CN108160310B - 一种含钒煤系硫铁矿的综合回收利用方法 - Google Patents

一种含钒煤系硫铁矿的综合回收利用方法 Download PDF

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Abstract

本发明涉及一种含钒煤系硫铁矿的综合回收利用方法，属于矿物加工工程领域。本发明将含钒煤系硫铁矿破碎、洗矿分级得到粗粒级的沉沙和细粒级的溢流，沉沙经过粗磨—溜槽重选—细磨—摇床重选—浮选工艺后得到硫精矿；洗矿、溜槽和摇床得到的细粒级经过浓缩后采用优先浮煤后浮硫工艺处理得到富钒煤精矿、硫粗精矿和尾矿；富钒煤精矿经燃烧发电，烧渣酸浸—浸液萃取富集—反萃取—沉淀钒—脱氨工艺处理后得到精钒。本发明克服了细粒级有用矿物单体解离高能耗、改变酸性浮选环境对氧化钙高消耗、原矿直接浸出提钒高酸耗的三大难题，具有能耗低、回收率高、酸和浮选药剂消耗量低、生产成本低、工艺适应性强、生产稳定、综合利用率高和环境污染小的特点。

Description

一种含钒煤系硫铁矿的综合回收利用方法
技术领域
本发明涉及一种含钒煤系硫铁矿的综合回收利用方法，属于矿物加工工程领域。
背景技术
我国硫铁矿资源储量丰富，可大致分为普通金属硫铁矿和煤系硫铁矿，其中煤系硫铁矿储量占50％左右，该类矿石中硫铁矿嵌布粒度极不均匀，脉石矿物主要是粘土和碳质，选矿比较复杂、同时煤中还可能有钒、镍、铀、硒、镓、银等稀贵金属伴生，属于复杂难选的矿石。现阶段这类矿石利用率较低，随着矿产资源的开采利用，矿产资源日益减少，开发和综合利用低品位难选含贵金属的煤系硫铁矿矿石成为必然。
含钒煤系硫铁矿由于有用矿物与脉石矿物以及与有用矿物之间莫氏硬度的差异，煤性脆易碎，而石英、黄铁矿较难碎。为达到有用矿物与脉石矿物以及与有用矿物之间充分的单体解离，必须将矿物磨到很细的力度。在磨矿甚至破碎过程中容易发生过粉碎，极易产生大量次生煤矿泥，微细粒煤矿回收率提高难度大，硫铁矿的夹杂会导致煤精矿品质的下降，同时在浮选过程中为了调节酸性到弱碱性的浮选环境和抑制黄铁矿要消耗大量的氧化钙，而细粒级的煤矿在浮选回收过程中会消耗大量的捕收剂药。
重选和浮选是处理含钒煤系硫铁矿最重要的两种选矿方法，重选基于硫铁矿、煤和普遍的脉石矿物比重的差异，是粗粒硫铁矿选矿的有效方法，重选的效率主要取决于重选设备，螺旋溜槽和摇床等是含钒煤系硫铁矿重选应用最普遍的设备；浮选法的硫铁矿回收粒度下限较传统重选低，且回收率高，但是其化学药剂的使用可能导致环境污染和成本的提高。
目前从煤系硫铁矿中提取钒的工艺主要有焙烧—水浸—沉淀、酸浸—碱熔提钒法、钙化焙烧—酸浸提钒法、焙烧—酸浸—萃取提钒法、沸腾钠化焙烧—酸浸—离子交换提钒法等，但是原矿直接浸出提取钒的过程中存在处理量大、酸耗高、萃余液污染环境、生产成本高等问题。
发明内容
本发明提供一种含钒煤系硫铁矿综合回收利用方法，本方法采用阶段磨矿阶段选别的重—浮联合法使原矿中的煤和硫实现了分离富集，富钒煤精矿先燃烧发电—烧渣浸出提钒，实现含钒煤系硫铁矿的综合利用，克服了细粒级有用矿物单体解离高能耗和改变酸性浮选环境对氧化钙高消耗以及原矿直接浸出提钒高酸耗的三大难题。本发明方法具有能耗低、回收率高、酸和药剂消耗量低、生产成本低、工艺适应性强、生产稳定、综合利用率高和环境污染小的特点。
一种含钒煤系硫铁矿综合回收利用方法，其特征在于，具体步骤如下：
(1)将含钒煤系硫铁矿进行破碎至粒径-3mm，然后进行洗矿分级得到粗粒级的沉沙和细粒级的溢流；
(2)将步骤(1)所得沉沙进行粗磨至粒径-0.074mm含量占48％～54％，然后进行溜槽重选得到粗粒级溜槽重选矿和细粒级溜槽重选矿；
(3)将步骤(2)所得粗粒级溜槽重选矿进行细磨至粒径-0.074mm含量占85％～91％，然后进行摇床重选得到摇床重选硫精矿和细粒级摇床重选矿；
