石煤提钒新工艺及其机理研究--《中南大学》2010年硕士论文
石煤提钒新工艺及其机理研究
【摘要】：本文提出了一种清洁、高效、低成本的石煤提钒新工艺,工艺过程包括空白焙烧—加压碱浸—脱硅—萃取—沉钒—煅烧等工序。采用该工艺处理某地难处理石煤钒矿,最终钒的回收率为82.14%,产品V2O5纯度达98.5%。试验证明该工艺提钒试剂消耗低、钒收率高、反应速度快、三废排放少,生产的产品合格。
论文主要研究内容与结论如下：
针对目前采用“焙烧—常压碱浸提钒”工艺从石煤钒矿中提取钒存在碱消耗大、浸出时间长和浸出液杂质含量高等问题,本研究采用加压碱性浸出石煤钒矿焙砂。试验考察了碱用量、液固比、浸出时间、阴离子种类与浓度等因素对钒浸出的影响。结果表明,采用矿重3.5%的NaOH,液固比为1.5/1,180℃保温2小时,钒的浸出率达到86%,浸出液中钒硅质量浓度比为0.65,浸出液pH值约为11.4,萃余液补碱循环返回浸出后SO42-、C1-积累浓度分别不会超过10、7g/L,不影响浸出效果。加压碱性浸出法钒浸出率高,杂质浸出率低,为石煤提钒提供了一个新的途径。
根据硅的性质,首先将溶液pH值调整至9.0-8.5,使大部分的硅以固态H4SiO4沉淀析出,残余部分胶态H4SiO4采用混凝沉淀除去,最终达到高效分离钒硅的目的。具体工艺：首先在常温下,采用H2SO4将石煤浸出液pH值调整至9.0～8.5,加热至90-95℃,保温1～2min,至料液无色透明；然后投入溶液质量0.1%的A12(S04)3·18H20,50℃保温30min,过滤,即完成整个除硅过程。最终钒收率达到98.16%,除硅率达到97.48%,钒硅得到很好的分离。
分析碱性条件下硅钒离子性质可知,当溶液7.0pH9.0时,钒易于被萃取,且钒硅离子性质差异大分离容易。选择有机相组成为：15% N263+10% TBP+75%磺化煤油,按照萃取有机相工作容量(CV2O5=24g/L)计算选择萃取相比,采用3级逆流萃取,萃余液V205浓度低于0.01g/L,有机相V205浓度约为24g/L,SiO2浓度约为0.1g/L,负载有机相采用纯水洗涤1次,即可用于反萃。萃取的机理为：3(R4N)Cl+V3O93-=(R4N)3V3O9+3Cl-。
反萃采用NaOH+NaCl体系,浓度分别为0.7、2.5mol/L,反萃相比O/A=5/1,试验采用负载有机相V205浓度为25.401g/L。通过三级逆流反萃,钒的反萃率达到99.34%,反萃液中V2O5浓度为126.163g/L,反萃液pH值为10.2,有机相中残余V2O5浓度为0.167g/L。反萃时,同时发生下述两个反应：
2(R4N)3V3O9+6OH-+6Cl-=6R4NCl+3V2O74-+H2O、(R4N)3V3O9+3Cl-=3R4NC1+V3O93-
本文采用NH4Cl沉钒。沉钒工艺为：首先加酸将反萃液pH值调整至9.0,然后取K铵=1.47,加入固体NH4Cl,于45℃搅拌1h,最后于室温(25℃)静置4h,母液V205为0.321g/L,沉钒率达到99.73%。得到的NH4VO3通过干燥、煅烧得到V205质量符合国标98.5%品级。
