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钒及其化合物是一种重要的战略物资，有广泛的应用及前景。我国是钒资源大国，其中大量石煤中赋存有储量巨大的V2O5。因此在石煤中提取V2O5的工艺备受关注。从石煤中提取的传统工艺是添加NaCl焙烧，该工艺过程钒回收率不高，且放出大量的Cl2和HCl气体，浪费资源的同时严重污染环境。因此，研究新的提钒工艺对于提高资源利用率、减少环境污染具有重要的意义。在查阅大量文献的基础上，本文针对贵州石煤钒矿的特点，对氧化焙烧–硫酸循环浸泡–调节pH沉钒、添加超强酸焙烧–酸浸–萃取以及添加超强碱焙烧–酸浸–离子交换的工艺进行了系统的研究。确定了三条优化工艺路线。氧化焙烧烧–硫酸循环浸泡的最适工艺条件为：将原矿焙烧脱碳，在质量分数为35％的硫酸中100℃浸泡5h，V2O5的浸出率达88.50％。将酸浸液添加硫酸保持至原浓度循环浸泡矿石。循环五次的平均浸出率可达82.30％，钒水浓度达到38.40g·L–1。将含钒溶液调节pH值沉淀红钒和Fe（OH）3沉淀，沉淀采用碱溶的办法将V2O5转化为可溶钒，然后添加NH4Cl可以得到NH4VO3。沉淀红钒后的酸液继续调节pH值，可以回收溶液中的其他金属离子。超强酸焙烧–浸出的最适条件为将石煤矿磨成80目矿粉后，添加矿重3％的超强酸并加水成球，700℃时焙烧4h，焙烧后矿样按液固比2:1的比例于90℃浸泡在5％的稀硫酸中浸出4h，V2O5的浸出率为86.14％。在浸出液中加石灰调节pH值至2.0，使用P204: TBP:磺化煤油=3:1:16在油水比（O/W）比为1:2的条件下对浸出液中钒进行萃取，V2O5的萃取率为96.65％。以60g·L–1Na2CO3溶液为反萃液，O/W比为2:1，进行反萃后水相中V2O5浓度为21.98g·L–1，反萃率为95.07％。反萃液直接按比例加NH4Cl晶体得NH4VO3沉淀。超强碱焙烧–浸出的最适条件为：石煤矿样粉碎至80目后，添加5％的超强碱加水成球，置于马弗炉中700℃焙烧3h，焙砂按液固比2:1的比例于90℃在4％的稀硫酸中浸出4h，浸出率为87.16％。采用RS–C214型离子交换树脂对钒进行回收，将溶液pH值调节到6.0，在流速为0.5cm·min–1时，树脂对钒的吸附率为97.87％。使用浓度为40g·L–1的Na2CO3溶液作为解吸液，解吸率为98.60％。用NH4Cl对解析液进行处理，可以直接得到NH4VO3。上述三种工艺所得NH4VO3焙烧后，均可得到纯度为98.5％以上的V2O5。所开发工艺与传统工艺相比，具有钒的提取率高、资源回收率高，大大降低了环境污染的优点。在该研究后期，利用提钒得到的NaVO3溶液，使用模板法可以一步获得具有微纳结构的V2O5晶体，符合低碳环保的概念。