含镍废水颜色 Study on the Extraction of Vanadium Pentoxide from Chlorite: A New Technology

含镍废水颜色 Study on the Extraction of Vanadium Pentoxide from Chlorite: A New Technology

关键词： ， ， ， ， ， 摘要 1 前言 1.1 钒及钒化合物 1.2 钒提取技术简述 1.3 国内外研究现状及发展趋势 1.4 五氧化二钒提取新技术 1.5 选题意义 2 实验部分及检测方法 2.1 实验试剂 2.2 实验仪器设备 2.3 实验方法 2.4 检测方法 3 湿法提钒研究 3.1 直接酸浸工艺研究 3.2 钠化焙烧—酸浸工艺研究 3.3 钠化焙烧—水浸工艺研究 3.4 钠化焙烧—碱浸工艺研究 3.5 结论 4 浸出液提取及沉钒研究 4.1 提取工艺 4.2 反萃工艺 4.3 沉钒及煅烧 5 结论与展望5.1 结论 5.2 不足之处及展望 参考文献1 引言1.1 钒和钒化合物[1] 1801 年，AM.在墨西哥发现了23号元素，1830 年，NG.将其命名为钒。

钒是ds带过渡元素，在地壳中的丰度为2.5%，居已知元素第19位，产量最丰富的国家有南非、前苏联、我国和美国。钒是重要的战略物资，人类在160年前就发现了钒，但直到20世纪初才在工业生产中得到广泛应用。纯金属钒呈银灰色，纯度>99.9%时，具有优良的塑性和可锻性。钒产品多样，有高纯金属钒、钒铝合金、碳化钒、碳氮化钒等冶金产品，也有五氧化二钒、钒酸钠、氢氧化钒、氯化钒等化工产品。其中五氧化二钒是钒的主要氧化物，也是金属钒、硫化钒或氮化钒氧化后的最终产物。钒主要用于钢铁工业，在钢中起脱氧、脱氮作用，从而改善钢的功能。钒的高价氧化物是化学工业和石油工业中的重要催化剂。此外，钒化合物在电子、玻璃、印刷、电影、照相和陶瓷等工业中也有广泛的应用。五氧化二钒的半导体性质的发现及其在光学工业中作为抗静电涂层的应用，为其研究开辟了新的视野。近年来，V2O5作为功能材料的研究受到广泛关注，其溶胶-凝胶制备技术也取得了令人鼓舞的进展。具有层状结构的V2O5凝胶膜表现出有趣的电子、离子和电化学性质。此外，V2O5还具有光电导性能。例如V2O5可用作通用离子吸收基质材料、湿度传感器、微电池、电致变色显示材料等。

可以预见，随着现代高科技的发展，V2O5的应用范围将逐步扩大，需求量也将逐步增加，因此开展五氧化二钒的提取制备研究具有十分重要的意义。1.2 钒的提取工艺[3]1.2.1 酸浸碱溶钒提钒法用酸将含钒固废中的钒以VO2+、VO2+的形式浸出，加碱进行中和，在弱碱性条件下利用氧化剂使钒变成五价离子(如VO3-)，钒和水合氧化铁等杂质一起沉淀出来，再用酸碱浸出，可得到粗钒。粗钒用碱溶解生成五价钒的钠盐，除去杂质硅。用铵盐二次沉淀钒后，经焙烧得到高纯度的V2O5。此工艺已用于从低钒钢渣中提取钒。1.2.2钠化焙烧提钒法钠化焙烧提钒是一种从含钒原料中提取钒应用较为广泛的工艺，研究也比较深入。我国陈厚生教授对此工艺技术做出了较大贡献。其基本原理是：利用食盐或纯碱作为添加剂，通过焙烧将多价钒转化为水溶性的五价钒钠盐，如Na2O。 yV2O5和NaVO3，然后将钠化焙烧品直接用水浸出，得到含钒及少量铝杂质的浸出液，再加入铵盐（酸性铵盐沉淀法）得到沉淀，经焙烧后得到粗V2O5，再经碱溶除杂、铵盐二次沉淀钒，焙烧后可得到纯度大于98%的V2O5。也可以将焙烧品用硫酸浸渍，此时发生反应：+H2SO4=+H2O+V2Os，单独得到粗V2O5，再经碱溶除杂、铵盐二次沉淀钒，焙烧后可得到高纯度V2O5。