(4)将步骤(3)的摇床重选硫精矿调节矿浆浓度为30～35％，添加pH调整剂A调节矿浆pH值至5～6，按每吨矿石计，依次添加1000～1200g抑制剂A，130～160g捕收剂A，30～35g起泡剂A，进行硫粗选5～7min得到硫粗选精矿和硫粗选尾矿；硫粗选精矿调浆至矿浆浓度为25％～30％，添加pH调整剂A调节矿浆pH值至5～6，按每吨矿石计，依次添加500～600g抑制剂A，65～80g捕收剂A，15～17.5g起泡剂A，进行3～5次浮选精选，每次浮选精选3～5min，得到硫精矿和浮选精选尾矿，浮选精选尾矿返回上一级浮选精选；
(5)将步骤(1)的溢流、步骤(2)的细粒级溜槽重选矿、步骤(3)的细粒级摇床重选矿合并、浓缩得到底流和回水，回水返回步骤(1)的分级机进行洗矿；
(6)将步骤(5)所得底流调浆至矿浆浓度为30％～35％，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂B调节矿浆pH至8～9，1200～1600g抑制剂B，1000～1200g捕收剂B，然后进行煤浮选粗选5～7min得到煤浮选粗选煤精矿和煤浮选粗选尾矿；煤浮选粗选尾矿调浆至矿浆浓度为30％～35％，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂B调节矿浆pH至8～9，600～800g抑制剂B，800～1000g捕收剂B，然后进行2～3次煤浮选扫选，每次煤浮选扫选3～5min，得到煤扫选浮选精矿和煤扫选浮选尾矿，煤扫选浮选精矿与煤浮选粗选煤精矿合并为混合煤精矿，混合煤精矿调浆至矿浆浓度为25％～30％，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂B调节矿浆pH至8～9，600～800g抑制剂B，进行3～5次煤浮选精选，每次煤浮选精选3～5min，得到煤浮选精选尾矿和富钒煤精矿，煤浮选精选尾矿返回上一级煤浮选精选；煤扫选浮选尾矿和步骤(4)的硫粗选尾矿合并调浆至矿浆浓度为30％～35％，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂A调节矿浆pH至5～6，300～400g活化剂A，150～200g捕收剂A，30～35g起泡剂A，进行硫铁矿浮选5～7min得到硫铁矿浮选粗精矿和硫铁矿浮选尾矿，硫铁矿浮选尾矿调浆至矿浆浓度为30％～35％，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂A调节矿浆pH至5～6，150～200g活化剂A，75～100g捕收剂A，15～17.5g起泡剂A，进行2～3次浮选扫选，每次浮选扫选3～5min，得到浮选扫选硫精矿和浮选扫选尾矿；浮选扫选硫精矿、硫铁矿浮选粗精矿和步骤(3)的摇床重选硫精矿合并进行步骤(4)的硫粗选过程；富钒煤精矿经燃烧发电，在烧渣中加入稀硫酸进行常压酸浸得到酸浸出液和酸浸渣；
(7)在步骤(6)所得酸浸出液中加入萃取剂进行3～6次萃取富集得到富钒有机相和萃余液；
(8)在步骤(7)的富钒有机相中加入反萃剂硫酸进行3～5次反萃得到贫有机相和含钒水相；贫有机相经再生处理，然后返回步骤(7)取代萃取剂进行萃取富集；在含钒水相中通入氨气进行沉钒处理得到沉钒母液和沉淀；沉淀进行焙烧热解脱氨得到氨气Ⅰ和五氧化二钒；
(9)将步骤(8)的母液进行加热脱氨处理得到尾液和氨气Ⅱ，氨气Ⅱ和步骤(8)所得氨气Ⅰ合并，然后返回步骤(8)进行沉钒处理；
(10)将步骤(9)的尾液、步骤(7)的萃余液合并，经高温浓缩处理得到硫酸和废液，硫酸返回步骤(6)进行酸浸出；
所述pH调整剂A为硫酸，活化剂A为硫酸铜，抑制剂A为水玻璃，捕收剂A为丁基黄药或者异戊基黄药，起泡剂A为2#油；
所述pH调整剂B为氧化钙，抑制剂B为水玻璃，捕收剂B为煤油、柴油或煤油和柴油按体积比为1:1的比例配制的混合物；
