碱法浸出石煤中的钒和硅

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石煤提钒实验报告

一、实验目的本实验旨在通过石煤提钒实验，了解石煤提钒的基本原理、工艺流程以及影响因素，掌握石煤提钒实验的操作方法，并分析实验结果，为石煤提钒生产提供理论依据。

二、实验原理石煤提钒实验主要采用酸浸法，通过将石煤中的钒元素溶解于酸溶液中，然后对溶液进行净化、沉钒等操作，最终得到钒产品。

实验原理如下：1. 酸浸法：将石煤与一定浓度的酸溶液混合，在一定温度、压力下进行反应，使石煤中的钒元素溶解于酸溶液中。

2. 净化：通过过滤、吸附等手段，去除溶液中的杂质，提高钒溶液的纯度。

3. 沉钒：在钒溶液中加入适当的沉淀剂，使钒离子生成沉淀，然后通过过滤、洗涤等操作得到钒产品。

三、实验材料与设备1. 实验材料：石煤、硫酸、氢氧化钠、氯化铵、活性炭等。

2. 实验设备：烧杯、玻璃棒、漏斗、滤纸、加热器、搅拌器、电子天平等。

四、实验步骤1. 称取一定量的石煤，用硫酸溶解，制成石煤溶液。

2. 将石煤溶液加热至一定温度，保持一段时间，使钒元素充分溶解。

3. 加入氢氧化钠溶液，调节溶液pH值，使钒离子生成沉淀。

4. 将沉淀过滤、洗涤，得到钒产品。

5. 对实验数据进行记录和分析。

五、实验结果与分析1. 酸浸效果：通过对比不同酸浓度、反应时间等因素对酸浸效果的影响，确定最佳酸浸条件。

2. 净化效果：通过对比不同净化方法、净化时间等因素对净化效果的影响，确定最佳净化条件。

3. 沉钒效果：通过对比不同沉淀剂、沉淀时间等因素对沉钒效果的影响，确定最佳沉钒条件。

4. 钒产品纯度：对得到的钒产品进行化学分析，确定其纯度。

六、实验结论通过本实验，掌握了石煤提钒的基本原理、工艺流程以及影响因素，为石煤提钒生产提供了理论依据。

实验结果表明，在最佳条件下，石煤提钒的酸浸效果、净化效果和沉钒效果均较好，钒产品纯度较高。

七、实验注意事项1. 实验过程中应注意安全，严格遵守实验操作规程。

2. 实验过程中要控制好实验条件，确保实验结果的准确性。

3. 实验结束后，对实验设备进行清洗、保养，以备下次实验使用。

石煤提钒酸浸渣的综合回收利用研究

石煤提钒酸浸渣的综合回收利用研究石煤提钒工业产生排放的大量工业固体废渣带来了环境污染问题和严重的安全隐患,综合利用石煤提钒尾渣是最有效解决问题的途径。

本研究采用三种方法对石煤提钒酸浸渣进行资源综合利用,确定了优化条件,主要研究内容和结果如下:首先采用石煤提钒酸浸渣为原料烧制硅酸盐水泥熟料,按照掺入量的多少,分别设计了11组熟料,在1350、1400和1450℃下进行煅烧,通过差热分析解析酸浸渣配料煅烧熟料的形成过程,用X射线衍射分析了熟料的矿物组成以及水泥水化产物组成,采用扫描电镜分析了矿物的晶体形态。

实验表明:掺加一定量的提钒酸浸渣配料能提高熟料的易烧性,促进熟料矿物的形成。

提钒酸浸渣掺量为20%时,所生产熟料的游离氧化钙含量小于1.0%,矿物形成良好,水泥的水化热达到国家标准。

然后以石煤提钒酸浸渣作水泥混合材,用X射线衍射分析了水泥水化产物组成,采用扫描电镜分析了水化产物的晶体形态。

实验结果表明石煤提钒酸浸渣是一种良好的水泥活性材料,石煤提钒酸浸渣掺入量在10%~25%,此时水泥试验样品早期抗压强度低于普通硅酸盐水泥,其他性能指标几乎相近水泥样品强度达到32.5R强度等级,达到了国家标准。

最后选用石煤提钒酸浸渣为原料,用沉淀法制备白炭黑,可以获得高比表面积的白炭黑产品。

实验用碱将石煤提钒酸浸渣中硅元素溶解于水溶液中,经搅拌,调pH,放置沉淀,过滤、水洗和干燥后得到白炭黑产品。

最佳浸出条件为:氢氧化钠浓度6mol/L、固液比1:4、浸出温度100℃和浸出时间4h。

二氧化硅浸出率率达到73.1%,硅的回收率为43.2%,二氧化硅含量达到91.2%,产品质量达到行业标准。

通过研究表明石煤提钒酸浸渣,可以用作水泥熟料和水泥混合材,也可以用作生产白炭黑的原料,这样在提高资源回收利用率的同时,也避免环境遭受破坏,研究结果可以为石煤提钒酸浸渣废物治理提供新的研究思路,也为其提供了理论的基础。

石煤钒矿碱法提钒浸出液净化过程中回收白炭黑的工艺研究

石煤钒矿碱法提钒浸出液净化过程中回收白炭黑的工艺研究李婕;姚金江;王智友;吴海国【摘要】对石煤钒矿碱法提钒浸出液的净化过程进行研究,通过控制中和剂的浓度、滴加速度、溶液的pH值、反应温度、时间、搅拌速度,净化渣含SiO2达到96.96％,符合白炭黑成分的要求,净化过程V2O5收率稳定在99％以上.【期刊名称】《湖南有色金属》【年(卷),期】2011(027)006【总页数】4页(P26-29)【关键词】碱浸提钒液;净化;白炭黑;控制【作者】李婕;姚金江;王智友;吴海国【作者单位】湖南有色金属研究院,湖南长沙410015;湖南有色金属研究院,湖南长沙410015;湖南有色金属研究院,湖南长沙410015;湖南有色金属研究院,湖南长沙410015【正文语种】中文【中图分类】TF841.3我国拥有丰富的石煤钒矿资源,广泛分布于湖南、陕西、贵州、湖北、江西、广西等地,全国探明含钒石煤储量618.8×108t。

有效利用石煤中丰富的钒资源已越来越受到重视。

但近年来,在经历2008年钒价的高位震荡格局后,2009年钒市呈现疲弱态势,五氧化二钒价格一直在8.5～9万元/t之间徘徊。

石煤钒矿中还含有大量硅矿物,采用碱法提钒过程中,将会产生高硅钒浸出液,在进行离子交换前必须净化,产生的净化渣主要成分为二氧化硅。

白炭黑即沉淀二氧化硅,为白色、高度分散的多孔粉末或絮状粉末,比表面积大,可溶于苛性碱和氢氟酸,不溶于其他酸类及各种溶剂,耐高温、不燃烧、电绝缘性好,且对纤维、橡胶、塑料等具有强亲和力,工业应用广泛。

