CN104959212A

CN104959212A - 一种钙质与硅质混合型石煤钒矿的分级选矿方法

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Publication number: CN104959212A
Application number: CN201510392008.1A
Authority: CN
Inventors: 魏党生; 叶从新; 张丽敏; 韦华祖; 骆任; 郭玉武; 蒋素芳; 江锋; 池汝安; 何东升; 欧阳华; 朱永筠
Original assignee: Wuhan Institute of Technology; Hunan Research Institute of Non Ferrous Metals
Current assignee: Wuhan Institute of Technology; Hunan Research Institute of Non Ferrous Metals
Priority date: 2015-07-07
Filing date: 2015-07-07
Publication date: 2015-10-07
Anticipated expiration: 2035-07-07
Also published as: CN104959212B

Abstract

本发明公开了一种钙质与硅质混合型石煤钒矿的分级选矿方法，其原矿的主要矿物组成为：石英质矿物占20～28wt％，云母类矿物占10～15wt％，电气石-闪石类矿物占5～10wt％，碳酸盐类矿物占35～40wt％；原矿中钒的品位为0.6～1wt％；该分级选矿方法包括以下步骤：a.将破碎后的原矿球磨后，对矿料进行分级，分级粒度为0.037～0.074mm，得到粗粒级与细粒级两个产品；b.粗粒级产品再磨后采用正浮选工艺回收钒，细粒级产品采用反浮选工艺脱除碳酸盐，获得钒精矿和钙精矿。本方法处理钒品位为0.6～1％的钙质与硅质混合脉型石煤钒矿，获得的钒精矿V₂O₅富集比达到2.5以上，钒回收率可达85％以上。

Description

一种钙质与硅质混合型石煤钒矿的分级选矿方法

技术领域

本发明涉及一种钙质与硅质混合型石煤钒矿的分级选矿方法，属于混合脉型石煤钒矿选矿领域。

背景技术

高熔点稀有金属元素钒，是一种重要战略物资，以其优良的合金性能和催化作用，被广泛地应用于冶金、国防、化工、机械、电子、汽车、铁路、船舶及轻工等领域。V₂O₅是最重要的钒氧化物，广泛应用于钢铁、硫酸工业、石化工业、飞机发动机制造、宇航船舱骨架、导弹、军舰水翼和引进器等方面。因此，钒一直是西方各国的重要战略储备资源。

石煤钒矿是我国生产钒的重要原料之一，传统的石煤钒矿提取钒工艺均采用直接冶炼的方法，要求石煤钒矿中的V₂O₅品位高于0.8％，特别是近年来钒价格下滑，对于V₂O₅品位低于1.5％的石煤钒矿，直接冶炼基本无利可图。因此在钒冶炼前，通过选矿工艺预先抛除石煤钒矿中不含钒的脉石矿物，提高钒冶炼原料V₂O₅品位具有重要意义。

石煤钒矿按脉石成分可分为钙质、硅质以及钙质硅质混合脉三种类型。钙质石煤钒矿主要脉石矿物为白云石与方解石，主要有价元素为钒与钙，钙以碳酸盐形式存在，碳酸盐的存在不仅会增加酸浸工艺的耗酸量，而且在加盐焙烧水浸提钒工艺中会与钒结合，生成不溶于水的钒酸钙，降低钒的水浸率，因此，通过选矿实现钒与碳酸盐的分离具有十分重要的意义，钙质石煤钒矿一般采用反浮选脱除钙矿物，在提高原料V₂O₅品位的同时，获得了一个钙精矿。硅质石煤钒矿主要脉石矿物为石英、主要有价元素为钒，一般采用正浮选脱除其中脉石矿物。对于钙质与硅质混合脉的石煤钒矿选矿，如采用单一正浮选，无法综合回收钙矿物，造成资源浪费；采用单一反浮选工艺虽然在提高原矿V₂O₅品位的同时获得了一个钙精矿，但不能实现硅质脉石与含钒矿物的分离，钒精矿V₂O₅富集比低。现有文献关于钙质与硅质混合脉石选矿的报道极少，仅有少量报道是采用先反浮选钙后正浮选钒的工艺，此种方法在能实现含钒矿物与脉石分离得同时，获得一个钙精矿，但生产成本较高，且钒浮选回收率较低。钙浮选时首先需将矿浆pH值调节至碱性，加入大量的钒矿物抑制剂与才能实现钙得浮选回收；钙浮选完毕后进行钒浮选，钒浮选需要在酸性条件下进行，需加入大量矿浆pH调整剂才能将矿浆由碱性调节至酸性，且由于钙浮选时加入了大量的钒矿物抑制剂，因此，需加入活化剂对被抑制的钒进行活化，才有可能可实现钒矿物与硅质脉石得分离，然而在实际操作过程中，由于活化剂活化效果有限，被抑制后的钒矿物与硅质脉石分离困难，从而造成了药剂的浪费以及钒矿物回收率偏低。