所述步骤(6)中稀硫酸与烧渣的液固质量比为(1.0～5.0):1；常压酸浸的温度为80～105℃，常压酸浸的时间为3～30h；
所述萃取剂为10％P204+5％TBP+85％磺化煤油；
所述步骤(10)中高温浓缩处理采用锅式浓缩工艺进行处理；
所述粗磨和细磨采用棒磨机进行磨矿，磨矿效率高而且有利于减少次生煤矿泥的产生；
所述溜槽重选采用螺旋溜槽重选，螺旋溜槽处理能力大，无需动力，选矿稳定，建设成本低，分选效率高，可及时分出粗粒硫精矿，同时螺旋溜槽重选能够稀释矿浆pH值，为后续节约氧化钙用量调节矿浆pH值和抑制硫铁矿起到很大有益效果。
本发明的有益效果是：
(1)本发明方法采用阶段磨矿阶段选别的重-浮联合流程使原矿中的煤和硫实现了分离富集，富钒煤精矿先燃烧发电，然后烧渣浸出提钒，实现含钒煤系硫铁矿的综合利用，克服了细粒级有用矿物单体解离高能耗和改变酸性浮选环境对氧化钙高消耗以及原矿直接浸出提钒高酸耗的三大难题；
(2)本发明方法具有能耗低、回收率高、酸和药剂消耗量低、生产成本低、工艺适应性强、生产稳定、综合利用率高和环境污染小的特点；
(3)本发明中细粒级浓缩的回水可以回收利用用于洗矿和重选，大幅降低水的用量；
(4)本发明采用重选-浮选的联合工艺，有利于降低生产成本和减少药剂使用造成的环境污染；通过重选-浮选联合流程处理得到的富钒煤精矿和硫精矿的互含率大大降低，使硫精矿和富钒煤精矿的品质达到一级；
(5)本发明中酸浸出的萃余液和沉钒过滤液通过高温浓缩处理可以回收部分硫酸重新用于酸浸，不仅可降低环境污染，也可降低酸的用量；同时反萃后的贫有机相也可以通过回收处理后也可以重新用于萃取富集。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施方式，对本发明作进一步说明。
实施例1：本实施例中的含钒煤系硫铁矿采用贵州某含钒煤系硫铁矿，以质量百分数计，其中含有V2O5 0.67％，C 12.62％，S 6.34％，有用矿物为含钒煤、硫铁矿，脉石矿物主要是石英，高岭石等；
如图1所示，一种含钒煤系硫铁矿综合回收利用方法，具体步骤如下：
(1)将含钒煤系硫铁矿进行破碎至粒径-3mm，然后采用分级机进行洗矿得到粗粒级的沉沙和细粒级的溢流；
(2)将步骤(1)所得沉沙进行粗磨至粒径-0.074mm含量占50.64％，然后进行溜槽重选得到粗粒级溜槽重选矿和细粒级溜槽重选矿；
(3)将步骤(2)所得粗粒级溜槽重选矿进行细磨至粒径-0.074mm含量占89.71％，然后进行摇床重选得到摇床重选硫精矿和细粒级摇床重选矿；
(4)将步骤(3)的摇床重选硫精矿调节矿浆浓度为30％，添加pH调整剂A(pH调整剂A为硫酸)调节矿浆pH值至5.5，按每吨矿石计，依次添加1000g抑制剂A(抑制剂A为水玻璃)，140g捕收剂A(捕收剂A为丁基黄药)，30g起泡剂A(起泡剂A为2#油)，进行硫粗选5min得到硫粗选精矿和硫粗选尾矿；硫粗选精矿调浆至矿浆浓度为25％，添加pH调整剂A(硫酸)调节矿浆pH值至5.5，按每吨矿石计，依次添加500g抑制剂A(水玻璃)，70g捕收剂A(丁基黄药)，15g起泡剂A(2#油)，进行3次浮选精选，每次浮选精选5min，得到硫精矿和浮选精选尾矿，浮选精选尾矿返回上一级浮选精选；
(5)将步骤(1)的溢流、步骤(2)的细粒级溜槽重选矿、步骤(3)的细粒级摇床重选矿合并、浓缩得到底流和回水，回水返回步骤(1)的分级机进行洗矿；