净化过程中所产生的净化渣若能达到白炭黑相关质量标准出售,势必会减小目前五氧化二钒价格偏低带来的投资风险。

石煤钒矿碱法提钒,即焙烧矿采用NaOH浸出,在循环浸出过程中,浸出液中的V2O5与SiO2不断富集,浸出液必须采用硫酸中和净化,调pH6.5～7.5,将浸出液中的SiO2等杂质除去,所得净化渣经洗涤、干燥、磨细后,得到白炭黑产品,净化液进行树脂吸附以回收V2O5。

湘西石煤碱浸提钒研究

ｐｒｅｒｏａｓｔｉｎｇ，ｔｈｅｏ￣ｈｏｇｏｎａｌｅｘｐｅｉｍｅｒｎｔｓｈｏｗｅｄｔｈａｔｗｈｅｎｔｈｅｒｏａｓｔｉｎｇｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅｗａｓ８５０ｏＣ，ｒｏａｓｔｉｎｇｔｉｍｅｗａｓ２ｈ，ｒａｔｉｏ
Ａｂｓｔｒａｃｔ：ＡｌｋａｌｉｎｅｌｅａｃｈｉｎｇｗａｓｕｓｅｄｉｎｅｘｔｒａｃｔｉｎｇｖａｎａｄｉｕｍｆｒｏｍｓｔｏｎｅｃｏａｌｏｆＸｉａｎｇｘｉ，ｔｈｅｄｉｆｆｅｒｅｎｔｉｎｔｅｎｓｉｔｙａｌｋａｌｉｗａｓｕｓｅｄａｓｌｅａｃｈｉｎｇａｇｅｎｔ，ｅｆｆｅｃｔｓｏｆｐａｒｔｉｃｌａｓｉｚｅａｎｄｐｒｅｒｏａｓｔｉｎｇｏｎｌｅａｃｈｉｎｇｒａｔｅｏｆｖａｎａｄｉｕｍｗｅｒｅｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｅｄ．Ｉｎｄｉｒｅｃｔ
ｏｆｌｋａａｌｉａｎｄｏｒｅｗａｓ１．４：１，ｌｅａｃｈｉｎｇｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅｗａｓ９５ｃｃ，ｌｅａｃｈｉｎｇｔｉｍｅｗａｓ４ｈａｎｄｒａｔｉｏｏｆｌｉｑｕｉｄ — ｓｏｌｉｄｗａｓ１．２：１，

湘西石煤碱浸提钒研究

湘西石煤碱浸提钒研究曾英元;黄博云;华骏;陈益超;颜文斌【摘要】采用碱浸提取湘西石煤中的钒,以不同强度的碱作为浸出剂,考察了粒径、预焙烧对钒浸出率的影响.石煤碱浸提钒时,氢氧化钠浸出效果最好,浸出剂碱性越强越有利于钒的浸出,直接碱浸时钒的浸出率较低,经预焙烧后,钒的浸出率明显提高,正交实验结果表明:在焙烧温度850℃、焙烧时间2 h、碱矿比1.4:1、浸出温度95℃、浸出时间4 h和液固比1.2:1的条件下,钒的浸出率为85.21%.【期刊名称】《广州化工》【年(卷),期】2017(045)014【总页数】3页(P67-69)【关键词】石煤;碱浸;钒【作者】曾英元;黄博云;华骏;陈益超;颜文斌【作者单位】吉首大学化学化工学院, 国家级化学实验教学示范中心, 湖南吉首416000;吉首大学化学化工学院, 国家级化学实验教学示范中心, 湖南吉首 416000;吉首大学化学化工学院, 国家级化学实验教学示范中心, 湖南吉首 416000;吉首大学化学化工学院, 国家级化学实验教学示范中心, 湖南吉首 416000;吉首大学化学化工学院, 国家级化学实验教学示范中心, 湖南吉首 416000【正文语种】中文【中图分类】TF841.3我国钒矿资源丰富，石煤为主要含钒资源之一，石煤中的钒绝大部分以V(Ⅲ)形式存在，结构非常稳定，通常石煤中三价钒难以被水、酸或碱溶解[1-3]。

近年来，石煤提钒的研究工作主要在焙烧浸出和直接浸出方面[4-6]。

焙烧浸出主要区别在于被烧过程中添加剂的种类，近年来低钠或无钠盐焙烧浸出研究较多，各地石煤钒矿的物质组成差别较大，导致石煤提钒过程中对焙烧浸出的选择性较强。

直接浸出主要以酸性浸出为主，直接酸浸无焙烧过程，不产生严重污染环境的HCl、Cl2等废气，但是直接酸浸消耗的酸量相对较高，且高酸导致对生产设备的要求也提高，增加投资成本，在含耗酸物碳酸盐、有机质、铁较少的石煤钒矿中较适用，适合大规模生产，有很好的发展前景[7-8]。

除去钒浸出液中硅的试验研究

目前，对于除去钒浸出液中硅的方法研究尚不充分，因此开展此项试验研究具有重要的实际意义和应用价值。
研究目的
通过试验研究，探索有效的除去钒浸出液中硅的方法。
研究除硅后对钒浸出液中钒含量的影响，以及对后续处理的影响。
分析比较不同除硅剂的除硅效果，并确定最佳的除硅条件。
02
文献综述
钒的性质和用途
钒是一种具有高熔点Байду номын сангаас高密度和可塑性的过渡金属元素，在钢铁、航空航天、化工等领域有着广泛的应用。
钒的氧化物和盐类化合物也具有多种用途，如钒酸盐可以作为催化剂、氧化剂和化学试剂等。
硅的性质和危害
硅是一种非金属元素，具有高熔点、高密度和化学稳定性等特点，广泛存在于岩石、土壤、水等自然环境中。
在工业生产中，硅的化合物如硅酸盐、二氧化硅等被广泛使用，但过量的硅会对环境和人体健康产生危害，如引起肺组织损伤、影响植物生长等。
与未处理的钒浸出液相比，经过除硅剂处理后的浸出液中硅含量有了显著降低。
03
与预期结果相比，实际实验结果更加优异，证明了除硅剂的优良性能。
硅去除机理探讨
除硅剂主要通过与浸出液中的硅离子发生化学反应来实现除硅。
化学反应使硅离子形成不溶于水的化合物，从而从浸出液中分离出来。
除硅剂的分子结构对除硅效果也有重要影响，分子结构越复杂，与硅离子的反应活性越低。
钒浸出液中硅的去除方法
去除钒浸出液中的硅是工业生产中的重要问题，目前有多种方法可以实现这一目标，如沉淀法、吸附法、离子交换法等。
其中，沉淀法是最常用的方法，通过向浸出液中添加适量的沉淀剂，使硅离子形成沉淀物并从溶液中分离出来。
03
研究方法与实验设计

