效果十分缓慢，往往是加热到必定温度后，反响才会以比较快的速度进行，今后依托反响生成热使反响越来越剧烈，直至主反响完毕。因而要使反响彻底，在反响开端阶段有必要加热活化，从图3-4的数据(矿酸比1:2)能够看出温度进步能够缩短反响时刻，进步酸解率。这个实验是用50%的硫酸在122℃左右的状况下的酸解效果(需求20h反响才干完毕)，可是把硫酸浓度进步到90%时，反响温度能够进步到190~210℃，反响速度显着加速，反响能够敏捷完结，酸解率也能够进一步进步。在实践出产中一般反响温度进步10℃，反响速度能够进步2~4倍。       在我国钛工厂中，硫酸的稀释浓度一般为(88±2)%，因为稀释浓度过低(低于85%)，稀释热少需求补加蒸汽，反响物不易稠化、也不易构成固相物，乃至呈糊状、反响不彻底、难浸取、酸解率低、钛液的安稳性也欠好，假如稀释浓度过高(＞90%)，反响热量大、反响速度快、主反响时刻时刻短、反响物温度高，也会引起前期水解，乃至呈现冒锅事端或发作未反响的固相物而下降酸解率.     一般挑选质料硫酸的浓度和断定反响时稀释浓度的原则为，冬季挑选浓度较高的硫酸，夏日挑选浓度较低的硫酸。运用浓度较高的硫酸，反响稀释时的浓度要偏低一些，运用浓度较低的硫酸，反响稀释时的浓度可偏高一点。大型酸解罐(90m3以上)，因投入的硫酸和钛铁矿较多，为避免反响剧烈难驾驭，硫酸的稀释浓度可偏低一些，矿粉的细度可偏大一些，这样能够延伸酸解反响时刻便于操作操控。     因为硫酸浓度对钛铁矿的酸解反响和安全操作很重要，因而每批运用的硫酸都要认真细心地化验，一般用化学分析的办法来测定硫酸的浓度。[next]     (3)酸解反响的操作     酸解反响的操作一般是先把计量好的硫酸先放入酸解罐中，在压缩空气的拌和下投入矿粉，即先加酸后加矿。硫酸的稀释夏日一般选用低温法，即先把硫酸稀释到必定的工艺浓度并冷却到必定的温度再投矿粉；冬季一般选用高温法，即先加酸后加砂粉然后再参加计量后的稀释水，用硫酸的稀释热来引发反响。     除上述硫酸、矿粉和稀释水的添加次第外，投入矿粉前的硫酸预热温度也很重要。硫酸预热温度过高，矿粉投入后很快会发作剧烈反响，简单构成冒锅事端，并且因为反响速度过快，矿粉与硫酸还未拌和均匀反响已完毕，酸解率偏低，反响不彻底简单呈现固相物；而硫酸温度过低，反响缓慢，主反响不显着，固相物较软，反响不彻底也会呈现未反响的固相物，酸解率偏低。一般硫酸预热温度操控在80~120℃(冬季温度可偏上限、夏日温度可偏下限)，在冬季冰冷时节既使选用高温法稀释热缺乏于到达工艺规则的温度，有时要经过蒸汽预热；在夏日就是选用低温法，稀释后的硫酸温度仍很高，不宜立刻投入矿粉反响，要用压缩空气拌和降温，可是有时压缩空气的温度也很高难于在短时刻内降至规则的温度，此刻能够用收回的稀废酸替代水来稀释浓硫酸以下降稀释热，当然要经过准确核算避免酸度系数过高或矿酸比过高。     按上述办法操作，反响一般在矿粉投入后10~20min后到达120~130℃，反响开端时罐内有白烟从入孔盖处外溢，并有细微振感，当温度到达160℃左右剧烈的酸解反响开端，此刻要当即中止蒸汽加热，因为反响放热温度急剧上升，白烟时而外溢时而倒吸，数分钟内温度陡增百余度，最高可达200℃左右有显着地振动感，反响体积瞬间胀大并发作许多泡沫，从烟筒中排放出许多水蒸气、酸雾、二氧化硫、三氧化硫及夹藏的矿粉粉尘。因为反响温度很高硫酸中的水分很快蒸发掉，加大压缩空气的吹入力度使反响物经过稠化阶段后成为多孔的固相物，便于今后的溶解(浸取)。主反响一般5min左右完毕，但大型酸解罐，因为运用的矿粉较粗、硫酸浓度偏低、反响时刻偏长，主反响一般在10min左右，主反响时的温度也较低(160~190℃)。热力学的研讨指出，酸解反响中有两次稠化进程，这是钛和不同价铁的氧化物与硫酸反响时温度不同的客观反响。     在酸解反响物固化后，应中止吹入压缩空气(此刻温度约180~200℃)，保温老练(熟化)一段时刻让其渐渐冷却，使未反响彻底的矿粉运用此温度持续与游离酸反响以进步酸解率。一般钛精矿的酸解率可达95%~97%，实践出产中酸解率的85%~90%是在主反响时完结的，老练期间可再进步5%~10%。老练时刻随反响设备的巨细和气温而异，10m3酸解罐老练时刻40~80min，132m3大型酸解罐1.5~2.5h，一般夏天偏长，冬季偏短。合理的老练时刻还与罐内反响后的固相物温度有关，固相物温度高散热慢老练时刻可长一些，固相物温度低老练时刻可相对短一些，有材料介绍老练温度200℃比老练温度180℃最多能够进步酸解率7%。     在老练时刻到达后，再通入压缩空气，此刻通入的压缩空气首要是协助固相物进一步冷却，待固相物冷却至90~120℃时即可加水浸取以溶解反响生成的固相物。     钛铁矿与硫敌反响生成的钛盐很杂乱，首要有Ti(SO4)2、TiOSO4·2H2O、TiOSO4，H2SO4·H2O、TiOSO4·H2SO4·2H2O、TiOSO4·H2O, TiOSO4等，这些钛的硫酸盐安稳性、溶解度都不相同，它们在水和稀硫酸中的溶解度依下列次第递减Ti(SO4)2、TiOSO4·H2SO4·H2O、TiOSO4·H2SO4·2H2O、TiOSO4·2H2O、TiOSO4·H2O、 TiOSO4.因而在酸解操作时要严格操控矿酸比、反响温度等工艺条件，尽量使其生成工艺要求的TiOSO4·2H2O，避免生成难溶于水的无水硫酸氧铁(TiOSO4)。     (4)固相物的浸取     所谓浸取是在压缩空气拌和下、严格操控温度和浓度的状况下，用水或部分淡废酸、小度水(低TiO2浓度的收回稀钛液)把反响固相物溶解。浸取与固相物温度、加水办法、加水次第、加水速率和溶液的温度及浓度有很大的联系，不然浸取不彻底、酸解率低、安稳性下降、乃至会呈现前期水解。     加水时一般宜先快后慢，在压缩空气拌和下待许多的水敏捷浸没固相物后，再以必定的速率把水参加酸解罐内。因为刚开端浸取时固相物温度仍较高，假如水量较小表面浸出物温度过高(包含水与游离酸稀释所放出的热)简单构成前期水解，但也不能加水速度太快，因为固相物的溶解有一个进程，不然短时刻内部分溶液浓度和酸度过低，加上此刻的温度还较高也简单发作前期水解。     工业出产中浸取经常参加部分稀废酸(水解过滤后的母液)和小度水，在这种状况下一般先加稀废酸后加水或小度水。酸解浸取时参加稀废酸不只能够下降浸取时的温度，还能够添加溶液的酸度避免前期水解，一起能够下降反响时的矿酸比以节省硫酸的耗费。小度水是洗刷泥渣、硫酸亚铁及清洗钛液贮罐的含有TiO2的低浓度钛液，代用小度水可进步钛的收率削减糟蹋，所以许多工厂在浸取时首要依托废酸和小度水，自来水用的很少。     一般小型酸解罐，水、废酸、小度水直接从罐的上部参加，大型酸解罐从底部或上下一起进水以利快速把固相物吞没，避免部分温度过高构成前期水解。[next]     浸取尽管仅仅酸解固相物的溶解进程，但浸取质量的好坏直接影响钛液的质量指标(安稳性和酸解率)。影响浸取操作好坏的要素首要有：     a.固相物是否呈多孔性,多孔性的固相物因固液触摸面积大易溶解，相反结构板实的固相物很难浸取；     b.固相物的温度,固相物的温度假如过高，当然具有溶解速度快的长处，但会导致前期水解，使安稳性下降的趋势；假如固相物温度过低，则又将使浸取速度变慢；     c.浸取时的固液比,即浸取时的固液份额和浸取完结后终究溶液中的TiO2浓度。一般浓度高钛液安稳性好，但浸取速度慢；浓度低不只会添加今后浓缩工序的担负，有时也会诱发前期水解，一旦发作前期水解浸取就更困难了。     d.拌和效果的好坏，首要取决于压缩空气的温度、压力、罐底空气散布板开孔是否均匀、是否有异物阻塞等，压缩空气拌和不均，是构成残留未反响固相物的首要原因之一；     e.溶液的酸比值(F值)在反响物的酸比值(F值)较低的状况下浸取时刻过长易发作前期水解。     