(6)将步骤(5)所得底流调浆至矿浆浓度为35％，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂B(pH调整剂B为氧化钙)调节矿浆pH至9，1400g抑制剂B(抑制剂B为水玻璃)，1000g捕收剂B(捕收剂B为煤油)，然后进行煤浮选粗选5min得到煤浮选粗选煤精矿和煤浮选粗选尾矿；煤浮选粗选尾矿调浆至矿浆浓度为35％，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂B(氧化钙)调节矿浆pH至9，700g抑制剂B(水玻璃)，500g捕收剂B(煤油)，然后进行2次煤浮选扫选，每次煤浮选扫选3min，得到煤扫选浮选精矿和煤扫选浮选尾矿，煤扫选浮选精矿与煤浮选粗选煤精矿合并为混合煤精矿，混合煤精矿调浆至矿浆浓度为28％，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂B(氧化钙)调节矿浆pH至8，600g抑制剂B(水玻璃)，进行3次煤浮选精选，每次煤浮选精选3min，得到煤浮选精选尾矿和富钒煤精矿，煤浮选精选尾矿返回上一级煤浮选精选；煤扫选浮选尾矿和步骤(4)的硫粗选尾矿合并调浆至矿浆浓度为30％，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂A(调整剂A为硫酸)调节矿浆pH至5.5，300g活化剂A(活化剂A为硫酸铜)，200g捕收剂A(捕收剂A为丁基黄药)，30g起泡剂A(起泡剂A为2#油)，进行硫铁矿浮选5min得到硫铁矿浮选粗精矿和硫铁矿浮选尾矿，硫铁矿浮选尾矿调浆至矿浆浓度为30％，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂A(硫酸)调节矿浆pH至5，150g活化剂A(硫酸铜)，100g捕收剂A(丁基黄药)，15g起泡剂A(2#油)，进行2次浮选扫选，每次浮选扫选3min，得到浮选扫选硫精矿和浮选扫选尾矿；浮选扫选硫精矿、硫铁矿浮选粗精矿和步骤(3)的摇床重选硫精矿合并进行步骤(4)的硫粗选过程；富钒煤精矿经燃烧发电，在烧渣中加入稀硫酸进行常压酸浸得到酸浸出液和酸浸渣；其中稀硫酸的浓度为5mol/L，稀硫酸与烧渣的液固质量比为3:1；常压酸浸的温度为90℃，常压酸浸的时间为20h；
(7)在步骤(6)所得酸浸出液中加入萃取剂(萃取剂为10％P204+5％TBP+85％磺化煤油)进行6次萃取富集得到富钒有机相和萃余液；
(8)在步骤(7)的富钒有机相中加入反萃剂硫酸(硫酸的浓度为1.5mol/L)进行5次反萃得到贫有机相和含钒水相，其中富钒有机相与反萃剂硫酸的体积比为1:4；贫有机相经常规再生处理，然后返回步骤(7)取代萃取剂进行萃取富集；在含钒水相中通入氨气进行沉钒处理得到沉钒母液和沉淀，沉淀为偏钒酸氨；沉淀(偏钒酸氨)进行焙烧热解脱氨得到氨气Ⅰ和五氧化二钒，五氧化二钒的纯度为99.02％；
(9)将步骤(8)的母液进行加热脱氨处理得到尾液和氨气Ⅱ，氨气Ⅱ和步骤(8)所得氨气Ⅰ合并，然后返回步骤(8)进行沉钒处理；
(10)将步骤(9)的尾液、步骤(7)的萃余液合并，经高温浓缩处理得到硫酸和废液，硫酸返回步骤(6)进行酸浸出；
本实施例中硫精矿的产率为10.53％，硫精矿的品位为48.54％，硫的回收率为80.61％；
富钒煤精矿的产率为25.84％，以质量百分数计，富钒煤精矿中含有2.21％S和1.89％V2O5，富钒煤精矿的C品位为42.89％，煤的回收率为87.83％，五氧化二钒回收率为72.90％；
五氧化二钒精矿的产率(相对原矿)为：0.42％，品位为99.02％，回收率(相对于原矿)为61.22％。
实施例2：本实施例中的含钒煤系硫铁矿采用贵州某含钒煤系硫铁矿，以质量百分数计，其中含有V2O5 0.67％，C 12.62％，S 6.34％，有用矿物为含钒煤、硫铁矿，脉石矿物主要是石英，高岭石等；
如图1所示，一种含钒煤系硫铁矿综合回收利用方法，具体步骤如下：
(1)将含钒煤系硫铁矿进行破碎至粒径-3mm，然后采用分级机进行洗矿得到粗粒级的沉沙和细粒级的溢流；
(2)将步骤(1)所得沉沙进行粗磨至粒径-0.074mm含量占48.64％，然后进行溜槽重选得到粗粒级溜槽重选矿和细粒级溜槽重选矿；
