CN106000619B - 一种从含钒石煤中重选预富集钒的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种从含钒石煤中重选预富集钒的方法。其技术方案是：将含钒石煤破碎至粒径小于0.074mm占50~90wt%，得到磨矿产品，调节矿浆，采用“一种硫酸渣分离提纯分选设备”进行粗选，得到粗选尾矿、精矿I和粗选中矿。将所述粗选尾矿调节矿浆，采用“一种硫酸渣分离提纯分选设备”进行扫选，得到尾矿I和扫选中矿。若扫选中矿的V2O5品位大于0.9%，则扫选中矿作为精矿II；若扫选中矿V2O5品位小于0.9%，则合并至磨矿产品。向所述粗选中矿中添加分散剂，引入分级设备，进行分级，获得尾矿II和精矿III。将精矿I、精矿II和精矿III合并，得到精矿产品。本发明具有流程简单、处理成本低、易于实施、适用性强、分选效果好和易工业化的特点。
Description
技术领域
本发明属于含钒石煤中预富集钒技术领域。具体涉及一种从含钒石煤中重选预富集钒的方法。
背景技术
石煤是我国特有的一种钒矿资源，其中V2O5储量为1.18×108t，是钒钛磁铁矿中V2O5储量的6.7倍，占我国钒资源总量的87%，从石煤中提取钒是我国钒资源开发的一个重要方向。但是，由于石煤中钒的品位较低，导致提钒工艺普遍面临矿石处理量大、酸耗高、离子净化难度大等一系列问题。因此，选矿预富集钒是提高钒品位、减小矿石处理量和节约成本的重要途径。当前石煤选矿预富集钒主要采用“擦洗-分级”、“分级-浮选”或单一浮选的工艺。
“适用于粘土钒矿的加药擦洗选矿富集方法”（CN101537394A）专利技术，采用“擦洗-分级”的工艺，给出了粘土型含钒石煤选矿预富集钒的方法。但该方法仅适用于粘土型含钒石煤，矿石适用性不强。
“一种吸附态钒矿石的机械选矿抛尾工艺”（CN101618363）专利技术，公开了吸附态矿石的预富集钒的方法，首先采用螺旋选矿机或螺旋溜槽将给矿分为轻矿物部分和重矿物部分，然后对重矿物部分进行浮选获得浮选泡沫，浮选泡沫与轻矿物部分合并作为总精矿。该法仅适用于占含钒石煤很小部分的吸附态含钒石煤，矿石适用性不强，且采用的重选设备为传统的螺旋选矿机或螺旋溜槽，其处理微细粒矿物的适应性不强。另外，该法中实质上是重选和浮选的联合工艺方法，流程结构相较于单一重选工艺较复杂和生产成本较高，且捕收剂对后续的提钒造成药剂污染。
“一种从含钒石煤中选矿预富集钒的方法”（CN103008089A）专利技术，采用“一种用于含钒石煤选矿预富集钒的摇床”（CN103008090A）预富集钒，给出了一种摇床重选工艺，但由于摇床单位面积处理能力小，影响该工艺的产业化应用。
发明内容
本发明旨在克服现有技术的不足，目的是提供一种流程简单、处理成本低、易于实施、适用性强和分选效果好的从含钒石煤中重选预富集钒的方法。
为实现上述目的，本发明采用的技术方案的具体步骤是：
（1）将含钒石煤破碎至粒径小于0.074mm占50~90wt%，得到磨矿产品；再将所述磨矿产品调至浓度为10～35wt%的矿浆，得到矿浆I。
（2）将所述矿浆I引入“一种硫酸渣分离提纯分选设备”，调节横向冲洗水流量为10～40L/h，进行粗选，粗选尾矿的截取点为20~60mm，粗选中矿的截取点为80~130mm，分别得到粗选尾矿、精矿I和粗选中矿。
（3）将所述粗选尾矿调至浓度为10～35wt%的矿浆，得到矿浆II。