石煤脱硅渣中钒的浸出动力学

能为１．８ｋ／ｌ３８Ｊｍｏ。
关键词：煤脱硅渣；；浸；力学石钒酸动中图分类号：Ｆ４．Ｔ８１３文献标识码：Ａ文章编号：０７７４（０２０ —０１０１０ — ５５２１）６００ — ４
ｖｎａｉｍｌａｈｎｇａｅｗｅｅｎｅｔｇａｅ．Ｔｈｅｅｕｔｓｗｔａｔｅｅｒｗｏｔｇｅｉｈｅｅｃｉｇａｄｕｅｃｉｒｔｒｉｖｓｉｔｄｒｓｌｓｈｏｈｔｈｒａｅｔｓａｓｎｔｌａｈｎ
出动力学，察了浸出温度、始硫酸浓度对钒浸出率的影响。结果表明，硅渣的浸出分为两个阶段：考初脱反应刚开始时的快速浸出阶段和２ｒｉ后的缓慢浸出阶段，两个阶段均受固膜扩散控制，应活化ｎ之ａ这反
张国范，继武，琨，思思闫刘龙
（中南大学资源加工与生物工程学院，沙４０８）长１０３
摘要：石煤熔融水淬后碱浸脱硅渣为原料，用液固多相反应的缩芯模型研究了石煤脱硅渣中钒的浸以采
２１年６０２期
有色金属（炼部分）ｈｔ：ｙｙ．ｇｉ冶（ｔｐ／ｓ１ｂｒ／ｍｍ．ｎｃ）
ｄｉ０３பைடு நூலகம்６／．ｓｎ１０ — ５５２１．６０１ｏ：ｌ．９９Ｊｉ．０７７４．０２０．０ｓ

石煤钒矿碱性浸出液提取钒新工艺

ＮｅｗＰｒｏｃｅｓｓｏｆＶａｎａｄｉｕｍＥｘｔｒａｃｔｉｏｎｆｒｏｍＡｌｋａｌｉＬｅａｃｈＬｉｕｏｒｏｆＣａｒｂｏｎａｃｅｏｕｓｑＣｏｎｔａｉｎｉｎＶａｎａｄｉｕｍＳｈａｌｅｇ
［１］
再采用萃取或者离子交换的方法富集钒。至３～５，（该工艺的不足在于：除杂要求较高，除杂后硅浓１）／度最好低于０．否则在后续调整ｐ５ｇＬ，Ｈ值时硅将（）（会析出；除硅率高时，钒的损失往往比较大；２３）由于硅与钒在酸性条件下形成杂多酸，所以后续的萃取或离子交换过程达不到硅、钒高度分离的目的，而容易造成产品中含硅超标。本文以石煤钒矿碱性浸出液为原料，研究了一种从含硅的碱性钒溶液中提取钒的新工艺。
表３溶液ｐＨ值与硅钒萃取及分离的关系
Ｈａｂｌｅ３ＲｅｌａｔｉｏｎｓｈｉｂｅｔｗｅｅｎｓｏｌｕｔｉｏｎａｎｄｅｘｔｒａｃｔｉｏｎｓｅＴ－ｐｐｐａｒａｔｉｏｎｏｆＳｉａｎｄＶ溶液ｐＨ值１０．３１９．９５９．６５
，，，ｉｎＸＩＡＯＣｈａｏＸＩＡＯＬｉａｎｓｈｅｎＣＨＥＮＧＢａｏｈａｉＣＡＯＺｕｏ－－－ｙｇｇ（，，）ＳｃｈｏｏｌｏｆＭｅｔａｌｌｕｒｉｃａｌＳｃｉｅｎｃｅａｎｄＥｎｉｎｅｅｒｉｎｅｎｔｒａｌＳｏｕｔｈＵｎｉｖｅｒｓｉｔｈａｎｓｈａ４１００８３，ＣｈｉｎａｇｇｇＣｙＣｇ：ＡｂｓｔｒａｃｔＡｎｅｗｒｏｃｅｓｓｏｆｖａｎａｄｉｕｍｅｘｔｒａｃｔｉｏｎｆｒｏｍａｌｋａｌｉｌｅａｃｈｌｉｕｏｒｏｆｃａｒｂｏｎａｃｅｏｕｓｓｈａｌｅｃｏｎｔａｉｎｉｎｐｑｇ，ｖａｎａｄｉｕｍｒｏｃｅｓｓｗａｓｓｔｕｄｉｅｄ．Ｔｈｅｉｎｃｌｕｄｅｓｔｈｅｆｏｕｒｓｔｅｓｏｆｓｉｌｉｃｏｎｉｎｉｔｉａｌｒｅｍｏｖａｌｖａｎａｄｉｕｍａｌｋａｌｉｅｘｔｒａｃｐ－ｐ，ｔｉｏｎｓｉｌｉｃｏｎｗａｓｈｉｎｒｅｍｏｖａｌａｎｄｖａｎａｄｉｕｍｓｔｒｉｉｎ．Ｔｈｅｒｅｓｕｌｔｓｓｈｏｗｔｈａｔｔｈｅｓｉｌｉｃｏｎｒｅｍｏｖａｌｒａｔｅｉｓｕｇｐｐｇｐ，（）ｔｏ９９．５８％ｂｃｏｎｔｒｏｌｌｉｎｔｈｅｆｉｎａｌＨｖａｌｕｅａｔ９．５ｋｅｅｉｎｔｈｅｒａｔｉｏｏｆｏｒａｎｉｃｈａｓｅＮ２６３ｔｏａｕｅｏｕｓｙｇｐｐｇｇｐｑ／），ｈａｓｅａｔ１４，ａｎｄｅｍｌｏｉｎＮａＣＯｏｌｕｔｉｏｎ（Ｈ＝１０ａｓｔｈｅｅｌｕｅｎｔ．Ｔｈｅｒｏｃｅｓｓｉｓｓｉｍｌｅａｎｄｂｏｔｈｉｔｓｐｐｙｇｐｐｐ２３ｓｖａｎａｄｉｕｍｒｅｃｏｖｅｒａｎｄｓｅａｒａｔｉｏｎｅｆｆｉｃｉｅｎｃｏｆｖａｎａｄｉｕｍａｎｄｓｉｌｉｃｏｎａｒｅｈｉｈ．ｙｐｙｇ：；；；Ｋｅｗｏｒｄｓｃａｒｂｏｎａｃｅｏｕｓｓｈａｌｅｃｏｎｔａｉｎｉｎｖａｎａｄｉｕｍ；ａｌｋａｌｉｌｅａｃｈｌｉｕｏｒｓｉｌｉｃｏｎｒｅｍｏｖａｌｒａｔｅｖａｌｕｅＨｇｑｐｙＮ２６３；ｓｏｌｖｅｎｔｅｘｔｒａｃｔｉｏｎ主要用于钢铁和化工等钒是重要的有色金属，， “ 。石煤钒矿（行业被称为钢铁工业的维生素 ” 简称石煤，下同）是我国重要的钒资源，从石煤中提取钒是钒冶金的重要组成部分