(3)将步骤(2)所得粗粒级溜槽重选矿进行细磨至粒径-0.074mm含量占90.71％，然后进行摇床重选得到摇床重选硫精矿和细粒级摇床重选矿；
(4)将步骤(3)的摇床重选硫精矿调节矿浆浓度为32％，添加pH调整剂A(pH调整剂A为硫酸)调节矿浆pH值至5，按每吨矿石计，依次添加1100g抑制剂A(抑制剂A为水玻璃)，130g捕收剂A(捕收剂A为丁基黄药)，32g起泡剂A(起泡剂A为2#油)，进行硫粗选6min得到硫粗选精矿和硫粗选尾矿；硫粗选精矿调浆至矿浆浓度为28％，添加pH调整剂A(硫酸)调节矿浆pH值至5，按每吨矿石计，依次添加550g抑制剂A(水玻璃)，65g捕收剂A(丁基黄药)，16g起泡剂A(2#油)，进行4次浮选精选，每次浮选精选4min，得到硫精矿和浮选精选尾矿，浮选精选尾矿返回上一级浮选精选；
(5)将步骤(1)的溢流、步骤(2)的细粒级溜槽重选矿、步骤(3)的细粒级摇床重选矿合并、浓缩得到底流和回水，回水返回步骤(1)的分级机进行洗矿；
(6)将步骤(5)所得底流调浆至矿浆浓度为32％，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂B(pH调整剂B为氧化钙)调节矿浆pH至8.5，1200g抑制剂B(抑制剂B为水玻璃)，1200g捕收剂B(捕收剂B为柴油)，然后进行煤浮选粗选6min得到煤浮选粗选煤精矿和煤浮选粗选尾矿；煤浮选粗选尾矿调浆至矿浆浓度为32％，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂B(氧化钙)调节矿浆pH至8.5，600g抑制剂B(水玻璃)，900g捕收剂B(柴油)，然后进行3次煤浮选扫选，每次煤浮选扫选4min，得到煤扫选浮选精矿和煤扫选浮选尾矿，煤扫选浮选精矿与煤浮选粗选煤精矿合并为混合煤精矿，混合煤精矿调浆至矿浆浓度为25％，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂B(氧化钙)调节矿浆pH至8.5，700g抑制剂B(水玻璃)，进行4次煤浮选精选，每次煤浮选精选4min，得到煤浮选精选尾矿和富钒煤精矿，煤浮选精选尾矿返回上一级煤浮选精选；煤扫选浮选尾矿和步骤(4)的硫粗选尾矿合并调浆至矿浆浓度为32％，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂A(pH调整剂A为硫酸)调节矿浆pH至5，350g活化剂A(活化剂A为硫酸铜)，160g捕收剂A(捕收剂A为异戊基黄药)，32g起泡剂A(起泡剂A为2#油)，进行硫铁矿浮选6min得到硫铁矿浮选粗精矿和硫铁矿浮选尾矿，硫铁矿浮选尾矿调浆至矿浆浓度为32％，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂A(硫酸)调节矿浆pH至5.5，170g活化剂A(硫酸铜)，80g捕收剂A(丁基黄药)，16g起泡剂A(2#油)，进行2次浮选扫选，每次浮选扫选3min，得到浮选扫选硫精矿和浮选扫选尾矿；浮选扫选硫精矿、硫铁矿浮选粗精矿和步骤(3)的摇床重选硫精矿合并进行步骤(4)的硫粗选过程；富钒煤精矿经燃烧发电，在烧渣中加入稀硫酸进行常压酸浸得到酸浸出液和酸浸渣；其中稀硫酸的浓度为5mol/L，稀硫酸与烧渣的液固质量比为1:1；常压酸浸的温度为80℃，常压酸浸的时间为30h；
(7)在步骤(6)所得酸浸出液中加入萃取剂(萃取剂为10％P204+5％TBP+85％磺化煤油)进行4次萃取富集得到富钒有机相和萃余液；
(8)在步骤(7)的富钒有机相中加入反萃剂硫酸(硫酸的浓度为1.5mol/L)进行5次反萃得到贫有机相和含钒水相，其中富钒有机相与反萃剂硫酸的体积比为1:1；贫有机相经常规再生处理，然后返回步骤(7)取代萃取剂进行萃取富集；在含钒水相中通入氨气进行沉钒处理得到沉钒母液和沉淀，沉淀为偏钒酸氨；沉淀(偏钒酸氨)进行焙烧热解脱氨得到氨气Ⅰ和五氧化二钒，五氧化二钒的纯度为98.75％；