前期水解是指钛液没有进行热水解就开端分出偏钛酸和正钛酸，这种不定型的乳白色胶体颗粒粒径细而不规则，不只影响浸取并且在沉积时，部分会随泥渣一道沉降使钛的收率变低，在过滤时这些胶体颗粒会阻塞滤布，使过滤操作变得很困难，一起在水解时这些胶体颗粒会构成不良的结晶中心，使水解产品的颜料功用变坏，只能出产等级低非颜料级的钛。     辨别钛液质量好坏，是否简单发作前期水解可用“安稳性”来表明。钛液的安稳性是指lml钛液在必定的温度下(25±1℃)，用蒸馏水逐渐稀释至钛液发作水解(刚变混浊时)所耗用蒸馏水的毫升数       酸解钛液(沉积后)的安稳性一般不该低于350ml，不然这种钛液是不安稳的，影响钛液安稳性的要素许多，从酸解工艺操作视点来看首要是温度、酸度和浓度。     在这3个要素中温度最重要，有人做过实验，同一钛液在25℃时的安稳性为400mL，在12℃时安稳性进步至500mL，在65℃时安稳性则下降至200mL，当温度升至100℃时安稳性简直等于零，一触摸水就水解。     一般状况下温度较低(80℃以下)的钛液安稳性随酸比值和浓度(TiO2含量)的进步而进步。可是温度太低浸取速度会变慢，因为温度低粘度大反而会影响沉积质量，假如温度太高(超越80℃)既使酸度高的钛液也不安稳。钛液的浓度高，尽管安稳性好不简单发作前期水解，但浓度过高钛液粘度增大会使沉积和过滤发作困难。相同F也不能太高，过高尽管安稳性好，但会按捺水解使水解时的粒子变细，水解率低，水洗穿滤丢失大。     一般出产高级颜料级二氧化钛的浸取温度操控在55~75℃左右，复原时操控在65℃左右，因为复原时要放热，温度还会上升5~6℃，F值操控在1.8~1.95，钛液的浓度TiO2120~150g/L，除温度外F值和TiO2浓度随水解工艺不同有时会上下起浮。     温度在酸解反响进程中十分重要，是酸解反响胜败的重要要素之一，从硫酸预热、主反响开端到老练、浸取、复原的整个进程都需求操控温度。值得注意的是我国绝大大都的钛工厂的酸解反响器上没有装备温度丈量设备，也没有空气和蒸汽流量计，首要原因之一是找不到强度高、耐高温腐蚀的热电隅维护套管。国外一般选用钽管，但报价太贵，近年来我国开发了一种3YC-24的特殊合金管处理了强度高、耐高温腐蚀的问题。钛铁矿酸解反响既快又剧烈，没有温度显现和空气、蒸汽流量计就很难操控酸解反响进程，对产品质量、收率、安全都没有确保，现在这种仅凭经历操作的办法是不可的，这也是我国钛出产与国外比较的首要距离之一。       别的钛液的酸度和浓度也很重要，特别是在浸取进程中，操控必定的浓度和酸度是浸取操作是否成功的要害之一。有经历的操作者在钛出产中的黑段(酸解至浓缩)各道工序中都尽或许的不运用水或少用水，不管是酸解配酸、浸取、洗刷泥浆、洗刷硫酸亚铁都尽或许不运用自来水，而是运用淡废酸或小度水，这样不只能够节省用水、收回废酸及小度水，还能够避免因用水稀释下降酸度和浓度后引起钛液安稳性下降。[next]     (5)钛液的复原     钛铁矿的酸解反响物组成十分杂乱，钛铁矿中最首要的成分是钛和铁，反响物钛的组分首要归于TiO2-SO3-H2O的三元系统，首要以TiOSO4·2H2O的办法存在。在铁的组分中QDY 铁矿中的二价铁氧化物和三价铁氧化物，经与硫酸反响后生成硫酸亚铁FeSO4和硫酸高铁Fe2(SO4)3，硫酸亚铁在酸性溶液中比较安稳，pH5时,才开端水解生成氢氧化铁沉积，其反响式为：                                          FeSO4+2H2O→Fe(OH)2↓+H2SO4     硫酸高铁在酸性溶液中是不安稳的，在pH2.5时就开端水解生成碱式硫酸盐或氢氧化物沉积，其反响式为：                                Fe2(SO4)3+2H2O→2Fe(OH)SO4↓+H2SO4                                Fe2(SO4)3+6H2O→2Fe(OH)3↓+3H2SO4     这些铁的氢氧化物是有害的，在钛液水解时它们一道沉积到偏钛酸中无法经过水洗除掉，在煅烧时又变成氧化铁使钛变色、白度下降严重影响制品的质量。为了避免这种现象发作，就有必要把溶液中的三价铁离子都复原成二价铁离子，然后经过结晶的办法使硫酸亚铁从溶液中分离出来。     钛液中除了占大大都的钛和铁的硫酸盐外，还有部分是不溶于硫酸的固体悬浮物(首要是未分化的钛铁矿、金红石、脉石、泥砂等)，能够经过沉降除掉，另一部分数量虽少但危害性较大的是各种溶于硫酸的微量重金属硫酸盐，这部分金属盐也有高价和贱价之分，相同需求把它们复原成贱价状况，以便在今后的操作进程中尽或许的除掉。     工业出产中钛液的复原剂首要运用金属铁粉、铁屑、铁皮，因为铁粉、铁屑和薄铁皮的比表面积较大，可添加它们的反响面积取得较好的复原效果。尽管金属锌、铝、钠、硫代硫酸钠也能起到复原效果，乃至复原功率更高，但没有铁粉、铁屑、铁皮报价便宜获取便利。硫酸高铁与金属铁粉的复原反响式如下：                                  Fe+H2SO4→FeSO4+2[H]                                  Fe2(SO4)3+2[H] →2FeSO4+H2SO4     或                          2Fe3++Fe→3Fe2+     当复原剂铁粉把硫酸高铁复原成硫酸亚铁后，钛液中的硫酸铁也会从四价钛复原成三价钛，其反响式如下：                                  2Ti(SO4)2+2[H]→Ti2(SO4)3+H2SO4     复原一般在酸解罐内进行，在浸取的后阶段参加复原剂，假如此刻复原不彻底，可在沉积工序补加铁皮复原至到达工艺要求停止。当溶液中有四价钛被复原成三价钛时，溶液会从土黄色变为紫黑色，这是因为溶液中的三价钛实践上是Ti2(SO4)3·6H2O的紫黑色络合物。国外也有在复原器中复原，复原器是一塔式衬胶设备，内盛铁屑钛液在塔内用泵循环至到达要求时停止。     复原是一个放热反响，过早参加复原剂不只使铁与硫酸反响生成的强复原剂——氢丢失较多，还会因温度升高构成钛液安稳性下降，假如矿粉中的Fe2O3含量很高，为了避免反响放热较多，复原剂可分批参加，一般操控复原时温升不大于6℃。     复原剂参加多少要视被复原物质——首要是钛铁矿中Fe2O3的凹凸来决议。所用铁屑应无油、不含硅(如矽钢片)或其他合金、无金属镀层或油漆的铁屑，因为油污等有机杂质在复原时会起泡沫，而硅等其他杂质对产品质量有害。     钛液的复原程度要视溶液中三价钛呈现的多少来把握。依据氧化复原反响的电极电位来看，溶液中的复原剂首要与氧化性效果较强的三价铁先反响，待溶液中三价铁悉数被复原成二价铁后，四价钛才参加反响被复原成三价钛。因而一旦溶液中呈现三价钛就阐明溶液中的三价铁已悉数被复原成二价铁，工业出产中一般都人为的使复原过量，坚持溶液中的三价钛含量(以TiO2计)在1~3g/L左右。     溶液中坚持必定的三价钛含量，能够避免溶液中已被复原成贱价状况的金属离子，在今后出产中再氧化成高价状况，可是三价钛不参加钛盐的水解反响，只要在pH大于3时，才干水解，因而三价钛含量过高，尽管对质量有优点，但会下降水解率，添加钛的丢失率，很不经济。[next]    除了运用复原剂复原外，还有人做过电化学的工业实验，在电流2~4A,电压2.75~3.1V、温度50~60℃的状况下，在一石棉隔阂电解槽中进行，复原lkg三价铁耗电1.7kW·h,因为此法电耗高、操作杂乱未能工业化。     浸取和复原的时刻视酸解反响器的巨细而异，一般为2~8h，国外某厂95m3的酸解罐反响周期大致如下(矿粉170目，一次投矿粉20t):放酸30min、投矿40min、吹气l0min、通蒸汽20min,老练60min、浸取420min,出料110min算计11.5h。       