该工艺已用于从石煤、低钒钢渣中提取钒。1.2.3直接焙烧提钒法一般包括焙烧、浸出、沉钒、准备和煅烧等工序。焙烧时不加任何添加剂，直接利用空气中的氧气在高温下将廉价的钒转化为酸溶性的V2O5。然后用硫酸将焙烧品中的V2O5以五价钒离子形式浸出，浸出液经净化除去Fe等杂质，用水解沉淀或铵盐沉淀法沉淀出红钒。然后将红钒溶解于热烧碱水溶液中，控制适当的浓度和pH值，使溶液中的钒主要以VO3(OH)2-形式存在。澄清后取上清液用铵盐沉淀法制备，再经煅烧可得到高纯度V2O5。此法已用于含钒石煤中提取钒。1.2.4钙化焙烧法提钒：用石灰、石灰石或其他钙化合物作为溶剂将含钒固体废弃物进行制球、焙烧，使钒氧化成不溶于水的钒的钙盐，如Ca(VO3)2、Ca3(VO4)4，然后用酸浸出，并控制pH值生成VO2+、6-等离子，浸出液经净化，除去Fe等杂质。然后采用铵盐法沉淀钒，经煅烧可得到高纯度V2O5。钙化焙烧法已用于石煤提取钒。 1.2.5溶剂萃取法提钒是利用焙烧、酸浸、碱浸等方法将含钒固废中的钒转化为水溶性或酸溶性的含钒离子基团，如V2O74-、VO3-、V2O2+等(不同的溶液pH值，其离子基团不同)，然后用萃取剂(如N-263、7402)萃取，产生阴离子或阳离子交换，如：用N-263在pH=5时萃取[5-，反应为：[5-+5R3N+CH3C1-(O)-(R3N+CH3)5[5-(O)+5C1-((O)代表有机相)，由于其他大部分金属离子不能进入有机相，进而完成钒与金属杂质离子的分离。

然后用反萃剂(如NH4CI，)对萃取后的有机溶液进行反萃，使钒从有机相转移到水相中，然后调节pH值使钒以或形式沉淀出来，再将沉淀物煅烧即可得到高纯度的V2O5。由于含钒离子、萃取剂和反萃剂的品种很多，因此相应的提钒工艺也有很多，但工艺路径大体类似，一般为：含钒离子的制备—萃取—反萃—钒沉淀—反萃得到V2O5。此法已成功地用于从石煤、低钒钢渣、废钒催化剂中提取钒。 1.2.6离子交换提钒法利用焙烧、酸浸、碱浸等工艺，将含钒固废中的钒转化为水溶性的含钒离子，如：VO3-、-（因溶液pH值不同，离子也不同），然后根据不同的物料选用不同的离子交换剂（如717树脂），调节溶液的pH值，使之在离子交换柱上产生吸附反应。例如用717树脂对VO3-进行离子交换吸附时，反应为：VO3-+RN(CH3)3C1——RN(CH3)3VO3-+C1-（R代表烃基）。此时由于VO3-对717树脂的亲和力大于杂质离子对树脂的亲和力，因此可将磷、铁、铝、硅等杂质除去。吸附在离子交换柱上的钒可用NaCI溶液洗脱，反应为：RV(CH3)3VO3-+C1-——VO3-+RN(CH3)3C1。吸附后，钒被固定在离子交换柱上，完成杂质分离。