(9)将步骤(8)的母液进行加热脱氨处理得到尾液和氨气Ⅱ，氨气Ⅱ和步骤(8)所得氨气Ⅰ合并，然后返回步骤(8)进行沉钒处理；
(10)将步骤(9)的尾液、步骤(7)的萃余液合并，经高温浓缩处理得到硫酸和废液，硫酸返回步骤(6)进行酸浸出；
本实施例中硫精矿的产率为11.20％，硫精矿的品位为47.61％，硫的回收率为84.14％；
富钒煤精矿的产率为28.11％，以质量百分数计，富钒煤精矿中含有3.20％S和1.86％V2O5，富钒煤精矿的C品位为40.90％，煤的回收率为91.11％，五氧化二钒回收率为78.04％；
五氧化二钒精矿的产率(相对原矿)为0.42％，品位为98.75％，回收率(相对于原矿)为62.27％。
实施例3：本实施例中的含钒煤系硫铁矿采用贵州某含钒煤系硫铁矿，以质量百分数计，其中含有V2O5 0.67％，C 12.62％，S 6.34％，有用矿物为含钒煤、硫铁矿，脉石矿物主要是石英，高岭石等；
如图1所示，一种含钒煤系硫铁矿综合回收利用方法，具体步骤如下：
(1)将含钒煤系硫铁矿进行破碎至粒径-3mm，然后采用分级机进行洗矿得到粗粒级的沉沙和细粒级的溢流；
(2)将步骤(1)所得沉沙进行粗磨至粒径-0.074mm含量占53.98％，然后进行溜槽重选得到粗粒级溜槽重选矿和细粒级溜槽重选矿；
(3)将步骤(2)所得粗粒级溜槽重选矿进行细磨至粒径-0.074mm含量占85.03％，然后进行摇床重选得到摇床重选硫精矿和细粒级摇床重选矿；
(4)将步骤(3)的摇床重选硫精矿调节矿浆浓度为35％，添加pH调整剂A(pH调整剂A为硫酸)调节矿浆pH值至6，按每吨矿石计，依次添加1200g抑制剂A(抑制剂A为水玻璃)，160g捕收剂A(捕收剂A为异戊基黄药)，35g起泡剂A(起泡剂A为2#油)，进行硫粗选7min得到硫粗选精矿和硫粗选尾矿；硫粗选精矿调浆至矿浆浓度为30％，添加pH调整剂A(硫酸)调节矿浆pH值至6，按每吨矿石计，依次添加600g抑制剂A(水玻璃)，80g捕收剂A(异戊基黄药)，17.5g起泡剂A(2#油)，进行5次浮选精选，每次浮选精选3min，得到硫精矿和浮选精选尾矿，浮选精选尾矿返回上一级浮选精选；
(5)将步骤(1)的溢流、步骤(2)的细粒级溜槽重选矿、步骤(3)的细粒级摇床重选矿合并、浓缩得到底流和回水，回水返回步骤(1)的分级机进行洗矿；
(6)将步骤(5)所得底流调浆至矿浆浓度为30％，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂B(pH调整剂B为氧化钙)调节矿浆pH至8，1600g抑制剂B(抑制剂B为水玻璃)，1100g捕收剂B(捕收剂B为煤油和柴油按照体积比为1:1的比例进行配制的混合物)，然后进行煤浮选粗选7min得到煤浮选粗选煤精矿和煤浮选粗选尾矿；煤浮选粗选尾矿调浆至矿浆浓度为30％，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂B(氧化钙)调节矿浆pH至8，800g抑制剂B(水玻璃)，1000g捕收剂B(煤油和柴油按照体积比为1:1的比例进行配制的混合物)，然后进行2次煤浮选扫选，每次煤浮选扫选5min，得到煤扫选浮选精矿和煤扫选浮选尾矿，煤扫选浮选精矿与煤浮选粗选煤精矿合并为混合煤精矿，混合煤精矿调浆至矿浆浓度为30％，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂B(氧化钙)调节矿浆pH至9，800g抑制剂B(水玻璃)，进行5次煤浮选精选，每次煤浮选精选5min，得到煤浮选精选尾矿和富钒煤精矿，煤浮选精选尾矿返回上一级煤浮选精选；煤扫选浮选尾矿和步骤(4)的硫粗选尾矿合并调浆至矿浆浓度为35％，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂A(pH调整剂为硫酸)调节矿浆pH至6，400g活化剂A(活化剂A为硫酸铜)，150g捕收剂A(捕收剂A为异戊基黄药)，35g起泡剂A(起泡剂A为2#油)，进行硫铁矿浮选7min得到硫铁矿浮选粗精矿和硫铁矿浮选尾矿，硫铁矿浮选尾矿调浆至矿浆浓度为35％，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂A(硫酸)调节矿浆pH至6，200g活化剂A(硫酸铜)，75g捕收剂A(异戊基黄药)，17.5g起泡剂A(2#油)，进行2次浮选扫选，每次浮选扫选3min，得到浮选扫选硫精矿和浮选扫选尾矿；浮选扫选硫精矿、硫铁矿浮选粗精矿和步骤(3)的摇床重选硫精矿合并进行步骤(4)的硫粗选过程；富钒煤精矿经燃烧发电，在烧渣中加入稀硫酸进行常压酸浸得到酸浸出液和酸浸渣；其中稀硫酸的浓度为5mol/L，稀硫酸与烧渣的液固质量比为5:1；常压酸浸的温度为105℃，常压酸浸的时间为3h；
(7)在步骤(6)所得酸浸出液中加入萃取剂(萃取剂为10％P204+5％TBP+85％磺化煤油)进行3次萃取富集得到富钒有机相和萃余液；
(8)在步骤(7)的富钒有机相中加入反萃剂硫酸(硫酸的浓度为1.5mol/L)进行5次反萃得到贫有机相和含钒水相，其中富钒有机相与反萃剂硫酸的体积比为1:6；贫有机相经常规再生处理，然后返回步骤(7)取代萃取剂进行萃取富集；在含钒水相中通入氨气进行沉钒处理得到沉钒母液和沉淀，沉淀为偏钒酸氨；沉淀(偏钒酸氨)进行焙烧热解脱氨得到氨气Ⅰ和五氧化二钒，五氧化二钒的纯度为98.92％；
(9)将步骤(8)的母液进行加热脱氨处理得到尾液和氨气Ⅱ，氨气Ⅱ和步骤(8)所得氨气Ⅰ合并，然后返回步骤(8)进行沉钒处理；
(10)将步骤(9)的尾液、步骤(7)的萃余液合并，经高温浓缩处理得到硫酸和废液，硫酸返回步骤(6)进行酸浸出；
本实施例中硫精矿的产率为11.15％，硫精矿的品位为47.80％，硫的回收率为84.06％；
富钒煤精矿的产率为27.04％，以质量百分数计，富钒煤精矿中含有3.15％S和1.87％V2O5，富钒煤精矿的C品位为41.83％，煤的回收率为89.61％，五氧化二钒回收率为75.46％；
五氧化二钒精矿的产率(相对原矿)为：0.42％，品位为98.92％，回收率(相对于原矿)为62.15％。
以上结合附图对本发明的具体实施方式作了详细说明，但是本发明并不限于上述实施方式，在本领域普通技术人员所具备的知识范围内，还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种变化。

Claims (6)

1.一种含钒煤系硫铁矿综合回收利用方法，其特征在于，具体步骤如下：
（1）将含钒煤系硫铁矿进行破碎至粒径-3mm，然后进行洗矿分级得到粗粒级的沉沙和细粒级的溢流；
（2）将步骤（1）所得沉沙进行粗磨至粒径-0.074mm含量占48%～54%，然后进行溜槽重选得到粗粒级溜槽重选矿和细粒级溜槽重选矿；
（3）将步骤（2）所得粗粒级溜槽重选矿进行细磨至粒径-0.074mm含量占85%～91%，然后进行摇床重选得到摇床重选硫精矿和细粒级摇床重选矿；
（4）将步骤（3）的摇床重选硫精矿调节矿浆浓度为30～35%，添加pH调整剂A调节矿浆pH值至5～6，按每吨矿石计，依次添加1000～1200g抑制剂A，130～160g捕收剂A，30～35g起泡剂A，进行硫粗选5~7min得到硫粗选精矿和硫粗选尾矿；硫粗选精矿调浆至矿浆浓度为25%~30%，添加pH调整剂A调节矿浆pH值至5～6，按每吨矿石计，依次添加500～600g抑制剂A，65～80g捕收剂A，15～17.5g起泡剂A，进行3~5次浮选精选，每次浮选精选3~5min，得到硫精矿和浮选精选尾矿，浮选精选尾矿返回上一级浮选精选；
（5）将步骤（1）的溢流、步骤（2）的细粒级溜槽重选矿、步骤（3）的细粒级摇床重选矿合并、浓缩得到底流和回水，回水返回步骤（1）的分级机进行洗矿；