酸解反响器(图4)的原料要求很高，一般先在钢板上搪一层铅(特别是锥底部分)，然后再砌上两层耐酸瓷砖，也有以耐酸钢筋混凝土为罐体再衬耐酸砖，国外较先进的是先搪铅，再衬上一层硬橡胶，然后再砌两层耐酸砖，听说运用寿命可达50年。     因为钛铁矿与硫酸反响极为剧烈，酸解反响器的运用率不高，一般1m3的容积只能反响钛铁矿200kg。我国钛工厂较小，因而酸解反响器的容积也比较小，一般只要10~30m3，最大的也只要50m3(南京油脂化工厂)，国外一般都在90m3以上，最近我国引入三套硫酸法钛出产设备的酸解反响器容积为132m3，与国外大型工厂根本类似。     酸解反响器的规划除了优先考虑原料的耐腐蚀、耐温、抗震等功用外，烟筒的规划比一般化学反响器的烟筒大得多，这样能够使主反响时发作的许多水蒸气等酸性气体及时排出。其次底部的散布板规划也很重要，散布板的开孔与视点要确保拌和用的压缩空气能均匀地吹到反响器的四周，不然会在罐壁发作固相物，多孔板的原料有用铅-锑合金，也有用陶瓷材料的，大型酸解反响器的多孔板常规划成泡罩形，这样空气散布更均匀，也可避免杂物阻塞散布板的孔眼。酸解反响器底部的放料阀门规划也很共同，它既要耐温、耐腐蚀，又要能满意放料、通压缩空气、通蒸汽、通水的功用，还要确保放料时无死角(避免泥渣阻塞阀门)和压缩空气散布均匀。

一、有机溶剂萃取法转型 （一）基本原理 1、莘取剂。钨萃取工艺中，常用的萃取剂主要为有机胺和季铵盐，在有机胺中又分为伯胺、仲胺和叔胺萃取剂。 在胺类萃取系统中，有机相一般由胺、相调节剂和稀释剂组成。作为相调节剂的有醇类、酮类和磷酸三丁酯（TBP），但大都用醇类，作为稀释剂的多用火油。上述三种溶剂的份额视萃取条件而定。某些萃取系统萃钨的功能见表1。 表1  某些萃取剂萃钨的功能注：N235－三烷基胺；N263－季胺盐。 在用有机胺时，先用无机酸（常用H2SO4）与有机相效果，使胺生成胺盐，例如用2～3mol∕L H2SO4效果，则：用H2SO4≥5mol∕L效果时，则：2、萃钨进程。先用无机酸（如H2SO4）将Na2WO4溶液酸化至pH＝2.5～3.0，钨以（HW6O21）5－、（H2W12O40）6－、（W12O39）6－等存在。当这些溶液与酸化后的叔胺触摸时，发作阴离子交流萃取反响。 关于叔胺萃钨（Ⅵ）的反响，在不同文献报导中有所不同，即萃合物中萃取剂与钨的摩尔比动摇于1∶3～1∶2之间。因而，有的作者提出了叔胺萃钨的通式，即在Na2WO4溶液pH＝1～3条件下，用体积比为：% Alamine336∶癸醇∶火油为7∶7∶86的有机相萃钨（Ⅵ）的通式为：依据Kim等的数据，在此pH值范围内，通式中钨的阴离子为（W12O40H2）6－、(W6O21H)5-（低钨浓度下）和（W12O40）8－。 当Na2WO4溶液中存在着硅、磷、砷和钼时，在溶液pH＝2.5～3.0的条件下，它们均与钨生成杂多酸阴离子被叔胺萃取，这样，不只玷污终究钨产品，并且还给萃取作业带来困难。例如杂多酸根（SiW12O40）4－、（PW12O40）3－、（AsW12O40）3－与叔胺生成的萃合物是密度大于1g∕cm3的黏性物质，当沉降到萃取器底部时会阻塞溢流口。因而，当有这些杂质时，先向料液中参加F－离子（以氟盐参加），以生成不被萃取的H2SiF6、HPF6等。 3、反萃进程。为了直接获得（NH4）2WO4溶液，工业上用（或含部分钨酸铵）反萃钨。关于不同的有机相萃合物组成，其反萃的反响别离如下：可见，虽然有机相中萃合物的组成不同，但都是1mol钨耗费2mol氮。所用的浓度一般为3～4mol∕L NH4OH，反萃终了的平衡水相应保持在pH＝8.5左右。 （二）工业实践 用叔胺萃钨的准则流程参见图1。图1  从粗Na2WO4溶液制取钨化合物准则流程图 叔胺萃钨工艺中各阶段的条件及目标见表2。 表2  叔胺萃钨工艺中各阶段的技能条件及目标阶段称号技能条件目标各物料组成萃取比较（o∕a）＝1，混合2～3min，温度25～40℃，3～5级逆流钨萃取率大于99%，萃余液中低于0.1g∕L WO3①有机相φ∕%：10叔胺＋10仲辛醇＋80火油，酸度（H2SO4）0.1～0.2mol∕L； ②Na2WO4料液：（WO3）90～100g∕L，pH＝2.5～3 ③萃取洗剂和反洗剂为纯水； ④酸化剂为（H2SO4）0.1～0.2mol∕L ⑤反萃剂为（NH4OH）3～4mol∕L萃洗比较（o∕a）＝4～5，混合2～3min，温度25～40℃，3～5级逆流洗出液中WO3含量低于0.5g∕L反萃取比较（o∕a）＝3（未计水相回流），混合10min以上，温度25～40℃，1级箱式回流反萃取率大于99%，反萃液中250～300g∕L WO3反洗比较（o∕a）＝4～5，混合2～3min，温度25～40℃，3～5级逆流洗出液中低于0.5g∕L WO3酸化比较（o∕a）＝5，混合2～3min，温度25～40℃，2～3级逆流    纳尔契斯克湿法冶金厂用萃取法处理白钨精矿苏镇压煮液的工艺条件、设备及成果如下。 工艺条件： 有机相φ∕%；20叔胺，20异辛醇，60火油； 料液组成／（g·L－1）；（WO3）45～55；（Mo）0.03～0.05；（SiO2）0.03～0.06；（F－）0.1；（NaCl）50～60。 设备。萃取和有机相的洗刷在带有分配器的脉冲填料塔中进行，反萃取在混合弄清器中进行。钛材脉冲塔直径1.6m，填料区高10m，有两个弄清区，脉冲频率50次∕min，振幅20min，塔总体积30m3，生产才能按两相总计为50m3／h。脉冲塔中的比较约为1。在塔上部用水洗刷，其比较（o∕a）为（5～10）∶1，从塔出来的富钨有机相流入第二个填料塔（不必脉冲）顶用稳定剂处理，塔直径为1.3m。反萃用的混合弄清器的混合室和弄清室别离为5m3和16m3。反萃后的有机相送至第三个填料塔（不必脉冲）水洗，塔直径为1.6m。 钨和其他成分在流程中的分配见表3。 表3  钨和其他成分在流程中的分配    （g∕L）美国联合碳化物公司用苏镇压煮所得的Na2WO4溶液为55～110g∕L WO3，2.1～4.5g∕L Mo，pH＝10.5～11.0。首要除掉钼。除钼后溶液含51. 8g∕L WO3，0.0012g／L Mo，0.75g∕L SiO2。有机相为5（V）%三癸胺－10（V）%十二醇－火油。在混合弄清器中3级逆流萃取。萃取比较O∕A为1，洗刷比较（O∕A）为 1∶0.75。然后用3mol∕L NH4OH反萃钨，比较（O∕A）为1∶（1～1.1）。将反萃液循环至（NH4）2WO4溶液中WO3浓度为225g∕L停止。这时反萃液中含0.4g／L SiO2以上。将溶液在55℃和2.7mol∕L NH4OH条件下弄清约1.5h，使SiO2沉积分出。萃取和反萃取均在50℃下进行。 中科院赵由才等曾研讨用伯胺及磷酸三丁酯（TBP）为萃取剂别离钨酸钠或钼酸钠溶液中的砷、磷、硅杂质，获得较满足的成果，估量被萃取杂质以杂多酸方式进入有机相，有待展开更多的作业。 二、离子交流法转型 乌兹别克斯坦某厂使用活动床经过AH－80П树脂将经典法净化所得的Na2WO4溶液转型为（NH4）2WO4，其准则流程见图2。图2  用AH－80П将Na2WO4溶液转型的流程 —树脂运动道路；----各种溶液运动道路 1－吸附柱；2－洗刷柱；3－解吸柱；4－再生柱：5－交流后液贮槽； 6－中和槽；7－（NH4）2WO4液贮槽；8－中和槽；9－过滤器 Na2WO4溶液含125g∕L WO3；0.01～0.08g∕L Mo；≤0.05g∕L P、As；115～135g∕L NaCl＋Na2CO3；pH＝2.5～3.0。溶液中钨主要以偏钨酸根离子形状存在。