该工艺的优势在于：“水”、“盐”、“萃取有机相”可以循环使用,水、试剂消耗以及三废排放量均低；工艺流程短,钒收率高；整个工艺反应为碱性体系,设备防腐要求低。试验结论表明该工艺技术可靠,经济技术指标好,工业应用前景好。
【关键词】：
【学位授予单位】：中南大学【学位级别】：硕士【学位授予年份】：2010【分类号】：TD849.5;TF841.3【目录】：
摘要3-5ABSTRACT5-11第一章 文献综述11-23 1.1 钒及其化合物的性质11-13
1.1.1 钒的物理性质11
1.1.2 钒的化学性质11-13 1.2 钒的用途13-14 1.3 钒资源14-15
1.3.1 钒钛磁铁矿14
1.3.2 石煤钒矿14-15 1.4 石煤浸出工艺15-18
1.4.1 中性浸出15-16
1.4.2 酸性浸出16-17
1.4.3 碱性浸出17
1.4.4 浸出工艺比较17-18 1.5 溶液提钒工艺18-21
1.5.1 溶液净化18-19
1.5.2 富集分离19-20
1.5.3 沉钒20-21 1.6 本研究课题的意义与内容21-23
1.6.1 课题意义21-22
1.6.2 研究内容22-23第二章 试验原理与方法23-31 2.1 试验流程及主要原理23-25
2.1.1 试验流程23
2.1.2 试验过程原理概述23-25 2.2 试验原料、试剂及设备25-28
2.2.1 试验原料25-27
2.2.2 试验试剂27
2.2.3 试验设备27-28 2.3 分析方法28-29
2.3.1 物相与荧光半定量分析28
2.3.2 常规化学分析28-29 2.4 数据处理方法29-31第三章 石煤焙砂加压碱性浸出31-49 3.1 实验结果与讨论31-44
3.1.1 温度对浸出的影响31
3.1.2 碱用量对浸出的影响31-34
3.1.3 液固比对钒浸出的影响34
3.1.4 浸出时间对浸出的影响34-35
3.1.5 添加剂对浸出的影响35-39
3.1.6 常压浸出与加压浸出比较39
3.1.7 杂质对萃余液返回浸出的影响39-44 3.2 焙砂加压浸出机理44-47
3.2.1 物相分析44-46
3.2.2 动力学分析46-47 3.3 加压碱浸小结47-49第四章 浸出液钒硅分离研究49-62 4.1 溶液中钒、硅物理化学性质49-55
4.1.1 溶液中钒离子物理化学性质49-51
4.1.2 溶液中二氧化硅的物理化学性质51-55 4.2 钒硅分离理论依据55-56 4.3 直接调酸—萃取分离钒硅56 4.4 中和除硅—萃取分离钒硅56-58 4.5 混凝除硅—萃取分离钒硅58-61
4.5.1 混凝剂选择58-59
4.5.2 混凝温度的选择59-60
4.5.3 混凝时间的选择60
4.5.4 Al_2(SO_4)_3·18H_2O加入量的影响60
4.5.5 混凝除硅小结60-61 4.6 钒硅分离工艺小结61-62第五章 碱性介质中钒的溶剂萃取62-84 5.1 萃取条件试验62-71
5.1.1 溶液pH值对萃取的影响62-63
5.1.2 阴离子对钒萃取的影响63-66
5.1.3 震荡时间对钒萃取的影响66
5.1.4 温度对钒萃取的影响66-68
5.1.5 改性剂的选择68-69
5.1.6 TBP含量对萃取的影响69
5.1.7 相比对钒萃取的影响69-70