（6）将步骤（5）所得底流调浆至矿浆浓度为30%~35%，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂B调节矿浆pH至8~9，1200~1600g抑制剂B，1000~1200g捕收剂B，然后进行煤浮选粗选5~7min得到煤浮选粗选煤精矿和煤浮选粗选尾矿；煤浮选粗选尾矿调浆至矿浆浓度为30%~35%，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂B调节矿浆pH至8~9，600～800g抑制剂B，800~1000g捕收剂B，然后进行2～3次煤浮选扫选，每次煤浮选扫选3~5min，得到煤扫选浮选精矿和煤扫选浮选尾矿，煤扫选浮选精矿与煤浮选粗选煤精矿合并为混合煤精矿，混合煤精矿调浆至矿浆浓度为25%~30%，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂B调节矿浆pH至8~9，600～800g抑制剂B，进行3～5次煤浮选精选，每次煤浮选精选3~5min，得到煤浮选精选尾矿和富钒煤精矿，煤浮选精选尾矿返回上一级煤浮选精选；煤扫选浮选尾矿和步骤（4）的硫粗选尾矿合并调浆至矿浆浓度为30%~35%，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂A调节矿浆pH至5~6，300~400g活化剂A，150~200g捕收剂A，30～35g起泡剂A，进行硫铁矿浮选5 ~7min得到硫铁矿浮选粗精矿和硫铁矿浮选尾矿，硫铁矿浮选尾矿调浆至矿浆浓度为30%~35%，按每吨矿石计，依次添加pH调整剂A调节矿浆pH至5~6，150~200g活化剂A，75~100g捕收剂A，15～17.5g起泡剂A，进行2~3次浮选扫选，每次浮选扫选3~5min，得到浮选扫选硫精矿和浮选扫选尾矿；浮选扫选硫精矿、硫铁矿浮选粗精矿和步骤（3）的摇床重选硫精矿合并进行步骤（4）的硫粗选过程；富钒煤精矿经燃烧发电，在烧渣中加入稀硫酸进行常压酸浸得到酸浸出液和酸浸渣；
（7）在步骤（6）所得酸浸出液中加入萃取剂进行3~6次萃取富集得到富钒有机相和萃余液；
（8）在步骤（7）的富钒有机相中加入反萃剂硫酸进行3~5次反萃得到贫有机相和含钒水相；贫有机相经再生处理，然后返回步骤（7）取代萃取剂进行萃取富集；在含钒水相中通入氨气进行沉钒处理得到沉钒母液和沉淀；沉淀进行焙烧热解脱氨得到氨气Ⅰ和五氧化二钒；
（9）将步骤（8）的母液进行加热脱氨处理得到尾液和氨气Ⅱ，氨气Ⅱ和步骤（8）所得氨气Ⅰ合并，然后返回步骤（8）进行沉钒处理；
（10）将步骤（9）的尾液、步骤（7）的萃余液合并，经高温浓缩处理得到硫酸和废液，硫酸返回步骤（6）进行酸浸出。
2.根据权利要求1所述含钒煤系硫铁矿综合回收利用方法，其特征在于：pH调整剂A为硫酸，活化剂A为硫酸铜，抑制剂A为水玻璃，捕收剂A为丁基黄药或者异戊基黄药，起泡剂A为2#油。
3.根据权利要求1所述含钒煤系硫铁矿综合回收利用方法，其特征在于：pH调整剂B为氧化钙，抑制剂B为水玻璃，捕收剂B为煤油、柴油或煤油和柴油按体积比为1:1的比例配制的混合物。
4.根据权利要求1所述含钒煤系硫铁矿综合回收利用方法，其特征在于：步骤（6）中稀硫酸与烧渣的液固质量比为（1.0～5.0）:1.0；常压酸浸的温度为80～105℃，常压酸浸的时间为3～30h。
5.根据权利要求1所述含钒煤系硫铁矿综合回收利用方法，其特征在于：以质量百分数计，萃取剂为10%P204+5%TBP+85%磺化煤油。
6.根据权利要求1所述含钒煤系硫铁矿综合回收利用方法，其特征在于：步骤（10）中高温浓缩处理采用锅式浓缩工艺进行处理。
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