发明内容

本发明目的是提供一种钙质与硅质混合脉型石煤钒矿选矿方法，解决了现有技术中钙质与硅质混合脉型石煤钒矿选矿药剂用量大、成本高，钒选矿回收率低，资源浪费等问题，属于钙质与硅质混合脉型石煤钒矿领域。

本发明的技术方案是，提供一种钙质与硅质混合型石煤钒矿的分级选矿方法，其原矿的主要矿物组成为：石英质矿物占20～28wt％，云母类矿物占10～15wt％，电气石-闪石类矿物占5～10wt％，碳酸盐类矿物占35～40wt％，原矿中钒的品位为0.6～1wt％；该分级选矿方法包括以下步骤：

(a)将破碎后的原矿球磨后，对矿料进行分级，分级粒度为0.037～0.074mm，得到粗粒级与细粒级两个产品；

(b)粗粒级产品再磨后采用正浮选工艺回收钒，细粒级产品采用反浮选工艺脱除碳酸盐，获得钒精矿和钙精矿。

进一步地，所述步骤(a)中，原矿球磨的磨矿浓度为55～65％，磨矿细度为-0.074mm的矿料重量占该球磨矿总重量的50～65％。

进一步地，所述步骤(b)中，所述再磨的磨矿浓度为55～65％，磨矿细度为-0.074mm的矿料重量占该再磨矿总重量的55～75％。

进一步地，所述分级为筛分分级或水力分级。

进一步地，所述正浮选工艺使用的捕收剂是由十二烷基三甲基氯化铵和十八胺组成的组合捕收剂。

进一步地，所述组合捕收剂在每吨矿浆中添量50～80g，十二烷基三甲基氯化铵和十八胺的质量比为1∶0.9～1.1。

进一步地，所述粗粒级产品再磨后经钒粗选、钒精选一得到钒精矿一。

进一步地，所述细粒级产品经钙粗选得到钙粗精矿和钒粗精矿；钙粗精矿经钙精选一、钙精选二得到钙精矿；钒粗精矿经钙扫选得到钒精矿二。

本发明的选矿方法原矿是钙质与硅质混合脉型石煤钒矿，其原矿特征是脉石组成复杂，方解石、白云石、石英均占据一定比例，且含量相当。如采用单一正浮选，获得精矿品位略高，但无法综合回收钙矿物，造成资源浪费，采用单一反浮选工艺虽然在提高原矿V₂O₅品位的同时获得了一个钙精矿，但不能实现硅质脉石与含钒矿物的分离，钒精矿V₂O₅富集比低。现有技术先浮钙再浮钒的工艺存在着药剂消耗大、钒回收率低的问题。

钙质与硅质混合脉型石煤钒矿中主要目的矿物为钒云母；主要脉石矿物为方解石、白云石、石英。几种矿物由于性质不同，在磨矿过程中会有不同表现。石英属于架状结构硅酸盐，硬度高达7，无解理，晶体不易破碎，因此在破碎磨矿过程中石英会富集于粗粒级产品中；云母属于层状硅酸盐，层内是键力较强的共价键和离子键，层与层之间是键力弱的氢键，云母被破碎解离时易沿层与层之间产生氢键的断裂，云母硬度2，在磨碎过程中，云母极易解离，但多呈薄板状、鳞片状、片状的隐晶质或微晶集合体形式产出，因此，其在粗粒级与细粒级中均有富集；方解石有完全的解理，硬度3，白云石具有三组完全解离，硬度3～4，因此方解石与白云石在破碎磨矿过程中会富集于细粒级产品中。