5.1.8 萃取饱和容量70-71
5.1.9 萃取等温线71 5.2 萃取机理71-72 5.3 萃取工艺条件72-74 5.4 反萃条件与理论74-80
5.4.1 NaOH+NaCl反萃体系74-77
5.4.2 NH_3·H_2O+NH_4Cl反萃体系77-80 5.5 反萃工艺条件80-82 5.6 钒的溶剂萃取小结82-84第六章 反萃液铵盐沉钒、煅烧与产品检测84-90 6.1 铵盐沉钒工艺的选择84-87
6.1.1 弱碱性铵盐沉钒原理84-86
6.1.2 铵盐沉钒工艺参数的确定86-87
6.1.3 沉钒母液处理87 6.2 干燥、煅烧制备V_2O_587-88 6.3 技术经济分析88-89
6.3.1 各工艺过程收率88
6.3.2 工艺试剂消耗88-89 6.4 小结89-90第七章 结论与建议90-93 7.1 结论90-91 7.2 建议91-93参考文献93-98致谢98-99攻读硕士学位期间发表的文章99攻读硕士学位期间科研情况99
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石煤焙烧方法与石煤提钒发展趋势
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　　１前言
　　钒在元素周期表中位于第四周期第五族（ⅤＢ族），属于过渡金属元素。钒具有耐高温、抗腐蚀、硬度大、电阻高、线膨胀系数小以及优良的物化性能，使其成为一种新型结构材料［１］，广泛应用于军工、电力、机械、交通、钢铁、化工、医疗、陶瓷、装饰等领域，有金属&维生素&之称；如添加在钢铁之中能增加钢的强度、韧性［２］；添加钒的钛合金性能优异，被应用于航天领域［３］；ＶＯ２可作为光电开关材料应用于建筑领域［４］；钒基固溶体合金可作为一种优质储氢材料［５］等。
　　目前发现的含钒矿物达到百余种之多，但在自然界中至今未发现以单质形式存在的钒元素［６］。钒在伟晶岩成矿作用中没有显着的富集，几乎不可能形成工业矿床［７］，钒元素一般多以混入物的形式存在于铁钛矿物、云母以及粘土矿物中。
　　石煤是藻菌类以及浮游生物等低等生物遗体在还原性环境中经生物化学作用分解，残留下的腐泥质经过不断地积累以及成岩作用而形成的黑色可燃有机岩［８，９］。石煤钒矿中钒含量很低，绝大多数小于１％，所以石煤钒矿属于低品位的金属矿、低燃烧值的劣质煤［１０］。根据《中国南方石煤资源综合考察报告》的数据，我国部分地区石煤钒矿以及Ｖ２Ｏ５储量的分布见表１［１１］。我国石煤钒矿资源极为丰富，石煤提钒是国内获取钒的主要途径之一，我国石煤钒矿中钒品位及分布率见表２。从表２［１２］中可以看出我国各地石煤钒矿含钒的品位相差很大。根据目前的工艺技术水平，含钒品位达到０．８％的石煤钒矿才具有开采价值。因此，开发新的低污染、低能耗、对矿物适应性好的冶炼工艺是钒冶金的重点发展方向。
　　２焙烧工序的意义及作用