解吸后钒转移到淋洗液中，再用铵盐沉淀法将钒沉淀下来，经煅烧可得到V2O5。此法在国外起步较早，但直到1991年加拿大福特公司才建立离子交换厂提取钒。我国在20世纪70年代初进行了一系列离子交换提钒试验，到20世纪90年代初，湖北通城、丹江口等地已将717离子交换树脂法从石煤中提取钒应用于生产。目前，用离子交换法从废钒催化剂中提取钒也获得了成功。 1.3 国内外研究现状及发展趋势[12]我国从钒矿、石煤中提取钒，大部分采用钠盐焙烧-水浸-酸沉-碱溶解-铵盐沉淀-热解工艺提取。该工艺在生产中的主要缺点是焙烧过程中产生大量的氯化氢等有毒气体，废水中含有大量的盐，对环境污染严重，钒转化率低。为了解决这两个问题，许多专家做了大量的研究工作，提出了生矿氧化焙烧-碱浸出、钙盐焙烧-碳铵浸出、生矿酸浸或鼓泡炉脱碳浸出、细菌浸出、钠盐焙烧-水浸渣再酸浸等工艺，取得了良好的效果。国外一般采用酸浸或钠盐焙烧—酸浸—溶剂萃取工艺提取钒。如美国矿业局采用钠盐焙烧—溶剂萃取—铵盐沉淀工艺从内华达州风化岩中提取钒；铜冶炼渣提取钒的工艺是在回转炉高温下盐和硫酸焙烧—水浸—沉淀工艺；波兰采用硫酸焙烧—水浸工艺从含五氧化二钒的石煤中回收钒。

核工业北京化工冶金研究院于20世纪80年代初开始研究从石煤中提取钒，提出了“钠化焙烧—废气制酸—酸浸—溶剂萃取制精钒”、“氧化焙烧—酸浸—溶剂萃取制精钒”和“原煤磨煤—两级逆流酸浸—溶剂萃取—沉钒—热解制精钒”三种工艺流程。第三种工艺流程于1996年在我国西北地区建成，年产五氧化二钒660吨。1.4提取五氧化二钒的新技术[3]虽然现有的针对含钒固体废弃物的提钒工艺很多，特点各异，但基本上都是从传统的提钒工艺(钢渣回收法除外)移植过来的。这些方法针对性不强，不适应含钒固废的资源特点（品位低、数量大、成分复杂），成本高、污染大、难以大规模处理，限制了其推广。因此，含钒固废提钒新技术未来的发展方向是寻求流程短、规模大、成本低、污染小的固废提钒及残渣综合利用新工艺。近30年来，针对含有价成分的二次矿冶资源的特点（品位低、数量大），国内外出现了一些绿色分离、资源有效利用的新技术，其原理和方法适用性广泛，有的已应用于含钒固废提钒的研究中。可以预见，随着这些技术的逐渐完善，有望带来含钒固废提钒工艺或方法的突破性发展。 1.4.1选择性分离技术东北大学隋志桐教授提出选择性分离技术，在十硼渣和钛渣体系中得到成功应用。

其基本原理是为固体废物中低品位有价元素及其在各矿相中的分布创造适宜的物理化学条件，在化学势梯度的驱动下促使有价元素有选择地输送到预定的矿相中进行富集，并合理控制相关因素使富集相选择性生长，磨矿后将富集相分离出来，分离后的残渣用于建筑材料等。该技术具有“流程短、成本低、规模大、污染小”的特点，已用于低钒钢渣提钒的研究。1.4.2微生物浸出技术20世纪70年代以来，微生物在国际上广泛应用于冶金工业，现已可从低品位矿石中浸出铜、金、铀、铬、镍、银、钒、钼、锗等有价元素。其原理是利用微生物自身的生理功能(如氧化特性)或代谢产物(如有机酸、无机酸和Fe3+等)的作用，将矿床中的目标组分氧化浸出，再利用络合、吸附等方法，将浸出的目标组分富集分离，进行提取。该技术的优点是固定资产投资少、效率高、成本低、污染少、能耗少，特别适用于低品位矿物料有价组分的提取。其主要缺点是该过程的反应速度慢和细菌对矿物的选择性。因此，如果发现并培养出合适的钒细菌，利用其从含钒固废中浸出钒在技术上应该是可行的。1.4.3矿浆电解技术矿浆电解技术是北京矿冶研究总院经过20多年的研究开发出的一种新型湿法冶金方法。目前已成功从多金属复合矿石中回收锡、锑、铅、银等有价值元素。