溶液由吸附柱1底部进入，AH－80П树脂（Cl－型）由上部进入吸附柱悬浮在溶液中并缓慢下沉，两者相对运动并进行离子交流进程，树脂与溶液的流比为1∶（4.2～5.0），吸附柱处理才能为0.2～0.45m3／（m2·h）。从吸附柱底部卸出的树脂当密度到达1.36～1.40g／cm3，则阐明已饱满送往洗刷，当密度小于1.36g∕cm3，则回来吸附柱持续吸附。树脂在吸附柱内与溶液触摸时刻达8～12h，交流后液含WO3 0.02g∕L，WO3吸附率达99.95%。饱满WO3的树脂在洗刷柱2内用pH＝2的水洗去Na＋后。再进入解吸柱3用15%～25%的解吸。解吸液中高浓度部分送蒸腾结晶APT，低浓度部分回来解吸。解吸后的树脂经60～80g∕L HCl再生成Cl－型后，进行再吸附。 依据测定当溶液中WO3浓度为15～20g／L时，AH－80П的全改换容量达1g干树脂吸附1610mg WO3，比经典的人工白钨酸分化再溶的工艺WO3回收率可进步1.3%～1.5%，耗费下降65%～70%，CaCl2耗费下降100%；电能耗费下降30%～40%。 在生产条件下，当用HNO3系统，则树脂亦可用BП－14K型。 三、沉积人工白钨－酸分化法转型 其实质是将净化除杂后的Na2WO4溶液首要参加CaCl2使Na2WO4转化为CaWO4沉积，而Na＋留在溶液中，然后完成了Na＋与WO42－的别离，反响为：生成的CaWO4（又称人工白钨）再与HCl效果转化为H2WO4，H2WO4进而用NH4OH溶解得（NH4）2WO4溶液。

红铜即纯铜，又叫紫铜，具有很好的导电性和导热性，可塑性极好，易于热压和冷压力制作，很多用于制作电线、电缆、电刷、电火花专用电蚀铜等要求导电性杰出的产品。由硫化物或氧化物铜矿物提炼得来的纯铜，可用以铸钱及制作器物。     红铜因为高纯度，安排细密，含氧量极低，无气孔、沙眼、裂纹、杂质，导电功能佳。电蚀出的模具表面光洁度高，经      红铜热处理技术，电极无方向性，合适精打、细打。现很多用于制作电线、电缆、电刷、电火花专用电蚀铜等要求导电性杰出的产品，须防磁性搅扰的磁学仪器、外表，如罗盘、航空外表等。硫酸铜在农业和林业上可防看病虫灾，按捺水体中藻类的很多繁衍。

摘要：对某地低品位钒钛磁铁矿石(含V205为0．22％、仉为25．8％、TiO2为5．35％)采用优先浮选．磁选．重选联合工艺，在回收主元素Fe、Ti的同时，还综合回收了V、Co、S、P伴生组分，分别获得含V2()5为0．76％、Fe为66．75％、S为0．019％、P为0．008％的优质铁精矿；含Co为0．35％、S为33．28％的合格钴硫精矿；含n02为43．88％、S为0．096％、P为O．078％的合格钛精矿；含P，Q为31·24％的合格磷精矿；使矿石中对主产品铁、钛精矿有害成分s、P及有用成分v、Co最大限度地转化为有价可销售的副产品，增加主产品的附加值，提高了综合工艺技术指标及综合经济效益。   关键词：综合回收；优先浮选；最大限度；钒；钴：硫：磷提高矿产资源的综合利用技术水平，为经济社会的可持续性发展提供良好的资源保证，是当前所面临的一个重要课题。目前我国金属矿产综合利用率仅为30％左右，如资源利用较好的企业攀枝花钢铁公司，对钒钛磁铁矿石只回收了Fe、v、Tj元素，而co、Ni、Cr、Ga等元素还没有回收利用。从国外综合回收来看，美国、日本的cu、Pb、zn、Ni多金属矿山矿产综合利用率为76％一90％，美国黄金产量40％、白银75％，加拿大黄金产量30％都是通过综合利用回收的。 近年来作者在金属矿山矿石选冶工艺中，对综合回收伴生有价组分进行了一些试验研究，取得了一定成绩。本文就某地低品位钒钛磁铁矿石中综合回收钒、钴、硫、磷的选矿工艺特点作了介绍。 1矿石矿物学分析 1．1矿物组成及嵌布特征   矿石中主要铁矿物为含钒磁铁矿，其中钒以类质同象状态存在，矿物量16％左右，含钛主要矿物为钛铁矿，含量10％左右。磁铁矿和钛铁矿主要呈自形晶与黄铁矿、辉石、角闪石晶体形成晶隙结构、包围结构及海绵陨铁结构。     磁铁矿嵌布粒度一般在0．3～0．6 mm，钛铁矿嵌布粒度在0．2～0．5 mill之间，并有部分微细粒(0．02。0．005 mm)呈星点浸染状或包含在辉石等脉石中。     矿石中含硫矿物主要为含C0黄铁矿，其次为少量磁黄铁矿，其中co亦呈类质同象赋存于黄铁矿中。含磷矿物为磷灰石，自形晶，长柱状与铁、钛矿物和辉石、角闪石、黄铁矿等呈平直连生。弱磁性脉石矿物辉石含量约40％，普遍受绿帘石化，绿泥石化，透闪一阳起石化交代，内含细粒．微细粒浸染状少量铁、钛矿物而具有弱磁性。角闪石含量约7％左右，内含少量微粒铁、钛矿物，亦具有弱磁性。     2选矿工艺流程及试验结果讨论     国内外选矿试验研究及选矿生产实践表明，原生钒钛磁铁矿均系多金属共生矿石，需采用多种选矿方法组成联合流程进行选别。通常采用浮一磁一重、磁．重．浮、磁一浮．重一浮、浮．弱磁．强磁．重等工艺流程。     该矿石性质研究查明，矿石中伴生多种有价成分。原矿中V2O5为0．22％、Co为0．018％、S为0．89％、P为0．58％，均达到综合回收品位，故选矿工艺中应考虑采用联合工艺流程，在回收主元素Fe、Ti的同时，综合回收v、C0、S、P组分。矿石中v、Co呈类质同象状态分别赋存于磁铁矿和黄铁矿中，可通过富集磁铁矿和黄铁矿而达到同步富集相应载体矿物的目的。矿石中S、P元素均为主产品Fe、Ti的有害杂质，试验研究必须采用除s、P工艺，同时综合回收产出可销售的副产品钴硫精矿和磷精矿。作者认为，综合回收技术指标高低将直接影响除杂效果，也是本研究的技术关键。 2．1磁选．重选．浮选工艺对综合回收指标影响 磁选．重选．   该工艺试验结果表明，弱磁选获取的钒铁精矿中 v2O5品位0．6％以上，Fe品位60％以上，P品位0．1％以下，而S品位在0．4％左右，未达合格钒铁矿产品中 s的允许含量。钒铁精矿中s含量高的原因是矿石中有0．22％的S为磁黄铁矿中的S，这部分磁黄铁矿通过磁选随磁铁矿同时进入钒铁精矿中，导致s品位偏高，重选获得钛精矿Ti02品位大于40％，S、P含量均小于0．3％，为合格产品，浮选获得钴硫精矿Co品位大于0．2％，S大于30％，磷精矿中P2O5品位大于30％，均为可销售产品。    由于该工艺中钒铁精矿中S较高(0．4％左右)，必须进一步除s才能获得合格钒铁精矿。 2．2浮选一弱磁强磁一浮选工艺对综合回收指标影响     该工艺特点是通过浮选除S，使含co黄铁矿及少量磁黄铁矿一同进入钴硫精矿中，降低浮尾磁选时钒铁精矿中s的含量，同时提高co、s的回收率。   试验结果表明，钴硫精矿中co品位0．2％以上，回收率50％左右，s品位30％以上，回收率90％以上，这说明c0、S采用浮选回收是可行的。弱磁产出的钒铁精矿中S、P均小于0．1％，达到除s、P的目的。钒铁精矿Fe品位大于60％，V20，品位大于0．7％，符合优质钒铁精矿质量要求。弱磁选尾矿经强磁选3次选别，最终钛精矿Ti02品位25％左右，S、P品位均小于0．1％。钛精矿TiO2品位未达到40％，经过详查和分析，原因是矿石中钛矿物和共生脉石矿物角闪石、绿泥石、绿帘石均具有弱磁性，不能有效分离，也证明强磁选富集钛矿物不能得最终产品。2．3优先浮选．弱磁一重选工艺对综合回收指标影响     在前二种选别工艺试验研究基础上，为进一步提高Fe、Ti主产品质量及综合回收技术指标，确定采用优先浮选一弱磁．重选工艺进行探讨和条件试验，该工艺技术思路为：在一段磨矿细度条件下，优先浮选，获得钴硫精矿，再浮选，获磷精矿，使C0、S、P最大限度富集在相应的精矿产品中，同时除杂效果也彻底，使浮尾经磁选富集的钒铁精矿、磁尾经重选富集的钛精矿中 S、P降至最低，提高Fe、Ti产品质量及销售价格。   试验研究进行了探索试验、条件试验、浮选闭路试验、全流程综合条件试验，选用一段磨矿细度为一0．