（4）将所述矿浆II引入“一种硫酸渣分离提纯分选设备”，调节横向冲洗水流量为20～60L/h，进行扫选，尾矿I的截取点为30~70mm，分别得到尾矿I和扫选中矿。
（5）若所述扫选中矿的V2O5品位大于0.9%，则将所述扫选中矿作为精矿II；若所述扫选中矿的V2O5品位小于0.9%，则合并至所述磨矿产品。
（6）按粗选中矿和分散剂的质量比为1000∶(0.3~3.0)，向所述粗选中矿中添加分散剂，得到矿浆III；将所述矿浆III引入分级设备，进行分级，分别得到尾矿II和精矿III。
（7）将精矿I、精矿II和精矿III合并，得到精矿产品；将尾矿I和尾矿II合并，得到尾矿产品。
所述含钒石煤的V2O5品位为0.5~1.0%。
所述“一种硫酸渣分离提纯分选设备”的结构是：将分矿器与给矿槽固定连接并安装在上支架上，上支架与螺旋槽支柱固定连接，螺旋溜槽与螺旋槽支柱固定连接，螺旋溜槽的上端位于上支架下、下端与截矿槽相接，截矿槽和接矿斗连接，在螺旋溜槽的内侧设置有横向冲洗水管；
其中：所述的横向冲洗水管外接高压水源，在横向冲洗水管的内侧开有若干出水孔，横向冲洗水管形状为管式螺旋状；所述的螺旋溜槽为1～4头；所述的螺旋溜槽的螺旋片高h与外径D之比为：h/D＝0.33～0.40；所述的螺旋溜槽由玻璃纤维增强塑料或玻璃钢制成，内衬为刚玉型耐磨材料。
所述的分散剂为水玻璃、六偏磷酸钠和碳酸钠中的一种以上。
所述的分级设备为斜板式分级机、斜管式分级机、浓密机和平流式分级机中的一种。
由于采用上述技术方案，本发明与现有技术相比具有以下有益效果：
1、本发明包括重选和分级两个主要流程，不仅能将黄铁矿、赤铁矿等铁矿物和磷灰石通过重选分离，还能通过分级将石英和方解石抛尾，适用性较强。
2、本发明的流程简单，易操控，预处理成本低。
3、本发明以选矿预富集的精矿作为湿法提钒的入料，能大大减少提钒环节的循环负荷，降低酸耗，显著降低提钒成本。
4、本发明所获得的精矿产品的V2O5品位为大于1.0%，P2O5回收率大于80%。
因此，本发明具有流程简单、处理成本低、易于实施、适用性强、分选效果好和易于工业化的特点。
附图说明
图1为本发明中“一种硫酸渣分离提纯分选设备”的结构示意图；
图2是图1的横向冲洗水管8的结构示意图。
具体实施方式
为了更好地理解本发明，下面结合实施例进一步阐明本发明的内容，但本发明的内容不仅仅局限于下面的实施例。凡根据本发明的实质内容所做的任何简单修改及等效结构变换或修饰，均应涵盖在本发明的保护范围之内。
为避免重复，现将所述“一种硫酸渣分离提纯分选设备”的结构统一描述如下，实施例中不再赘述：
所述“一种硫酸渣分离提纯分选设备”（CN200410060867.2）的结构如图1和图2所示：将分矿器1与给矿槽3固定连接并安装在上支架2上，上支架2与螺旋槽支柱4固定连接，螺旋溜槽5与螺旋槽支柱4固定连接，螺旋溜槽5的上端位于上支架2下、下端与截矿槽6相接，截矿槽6和接矿斗7连接，在螺旋溜槽5的内侧设置有横向冲洗水管8；
其中：所述的横向冲洗水管8外接高压水源，在横向冲洗水管8的内侧开有若干出水孔，横向冲洗水管8形状为管式螺旋状；所述的螺旋溜槽5为1～4头；所述的螺旋溜槽5的螺旋片高h与外径D之比为：h/D＝0.33～0.40；所述的螺旋溜槽5由玻璃纤维增强塑料或玻璃钢制成，内衬为刚玉型耐磨材料。
实施例1
一种从含钒石煤中重选预富集钒的方法。本实施例所述含钒石煤的V2O5品位为0.50~0.62%。本实施例所述方法的具体步骤是：