其基本原理是将湿法冶金中的浸出、溶液净化和电解三个过程合二为一，利用电解过程的阳极氧化反应对矿床进行浸出。其实质是用矿石的浸出反应代替电解的阳极反应，使一般电解过程中阳极反应的大量能耗转化为对某种金属的有效浸出；同时降低了槽电压，减少了电解功率，大大简化了整个流程。这样，在阳极区可以利用矿床的电氧化顺序实现金属的选择性分离，在阴极区利用分离电位的差异实现金属的分离。该工艺保留了传统湿法冶金的优点，其主要特点是流程短、操作简单、生产成本低、综合回收分离效率高，可同时提取多种低品位、复杂、难选的金属和元素。该方法非常适合从低品位、大规模含钒固废中提取钒。1.5选题意义钒在地壳中的平均含量为0.015%，比铜、镍、锌、锡、钴、铅等都要多，但由于自然界中的钒主要以三价钒的形式存在，而三价钒的离子半径与三价铝、三价铁的离子半径十分接近，所以三价钒几乎不产自己的矿床，而是以三价铁和三价铝的同质异象部分交代的形式存在于一些铁、铝矿床中，如石煤、钒钛磁铁矿、铝硅酸盐和绿泥石等。这也是钒在自然界中高度分散的主要原因。我国是钒矿资源非常丰富的国家。从钒矿或石煤中提取钒的传统工艺多为平坑钠化焙烧，其优点是生产过程比较稳定、可操作性强、投资少，缺点是在焙烧过程中会产生夹杂物等有害成分，严重污染环境，是国家明令禁止的。

同时这种传统工艺钒转化率和回收率较低，造成了资源的严重浪费。目前，我国重点发展湿法提钒，因此，为了响应国家的号召，我们采用湿法从绿泥石中提取五氧化二钒。目前，从绿泥石中提取五氧化二钒的人很少，大部分都是从石煤中提取。从绿泥石中提取五氧化二钒不仅原料来源方便，而且成本低廉，是一个值得研究的课题。铝土矿在我国仅分布在四川、河北等地，资源相对有限，而我省绿泥石资源丰富。本研究通过对原矿性质的研究，尝试采用不同于现行的工艺提取钒。最后根据矿石性质、特点，结合试验结果，选定最佳工艺。 2 实验部分及检测方法 2.1 实验试剂 （1）亚分析纯 （2）基础分析纯 （3）尿素分析纯 （4）硫酸亚铁铵分析纯 （5）磷酸化学纯=1.666g/cm3 纯度≥85% （6）浓硫酸纯度=95%～98% （7）浓硝酸分析纯 纯度≥99.8% （8）十六烷基三甲基氯化铵分析纯 （9）氯化铵分析纯 （10）硫酸亚铁分析纯 （11）硫酸亚铁分析纯 （12）分析纯 （13）五氧化二钒（标样）化学纯 纯度≥99.0% （14）正辛醇 （15）航空煤油、去离子水 （16）碳酸钠 天津市天利化学试剂有限公司 2.2 实验仪器、设备 （1）马弗炉（2）真空干燥箱DZ-2BC天津市试验仪器有限公司（3）电动搅拌器（4）循环多用真空泵SHB-B95（5）电子天平e=10d BS 224S Max 220g d=0.1㎎（6）托盘天平型号标准号WS2-90-74（7）250mL分液漏斗、布氏漏斗、定量滤纸、定性滤纸、宽范围pH试纸、铁架、铁圈、夹钳、试管刷、洗瓶、石棉网、玻璃棒、橡皮头滴管、坩埚、酸式滴定管、容量瓶、量筒锥形瓶、烧杯。