　　目前工业上从石煤钒矿中提取钒大部分采用高温焙烧这一工序，这主要是由钒在石煤钒矿中的赋存状态所决定的。石煤钒矿中钒的赋存状态主要分为三类［１３］：第一类为含钒高岭石、含钒氧化铁；第二类为含钒云母类矿物；含钒电气石、石榴石则为第三类。第一类中钒主要以吸附形式存在，呈现出四价或五价钒。在其他两类中，钒主要是以类质同象的形式存在，以三价钒为主，三价钒取代部分三价铝进入六配位的铝氧八面体结构中，而石煤钒矿中钒大多以三价钒存在，也存在部分四价钒，而五价钒仅存在于风化程度较高的矿石中，储量很少，不具备工业开采价值，目前从石煤钒矿中提钒主要以三价钒存在的石煤钒矿资源为主，也有部分四价钒石煤钒矿资源，如陕西山阳地区石煤钒矿［１４］。
　　三种不同价态的钒氧化物性质差别很大，三价钒不溶于水和碱，难溶于酸；四价钒不溶于水，溶于酸碱；五价钒微溶于水，易溶于酸碱。所以，要想使石煤钒矿中的钒进入溶液富集，就必须将石煤钒矿中的三价钒氧化为可被酸碱溶出的高价钒。
　　我国绝大多数石煤钒矿中钒是以类质同象形式取代云母类矿物中的三价铝存在［１５］，含钒伊利石（水云母）的化学式为Ｋ（Ａｌ，Ｖ）２（ＯＨ）２［Ｓｉ３Ａｌ］Ｏ１０，其结构是由两层层状硅氧四面体以及羟基和中部顶氧连成的两个八面体所组成的［１６］，含钒水云母（伊利石）结构示意如附图［１７］所示。云母矿物结构稳定，一般浓度酸碱难以破坏其晶格结构，要提取含钒云母中的钒，第一步便是破坏含钒云母的晶格结构。
　　直接浸出和焙烧都可达到破坏云母晶格结构及氧化低价钒的目的。若使用直接浸出的方法，则需要在很高的酸浓度或高温高压的条件下才能破坏含钒硅酸盐矿物的晶格结构［１８］。过多的酸耗以及高压设备的使用将会使得整个工艺过程的成本大幅提高，经济效益下降；直接酸浸过程中往往加入含氟助浸剂来辅助破坏硅酸盐矿物晶格结构［１９］，氟化物对生态环境以及工人的身体健康都会产生威胁。对于某些主要含四价钒的石煤钒矿，可采用直接酸浸工艺；但我国含钒石煤资源中钒的赋存状态以三价钒为主，直接酸浸工艺提钒效果对其不理想。高温焙烧可以破坏含钒云母的硅氧四面体结构，且操作条件较为简单。在对低价钒的氧化方面，焙烧能够利用空气中的氧气来氧化三价钒；而直接浸出工艺则往往需加入氧化剂辅助氧化，氧化试剂的添加将会带来成本的提高。
　　综合对比，焙烧具有工业上的可行性和优势，使得先焙烧再浸出工艺成为目前国内石煤提钒行业的主流工艺。
　　３石煤焙烧方法
　　国内各石煤提钒厂曾使用或正在使用的焙烧方法大致为：钠化焙烧、钙化焙烧、无添加剂焙烧（空白焙烧）三大类，还有尚处于实验室研究阶段的低温硫酸化焙烧等新工艺。本节将介绍各种焙烧方法的工艺条件以及优劣势等。
　　３．１钠化焙烧
　　钠化焙烧最早出现于Ｂｌｅｅｃｋｅｒ在１９１２年公布的钠盐焙烧－水浸工艺回收钒的专利中，多年来各国科研工作者都对其进行了大量研究，除了一些细微的技术改进之外，主要工艺流程大体未变。钠化焙烧是将石煤钒矿与钠盐（如ＮａＣｌ、Ｎａ２ＣＯ３、Ｎａ２ＳＯ４等）按一定比例均匀混合之后再进行焙烧的一种技术［２０］。一般添加氯化钠焙烧的效果要优于其他钠盐，故其应用范围最大，本文以氯化钠为添加剂来论述钠化焙烧工艺。氯化钠熔点达８０１ ℃，在高温时往往能保持结构稳定不分解，但由于石煤钒矿中所含钒、铝、铁等氧化物存在，可使氯化钠在较低温度下分解，生成具有高化学反应活性的氯气。据报道［２１］，氯气可与低价钒反应生成ＶＯＣｌ３，而ＶＯＣｌ３是一种中间产物可进一步被氧化成Ｖ２Ｏ５，因氯气的存在有助于高温焙烧使伊利石晶体结构破裂而暴露出的三价钒氧化向高价态转变。有研究表明［２２］，氯气在高温下比氧气更活泼，更易吸附在矿物表面，氯气对低价钒氧化的促进作用不容忽视。钠化焙烧过程发生的主要反应有：