074 mln粒级占65％，经二粗一精一扫浮选作业，获得合格钴硫精矿；经二粗三精一扫浮选作业，获得合格磷精矿；浮选尾矿经一粗一精磁选作业，产出优质钒铁精矿；磁尾经重选(摇床)选别，获得合格钛精矿，Fe、Ti精矿中的S、P品位均降至0．1％以下。 表4试验结果说明，此工艺处理该矿石是适宜的，每种方法选别均可获得合格精矿产品，既达到对Fe、Ti产品除杂目的，同时也综合回收co、V、S、P有价组分，并获得良好的选矿技术指标。3结  语     1)本研究经多方案工艺流程对比，确定一段磨矿细度为一0．074 nlln粒级占65％条件下，进行优先浮选．弱磁．重选工艺流程，以Fe、Ti为主综合回收v、co、s、 P有价成分，达到充分有效利用矿产资源，提高Fe、Ti产品附加值及矿山技术经济指标。     2)矿石中主元素Fe、Ti品位低，其中可回收富集的磁铁矿中Fe品位仅12．78％，30％的铁赋存在硅酸盐脉石及其它矿物中，难以回收。脉石中还有17．24％的TiO’也无法回收。     3)采用优先浮选工艺除S、P杂质效果明显、彻底，使Fe、Ti精矿中S、P含量降至0．1％以下，提高了主产品质量同时，使Co、S、P最大限度富集在相应的精矿中，S、P回收率达90％以上。 4)本研究推荐的优选浮选．弱磁．重选工艺流程畅通，选矿条件简单，投资少，生产成本低，易于工业化，有利于矿山开发。

 磷青铜一、特性及适用范围：  因含磷量较高，其抗疲劳强度较高，弹性和耐磨性较好,但在热制作时有热脆性，只能接受冷压力制作。二、化学成份：铜 Cu ：余量锡 Sn ：6.0～7.0铅 Pb：≤0.02铅 Pb：≤0.02硼 P：0.26～0.40铝 Al：≤0.002铁 Fe：≤0.02硅 Si ：≤0.002铍 Sb ：≤0.002铋 Bi：≤0.002三、力学性能：抗拉强度 σb (MPa)：≥410伸长率 δ10 (％)：≥15伸长率 δ5 (％)：≥18

黄开国  胡天觉     现在，从湿法炼锌酸浸渣中收回银，大多选用浮选法从锌渣中浮选出银精矿，然后，再进行硫酸化焙烧-浸出-沉积银[1，2]。该工艺流程长、过滤次数多、固液别离困难、功率不高。若选用传统的化法直接从锌的酸浸渣顶用浸出提取银，一是要运用很多碱将酸性的锌浸渣调整pH值至高碱性才干化浸出；二是化浸出速度慢、周期长、浸出率低、易受铁、铅、铜、砷等离子的搅扰；三是剧毒，对环境污染。本研讨选用作浸取剂，直接从锌的酸浸渣中浸出银，克服了化法的缺陷。     的结构式是:简写为TU，易溶于水，呈中性，在碱性液中不安稳，易分化生成硫化物和基，在酸性液中性质安稳，能与银离子构成安稳的络合物离子[Ag (H2NCSNH2)3]+，简写为[Ag (TU)3]+，其络合常数为13.1[3]。因而，它对Ag2S，AgCl及金属Ag等有很强的溶解性。     一、试料及试验办法     （一）试料     试料为某冶炼厂湿法炼锌的酸浸渣(pH=5.0),经混匀、缩分获得有代表性的试样，试样的多元素化学分析成果见表1，试猜中银的物相分析成果见表2，试料粒度细，95.8%小于75μm。 表1  试样的多元素化学分析成果元素AgZnPbCuFeSSi02含量ω/%488.420.454.170.48619.598.356.08     注:Ag含量的单位为g/t。 表2  试样中银的物相分析成果硫化银金属银其它形状银算计银含量/（g·t-1）386411444485散布率/%79.598.452.899.07100     （二）试验办法     称取必定量的酸浸渣研散，移入800mL烧杯中，参加必定量的TU及酸化后的水溶液，强拌和浸出，必要时加温，然后过滤别离。每一进程均按拟定的工艺流程，别离进行矿浆浓度、浸出剂TU浓度、浸出时刻、温度、pH值等对银浸出率的影响的研讨。     浸出液中的银用锌置换，银的分析用Z-8000原子吸收光谱仪（日立公司）分析。     二、试验成果的分析与评论     本研讨选用法从湿法炼锌酸浸渣中提取银，讨论矿浆浓度、浸出剂TU浓度、温度、浸出时刻、pH值等对银浸出率的影响，得出最佳工艺条件。     （一）矿浆浓度及浸出剂浓度对浸出率的影响     用正交法（L4表）组织试验，分析矿浆浓度和浸出剂TU浓度对浸出率（R）的影响。二要素：浸出剂浓度（A）；矿浆液固比（B）。二水平：A1 4g/L；A2 8g/L；B1 5∶1；B2 10∶1。试验成果列于表3。 表3  二要素二水平试验成果试点A ρTU/（g·L-1）B 矿浆液固比AB试验成果 R/%① ② ③ ④1（4） 2（8） 1（4） 2（8）1（5∶1） 1（5∶1） 2（10∶1） 2（10∶1）1 2 2 138.0 57.8 84.4 87.3效应γ+11.4+38.0+8.5    由表3正交试验数据能够看出：     1、浸出剂TU浓度（即要素A）的效应γA是+11.4，阐明TU浓度改变对银的浸出率影响较大；     2、矿浆液固比的效应γB是+38.0，阐明矿浆浓度（即液固比）改变对银的浸出率影响很大；     3、比较A、B的效应，可见γA＜γB，阐明矿浆浓度改变影响大于TU浓度改变的影响；     4、A，B两要素的交互作用的效应γAB较小，阐明矿浆浓度和TU浓度相互影响较小。     不同矿浆浓度和不同TU浓度对浸出率的影响的试验成果如图1和图2所示。其它浸出条件为：pH 1.5～2.0，[Fe3+]=0.0159mol/L，温度30℃，浸出时刻2h。    从图1能够看出，常温时，跟着矿浆浓度的减小，浸出率增大，浸出率与矿浆浓度成反比，为直线联系。当TU改变增大时，浸出率仍随矿浆浓度减小而增大。TU 6g/L，液固比7.5∶1时Ag的浸出率（65%）与TU 2g/L，液固比10∶1时Ag的浸出率适当。    图2 则标明跟着TU浓度添加，不管液固比是5∶1仍是10∶1，浸出率开端都随TU浓度添加而添加，但添加到必定程度就不再上升，斜率趋近于零。     值得阐明的是，TU浓度并不代表的耗费量。依据理论核算每吨酸浸渣中银耗费为1032g，但实践耗费量为1500～1800g。操控TU浓度达6g/L，首要是添加浸出反响平衡式左面物料的浓度，使反响平衡充沛向右移动。如式（1）和（2）所示。     的过量耗费是由2个原因引起的。一是酸浸渣中铜离子对的耗费，Cu[TU]42+ 的络合常数为15.40[3]，因而，铜离子也可与TU构成安稳络合物而耗费它，二是自身的氧化耗费。     Ag2S←→Ag+ + S2-                    (1)     Ag+ + 3TU←→Ag[TU]3+               (2)     （二）温度对浸出率的影响     表4和表5给出了温度对银浸出率的影响。 表4  不同温度和矿浆浓度对浸出率的影响%温度/℃液固比补白3∶15∶17.5∶110∶125 6018.80 58.6038.00 75.1154.00 80.5084.40 85.76ρTU=4g/L，其它条件不变 表5  不同温度和浓度对浸同率的影响%温度/℃液固比补白46825 6084.40 85.7685.80 89.9187.30 89.61液固比为10∶1，其它条件不变     从表4和表5能够看出，跟着温度添加，银的浸出率也相应添加，到60℃以上，进一步升高温度（至90℃），收回率添加十分小，这与E.Acma等[4]的试验报导类似，依据试验和理论揣度，高温下银浸出率添加不大，与化学反响平衡有关，由反响式：     Ag2S + 2Fe3+ + 6TU →2Ag（TU）3+ + 2Fe2+ + S0    （3）     可得其化学反响平衡常数：            （4）     因为该反响是吸热反响，故温度升高，K增大，浸出率增大。可是，跟着温度升高，当反响到必定程度，[Ag（TU）3+ ]改变已不大，一起，铁离子浓度有限，改变很小，浸出率添加减小，因而，再添加温度，浸出率添加不大。     （三）反响时刻与浸出率的联系     从试验成果（见图3）可看出，其它条件不变时，浸出时刻越长，浸出率越高，在反响1.0h左右，浸出率达85%以上，再添加反响时刻，浸出率已添加不大，乃至不再添加。因而，反响时刻一般取2h。浸出率与浸出时刻的联系可用“缩短核模型”表明：        式中，R为浸出率，t为时刻，k为分散速率系数。     该定论推导因篇有限在此不作胪陈。     当温度必守时，k必定，t与  成直线联系，如图3所示，这一模型阐明浸出进程中固膜分散速度是整个浸出反响的决议速度，因而对浸出反响时刻起决议作用。    （四）pH值及铁离子浓度的影响     图4给出了在不同pH值时的浸出率，浸出试验条件：ρTU = 6g/L，液固比为10∶1，[Fe3+]=0.0157mol/L，浸出时刻为2h，温度为60℃，pH在3.0～6.0时，浸出率下降，在3.0～1.5时，浸出作用很好，在pH=2左右，浸出率到达最高，但在pH＜1.0时，浸出率不再添加。    这可依据在不同酸度介质中的安稳性以及铁离子在不同酸度下的活性来解说。一般地，是随酸度增高而趋于安稳，安稳值为pH=1.78～2.0，当pH＞2.0时，高浓度易水解，其耗费量增大，当pH＜1.78时，它又易氧化分化成二硫化脒。因而，浸出反响宜运用稀酸，坚持浸出液pH在1.5～2.0之间。另一方面，Fe3+ 在pH＞2.7时，也易水解生成Fe（OH）3 沉积，在pH＜2.0时，Fe3+ 彻底呈游离态，此刻活性最大，氧化才能最强，表6列出了不同pH值时反响液的氧化复原电位。这儿，因为反响试猜中含铁19.59%以Fe2O3方式存在，现已满意试验，不需别的参加，因而，也不考虑铁离子浓度改变的影响，一起从表6还可看了，氧化复原电位为200mV左右时，浸出率最高，此刻，pH值为1.7。 表6  矿浆pH值、电位与浸出率的联系pH值电位/mV浸出率/%5.6 2.5 1.7 1.050 151 194 24053.88 84.57 89.91 89.55     （五）银的置换     银的置换是在酸性条件下进行的，当浸出液经调整循环运用5次，液中银离子浓度加大，此刻，可调pH值到4.0～5.0，用1g锌粉置换浸出液中的银，因为锌离子与的络合常数仅为1.77[3]，因而，锌的很多存在不影响浸出银和置换银。锌粉用量超越理论用量10倍，首要是因为在置换进程中其它杂质离子如Cu2+、Fe3+都耗费锌。     三、定论     在浸出反响中，首要影响要素是矿浆浓度、浸出剂浓度、反响温度、反响时刻以及酸度pH值等。从湿法炼锌酸浸渣顶用提取银的最佳条件为：液固比为10∶1，TU浓度为6g/L，反响温度为40～60℃，反响时刻为2h，pH值为1.5～2.5，铁离子由物料自身供应，在此条件下，银的浸出率高于89%。 参考文献     1 陈志飞，沈湘黔，宁顺明，等．锌铟有用冶金．长沙：中南工业大学出版社，1996. 259～260     2 余炳权．湿法炼锌进程中银的收回．第四届全国金银选冶学术会议论文集．昆明：云南科学技能出版社,1993.182～183     3 浸矿技能编委会编．浸矿技能．北京：原子能出版社,1994.215     4 Acma E，Arslan F，Wuth W. Silver extraction from a refractory type ore by thiourea leaching. Hydrometallurgy，1993，34：263～274 SILVER RECOVERY WITH THIOUREA SYSTEM FROM ACIDIC LEACHING RESIDUES OF ZINC HYDROMETALLURGY Huang Kaiguo   Hu Tianjue ABSTRACT     This paper describes the process of silver extraction with acid thiourea solution from acidic leaching residues in zinc hydrometallurgy. The factors，which affect the process of leaching，such as pulp density，thiourea concentration，reacting time，and pH，are tested and discussed．The best optional is obtained，and the leaching rate reaches approximately 89%．     Key words  zinc leaching residues；thiourea；silver；extraction      本文原载《中南工业大学学报》1998年12月 第29卷第6期     ☺

此法用来出产硫酸锌。 一、工艺流程。 如图1。图1  七水硫酸锌出产工艺流程图 二、首要技能条件。 浸出温度：80℃，液固比：4∶1，酸耗为理论量的1.4～1.5倍，残酸为15～20克／升，粒度：－40目，浸出时刻，2小时，锰粉参加量为渣量的1∕10。 一次净化除重金属铅，铜，铋：参加锌粉，分两次加，每次参加量为渣量3～4%，净化温度高于70℃，拌和，pH3～5。 二次净化除铁：参加，第一次参加理论量的40%，第2次参加30%，第三次参加40%，除铁至微量，溶液煮沸，拌和，pH3～5。 蒸腾结晶：净化后溶液蒸腾至密度1.52克／厘米3，冷却结晶，结晶用离心机过滤甩干即可包装。 三、首要设备。 浸出槽一个，净化槽二个，蒸腾浓缩槽一个，皆选用φ1000×1500毫米之珐琅反应釜：球磨机一台；颚式破碎机一台：离心过滤机一台。 四、产品用处。 产品可作印染媒染剂，木材及皮革防腐剂，医药催吐剂，人造纤维辅助材料，避免果树和苗圃病虫害，农肥，还用于电缆和电镀职业，用于出产锌盐和立德粉，用作选矿药剂。 五、产品质量。 一级品含ZnSO4·7H2O≥99%，游离酸不高于0.05%，水不溶物不高于0.02%，氯化物（Cl）不高于0.05%，铁不高于0.005，铅不高于0.01%；二级品含ZnSO4·7H2O98%，游离酸不高于0.1，水不溶物不高于0.05%，氯化物（Cl）不高于0.2，铁不高于0.01，铅不高于0.05%。

本实验是在前人提出的石煤焙烧—水浸—树脂交流—解吸—铵盐沉钒—煅烧制五氧化二钒工艺[1]基础上开展工作的。原工艺进程中，水浸能将焙烧样中70%的钒浸出。本文作者经过进一步的研讨发现，将水浸后的渣再用稀酸浸出，可使钒总浸出率进步10个百分点以上。但用稀酸浸出水浸渣中钒的一起，杂质硅、铝、铁、磷等也进入酸浸液。有材料标明，杂质的存在影响后续沉钒，故酸浸液沉钒前有必要进行除杂净化处理。本实验依据酸浸液含钒浓度低、杂质含量高级特色，用掩蔽溶液中的钒，再用铜铁试剂络合杂质离子，然后经过调理溶液pH值使杂质络合物发作沉积而被除掉，到达钒与杂质的有用别离，以便后续作业能顺畅收回钒。       一、酸浸液       对江西某石煤矿样（V2O5档次为0.87%）进行钠化焙烧，焙烧样经过两次水浸后，水浸渣再用稀酸处理，得到实验用酸浸液。酸浸液的钒浓度为0.1～0.3g/L，pH值在1.5～2之间，其首要离子成分分析成果见表1。   表1  酸浸液首要离子成分分析成果        mg/L离子VSiAlCa浓度281.33512.33406.332090.00离子CuFeZnP浓度35.5027.50365.331020.00       二、首要试剂和仪器       首要试剂：，，铜铁试剂。别离将铜铁试剂配成浓度为1g/L的溶液，的配成质量分数为33%的溶液备用。       首要实验仪器：79－1磁力加热拌和器，SHB－Ⅲ循环水真空泵，Model pHs－3C型pH计，全谱直读等离子体发射光谱仪。       