2.3 实验方法 2.3.1 实验方法1 称取一定量的原矿，破碎后放入坩埚中，在设定的温度和时间内在马弗炉中进行第一段脱碳焙烧。将脱碳矿按一定比例与钠盐均匀研磨后，在设定的温度和时间内在马弗炉中进行焙烧。然后将焙烧后的熟料按一定的液固比与不同比例的溶液混合，在设定的温度和时间内用电动搅拌器搅拌。最后过滤后,分析滤液中钒含量并计算转化率。2.4检测方法2.4.1原矿检测该矿石送西北有色金属研究院检测。 1）原矿光谱半定量分析 表 2-1 光谱半定量分析结果 元素含量（10-6） 元素含量（10-6） 元素含量（10-6） 2135-.02 2）原矿元素分析 表 2-2 原矿元素分析结果 成分 2FeC 含量（%） 1.10 0.08 0.05 13.90 5.23 25.48 2.44 26.03 3）X 射线衍射分析 表 2-3 X 射线衍射分析结果 矿床名称 绿泥石 滑石 角闪石 石英 含量（%） 矿床名称 石墨 黄铁矿 钒钒铁矿（不确定） 钒钒铁矿（不确定） 未检出 含量（%） 8454 2.4.2 浸出液中钒的分析方法 取 25 ml 溶液于 500 ml 浸出液中，用 10 ml 硫酸盐锥形瓶中，加硫酸和磷酸混合液20ml，20%硫酸亚铁铵溶液1ml，摇匀，加KmnO4溶液，直至溶液微红色摇匀仍不消失为止，再加过量1-2滴，摇匀，放置5-10分钟，加尿素溶液10ml，直至溶液红色刚消失为止，再加过量1-2滴，摇匀，放置1分钟，加0.2%氮基指示剂3滴，用硫酸亚铁铵标准溶液滴定，直至紫红色变为亮绿色为止。

然后根据滴定所用的硫酸亚铁铵的体积、浓度以及取溶液的体积计算出钒的浸出率。 2.4.3 实验结果判定 1）试剂 i）所需试剂 4%（m/m）硫酸亚铁铵溶液；硫酸溶液：1+1；3%（m/m）溶液；10%（m/m）尿素溶液；1%（m/m）尿素溶液；0.2%氮基指示剂；硫酸（GB626-89）；硝酸（GB622-89）；磷酸（GB/T1282-77）；硫酸亚铁铵标准溶液为0.01moL/L。 ii）试剂的配制 ①4%（m/m）硫酸亚铁铵溶液：称取2g固体硫酸亚铁铵，溶于50mL去离子水中。 ②硫酸溶液（1+1）：V浓硫酸：V水=1：1，配制成60mL溶液。③3%（m/m）溶液：称取1.5g固体，溶于50mL去离子水中。④10%（m/m）尿素溶液：称取5g固体尿素，溶于50mL去离子水中。⑤1%（m/m）砷溶液：称取1g固体砷，溶于100mL去离子水中。⑥0.2%氮基指示剂：称取0.2g固体氮基，加入.L-1溶液，用水稀释至100mL。⑦硫酸（GB626-89）：浓度为95%～98%。⑧硝酸（GB622-89）：浓度为65%～68%。 ⑨磷酸（GB/T1282-77）：浓度为85%。