石煤中五价钒的检测方法及碱浸规律

石煤中五价钒的检测方法及碱浸规律马子洋;闫柏军【摘要】V2O3、VO2、V2O5纯试剂在不同反应温度、时间、NaOH浓度条件下进行碱溶,得到各个钒氧化物的溶解规律,从而确定分离不同价态钒氧化物的条件.利用电位滴定法检测碱溶分离液中的V5+含量,验证检测的准确性.采用上述方法,在不同温度、时间条件下,对石煤进行空白焙烧,然后碱浸处理,并检测浸出液中V5+的含量,发现石煤氧化焙烧过程中,V5+含量在600 ℃开始上升,700 ℃以后趋于稳定;700℃以下时,时间对V5+含量影响不大,当超过700℃后,随着时间的延长,V5+的转变率增加明显,3h后基本趋于稳定.%In the present study,the dissolution rules of various vanadium oxides in alkaline solution at different reaction temperatures, times and NaOH concentrations were studied, and the experimental conditions of separating the vanadium oxides in different valence states were determined.Subsequently, the V 5+content in the alkaline solution was determined by potentiometric titration, and its accuracy of detectingV 5+was verified. Based on the mentioned methods above, the vanadium in different valence states in the blank roasting at different calcination temperatures and times were separated by alkali leaching, and the content of V 5+in the leaching solution was detected. The experimental results were summarized as follows: in the calcination process,the V5+content began to rise at 600 ℃ and tended to be stable at 700 ℃. The influence of time on V5+content was not obvious below 700 ℃. When the temperature was above 700 ℃,the conversion rate ofV5+increased obviously over time,and tended to be stable after 3 hours.【期刊名称】《有色金属科学与工程》【年(卷),期】2018(009)001【总页数】6页(P45-50)【关键词】石煤;钒;碱溶;分离;电位滴定法【作者】马子洋;闫柏军【作者单位】北京科技大学冶金与生态工程学院,北京100083;北京科技大学冶金与生态工程学院,北京100083【正文语种】中文【中图分类】TF841.3;O655.23钒在钢铁方面具有较高的利用价值，在钢中加入微量钒可以细化钢的组织和晶粒，提高晶粒粗化温度，从而降低钢的过热敏感性，提高钢的强度和韧性.除此之外在化学和高分子等领域也扮演着重要的角色[1-6].目前我国钒资源主要来源于钒钛磁铁矿，但石煤钒矿蕴藏量极其丰富,全国探明含钒石煤储量618亿t，总钒量达1 128万t,占国内钒矿资源总储量的87.0%，石煤提钒有着很好的应用前景[7-8].我国石煤提钒工艺主要有：钠化焙烧-水浸，无盐焙烧-酸浸，钠盐(钙盐)氧化焙烧-酸(碱)浸等[9-13].这些工艺中的焙烧目的是将石煤中的钒氧化成高价易溶解的状态[14-16].但是传统的提钒工艺存在着浸出率低，环境污染重等问题[17].为了能提高石煤提钒的浸出率，研究石煤焙烧过程中钒价态的变化对生产有着积极指导作用.目前，对钒价态的分析方法主要有容量法、萃取比色法、极谱法和电位滴定法[18-22]. 因石煤中的 V3+、V4+、V5+是同时存在，故先用碱浸的方法分离V3+和V5+，再用电位滴定法检测五价钒的含量.通过了解钒在石煤焙烧过程中V5+的变化规律，可以选择更佳的焙烧条件来提高五价钒的转化率，从而提高浸出率和石煤中钒的回收率.1 实验1.1 材料与试剂实验样品来源于湖北石煤矿，通过XRD图谱分析（图1）说明，石煤中主要矿物有石英、白云石、黄铁矿、正长石等.通过碳分析和XRF多元素分析，主要成分及其含量见表1.表1 矿物样品的化学成分含量 /（质量分数，%）Table 1 Chemical composition of mineral samples/（mass fraction， %）元素 V Fe K Al CaMg Si C S含量 0.66 2.71 4.59 6.26 9.87 4.46 20.64 6.20 1.58图1 初始矿的XRD图谱Fig.1 XRD patterns of the raw ore此外，主要试剂有：V2O3（AR）、VO2（AR)、V2O5(AR）、40 g/L氢氧化钠溶液、7.5 mol/L磷酸溶液、9 mol/L硫酸溶液、0.01 mol/L硫酸亚铁铵标准溶液、N-苯基邻氨基苯甲酸.1.2 实验设备与分析仪器主要用到的设备有电子天平、球磨机、马弗炉、磁力搅拌恒温水浴锅、ZD-2A型电位滴定仪、铂电极、饱和甘汞电极、1 mL滴定管（精度0.01 mL）、离子体光电直读光谱仪等.其中铂电极作为检测V5+时的指示电极，饱和甘汞电极作为参比电极，电位滴定仪显示溶液的具体电位值，等离子离子体光电直读光谱仪用来检测溶液中总钒的含量.1.3 实验方法对于石煤中不同价态的钒，V5+常常以V2O5的形式存在，为了能有效分离开V2O5与其它钒氧化物，首先研究了在不同水浴温度、时间及不同浓度NaOH溶液下钒氧化物V2O5、VO2和V2O3的溶解规律.称取0.05 g钒氧化物溶解在装有25 mL一定浓度NaOH溶液的锥形瓶中，然后在磁力搅拌水浴锅中加热至一定温度，保温不同时间，冷却过滤，定容至50 mL，取试液用ICP检测溶液中钒的含量，其溶解度如公式（1）所示.式（1）中：V 为定容的体积，mL；CV为 ICP检测钒的浓度，g/L；MV为钒的相对原子质量，g/mol；MO为氧的相对原子质量，g/mol；m为试样的质量，g. 对于碱溶液中的V5+的检测方法如下，称取0.05 g V2O5试剂于40 g/L NaOH溶液中，水浴加热至80℃，并保温10 min，冷却过滤并定容至50 mL，称该试样为 M1.取 10 mL M1，用 H2SO4（1+1）中和至中性，加入H3PO4（1+1）一定体积，加入钒指示剂，插入铂电极和甘汞电极，然后用（NH4）2Fe（SO4）2滴定，待紫色褪去且电位值出现突变后记录（NH4）2Fe（SO4）2消耗量，并计算溶液中V5+的含量.为了验证混合钒氧化物的有效分离和检测V5+含量的准确性，对混合的V2O5和VO2试剂进行碱溶分离和溶液中V5+含量的检测.将0.025 g V2O5试剂和0.025 g VO2研磨混匀，溶解于40 g/L NaOH溶液中，水浴加热至80℃，并保温10 min，冷却过滤并定容至50 mL，称该试样为M2，取10 mL M2试液用（NH4）2Fe（SO4）2滴定滴定检测 V5+.得到分离钒氧化物及检测V5+方法后，对石煤的空白焙烧及碱浸进行了研究，焙烧前石煤样品的制备通过均匀选矿，1 000 r/min球磨10 h，过0.075 mm筛，制成8 mm左右的球状样品.然后取4 g石煤样品在马弗炉中以500℃至900℃之间的温度焙烧一定时间，焙烧后将样品研磨成粉.称取2 g焙烧后的石煤（精确至0.000 1 g），置于100 mL烧杯中，加入40 g/L氢氧化钠溶液25 mL，磁力搅拌水浴加热到温后保温10 min，过滤分离，取滤液转移至50 mL容量瓶中，定容，摇匀.取10 mL稀释后的滤液于50 mL烧杯中，用H2SO4（9 mol/L）溶液调制中性，加入15 mL磷酸溶液（7.5 mol/L），用硫酸亚铁铵标准液（0.01 mol/L）滴定溶液.根据突变值计算出消耗体积V1.石煤中V5+的质量分数计算公式为：式（2）中：ω（V5+）为样品中 V5+的质量分数，%；ω1为焙烧后样品中钒的总质量分数，%；V1为滴定消耗的硫酸亚铁铵标准液的体积，mL；MV为钒的相对原子质量，g/mol；m 为试样的质量，g.表2 V2O5碱溶实验条件Table 2 Experimental conditions for alkali dissolution of V2O5编号 NaOH浓度/（g·L-1）V2O5溶解度/%1-1 40 10 30 0.45 79.53 1-2 40 10 50 0.49 87.48 1-3 40 10 80 0.57 99.76 1-4 40 10 100 0.54 95.76 2-1 40 2 50 0.46 79.42 2-2 40 15 50 0.66 92.24 2-3 40 20 50 0.53 93.09 3-1 30 10 50 0.49 87.13 3-2 50 10 50 0.53 96.50 3-3 10 10 50 0.43 77.54时间/min温度/℃溶液钒含量/（g·L-1）图2 温度对钒氧化物溶解度的影响Fig.2 Relationship between solubility of vanadium oxide and leaching temperature图3 时间对钒氧化物溶解度的影响Fig.3 Relationship between solubility of vanadium oxide and leaching time图4 NaOH浓度对钒氧化物溶解度的影响Fig.4 Relationship between solubility of vanadium oxide and concentration of NaOH2 结果与讨论2.1 氧化钒的碱溶规律及V5+的检测方法1）V2O5碱溶规律.V2O5碱溶实验条件如表2所列，通过对V2O5碱溶规律的研究发现，如图2～图4所示，温度对溶解的影响最大，其它条件相同的情况下，随着温度的升高，V2O5的溶解度逐渐提高，且当升温到80℃时，溶解度到达了99.76%.随着时间的增长，溶解度也逐渐提高，但增长的趋势很小，超过10 min 后，溶解度趋于稳定不再增长.NaOH浓度升高，溶解度也提高，在50 g/L时溶解度最大.V2O5最佳碱溶条件为：在温度为80℃下保温15 min，溶解在50 g/L的NaOH溶液中，其溶解度能达到99%以上.2）VO2碱溶规律.