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苏ICP备号|主营：、|服务热线:|服务QQ:|石煤湿法提钒新工艺研究
[导读]以西南某石煤矿为原料，采用石煤中加入氧化剂和硫酸加热浸出，浸出液经P204萃取后水解沉钒工艺。研究结果表明，钒总回收率达68％以上，产品V2O5纯度达到国标99级以上。该方法与传统焙烧法提钒相比，具有无焙烧废气污染，产品质量高，污染少等优点。介绍了采用脱炭氧化、钠化焙烧、水浸从石煤中提钒的工艺方法。研究了复合附加剂种类、温度、时间等对石煤焙烧钒转化率的影响：液固比、温度、时间、浸出液钒浓度对浸出的影响及浸出液净化条件等。研究结果表明，焙烧温度、附加剂、液固比是影响钒转浸率的重要因素。本研究适宜的工艺条件是：石煤脱炭温度860~(2。钠化焙烧温度820'(2，焙烧时间4h， 附加剂为氯化钠碳酸钠混合。浸出采用循环富集，液固比为1：1，浸出水温度80℃ 。
目前，提钒的工艺有很多种，但为了解决提钒过程“三废”对环境的污染和降低生产成本，研究提出一种清洁型的提钒新工艺，在生产过程中解决石煤提钒过程“三废”的污染问题。石煤无需焙烧硫酸直接浸出，该法与传统石煤焙烧提钒工艺相比，彻底解决了提钒过程中废气对环境的影响，产品回收率高，可直接得到高品位的V2O5产品等特点。但高温强氧化条件直接浸出，一般酸耗较高，生产成本较高，特别是在钒产品价格较低时，限制该工艺的生产应用。降低生产成本是直接酸浸提钒工艺的研究重点，本实验对降低直接浸出酸耗、能耗进行了试验研究。　
一、原料及试验方法　
（一）原料　
石煤原矿为西南某地石煤氧化矿，原矿主要化学成分列于表１。　
（二）试剂、设备及分析方法　
试验试剂：氧化剂、氯酸钠、硫酸、铁屑、氨水、P2O4、TBP、磺化煤油。主要试验设备：PSMCQ180mm×200mm瓷衬球磨机、恒温水浴搅拌器、101―3(A)烘箱、S312恒速搅拌器、SHB―B88型循环水式真空泵、自制孔板式连续萃取器。　
分析方法：硫酸亚铁铵容量法。　
（三）试验方法　
清洁型提钒工艺包括加热酸化浸出、铁屑还原、萃取反萃取、氧化及水解沉钒等五步骤。具体试验方法如图1所示。
二、试验结果与分析　
（一）浸出结果与分析　
西南某石煤矿中钒主要赋存形式为含钒云母型、含钒粘土型和介于两种类型之间的。其中较难浸出的是含钒云母型钒，钒在云母中以类质同象形式置换六次配位的三价铝而存在于云母晶格中，分子式为K（Al，V）２［Al Si３O10］（OH）２，为将钒从云母中浸出来必须破坏云母结构，采用火法焙烧是破坏云母结构的主要方法。亦可用酸破坏云母结构，让氢离子进入云母晶格中置换Al３+，使离子半径发生变化，从而将钒释放出来，钒被氧化成四价后用酸溶解，得到的是蓝色硫酸钒酰溶液。反应式为：　
浸出率的影响因素
由表2可知，钒的浸出率随氧化剂用量增加而提高，无氧化剂加入时浸出率很低，只有14%左右，说明原矿中V含量很低，氧化剂加入对提高浸出率效果明显。当氧化剂加入量为2.5%时浸出率达73.56%，再增加氧化剂用量浸出率提高不大。因此，氧化剂加入量在2.5%～3%之间较为适宜。