⑩0.01moL/L硫酸亚铁铵标准溶液：称取1.6907g固体硫酸亚铁铵，溶于（5+95）配制的溶液中。2）操作过程i）称取经105℃干燥恒重的试样0.5g（精确至0.0002g），置于250mL锥形瓶中，加水摇匀，依次加入10mL磷酸、5mL硫酸、2mL硝酸，混匀，置于电炉上加热至试样完全溶解并冒白烟为止。冷却后沿瓶壁加水20mL，继续加热直至冒白烟（避免剧烈沸腾，并不断振摇），冷却后加水至80mL，加硫酸20mL（1+1）充分振摇，使可溶性盐溶解，冷却后将试样转移至250mL容量瓶中，再用水稀释至刻度，摇匀。ii）移取100.00mL试样溶液于500mL锥形瓶中，加入4%硫酸亚铁铵溶液2-3mL，回收溶液中任何氧化性物质。在室温下逐滴加入3%溶液，直至变成淡红色（5分钟内不褪色）。然后加入10%尿素10mL，逐滴加入1%尿素溶液，直至淡红色褪色为止，再加入2-3滴。充分振摇后，静置10分钟，使过量的尿素完全分解（振摇时基本不会产生气泡）。 iii) 加入6滴0.2%氮基指示剂，在亮光下用硫酸亚铁铵标准溶液（0.01moL/L）滴定，直至颜色由深桃红色变为亮绿色为止。 iv)五氧化二钒含量的计算，五氧化二钒含量X，以质量百分含量（%）表示，按下式计算： X = %..........(1.1) 式中C为硫酸亚铁铵标准溶液的摩尔浓度，moL/L；V为测定样品溶液时所消耗的硫酸亚铁铵标准溶液的体积，mL；m为样品的质量，g；V1为样品溶液的总体积，mL；V2为测定时所取样品溶液的总体积，mL； 3 湿法提钒研究3.1直接酸浸工艺研究3.1.1实验方法按第2章实验方法1,称取50g原矿,用硫酸溶液浸出。

3.1.2 浸出液中钒的分析方法按照第二章分析方法进行。 3.1.3 结果与评论原矿中的钒主要以三价态伴生于其他矿物中，为了浸出钒，必须破坏矿石结构，改变离子半径，然后钒被释放出来并氧化为四价态酸溶。用硫酸萃取钒，钒以VOSO4 形式进入溶液，其通式可表示为： （V2O3）.X＋.1/2O2＝V2O2（SO4）＋ 2H2O＋（OH）4＋ 2 H2SO4＝V2O2（SO4）＋ 2H2O 注：X 为矿石结构。产物为蓝色溶液。 1）酸度和温度对钒浸出率的影响矿石酸浸是为了破坏矿石的结构，需要在一定的温度和酸度下才能将钒释放出来并氧化成四价而被酸溶解。如果用浓硫酸浸出，浸出液中可能存在五价钒。因为浓硫酸具有强氧化性。提高酸度是为了提高氢离子的浓度，有利于破坏矿石的结构，使钒离子更好的释放出来。提高温度主要考虑动力学因素，浸出过程温度低，化学反应速率和分散速度慢，很难达到平衡状态。酸度和温度对钒浸出率的影响见下表3-1。从实验中发现，随着酸度和温度的提高，钒的浸出率呈逐渐提高的趋势。由于该矿石耗酸量太大，因此本实验仅确定了酸浸过程的基本趋势。

表 3-1 酸度和温度对钒浸出率的影响 V 酸:V 水/mL 浸出温度/℃ 浸出率 1:37014.531:38015.651:39015.901:47013.231:48014.561:49014.851:57012.671:58013.201:59013.80 注：其他浸出条件为：浸出时间 24h、浸出液固比 1.5:1 2）酸度和时间对钒浸出率的影响 酸浸工艺不仅要求一定的酸度和温度，而且时间对其浸出率也有影响，浸出时间越长，钒的浸出率越高，趋于平衡状态。浸出时间对钒浸出率的影响主要从动力学角度考虑，酸度、时间对钒浸出率影响结果见下表3-2。 Table 3-2 of and time on rate V acid: V water/mL time/h rate 1:318 14.63 1:320 15.70 1:324 16.20 1:418 13.25 1:420 14.80 1:424 15.25 1:518 12.80 1:520 13.50 1:524 14.20 Note: Other are: 80℃, -solid ratio 1.5:1 3) of and -solid ratio on rate The of -solid ratio on rate is to the of ions, so under the of , a -solid ratio be .