表3所列为碱溶VO2的实验条件，随着温度提高，VO2的溶解度逐渐升高，但升高速度非常缓慢.NaOH浓度的变化和溶解时间的变化对VO2溶解度的影响都不大，其溶解度都在17%左右.由于VO2的部分溶解，导致了碱溶后部分进入溶液中，部分仍在滤渣中，对分离检测V5+带来了困难.还原滴定的方式能够在V4+、V5+共存的情况下检测出V5+的含量，故在检测溶液中V5+含量时，使用电位滴定法.3）V2O3碱溶规律.V2O3碱溶实验条件如表4所列，均未检测到溶液中钒的存在，所以V2O3在碱溶液中几乎不溶.故通过碱溶可以有效的将V2O3留在滤渣中，而V2O5能够全溶于溶液中，可以有效分离开V2O3和V2O5.表3 VO2碱溶实验条件Table 3 Experimental conditions for alkali dissolution of VO2编号 NaOH浓度/（g·L-1）时间/min温度/℃溶液钒含量/（g·L-1）V2O5溶解度/%6-1 50 15 30 0.062 10.20 6-2 50 15 50 0.085 13.76 6-3 50 15 80 0.110 17.73 7-4 50 15 100 0.120 19.62 7-1 50 5 80 0.088 14.47 7-2 50 10 80 0.097 15.24 7-3 50 20 80 0.100 16.09 8-1 20 15 80 0.110 17.84 8-2 40 15 80 0.110 17.66 8-3 60 15 80 0.110 18.16表4 V2O3碱溶实验条件Table 4 Experimental conditions for alkali dissolution of V2O3编号 NaOH浓度/（g·L-1）V2O3溶解度/%4-1 40 10 80 未检测出钒 0 4-2 40 15 50 未检测出钒 0 4-3 50 10 50 未检测出钒 0 5-1 50 15 50 未检测出钒 0时间/min温度/℃溶液钒含量/（g·L-1）由以上实验得出V2O5在溶液中的溶解度很大，而V2O3在溶液中的溶解度非常小，V2O5在温度80℃，浓度40 g/L，时间10 min时溶解度已经达到了99%以上，且能减少一部分VO2的溶解，所以选用该条件下进行碱溶钒氧化物和石煤.四价钒由于部分溶解，既存在于溶液中，也存在于滤渣中.所以对溶液选择硫酸亚铁铵容量法来滴定溶液中的五价钒.4）电位滴定法检测碱溶溶液中的V5+.由表5、图5可以看出，当H3PO4含量较少时，实验数据与理论数据误差较大，且当不加入H3PO4时，钒指示剂没有起到指示的作用；当到10～15 mL时，误差减小到4%左右；当继续提高到20 mL时，误差又提高到11.73%，所以在滴定过程中选取每10 mL试剂，添加15 mLH3PO4误差最小.表5 H3PO4对滴定结果的影响Table 5 Effect of phosphoric acid on titration results试剂磷酸含量/mL终点消耗Fe2+量/mL 10 mL滤液中理论 V5+量 /g滴定结果V5+/g误差E/%V2O5 0 9.70 0.005 5 0.005 0 -10.16 V2O5 5 9.620.005 5 0.004 9 -10.90 V2O5 10 10.10 0.005 5 0.005 2 -5.45 V2O5 15 10.40 0.005 5 0.005 3 -3.67 V2O5 20 9.53 0.005 5 0.004 8 -11.73图5 H3PO4对滴定结果的影响Fig.5 Effect of phosphoric acid on titration表6所列为V2O5和VO2混合碱溶后滴定结果，滴定结果要比理论值大4.9%，这部分误差可能是由于微量的V4+氧化成V5+引起的.因误差较小，所以可以利用该方法对石煤中V5+进行检测.表6 钒氧化物的分离及溶液中V5+的检测Table 6 Separation of vanadium oxides and detection of V5+in solution误差E/%V2O5和VO2 15 6.00 0.002 912 777 0.003 056 +4.9试剂磷酸含量/mL终点消耗Fe2+量/mL 10 mL M1试样中理论 V5+量 /g滴定结果V5+/g2.2 石煤焙烧温度、时间对V5+和质量损失率的影响将4 g石煤样品在500～900℃不同温度分别在马弗炉中焙烧 1 h，2 h，3 h，4h，5 h.如图 6 所示，通过XRD分析发现，原矿中含有石英、白云石、黄铁矿等矿物，当650℃焙烧后，白云石、黄铁矿还原性矿物已开始分解，900℃焙烧后，完全分解.对碱浸后的溶液用电位滴定法检测V5+，V5+的变化趋势如图7所示，在600℃以下时，五价钒的含量很低，说明其中的还原性物质黄铁矿等还未被彻底氧化，抑制了钒的氧化；当焙烧温度达到600℃以后，V5+才开始逐渐升高，原因是因为原矿中的还原性物质已被氧化，钒元素才开始氧化；当700℃后，随着温度的提高，V5+的含量趋于稳定，不再升高且达到最大值.故对于石煤的氧化焙烧环节，焙烧温度至少在700℃以上才有利于低价钒氧化成V5+.时间对焙烧有一定的影响，随着时间的延长，V5+转变率也有相应的提高.在700℃以下时，时间对V5+转变率影响并不大；当700℃后，随着时间的增加，V5+的转变率增加明显，3 h以上基本趋于稳定.质量变化如图8所示，当在500℃以下时，质量的损失率仅为3%左右，当600℃以上时，质量损失率提高到7%左右，在600～700℃时，损失的质量多，此时的单质碳和和黄铁矿都被氧化，700℃以后开始趋于平稳，质量损失率不再增加.图6 不同温度空白焙烧后的XRD图谱Fig.6 XRD patterns of roasted stone coal at different temperatures图7 空白焙烧V5+的变化规律Fig.7 Relationship between V5+in stone coal and calcination temperature图8 空白焙烧质量变化规律Fig.8 Relationship between mass loss rate and calcination temperature3 结论1）碱性溶液可有效的分离V2O5和V2O3钒氧化物，在80℃温度下保温10 min，NaOH浓度40 g/L时为较优分离条件.2）电位滴定法检测溶液中的五价钒含量精确有效，误差可降低到±4%，对于检测含有不同价态钒溶液中的V5+，也能较准确的检测出其含量.3）石煤中含有大量还原性物质黄铁矿和碳单质，为了使石煤中钒元素氧化成高价态有利于浸出的状态，空白焙烧过程温度应控制在700℃以上，且保温时间应在3 h以上.参考文献：[1]刘景槐,谭爱华.我国石煤钒矿提钒现状综述[J].湖南有色金属,2010,26(5):11-14.[2]陈庆根.石煤钒矿提钒工艺技术的研究进展[J].矿产综合利用,2009(2):30-34.[3]舒型武.石煤提钒工艺及废物治理综述[J].钢铁技术,2007(1):47-50.[4]杨守志.钒冶金[M].北京:冶金工业出版社，2010.[5]HABASHI F.Handbook of extractive metallurgy,Vol.3,rafractive metals,vanadium[M].Weinheim:Wiley,VCH,1997.[6]张莹,张廷安.溶剂萃取法从含钒浸出液中提钒的研究进展[J].有色金属科学与工程,2017,8(5):14-20.[7]张剑,欧阳国强,刘琛,等.石煤提钒的现状与研究 [J].河南化工,2010,27(5):27-30.[8]陈金清,熊家任,林凯.碱性体系下萃取钒的研究[J].有色金属科学与工程,2014,5(1):20-24.[9]王明玉,王学文.石煤提钒浸出过程研究现状与展望[J].稀有金属,2010,34(1):92-99.[10]ZHANG Y M,BAO S X,LIU T,et al.The technology of extracting vanadium from stone coal in China:History,current status and futureprospects[J].Hydrometallurgy,2011,109(1/2):116-124.[11]史玲,王娟,谢建宏.钠化法提钒工艺条件的研究[J].矿冶工程,2008,28(1):58-61.[12]蒋谋锋.云母型含钒石煤空白焙烧酸浸提钒机理研究[D].武汉:武汉理工大学,2015.[13]邴桔,龚胜,龚竹青.从石煤中提取五氧化二钒的工艺研究[J].稀有金属,2007,31(5):670-676.[14]李昌林,周向阳,王辉,等.强化氧化对石煤钙化焙烧提钒的影响[J].中南大学学报(自然科学版),2011,42(1):7-10.[15]WANG L,SUN W,ZHANG Q P.Recovery of vanadium and carbon from low-grade stone coal by flotation[J].Transactions of Nonferrous Metals Society of China,2015,25(11):3767-3773.[16]李龙涛,祝培旺,施正伦,等.云母型含钒石煤灰渣空白焙烧提钒试验研究[J].稀有金属,2014,38(3):480-486.[17]陈庆根.石煤钒矿提钒工艺技术的研究进展[J].矿产综合利用,2009(2):30-34.[18]有色金属工业分析丛书编辑委员会编，矿石和工业产品化学物相分析[M]．北京：冶金工业出版社，1992．[19]龚明明,孙浩波,宫增艳,等.石煤钠化焙烧物中不同价态钒的测定[J].湿法冶金,2012(4):260-263.[20]郁桂莲,查玉香,刘桂英,等.电位滴定测定石煤及其焙烧物中不同价态的钒[J].铀矿冶,1987(3):69-72.[21]XU G,GE N,CHEN J.Valency study of vanadium in stone coal of southern China[J].Rare Metals,1990(2):110-116.[22]WANG H,LI F,DU S.Development of an analytical technique to determine the fractions of vanadium cations with different valences in slag[J].Metallurgical&Materials Transactions B,2011,42(1):9-12.。