本发明专利利用上述钙质与硅质混合脉型石煤钒矿磨矿过程中各矿物在不同粒级的富集情况，将破碎后的原矿球磨至一定粒度选用合适的分级粒度分级后，硅质脉石矿物-石英大部分富集于粗粒级产品中，钙质脉石-白云石、方解石富集于细粒级产品中，含钒矿物云母在细粒级中富集多，但由于其片状结构，磨矿后依然有部分富集于粗粒级产品中。根据粗细粒级矿物组成不同，粗粒级产品再磨后采用浮选钒抑制石英的正浮选工艺回收其中的钒、细粒级产品采用浮选钙抑制钒的反浮选工艺脱除钙矿物、回收钒。

对磨矿后产品，将CaO累计分布率高于85％的粒级分级到细粒级，按此原则一般分级粒度为0.037mm、0.045mm或者0.074mm。

所述的细粒级产品反浮选工艺为：按每吨矿料添加50～200g碳酸钠+氢氧化钠作为pH值调整剂，调节矿浆pH值为7.5～9，添加100～150g水玻璃+硫酸铝为抑制剂，50～80g油酸钠与氧化石蜡皂作为组合捕收剂，得浮选矿浆，再通过一粗二精一扫的浮选获得钙镁精矿和钒精矿一。

所述的再磨后粗粒级产品正浮选工艺为：按每吨矿料添加100～500g硫酸作为pH值调整剂，调节矿浆pH值为5～6.5，添加100～150g六偏磷酸钠作为抑制剂，添加50～80g十二烷基三甲基氯化铵与十八胺作为组合阳离子捕收剂，得浮选矿浆，再通过一粗一精二扫的浮选获得钒精矿二和尾矿。

本发明是一种低成本选矿方法，经磨矿后，含钒矿物、钙镁矿物以及石英富集于不同粒级中。根据粗细粒级矿物组成不同，分别采用正反浮选两种方法对钒进行选矿回收，较现有工艺降低了矿浆pH调整剂以及抑制剂单位原矿选矿药剂用量，无需使用活化剂，每吨矿石选矿药剂使用量可降低30％以上，从而有效的降低了选矿生产成本；提高了钒的回收率；实现了钙矿物的综合回收，获得了一个高品位的钙精矿，该精矿可在钒的后续冶炼过程中替代部分碱，降低碱耗，从而进一步降低提钒工艺生产成本。较现有工艺，降低了矿浆pH调整剂的用量，降低了钒抑制剂的用量，取消了钒活化剂的使用，从而减少了每吨原矿消耗的选矿药剂用量，降低了选矿生产成本；同时，提高了冶炼原料品位，预先抛除了不含钒的脉石，降低了冶炼生产工艺的处理量。除特别说明的外，本发明中的百分数均指质量百分数。

本发明的有益效果是，采用本方法处理V₂O₅品位为0.60～1.00％的钙质与硅质混合脉型石煤钒矿，获得钒精矿V₂O₅富集比达到2.5以上，V₂O₅回收率可达85％以上，钙镁矿物回收率可达到80％以上。该方法通过低成本的选矿工艺脱除掉不利于冶炼的钙镁矿物以及不含钒的石英等脉石矿物，达到了降低冶炼原料处理量、降低冶炼原料中钙镁矿物含量、提高冶炼原料V₂O₅品位、降低冶炼生产成本、减少环境污染的目的。

附图说明

图1是本发明提供的钙质与硅质混合脉型石煤钒矿的分级选矿方法的工艺流程图。

具体实施方式

下面结合实施方式对本发明作进一步说明。

本实施例提供一种钙质与硅质混合脉型石煤钒矿的分级选矿方法。原矿为湖北省某钒矿，为一种钙质与硅质混合脉型低品位石煤钒矿，矿石中可回收的有价组分主要为五氧化二钒，矿石中五氧化二钒含量为0.83％，原矿直接冶炼提钒生产成本极高，且回收率仅为30％左右，企业难以赢利。本发明针对该矿采用选矿富集五氧化二钒，为冶炼提钒提供优质钒精矿的工艺。