因为矿石会消耗大量酸，当液体与固体比太低时，浸出也非常容易且充满，并且很难过滤。 Table 3-3 of and -solid ratio on rate V acid: V water/mL -solid ratio rate 1:31:1 15.5 3 1:31:1.5 14.6 5 1:31:2 13.9 0 1:41:1 14.2 0 1:41:1.5 13.5 6 1:41:2 12.8 5 1:51:1 14.2 5 1:51:1.5 13.2 0 1:51:2 12.8 0 Note: Other are: time 24h, 80℃ 3.1.4 After -solid , acid , times and , the in the was . 通过计算，转化率不高，最高的速度可能会达到16％，如果酸度浓度太高，后处理过程也非常复杂，并且对上述杂种的研究结果也很复杂。根据第2章实验方法2的实验方法，根据第2章的分析方法，在浸出溶液中使用硫酸溶液浸出50克，并用硫酸溶液浸出。为了防止碳在烤过程中形成还原的大气，并影响了第一阶段的脱氧化烘烤，以消除碳对钒氧化的影响，以尽可能多地研究了在不同的脱钾条件下进行点火的损失。

表3-4碳损失对点火脱碳的调查结果碳损失点火开关（％）600℃3小时1700℃2小时8700℃3小时10700℃4小时13800℃3小时16 2）确定两阶段的烤制条件与添加剂的结构混合在一起，并将其与氧化剂的结构混合在一起。 Ent或四含才足的钒到五角星钒，并形成，并与添加剂或矿石本身分解的氧化物形成。该实验使用碳酸钠作为添加剂，其可能的反应如下：V2O3 + O2 = + O2 = + NACO3 = + NACO3 = NAVO3 + + V2O3 + NACO3 + O2 = + + + + + V2O3 + NACO3 + NACO3 + NACO3 + o2 = + o2 = + co2 = + CO2 I）添加了碳酸盐量的效果在其他烘焙条件下，烘烤过程（烤时间为2个小时，烤制为800℃） IUM碳酸盐不断增加，钒浸出速率逐渐降低。原因可能是：（a）碳酸钠融化并形成烧结（b）。艾uim。

当碳酸钠不足时，原始的矿石结构不能损坏。钒浸出速率的含量显示在图3-2中，随着温度的增加，钒的浸出率显着增加，这可能是因为氧化速率和盐的形成速率随温度的增加而加速，并且反应的平衡常数也随着温度的增加而增加。因此，不溶性物质。图3-2温度对钒浸出率的影响在其他烘焙条件下对钒浸出率的影响（添加的碳酸钠的2％是矿石的2％，烘焙时间为2小时，烘焙温度为800°℃）时间不足，矿物质结构并没有完全破坏，因此很难随着烘烤时间的增加而难以渗出。图3-3烘烤时间对钒浸出率的影响4）浸出过程条件对钒液的影响，除了钒酸钠外，烤矿石还含有镁，钙，铁和锰等金属的钒酸盐。

在酸渗的过程中，它们将进入溶液以形成氧化钒化合物。钒的液体比率对液化速率具有一定的影响，当液化比太低时，浸出溶液很容易饱和，很难过滤，并且当浸出液的浓度太低时，液态均无法实现。 ii）在一定的液体固定比的条件下，浸出时间对浸出时间对钒浸出率的影响如图3-4所示。因此，最合适的浸出时间为1小时。根据原始矿石的特性，可以将60％的氯酸盐溶解在酸中，因此为了提高钒浸出速率，将消耗大量酸，因此，对上述过程条件进行了评估，以控制约2 mol的酸度。