碱法从石煤中浸出钒试验研究

关键词：煤；烧；浸；石焙碱钒中图分类号：Ｆ０．１Ｔ８３２文献标识码：Ａ文章编号：０７７４（０７Ｏ一。１ — ０１０ — ５５２０）４。５３
ＴｈｅＳｕｙｏａｈｎｇＶａｄｕｒｍｔｎｅＣｏｌｗｉｈＡｌｌｔｄｎＬｅｃｉｎａｉｍｆｏＳｏａｔｋａｉ
９ ℃ ，ｅｃｉｇａｅｔｃｎｅｔａｉｎｉ２ｍｏ／ＯｌａｈｎｇｎｏｃｎｒｔｌＬ，ｌａｈｎｉｓｈａｄｌａｈｎ／．ｏｓｅｃｉｇｔｍｅｉ２，ｎｅｃｉｇＬＳｉ３ｓ
Ｋｅｗｏｄ：Ｓｔｎｅｃａ；Ｒｏｓｉｙｒｓｏｏｌａｔｎｇ；Ａｌｌａｈｉｇ；Ｖａａｕｋａｉｅｃｎｎｄｉｍ
维普资讯
有色金属（冶炼部分）２０年４期０７
・１５・
碱法从石煤中浸出钒试验研究
何东升，冯其明，国Fra bibliotek ，乐明，张欧卢毅屏，延海邵
（中南大学资源加工与生物工程学院，湖南长沙４０８）１０３
ＨＥＤｏｇｓｅｇ，ＦＥＮＧ — ｎｎ —ｈｎＱｉｍｉｇ，ＺＡＮＧｏｆｎ，ＯＵｅｍｉｇ，ＬＵ — ｉｇ，ＳＨＧｕ —ａＬ— ｎＹｉｎｐＨＡＯｎｈｉＹａ — ａ
（ｃｏｆＲｅｏｒｅｏｅｓｎｎｏｎｉｅｒｎＳｈｏｌｏｓｕｃｓＰｒｃｓｉｇａｄＢｉｅｇｎｅｉｇ，ＣｅｔａｕｈＵｎｖｒｉｙ，Ｃｈｎｓ１０３，Ｃｈｎ）ｎｒｌＳｏｔｉｅｓｔａｇｈａ４０８ｉａ