（1）将含钒石煤破碎至粒径小于0.074mm占78~90wt%，得到磨矿产品；再将所述磨矿产品调至浓度为27～35wt%的矿浆，得到矿浆I。
（2）将所述矿浆I引入“一种硫酸渣分离提纯分选设备”，调节横向冲洗水流量为34～40L/h，进行粗选，粗选尾矿的截取点为50~60mm，粗选中矿的截取点为80~92mm，分别得到粗选尾矿、精矿I和粗选中矿。
（3）将所述粗选尾矿调至浓度为19～27wt%的矿浆，得到矿浆II。
（4）将所述矿浆II引入“一种硫酸渣分离提纯分选设备”，调节横向冲洗水流量为42～52L/h，进行扫选，尾矿I的截取点为45~55mm，分别得到尾矿I和扫选中矿。
（5）所述扫选中矿的V2O5品位小于0.9%，将所述扫选中矿合并至步骤一所述磨矿产品。
（6）按粗选中矿和六偏磷酸钠的质量比为1000∶(1.5~2.5)，向所述粗选中矿中添加六偏磷酸钠，得到矿浆III。将所述矿浆III引入斜板式分级机，进行分级，分别得到尾矿II和精矿III。
（7）将精矿I和精矿III合并，得到精矿产品；将尾矿I和尾矿II合并，得到尾矿产品。
本实施例所获得的精矿产品的V2O5品位为大于1.0%，P2O5回收率大于80%。
实施例2
一种从含钒石煤中重选预富集钒的方法。本实施例所述含钒石煤的V2O5品位为0.59~0.71%。本实施例所述方法的具体步骤是：
（1）将含钒石煤破碎至粒径小于0.074mm占64~76wt%，得到磨矿产品；再将所述磨矿产品调至浓度为10～18wt%的矿浆，得到矿浆I。
（2）将所述矿浆I引入“一种硫酸渣分离提纯分选设备”，调节横向冲洗水流量为10～18L/h，进行粗选，粗选尾矿的截取点为42~54mm，粗选中矿的截取点为118~130mm，分别得到粗选尾矿、精矿I和粗选中矿。
（3）将所述粗选尾矿调至浓度为14～22wt%的矿浆，得到矿浆II。
（4）将所述矿浆II引入“一种硫酸渣分离提纯分选设备”，调节横向冲洗水流量为35～45L/h，进行扫选，尾矿I的截取点为30~40mm，分别得到尾矿I和扫选中矿。
（5）所述扫选中矿的V2O5品位小于0.9%，将所述扫选中矿合并至步骤一所述磨矿产品。
（6）按粗选中矿和分散剂的质量比为1000∶(2.0~2.5)，向所述粗选中矿中添加分散剂，得到矿浆III。所述分散剂为碳酸钠和水玻璃的混合物；其中粗选中矿和碳酸钠的质量比为1000∶(0.8~1.0)，粗选中矿和水玻璃的质量比为1000∶(1.2~1.5)。
将所述矿浆III引入斜管式分级机，进行分级，分别得到尾矿II和精矿III。
（7）将精矿I和精矿III合并，得到精矿产品；将尾矿I和尾矿II合并，得到尾矿产品。
本实施例所获得的精矿产品的V2O5品位大于1.0%，P2O5回收率大于82%。
实施例3
一种从含钒石煤中重选预富集钒的方法。本实施例所述含钒石煤的V2O5品位为0.69~0.81%。本实施例所述方法的具体步骤是：
（1）将含钒石煤破碎至粒径小于0.074mm占50~62wt%，得到磨矿产品；再将所述磨矿产品调至浓度为14～22wt%的矿浆，得到矿浆I。
（2）将所述矿浆I引入“一种硫酸渣分离提纯分选设备”，调节横向冲洗水流量为16～24L/h，进行粗选，粗选尾矿的截取点为35~47mm，粗选中矿的截取点为99~111mm，分别得到粗选尾矿、精矿I和粗选中矿。
（3）将所述粗选尾矿调至浓度为10～18wt%的矿浆，得到矿浆II。