3.2.4在研究不同的烘焙温度和时间之后3.3钠烤水浸出过程研究3.3.1根据第2章的实验方法2，重50克原始矿石，并用水溶液浸出。 3.3.2根据第2章的分析方法，进行了浸出液中的钒的分析方法。3.3.3结果和评论1）确定第一阶段脱水的烘焙条件的确定第一阶段脱砂条件的烘焙条件相同，与第二阶段烘焙的情况相同。碳酸钠对钒浸出率的添加图3-5通过实验获得碳酸钠对钒浸出率的影响，碳酸钠添加对钒酸钠浸出率的结果与上一章中添加的含量相同。 ii）温度对钒浸出率的影响图3-6通过实验获得钒浸出率的影响，温度对钒浸出速率的影响与上一章的影响与上一章相同。通过实验，时间对钒浸出率的影响与上一章相同。

3）浸出过程条件对水浸出过程中的钒浸出速率的影响，NAVO3，MG（VO3）等。在烤矿石中可以溶解在水中，而CA（V o3）2，FEVO4等都难以溶解在水中，这会影响瓦尔达式的率，但会影响杂种的率，这会影响次数。 ？它的浸出率略低于前两个过程，但最多可以达到15％，而后处理过程比前两个过程更简单，因为它不会引入更多的杂质离子。 IUM碳酸盐和溶液。3.4.2根据第2章的分析方法进行浸出液中的钒的分析方法。3.4.3结果和评论1）确定第一阶段的脱氧烘焙条件的确定脱砂烤条件与钠烤后的酸浸泡过程相同。 2）在浸出期间的液体与固体比为1.5：1的条件下，确定了以下实验：i）碳酸钠添加对钒酸盐浸出速率的影响。碳酸盐盐添加对钒液液的效果对瓦糊精的添加率是同一实验的。

当碳酸钠的增加是原始矿石的2％时，温度对转子的旋转速率的影响与温度对转子的影响相同，与温度对旋转速度的影响相同。 AR是最好的。 5：1，浸出时间为1小时）。 12.当碱的浓度逐渐改善碱的浓度时，碱的浓度是从实验中获得的。 1.5 mol），碳酸钠参与对浸入率的影响如下图3-13所示。

图3-13碳酸盐的参与率是通过实验获得的，当时碳酸盐的参与是原始矿石的1％。原始矿石的含量是氧化的。泰德（TED）丰富了pupa的浓度。

In a of pH = 5, the shape of the five - 钒 is [H2VO4] - of the high of the 钒, it will have a messy and to a acid yin ion: 10 [H2VO4] _ + 5h + = [] 5_ + 12H2O Ten Q -＋ 在 在 10 agent 10 agent 10 The is: [〕 5_ + 5 + (CH3) CL - (O) = + (CH3) 3. [] 5_ (o) + 5CL -that is, the phase of the phase is to form an ionic or ionic . The lower of the the phase, which is the water phase. phase is about 2%. The ratio of the phase ratio of the phase is 16%. After , turn it into the split and shake it, and set the layer for .

4.1.3在25°C下的成就和评论会导致pH不同，请参见下面的图15。 ：1,2分钟可以建立抗萃取平衡。4.2.2实验方法将获得的萃取溶液转移到杯子中，然后与20％的NH4CL溶液混合使用20％NH4CL溶液，毕竟混合溶液将转移到分裂液体中，并将​​体积与有机相/1.3/1.3/1.3 sandy asher shuls 相提并论。 4mol/l NaOH溶液，调节pH≈8.0，20％NH4CL溶液的体积的2倍，黄色的絮凝沉积物，并将其放置一段时间。

4.4.2在上述时间后，在滤纸上留下橙色的固体沉积。 - 工艺可以纯粹由绿色的泥石石制成，其旋转速率为98％。

（6）在烘烤过程中选择的添加剂不构成气体，并不构成空气污染实验还根据几个过程的评论，并不是很高的速度。 ，2003年。[4] 级。从废除催化剂中提取五个氧化的湿冶金冶金学，1992年。[5] Jiang ，Zhang ping。征费的溶液浸入稀有金属用酸方法和工业实践的石煤工业实践[J]。金属质量，2006年。[Zhang ping，jiang 。 li，lou une，lou等。 [21] Qiu 。