原矿矿物组成为：石英质矿物占25.66％，云母类(包括含钒矿物-钒云母)矿物占13.74％，电气石-闪石类矿物占7.69％，碳酸盐(白云石，方解石)类矿物占37.29％，含铁矿物占3.61％，碳质矿物占3.65％，蛇纹石矿占5.89％，萤石占1.49％。原矿主要化学元素分析见表1。

表1 原矿主要化学元素分析结果(％)

工艺流程图如图1所示，其步骤如下：

(1)将钙质与硅质混合脉型石煤钒矿的原矿破碎到粒径12mm，再球磨至-0.074mm矿料重量占该球磨矿料总重量57.81％，该球磨产品作为筛分作业的给料；

对磨矿产品进行筛水析结果见表2。

表2 磨矿产品筛水析结果(％)

(2)由表2可知：88.17％的CaO与89.54％的MgO集中于-0.074mm粒级，因此用0.074mm筛子对磨后的矿浆进行湿法筛分；

(3)+0.074mm产品再磨至-0.074mm矿料重量占该球磨矿料总重量70％，按每吨矿料添加300g硫酸和50g六偏磷酸钠，30g十二烷基三甲基氯化铵与30g十八胺后，得浮选矿浆，再通过一粗一精二扫的浮选获得钒精矿一和尾矿；-0.074mm产品按每吨浮选矿料添加100g碳酸钠以及100g氢氧化钠，浮选矿浆pH值为8.5，100g水玻璃与100g硫酸铝，40g油酸钠与40g氧化石蜡皂，得浮选矿浆，通过一粗二精一扫的浮选获得钙精矿和钒精矿二。十二烷基三甲基氯化铵与十八胺作为组合阳离子捕收剂，油酸钠与氧化石蜡皂作为组合阴离子捕收剂。

所获得的钒精矿一与钒精矿二合并作为冶炼提钒的原料，钙镁精矿在后续冶炼作为碱使用，大幅度降低了碱的消耗，降低了生产成本。具体浮选指标见表3：

表3 湖北某钙质与硅质混合脉型石煤钒矿分级浮选结果(％)

Claims

1.一种钙质与硅质混合型石煤钒矿的分级选矿方法，其特征在于，其原矿的主要矿物组成为：石英质矿物占20～28wt％，云母类矿物占10～15wt％，电气石-闪石类矿物占5～10wt％，碳酸盐类矿物占35～40wt％；原矿中钒的品位为0.6～1wt％；该分级选矿方法包括以下步骤：

(b)粗粒级产品再磨后采用正浮选工艺收集钒，细粒级产品采用反浮选工艺收集钒。

2.根据权利要求1所述的分级选矿方法，其特征在于，所述步骤(a)中，原矿球磨的磨矿浓度为55～65％，磨矿细度为-0.074mm的矿料重量占该球磨矿总重量的50～65％。

3.根据权利要求1所述的分级选矿方法，其特征在于，所述步骤(b)中，所述再磨的磨矿浓度为55～65％，磨矿细度为-0.074mm的矿料重量占该再磨矿总重量的55～75％。

4.根据权利要求1所述的分级选矿方法，其特征在于，所述分级为筛分分级或水力分级。

5.根据权利要求1所述的分级选矿方法，其特征在于，所述正浮选工艺使用的捕收剂是由十二烷基三甲基氯化铵和十八胺组成的组合捕收剂。

6.根据权利要求5所述的分级选矿方法，其特征在于，所述组合捕收剂在每吨矿浆中添量50～80g，十二烷基三甲基氯化铵和十八胺的质量比为1∶0.9～1.1。

7.根据权利要求1所述的分级选矿方法，其特征在于，所述粗粒级产品再磨后经钒粗选、钒精选一得到钒精矿一。

8.根据权利要求1所述的分级选矿方法，其特征在于，所述细粒级产品经钙粗选得到钙粗精矿和钒粗精矿；钙粗精矿经钙精选一、钙精选二得到钙精矿；钒粗精矿经钙扫选得到钒精矿二。