（4）将所述矿浆II引入“一种硫酸渣分离提纯分选设备”，调节横向冲洗水流量为27～37L/h，进行扫选，尾矿I的截取点为60~70mm，分别得到尾矿I和扫选中矿。
（5）所述扫选中矿的V2O5品位大于0.9%，将所述扫选中矿作为精矿II。
（6）按粗选中矿和水玻璃的质量比为1000∶(2.0~3.0)，向所述粗选中矿中添加水玻璃，得到矿浆III。将所述矿浆III引入浓密机，进行分级，分别得到尾矿II和精矿III。
（7）将精矿I、精矿II和精矿III合并，得到精矿产品；将尾矿I和尾矿II合并，得到尾矿产品。
本实施例所获得的精矿产品的V2O5品位为1.3%，P2O5回收率大于85%。
实施例4
一种从含钒石煤中重选预富集钒的方法。本实施例所述含钒石煤的V2O5品位为0.78~0.90%。本实施例所述方法的具体步骤是：
（1）将含钒石煤破碎至粒径小于0.074mm占57~69wt%，得到磨矿产品；再将所述磨矿产品调至浓度为19～27wt%的矿浆，得到矿浆I。
（2）将所述矿浆I引入“一种硫酸渣分离提纯分选设备”，调节横向冲洗水流量为21～29L/h，进行粗选，粗选尾矿的截取点为27~37mm，粗选中矿的截取点为90~102mm，分别得到粗选尾矿、精矿I和粗选中矿。
（3）将所述粗选尾矿调至浓度为23～31wt%的矿浆，得到矿浆II。
（4）将所述矿浆II引入“一种硫酸渣分离提纯分选设备”，调节横向冲洗水流量为20～30L/h，进行扫选，尾矿I的截取点为37~47mm，分别得到尾矿I和扫选中矿。
（5）所述扫选中矿的V2O5品位大于0.9%，将所述扫选中矿作为精矿II。
（6）按粗选中矿和分散剂的质量比为1000∶(1.4~2.3)，向所述粗选中矿中添加分散剂，得到矿浆III。所述分散剂为六偏磷酸钠、水玻璃和碳酸钠的混合物，其中粗选中矿和碳酸钠的质量比为1000∶(0.8~1.2)，粗选中矿和水玻璃的质量比为1000∶(0.3~0.6)，粗选中矿和六偏磷酸钠的质量比为1000∶(0.3~0.5)。
将所述矿浆III引入平流式分级机，进行分级，分别得到尾矿II和精矿III。
（7）将精矿I、精矿II和精矿III合并，得到精矿产品；将尾矿I和尾矿II合并，得到尾矿产品。
本实施例所获得的精矿产品的V2O5品位为1.5%，P2O5回收率大于90%。
实施例5
一种从含钒石煤中重选预富集钒的方法。本实施例所述含钒石煤的V2O5品位为0.88~1.00%。本实施例所述方法的具体步骤是：
（1）将含钒石煤破碎至粒径小于0.074mm占71~83wt%，得到磨矿产品；再将所述磨矿产品调至浓度为23～31wt%的矿浆，得到矿浆I。
（2）将所述矿浆I引入“一种硫酸渣分离提纯分选设备”，调节横向冲洗水流量为26～34L/h，进行粗选，粗选尾矿的截取点为20~30mm，粗选中矿的截取点为110~122mm，分别得到粗选尾矿、精矿I和粗选中矿。
（3）将所述粗选尾矿调至浓度为27～35wt%的矿浆，得到矿浆II。
（4）将所述矿浆II引入“一种硫酸渣分离提纯分选设备”，调节横向冲洗水流量为50～60L/h，进行扫选，尾矿I的截取点为52~62mm，分别得到尾矿I和扫选中矿。
（5）若所述扫选中矿的V2O5品位大于0.9%，将所述扫选中矿作为精矿II。
（6）按粗选中矿和碳酸钠的质量比为1000∶(2.0~3.0)，向所述粗选中矿中添加碳酸钠，得到矿浆III。将所述矿浆III引入斜管式分级机，进行分级，分别得到尾矿II和精矿III。