某石煤钒矿空白焙烧- 碱浸提钒工艺研究

作者简介:谭爱华(1983-),女,助理工程师,主要从事有色金属冶炼工艺研究。

某石煤钒矿空白焙烧-碱浸提钒工艺研究谭爱华(湖南有色金属研究院,湖南长沙　410015)摘　要:文章研究了采用“空白制粒焙烧-碱浸-净化-离子交换-沉淀-煅烧制精钒”工艺流程从湖南某石煤钒矿中提取五氧化二钒。

试验研究结果表明:采用该工艺,得到的产品五氧化二钒质量符合G B -3283标准,全流程V 2O 5回收率≥75%。

关键词:石煤;五氧化二钒;碱法浸出;离子交换;沉淀;煅烧中图分类号:TF84113 文献标识码:A 文章编号:1003-5540(2008)01-0024-03 含钒石煤是我国钒资源之一,其五氧化二钒一般都在115%以下,河南、湖南、湖北、浙江、陕西等省都有丰富的含钒石煤矿床。

我国从石煤中提取钒绝大多数采用钠盐焙烧-水浸-酸沉淀-碱溶-铵盐沉淀-偏钒酸铵热解工艺流程[1]。

该工艺在生产中暴露出的主要缺点是在焙烧过程中产生大量HCl 、Cl 2等有毒气体,废水中含有大量盐份,对环境有严重污染;钒的转化率低,总回收率一般40%～60%。

对湖南某石煤钒矿的研究结果表明,采用空白制粒焙烧-烧碱浸出工艺,其转化率有显著的提高,可产出国标98级五氧化二钒产品。

该工艺为我国含钒石煤资源的开发利用提供了一种新的有效方法。

1　矿样与试剂111　矿　样试验矿样为湖南西部某石煤钒矿,主要以高岭土等粘土矿物与片状有机碳质页岩的混合矿物为主,其主要化学成分列于表1。

表1　混合钒矿样化学成分分析结果%元素V 2O 5S iO 2Al 2O 3Fe 总M gO U (10-6)S 含量1113591525162210901543181168元素CaO C K 2O Na 2O M o发热值含量0144101860191011601017795kcal/kg112　试　剂11烧碱。