据表3所知钒浸出率随H2SO4用量的增加而提高，当硫酸浓度为18%获得较好的浸出率，继续增加酸浓度对浸出率影响不大。为了保证浸出效果，所以，在酸用量一定条件下，宜选择较小的液固比，m（液）：m（固）为1.2：1～1.3：1为宜。　
传统石煤提钒采用氧化焙烧来破坏云母的结构，有利于钒的浸出。直接浸出采用高酸度、氧化剂和高浸出温度共同作用破坏云母的结构来提高浸出率。浸出条件：m（液）：m（固）为1.2：1、浸出时间6h，改变浸出温度，钒浸出率与浸出温度关系试验结果列于表4。　
试验发现，浸出温度越高，浸出所需酸度越低，浸出时间越短。当浸出温度大于80℃时，钒的浸出速度大大加快，浸出率大幅提高。试验选定浸出温度为90℃左右。　
石煤脱炭焙烧水浸提钒工艺研究
从石煤中提钒的主要工艺流程有：石煤处理一氯化钠焙烧一水浸一酸沉淀粗钒一碱溶一沉　淀偏钒酸铵；石煤处理一氧化焙烧一酸浸一萃取一铵盐沉钒：石煤处理一氧化焙烧一酸浸一离子交换一铵盐沉钒：石煤处理一钙化焙烧一硫酸浸出一溶剂萃取一酸水解沉钒等。这些工艺存在的主要问题是：或金属回收率低，环境污染严重，不宜大型化生产，综合利用率低，或酸用量大、原材料消耗高、设备防腐要求高、废水、废渣中呈酸性处理难度大．成本高等，因此提高钒的转浸率的研究是石煤提钒的一个重要方面。本文着重介绍采用复合附加剂氧化钠化焙烧、水浸，提高钒转浸率的工艺方法。提高石煤提钒总回收率是研究的重点，优化焙烧条件及浸出工艺。提高钒转浸率是本研究的关键。本工艺水浸液固分离简单可行。对设备没有特殊要求。具有较大的利用价值。　　　
（二）试验原理　
钒在氧化钠化焙烧过程中发生的主要化学反应是：　
三、试验条件及方法　
（一）原料　
石煤：石煤的主要成分为石英。占87%左右，钒在石煤中主要存在于云母类的铝硅酸盐中，钒含量为0.87%；其次存在于氧化铁及粘土矿物中，钒含量为0.15%，剩下的微量钒存在于石榴石和电气石中。硫酸、氯化钙、碳酸钠、氯化钠、氯化铵（工业级）。　
石煤脱炭前后化学成分分析见表5：　
表5& 试验用石煤化学成分
&& （二）设备
烘箱、马弗炉、磁力搅拌控温水浴锅、盘式　电炉、真空泵、布氏漏斗、抽滤瓶及烧杯等常规玻璃器皿。　
（三）试验方法　
1、工艺流程：石煤一脱炭一处理一焙烧一水浸一浸出液净化一铵盐沉钒一多钒酸铵一干燥煅烧一V2O5
2、试验方法　
石煤脱炭：将石煤在860℃左右脱炭后细磨　至＜0.125mm筛下大于85%以上；　焙烧：将脱炭后石煤细粉配加氯化钠或碳配　钠或氯化钠与碳配钠的复合附加剂混合均匀，马弗炉中进行氧化钠化焙烧，人炉温度550℃，升温速度控制在2.3℃／min左右，820℃恒温2h出炉；浸出：将焙烧料用温度＞80℃热水洗浸。并循环富集浸出液、净化：在富集到一定钒浓度的浸出液中加入定量的氯化钙溶液，加热、搅拌、过滤; 沉淀：将洁净钒溶液，在搅拌条件下用硫酸调节pH、加铵盐、加热、沉淀多钒酸铵、过滤 ;煅烧：多钒酸铵烘箱干燥．放入马弗炉中550℃下煅烧2.5h，得到V2O5产品。
四、试验结果及讨论　
（一）焙烧温度对钒转化率的影响固定附加剂种类、配入量及焙烧时间．焙烧温度对钒转化率的影响见图2。　
试验条件：　
图2& 焙烧温度与钒转化率的关系
①氯化钠与碳酸钠混合配入量按总量的16％；　
②焙烧时间：4h　