（7）将精矿I、精矿II和精矿III合并，得到精矿产品；将尾矿I和尾矿II合并，得到尾矿产品。
本实施例所获得的精矿产品的V2O5品位为大于1.6%，P2O5回收率大于90%。
本具体实施方式与现有技术相比具有以下有益效果：
1、本具体实施方式包括重选和分级两个主要流程，不仅能将黄铁矿、赤铁矿等铁矿物和磷灰石通过重选分离，还能通过分级将石英和方解石抛尾，适用性较强。
2、本具体实施方式的流程简单，易操控，预处理成本低。
3、本具体实施方式以选矿预富集的精矿作为湿法提钒的入料，能大大减少提钒环节的循环负荷，降低酸耗，显著降低提钒成本。
4、本具体实施方式所获得的精矿产品的V2O5品位为大于1.0%，P2O5回收率大于80%。
因此，本具体实施方式具有流程简单、处理成本低、易于实施、适用性强、分选效果好和易于工业化的特点。
Claims (4)
1.一种从含钒石煤中重选预富集钒的方法，其特征是工艺步骤为：
(1)将含钒石煤破碎，磨矿至粒径小于0.074mm占50～90wt％，得到磨矿产品；再将所述磨矿产品调至浓度为10～35wt％的矿浆，得到矿浆I；
(2)将所述矿浆I引入“一种硫酸渣分离提纯分选设备”，调节横向冲洗水流量为10～40L/h，进行粗选，粗选尾矿的截取点为20～60mm，粗选中矿的截取点为80～130mm，分别得到粗选尾矿、精矿I和粗选中矿；
(3)将所述粗选尾矿调至浓度为10～35wt％的矿浆，得到矿浆II；
(4)将所述矿浆II引入“一种硫酸渣分离提纯分选设备”，调节横向冲洗水流量为20～60L/h，进行扫选，尾矿I的截取点为30～70mm，分别得到尾矿I和扫选中矿；
(5)若所述扫选中矿的V2O5品位大于0.9％，则将所述扫选中矿作为精矿II；若所述扫选中矿的V2O5品位小于0.9％，则合并至所述磨矿产品；
(6)按粗选中矿和分散剂的质量比为1000∶(0.3～3.0)，向所述粗选中矿中添加分散剂，得到矿浆III；将所述矿浆III引入分级设备，进行分级，分别得到尾矿II和精矿III；
(7)将精矿I、精矿II和精矿III合并，得到精矿产品；将尾矿I和尾矿II合并，得到尾矿产品；
所述“一种硫酸渣分离提纯分选设备”的结构是：将分矿器(1)与给矿槽(3)固定连接并安装在上支架(2)上，上支架(2)与螺旋槽支柱(4)固定连接，螺旋溜槽(5)与螺旋槽支柱(4)固定连接，螺旋溜槽(5)的上端位于上支架(2)下、下端与截矿槽(6)相接，截矿槽(6)和接矿斗(7)连接，在螺旋溜槽(5)的内侧设置有横向冲洗水管(8)；
其中：所述的横向冲洗水管(8)外接高压水源，在横向冲洗水管(8)的内侧开有若干出水孔，横向冲洗水管(8)形状为管式螺旋状；所述的螺旋溜槽(5)为1～4头；所述的螺旋溜槽(5)的螺旋片高h与外径D之比为：h/D＝0.33～0.40；所述的螺旋溜槽(5)由玻璃纤维增强塑料或玻璃钢制成，内衬为刚玉型耐磨材料。
2.根据权利要求1所述的从含钒石煤中重选预富集钒的方法，其特征在于所述含钒石煤的V2O5品位为0.5～1.0％。
3.根据权利要求1所述的从含钒石煤中重选预富集钒的方法，其特征在于所述的分散剂为水玻璃、六偏磷酸钠和碳酸钠中的一种以上。
4.根据权利要求1所述的从含钒石煤中重选预富集钒的方法，其特征在于所述的分级设备为斜板式分级机、斜管式分级机、浓密机和平流式分级机中的一种。
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