工业级,NaOH ≥96%。

21硫酸。

工业级,H 2S O 4≥93%。

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碱法浸出石煤中的钒和硅曾英元;华骏;颜文斌;高峰;蔡俊【摘要】在石煤提钒工艺中，为了充分利用石煤中的有价元素硅，采用碱浸提钒工艺提取石煤中的钒和硅．经过预焙烧后，可以有效地破坏石煤结构，提高钒硅浸出率．在焙烧温度850℃、焙烧时间2 h、浸出温度95℃、浸出时间4 h、固液比（g∶m L ）1∶1．4、矿碱质量比1．2∶1的条件下，钒的浸出率为86．6％，硅的浸出率为61．4％．%In order to make full use of valuable element silicon in stone coal ,alkali leaching vanadium process was used in extracting vanadium and silicon from stone coal .Through pre‐roasting ,the stone coal structure can be destroyed and the leaching rate of vanadium and silicon can be improved .When the roast temperat ure was 850 ℃ ,the roast time was 2 h ,the leaching temperature was 95 ℃ ,the leaching time was 4 h ,the solidliquid ratio was 1∶1 .4 ,and the ratio of alkali and ore was 1 .2∶1 ,the leaching rates of vanadium and silicon were 86 .6% and 61 .4% respectively .【期刊名称】《吉首大学学报（自然科学版）》【年(卷),期】2015(000)006【总页数】4页(P59-62)【关键词】碱法;预焙烧;石煤;钒;硅【作者】曾英元;华骏;颜文斌;高峰;蔡俊【作者单位】吉首大学化学化工学院，湖南吉首416000; 湖南省2011计划“锰锌钒产业技术”协同创新中心，湖南吉首416000;吉首大学化学化工学院，湖南吉首416000; 湖南省2011计划“锰锌钒产业技术”协同创新中心，湖南吉首416000;吉首大学化学化工学院，湖南吉首416000; 湖南省2011计划“锰锌钒产业技术”协同创新中心，湖南吉首416000;吉首大学化学化工学院，湖南吉首416000; 湖南省2011计划“锰锌钒产业技术”协同创新中心，湖南吉首416000;吉首大学化学化工学院，湖南吉首416000; 湖南省2011计划“锰锌钒产业技术”协同创新中心，湖南吉首416000【正文语种】中文【中图分类】TQ135.1;TQ127.2通信作者：华骏(1986—)，男(瑶族)，湖南新宁人，吉首大学化学化工学院助教，硕士，主要从事矿产资源加工、无机材料等研究；E-mail:*****************.钒是一种重要的战略物资，中国的钒矿资源储量丰富，主要有2大类：钒钛磁铁矿和石煤.而湖南省石煤储量位列全国之首，储量为 187 亿t，约占全国储量的1/3.石煤中硅的含量较高，质量分数占70%左右.目前，提钒工艺主要有钠法焙烧浸出、空白焙烧浸出、钙法焙烧浸出、复合添加剂焙烧浸出和直接浸出工艺.钠法焙烧浸出因其产生大量的有害气体而被禁止采用[3-4]；一般认为只有以无定形矿物结构赋存于石煤中的钒，才可采用无盐(空白)焙烧，才能在浸出过程中被浸出，而赋存于石煤钒矿晶体结构中的钒，则需加添加剂进行焙烧；钙法焙烧浸出、复合添加剂焙烧浸出则对矿石的选择性较强[5-6]；直接浸出多采用酸浸提钒[7-8]，直接碱浸虽然工艺简单，但是对矿石的选择性太强，钒的浸出率也较低.为了有效利用石煤中的钒和硅资源，可采用碱浸提钒.碱对石煤钒矿中钒的作用主要有2个方式：一是对以类质同相形式存在的钒，用强碱破坏云母类矿物的晶体结构，即在一定的温度和碱性条件下，OH-与SiO2反应形成硅酸根离子，将钒释放出来；二是对以吸附状态存在于黏土矿物中的钒，通过氢氧化钠将其直接溶解.因直接碱浸时钒的浸出率较低，笔者拟对原矿先进行预焙烧活化处理，来提高石煤中钒硅的浸出率.1.1 实验原料石煤采自辰溪县，采用高锰酸钾氧化-硫酸亚铁铵滴定法[10]测定石煤中钒的质量分数，测得1.58%.采用硅酸盐岩石中二氧化硅量测定的方法[11]测定二氧化硅质量分数，测得70.3%.利用等离子发射光谱仪测定石煤原料中的主要成分，其结果如表1所示.1.2 实验试剂硫酸亚铁铵(广东台山化工有限公司)，高锰酸钾、苯代邻氨基苯甲酸、尿素(广州化学试剂厂)，浓磷酸(湖南汇虹试剂有限公司)，氢氧化钠(湖南邵阳市万华化工有限公司).以上均为分析纯.1.3 实验设备电热恒温水浴锅(LSY，北京医疗设备厂)，电子天平(FA2104型，上海民桥精密科学仪器有限公司)，电热干燥箱(FN202-24型，武汉市无线电元件厂)，循环水式多用真空泵(SHB-Ⅲ，郑州长城科工贸有限公司)，等离子发射光谱仪(iCAP 6300，美国热电公司).1.4 实验方法以含钒石煤为原料，对原料进行预焙烧处理，用碱性试剂浸出石煤钒矿，用单因素实验法考察各种工艺参数对钒和二氧化硅浸出率的影响，得出适宜的浸出条件.2.1 焙烧温度对钒硅浸出率的影响称取20 g粒径220目矿粉5份，对原矿进行焙烧，在焙烧温度分别为650，750，800，850，900，950 ℃，焙烧时间2 h，碱矿质量比1∶1，浸出温度90 ℃，固液比(g∶mL)1∶1，浸出时间4 h的条件下，考察焙烧温度对钒硅浸出率的影响，结果见图1.由图1可以看出，高温焙烧对石煤中钒的浸出率影响明显，随着焙烧温度上升，钒硅的浸出率明显得以提高.这说明在焙烧过程中，高温能够有效地破坏石煤中含钒化合物矿物结构.石煤在氧化焙烧过程中，有机质可能首先被氧化，含钒晶体结构则在800～850 ℃被破坏，V (Ⅲ)和V(Ⅳ)氧化完全，钒浸出率达到最大值；当焙烧温度高达950 ℃时，物料烧结，高温烧结形成的玻璃体包裹钒，导致硅的浸出率急剧降低[12].因此，实验采用850 ℃为焙烧温度.2.2 焙烧时间对钒硅浸出率的影响称取20 g粒径220目矿粉5份，在焙烧温度850 ℃，焙烧时间分别为1，1.5，2，2.5，3 h，碱矿质量比1∶1，浸出温度90 ℃，固液比(g∶mL)1∶1，浸出时间4 h的条件下，考察焙烧时间对钒硅浸出率的影响，结果见图2.由图2可以看出，钒的浸出率随着焙烧时间的增加而增加，焙烧2 h后浸出率趋于稳定，硅的浸出率也在焙烧2 h后趋于稳定.因此，实验选择焙烧时间为2 h.2.3 碱矿质量比对钒硅浸出率的影响称取20 g粒径220目矿粉5份，在焙烧温度850 ℃，焙烧时间2 h，碱矿质量比分别为0.9∶1，1∶1，1.2∶1，1.3∶1，1.4∶1，浸出温度90 ℃，固液比(g∶mL)1∶1，浸出时间4 h的条件下，考察碱矿质量比对钒硅浸出率的影响，结果见图3.由图3可以看出，硅钒的浸出率随着碱矿比的增加而增加.碱量的增加可以充分地使其与矿样中的钒硅结合，将晶体结构中的硅钒转化为可溶状态，从而使钒硅浸出.在碱矿质量比1.2∶1时钒硅浸出率都趋于稳定，因此实验采用碱矿质量比为1.2∶1.2.4 固液比对钒硅浸出率的影响称取20 g粒径220目矿粉7份，在焙烧温度850 ℃，焙烧时间2 h，碱矿质量比1.2∶1，浸出温度90 ℃，固液比(g∶mL)分别为1∶1，1∶1.2，1∶1.4，1∶1.5，1∶1.6，1∶1.7，1∶1.8，浸出时间4 h的条件下，考察固液比对钒硅浸出率的影响，结果见图4.由图4可以看出，钒硅浸出率开始随着固液比的增加而增加，然后随着固液比的增加而减少，固液比的大小决定了矿粉与溶液的接触程度及浸出剂的浓度，所以固液比大小要适宜，在固液比1∶1.4时，钒硅的浸出率达到最高.因此，实验选择固液比1∶1.4.2.5 浸出温度对钒硅浸出率的影响称取20 g粒径220目矿粉5份，在焙烧温度850 ℃，焙烧时间2 h，碱矿质量比1.2∶1，浸出温度分别为65，75，85，90，95 ℃，固液比(g∶mL)1∶1.4，浸出时间4 h的条件下，考察浸出温度对钒硅浸出率的影响，结果见图5.由图5可知，浸出温度越高，钒硅的浸出率越高.一般来说，温度升高，溶液的粘度降低，分子热运动加剧，有利于提高分子的扩散，使固液相之间反应充分进行，浸出反应更易进行.因此，实验选择浸出温度95 ℃.2.6 浸出时间对钒硅浸出率的影响称取20 g粒径220目矿粉5份，在焙烧温度850 ℃，焙烧时间2 h，碱矿质量比1.2∶1，浸出温度95 ℃，固液比(g∶mL)1∶1.4，浸出时间分别为1，2，3，4，5，6 h的条件下，考察浸出时间对钒硅浸出率的影响，结果见图6.由图6可知，钒硅的浸出率随着浸出时间的增加而增加，浸出时间达到4 h时浸出率趋于稳定.因此，实验选择浸出时间为4 h.此时，钒的浸出率86.6%，硅的浸出率61.4%. 预焙烧活化处理可以有效地破坏石煤结构，从而达到提高钒硅浸出率的目的.在焙烧温度850 ℃、焙烧时间2 h、碱矿质量比1.2∶1、浸出温度95 ℃、固液比(g∶mL)1∶1.4、浸出时间4 h的条件下，钒的浸出率为86.6%，硅的浸出率为61.4%.[1]刘景槐,牛磊.湖南怀化会同地区含钒石煤提钒与资源综合利用.有色金属工程,2012(4)：30-34.[2]刘世友.钒的应用与展望.稀有金属与硬质合金,2000(2):58-61.[3]汪会生.石煤提钒钠化焙烧技术分析.矿冶工程,1994,14(2):49-52.[4]彭声谦,许国镇.石煤提钒中钠盐的作用.西南工学院学报,1998,13(1):9-12.[5]傅立,苏鹏.复合焙烧添加剂从石煤中提取钒的研究.广西民族学院学报：自然科学版，2006,12(2):105-107.[6]胡杨甲,张一敏,刘涛,等.复合添加剂对石煤提钒焙烧过程影响的研究.金属矿山,2009(1)：166-168.[7]华骏.石煤氧化酸浸提钒及钒渣的综合利用.吉首:吉首大学,2012.[8]于鲸,朱振忠,杨洁.微波焙烧-酸浸对石煤钒矿提钒的影响.湿法冶金,2011,30(2):112.[9]高峰,石美莲,周再兴,等.湘西含钒石煤提钒工艺研究.矿冶工程,2011,31(3):93-96.[10] 中华人民共和国工业和信息化部.YB/T 5328—2009 五氧化二钒含量的测定高锰酸钾氧化-硫酸亚铁铵滴定法.北京：冶金工业出版社，2010.[11] 中国国家标准化管理委员会.GB/T 14506.3—2010 硅酸盐岩石化学分析方法第3部分：二氧化硅量测定的方法测定二氧化硅.北京：中国标准出版社，2010.[12] 何东升，冯其明，张国范，等.含钒石媒的氧化焙烧机理.中国有色金属学报，2009，19(1)：195-200.Keywords:alkalineprocess;pre-roasting;stonecoal;vanadium;silicon。