三、实验办法       由表1能够看出，酸浸液中除含有低浓度的钒（281.33mg/L）外，还存在很多Zn2＋、Al3＋、Fe3＋、Cu2＋等杂质。因为很多杂质的存在，该酸浸液不能直接进入后续处理作业，否则将构成后续沉钒功率大大下降，乃至使沉钒作业不能进行。尽管直接调理酸浸液的pH值能使杂质离子在不同的pH值下别离沉积而除掉，但生成的Al(OH)3、Fe(OH)3、Zn(OH)2等胶体沉积会很多吸附溶液中的钒酸根离子，构成钒很多丢失，有时丢失率达50%以上。依据材料，酸浸液中钒首要以VO43－的方式存在，VO43－中的O2－离子可被过氧化氢（H2O2）中的过氧离子O22－替代，生成黄色的二过氧钒酸根阴离子络合物[VO2（O2）2]3－，然后掩蔽溶液中的钒酸根离子，阻挠钒酸根离子与溶液中的水合金属离子经过氢氧键的“架桥”效果而络合；而铜铁试剂分子羟上的氧和亚硝基特殊结构使其能吸附酸浸液中的杂质金属离子，按捺pH值调整进程中杂质离子生成的胶体颗粒在溶液中的运动，促进它们沉积而除掉，然后到达酸浸液的净化和削减钒丢失率的意图。       实验时，每次取400ml酸浸液，边拌和边参加适量，反响10min后，再参加必定体积的铜铁试剂溶液，持续反响10min后，用溶液酸处理液的pH值，生成杂质沉积，沉积充沛后固液别离，滤液即为酸浸液的净化液。实验流程如图1所示。图1  酸浸液净化除杂实验流程       四、实验成果与评论       （一）pH值对钒丢失率的影响       为断定Zn2＋、Al3＋、Fe3＋、Cu2＋等离子适合的pH沉积点，先直接对酸浸液进行了pH值调整实验。用调理酸浸液pH值别离为4、5、6、7和9，酸浸液中钒丢失率的改动如图2所示。图2  pH值对钒丢失率的影响       由图2能够看出，钒丢失率随pH值的改动曲线在pH值为5时呈现一个波峰，在pH值为6～7之间呈现波谷。当pH值小于5时，酸浸液中首要是Fe3＋生成氢氧化铁沉积，因为氢氧化亚铁胶体的吸附效果，会使钒有必定丢失；跟着pH值增大，酸浸液中的Al3＋开端生成沉积，当pH值为5时，Al3＋完全生成Al(OH)3沉积，因为Al(OH)3胶体的吸附效果激烈，使酸浸液中钒的丢失率到达57.90%，构成前述波峰；pH值持续升高到6～7之间进，溶液中钒的丢失率有所下降，呈现波谷，可能是生成的Al(OH）3胶体再溶解，使胶体吸附效果下降；当pH值超越7后，酸浸液中的钒丢失率再次急剧添加，可能是因为锌离子和铜离子生成沉积构成钒丢失，而跟着pH值持续上升，钙离子也开端沉积，且溶液中钙离子浓度较高，使得酸浸液中的钒丢失率也不断增大。因为后续作业要求净化液的pH值为6～8，归纳考虑，挑选沉积杂质时的pH值为6.5。       （二）用量对钒丢失率的影响       是常用的强氧化剂，将其参加含钒酸浸液中，可使酸浸液中的V（Ⅳ）氧化成V（Ⅴ），有利于后续沉钒作业；一起的O22－离子也可与酸浸液中的VO3-离子络合，阻挠VO3－离子在pH值改动时生成沉积。       在酸浸液与铜铁试剂的体积比为8∶1、酸浸液终究pH值调至6.5的条件下，按图1流程进行用量实验，使与酸浸液中钒的物质的量之比别离为5、10、15和20，酸浸液中钒丢失率的改动如图3所示。图3  用量对钒丢失率的影响       由图3能够看出：用量对酸浸液中钒的丢失率影响显着。跟着用量的添加，酸浸液的钒丢失率呈下降趋势，当与酸浸液中钒的物质的量之比为15时，钒丢失率降到最小值，为15.42%；持续添加用量，钒丢失率改动不大，简直呈与横轴平行的直线。与酸浸液中钒的物质的量之比小于15时钒的丢失率较大，可能是没有满足的氧根离子与VO3－离子络合，无法起到络合掩蔽效果。依据实验成果，与酸浸液中钒的物质的量之比取15较适合。       （三）铜铁试剂用量对钒丢失率的影响       铜铁试剂在不同pH值下可与多种金属离子构成络合物和沉积物，广泛用于贵金属的湿法冶金。实验发现，参加铜铁试剂后，可使酸浸液中发作的沉积方式发作改动，由胶体沉积转变为粒度更大的粒状沉积，不光使固液别离进程晚简单进行，还可大幅度下降因为胶体吸附效果构成的酸浸液净化进程中钒的丢失。       在与酸浸液中钒的物质的量之比为15、酸浸液终究pH值调至6.5的条件下，按图1流程进行铜铁试剂用量实验，当铜铁试剂溶液（1g/L）的用量别离为20mL、30mL、40mL、50mL、60mL和80mL时，酸浸液中钒的丢失率改动如图4所示。图4  铜铁试剂对酸浸液钒丢失率的影响       由图4看出：跟着铜铁试剂用量添加，酸浸液的钒丢失率明显下降，当铜铁试剂用量为50mL时，钒的丢失率到达最小值，为15.42%；再添加铜铁试剂参加量，钒的丢失率改动不大。因而，断定铜铁试剂用量为50mL，此刻酸浸液与铜铁试剂的体积比为8。       铜铁试剂在促进杂质离子发作沉降的一起，还可有用削减钒的丢失，可能是因为铜铁试剂破坏了Zn2＋、Al3＋、Fe3＋、Cu2＋等离子所构成的胶体颗粒的带电性，然后削弱了它们对VO43＋的吸附效果。       （四）归纳实验       依据上述实验成果，在与酸浸液中钒的物质的量之比为15、酸浸液与铜铁试剂的体积比为8、杂质沉降pH值为6.5的条件下，按图1流程对400mL酸浸液进行净化处理，用全谱直读等离子体发射光谱仪检处理前后果酸浸液中首要离子浓度的改动，成果见表2。   表2  净化处理前后酸浸液中首要离子的浓度  mg/L酸浸液VSiAlCa处理前281.33512.33406.332090.00处理后237.67330.1732.501211.67酸浸液CuFeZnP处理前35.5027.50365.331020.00处理后0.000.003.0075.98       由表2能够看出，净化处理后，酸浸液中Zn2＋、Al3＋、Fe3＋、Cu2＋等离子均大幅度去除，而酸浸液中残留的P、Si、Ca2＋等不会对后续提钒发作晦气影响，此刻酸浸液中的钒也大部分保存，钒丢失率仅15.52%。       五、定论       使用和铜铁试剂的掩蔽、除杂效果，对杂质含量高、钒浓度低的石煤提钒水浸渣酸浸液进行除杂净化处理，在与酸浸液中钒的物质的量之比为15、酸浸液与铜铁试剂（1g/L）的体积比为8、杂质沉降pH值为6.5的条件下，有害杂质去除比较完全，钒丢失率仅为15.52%，为后续提钒发明了良好条件。

  磷青铜带具有杰出的延展性，深冲功能以及电镀性，广泛用于建筑、轿车、装修、电子接插件、制作职业。带材的板型、表面及尺度精度控制为国际一流水平；锡磷青铜带普带（Sn4%）、高精带（Sn8%）均可加工。具有杰出的延展性、深冲性、较高的强度、硬度等优秀的归纳功能，多用于电子电气设备弹性材料、集成电路引线结构材料等。锡磷青铜有更高的耐蚀性,耐磨损,冲出时不发生火花。用于、中速、重载荷有轴承，作业最高温度250℃。具有主动调心对偏斜不灵敏，轴承受力均匀承载力高，可一起受径向载荷，自润滑无需保护等特性。锡磷青铜是一种合金铜，具有杰出的导电功能，不易发热、确保安全一起具有很强的抗疲劳性。锡磷青铜的插孔硬连线电气结构，无铆钉衔接或无冲突触点，可确保触摸杰出，弹力好，拨插平稳。该合金具有优秀有机械制作功能及成屑功能，可使零件制作进程敏捷缩短了制作时刻。

铝青铜价格参阅 铝青铜除了我国自己加工制作之外，还有许多质量优秀的铝青铜材料是从国外进口的，特别是从日本进口的比较多。铝青铜的多少钱也是各大做铝青铜材料制作的有色金属厂商一向重视的问题之一。 铝青铜是含铝量一般不超越11.5％，有时还参加适量的铁、镍、锰等元素，铝青铜以进一步改铝青铜善功能。铝青铜可热处理强化，其强度比锡青铜高，抗高温氧化性也较好。有较高的强度 杰出的耐磨性 用于强度比较高的螺杆、螺帽、铜套、密封环等，和耐磨的零部件,最杰出的特色便是其杰出的耐磨性。为含有铁、锰元素的铝青铜有高的强度和耐磨性，经淬火、回火后可进步硬度，有较好的高温耐蚀性和抗氧化性在大气、淡水和海水中抗蚀性很好，可切削性尚可，可焊接不易纤焊，热态下压力制作杰出。