③氯化钠：碳酸钠＝1：1。　
由图1可以看出，焙烧温度低于760℃时，钒转化率只有30％左右，焙烧温度高于760℃时，随着焙烧温度的上升，钒转化率逐步提高。当焙　烧温度升高至820℃时，钒转化率达72％左右，　焙烧温度再继续升高时，转化率开始下降。表明温度低于760℃时，钒的氧化不充分，转化率低，当温度达到820℃时，氧化达到了平衡，钒转化率高，但温度高于820℃时，硅酸盐熔化分解，钒被包裹后粘结，转化率下降，因此，适宜的焙烧温度为820℃。　
（二）附加剂配入量的影响　
固定焙烧温度、焙烧时间及复合附加剂比例，附加剂配入量对钒转化率的影响见图3。　
试验条件：
图3& 附加剂配入量与钒转化率的关系
①焙烧温度：820℃　
②复合附加剂：氯化钠：碳酸钠＝1：1　
③焙烧时间：4h　
图3可看出。氯化钠和碳酸钠复合附加剂。在配入量＜5％时，焙烧钒转化率只有30％左右，　复合附加剂配入量增加时，钒转化率随之提高，当复合附加剂配人量增加到16％时，焙烧钒转化率达到70％左右。但再继续增加复合附加剂配入量时，焙烧钒转化率却反而下降。因此，较适宜的复合附加剂配人量16％。　
（三）附加剂复合比例的影响　
固定焙烧温度、附加剂配入量及焙烧时间，附加剂复合比例对钒转化率的影响见表6。　
试验条件：　
①& 焙烧温度：820℃
②& ②附加剂配人量：16％　
③焙烧时间：4h　
表6& 附加剂复合比例与钒转化率的关系
表3可看出。在选定的试验条件下，氯化钠与碳酸钠的复合比例对焙烧钒转化率的影响较大。当氯化钠与碳酸钠的复合比例为氯化钠：碳酸钠＝5：3时，钒转化率为53.81％，当降低氯化钠、增加碳酸钠的复合比例时，钒转化率提高，氯化钠：碳酸钠=4：4时，钒转化率为72.04％，但再继续降低氯化钠、增加碳酸钠的复合比例时，焙烧钒转化率却反而下降。因此，较佳的氯化钠与碳酸钠的复合比例为1：1。　
（四）焙烧料的浸出　
采用间隙式浸泡方式，选择的浸出条件为：水温＞80℃；液固比1：1，循环富集浸出。试验结果：浸出液中含钒浓度达到ｖ＞15g／l，浸后残渣中TV＜0.3%，SV＜0.05%。　
（五）浸出液的净化　
本研究选用的石煤矿，P含量较高，经过脱碳、钠化焙烧、浸出后，浸出液中的P浓度高达0.244g/l，达不到沉钒对浸出液的质量要求，必须对浸出液进行除磷净化。选用氯化钙为除磷剂。为了减少除磷过程中造成的钒损失，将氯化钙配制成浓度5％的溶液，　加入到已经加热至80℃左右的浸出液中。搅拌一定时间过滤。
（六）多钒酸铵沉淀及煅烧　
净化合格的浸出液采用酸性铵盐沉钒工艺，硫酸调节pH2―2.5，加入氯化铵，水浴加热，煮沸沉淀出多钒酸铵。过滤、洗涤、干燥、煅烧后得到粉状V2O5，其成分见表7，国家标准GB3283―87一并列于中。
表7& V2O成分及国标对比　
五、结论　
（一）采用脱炭、复合附加剂钠化焙烧、水浸出循环富集的工艺可行。石煤中的钒转浸率达到68%以上，钒浸出液浓度≥16g/l，浸后残渣TV＜0.3%，SV＜0.05%。　　
（二）适宜的工艺参数为：脱炭温度860℃，附加剂为氯化钠与碳酸钠的复合。
网友评论：
数据真实可信，好文章！
浸出率太低，建议进行酸解氧化后再浸出，浸出率可大幅度提到。
黑龙江某白钨矿属以矽卡岩型为主的白钨矿石，矿石中白钨的品