9月16日消息：高温处理回收钨钴法：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可以回收钨钴再生粉末，年产可达80吨。　　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态。在热处理温度下，超硬质合金中钴在1800℃以下不呈海绵状态，而在2300℃以上合金中的碳化钨将分解并生成第三相，结果不好。 　　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，其后再微粉碎成再生粉末。本法得到的再生粉末，因经过粗大粒子化过程，烧结时有易于粒子成长的倾向。其中的钴含量、碳含量处理后几乎没有变化，仅杂质铁、硅量增加，对制造硬质合金没有影响。再生粉末粒度据粉碎条件，可能微粉碎到1μm以下。 　　本法用比较容易的工序，不损害超硬质合金的原组成，任何品种的超硬质合金均可再生成一定粒度的粉末，不需特殊设备，为经济的回收方法。较以往加化学试剂精炼后回收利用的方法，有很大优越性。

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。

钨条包括钨棒，钨钢棒，烧结钨棒，主要是用来锻造成材料的成分，刀具和弹头，灯泡钨丝，电接触点和热导体，曲轴和气缸钨丝桶，耐热钢的各种成分。掺杂的钨条用于生产灯丝或电子管灯丝，这就保证具有显著的抗高温。纯钨是一种从地上开采的天然金属。在原始形式 下，纯钨是很脆的。简介钨是世界上少有的一种有色矿产品，年产量很低，用途非常广泛，主要用于铸造配料用原料。钨来源于一种白色砂型矿体，矿线特别微小，经过采掘、研磨、水重选、提炼等多道工艺，得到品位达到95%以上的钨矿粉，再经过高温电炉提炼成型生产出的成品才是钨条。钨的熔点：3500℃。钨矿主要分布在中国和俄罗斯，中国现在是世界上最大的钨出口国。通常钨条的纯度都应在99.95%以上，而且必须出具权威机构的检验分析测试报告，例如：国家有色金属及电子材料分析测试中心分析测试报告。分类铸造碳化钨、 碳化钨粉、钨粉、氧化钨、合成白钨、钨丝、钨钼合金丝、钨绞丝、杜美丝、钨铼合金丝、钨铈电极、钨板、钼基钨极、掺杂钨条、钨条、钨杆、钨加热子。优点淬火和回火后硬度高；耐磨性好；高温下工作性能好。用途1、加工用车刀刀头、照明器材用钨丝及各种导热体2、制造高级汽车的曲轴、缸筒的配料，铸造各种耐热钢材的配料3、广泛用于枪支、火炮、火箭、卫星、飞机、舰船的制造 钨资源分布我国是产钨大国，钨资源储量520万吨，为国外30个产钨国家总储量（130万吨）的3倍多，产量及出口量均居世界第一。湖南、江西、河南三省的钨资源储量居全国的前三位，其中湖南、江西两省的钨资源储量占全国的55．48%。湖南以白钨为主，江西以黑钨为主，其黑钨资源占全国黑钨资源总量的42．40%。我国的钨矿大体上分布于我国南岭山地两侧的广东东部沿海一带，尤其是以江西的南部为最多，储量约占全世界的二分之一以上。此外，江西的大余、湖南的汝城、安化、临武、资兴、荼陵等地；以及广西和云南、四川、福建等省也有钨矿资源。国外钨矿的主要产地是加拿大和美国。 

关于黑钨、锡石细泥的捕收剂,国内外已研讨过不少,众所周知的有脂肪酸(皂),烷基硫酸钠,经肪酸(皂),乙烯麟酸,烷基麟酸,烃基肿酸,美狄兰,磺丁二酞胺酸等。实践证明混合肿酸是黑钨、锡石矿泥杰出的捕收剂,目前我国正在运用。本文介绍了苄基胂酸组成原理,经过组成条件实验,找出组成苄其(?)酸最好的条件是:苄氯与的克分子比为0.9∶1,反响温度80℃,反响时间为4.5小时。在小型实验的基础上进行了工业实验,工业实验结果表明,用这种办法出产苄基胂酸是可行的。

钨一种 金属 元素。原子序数74。钢灰色或银白色,硬度高,熔点高,常温下不受空气侵蚀;主要用途是制造灯丝和高速切削合金钢、超硬模具,也用于光学仪器,化学仪器方面 tungsten;wolfram——元素符号W钨是属于 有色金属 ，也是重要的战略 金属 ，钨矿在古代被称为“重石”。1781年由瑞典化学家卡尔．威廉．舍耶尔发现白钨矿，并提取出新的元素酸－钨酸，1783年被西班牙人德普尔亚发现黑钨矿也从中提取出钨酸，同年，用碳还原三氧化钨第一次得到了钨粉，并命名该元素。钨在地壳中的含量为0.001%。已发现的含钨矿物有20种。钨矿床一般伴随着花岗质岩浆的活动而形成。经过冶炼后的钨是银白色有光泽的 金属 ，熔点极高，硬度很大。钨的性质：钨是稀有高熔点 金属 ，属于元素周期表中第六周期（第二长周期）的VIB族。钨是一种银白色 金属 ，外形似钢。钨的熔点高，蒸气压很低，蒸发速度也较小。钨的化学性质很稳定，常温时不跟空气和水反应，不加热时，任何浓度的盐酸、硫酸、硝酸、氢氟酸以及王水对钨都不起作用，当温度升至80°—100°C 时，上述各种酸中，除氢氟酸外，其它的酸对钨发生微弱作用。常温下，钨可以迅速溶解于氢氟酸和浓硝酸的混合酸中，但在碱溶液中不起作用。有空气存在的条件下，熔融碱可以把钨氧化成钨酸盐，在有氧化剂（NaNO3、NaNO2、KClO3、PbO2）存在的情况下，生成钨酸盐的反应更猛烈。高温下能与氯、溴、碘、碳、氮、硫等化合，但不与氢化合。钨的用途：　　目前世界上开采出的钨矿，约５０%用于优质钢的冶炼，约３５%用于生产硬质钢，约１０%用于制钨丝，约５％其他用于其他用途。钨可以制造枪械、火箭推进器的喷嘴、切削 金属 的刀片、钻头、超硬模具、拉丝模等等，钨的用途十分广泛，涉及矿山、冶金、机械、建筑、交通、电子、化工、轻工、纺织、军工、航天、科技、各个工业领域。 　　18世纪50年代，化学家曾发现钨对钢性质的影响。然而，钨钢开始生产和广泛应用是在19世纪末和20世纪初。 　　1900年在巴黎世界博览会上，首次展出了高速钢。因此，钨的提取工业从此得到了迅猛发展。这种钢的出现标志了 金属 切割加工领域的重大技术进步。钨成为最重要的合金元素。 　　1900年，俄国发明家А.Н.Ладыгин首先建议在照明灯泡中应用钨。在1909年Кулидж制定基于粉末冶金法，采用压力加工的工艺方法之后，钨才有可能在电真空技术中得到广泛的应用。 　　1927——1928年采用以碳化钨为主成分研制出硬质合金，这是钨的工业发展史中的一个重要阶段。这些合金各方面的性质都超过了最好的工具钢，在现代技术中得到了广泛的使用。 钨以纯 金属 状态和以合金系状态广泛应用于现代技术中，合金系状态中最主要的是合金钢、以碳化钨为基的硬质合金、耐磨合金和强热合金。钨的种类： 主要的钨矿有十几种，我国主要有两种；黑钨矿（钨锰铁矿）和白钨矿（钨酸钙矿）。 　　1．黑钨矿(FeMn)WO4。颜色有暗灰色、淡红褐、淡褐黑、发褐及铁褐等颜色。半 金属 光泽、 金属 光泽及树脂光泽。通常为叶片状、弯曲  钨锑矿山片状、粒状和致密状；也有的呈厚板状、尖柱状等单斜晶系晶体，常与白色石英一起以脉络的形式充填在花岗岩及其附近的岩石裂缝中。硬度5－5.5，比重7.1－7.5。参差状断口。性脆，有弱磁性。黑钨矿是炼钨和制造钨酸盐类的主要原料。 　　2．白钨矿CaWO4。颜色为灰白色，也有黄褐、绿和淡红色等。油脂光泽。它属正方晶系，形成双锥状的假八面体或板状晶体，晶面有时可见斜条纹，其中插生双晶者较为常见。也有的晶体呈皮壳状、肾状、粒状和致密块状。硬度4.5－5；比重5.9－6.2。性脆，贝壳状或参差状断口。受荧光灯照射时，白钨矿可发出美丽的浅蓝色荧光。白钨矿产于我国江西大余、湖南汝城、安化、临武、云南文山等地。多成砂矿，以上钨矿物可用重选（摇床、跳汰等）、浮选、溜槽、淘重砂法等方法得到黑钨精矿或白钨精矿。更多有关钨请详见于上海 有色 网