CN111057878A - 一种钒矿的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种钒矿的选矿方法，包括以下步骤：将矿石进行破碎，破碎后的矿石采用光选机进行抛废，抛出的矿石送至下一分选作业；将抛出的矿石采用高压辊磨机系统，进行一段闭路破碎，得到破碎后的矿石；向破碎后的矿石中加入硼砂，然后在沸腾炉进行焙烧，破化钒矿的晶体结构，得到焙烧后的钒矿；将焙烧后的钒矿进行破碎，然后加入浸出液进行浸出，得到浸出后的矿浆；将浸出后的矿浆进行压滤洗涤作业，滤渣可直接入井下充填或者外卖做建材用品；浸出液进入下一步骤；将的浸出液进行萃取、反萃取、沉钒和煅烧作业得到钒。本发明通过采用添加硼砂，可以破碎钒矿的晶体结构，由于硼砂自身的稳定性，焙烧过程中无有害气体产生，属于环保型焙烧工艺。

Description

一种钒矿的选矿方法
技术领域
本发明属于多金属选矿技术领域，具体涉及一种钒矿的选矿方法。
背景技术
在自然界中的石煤钒矿主要以吸附状存在于铁氧化合物胶体和黏土矿物的表面或者以V(Ⅲ)类质同象取代云母类的铝土矿的Al(Ⅲ)离子，且以分散形式分布在云母类矿物里面。目前吸附状石煤钒矿采用直接酸浸的方法可以获得较好的浸出率，但以类质同象存在的石煤钒矿一般都需要在添加焙烧剂的情况下高温焙烧，目前该采用焙烧工艺提出钒矿主要存在如下问题：
1)由于焙烧成本过高，采用全矿焙烧时，根据现有钒市场价格，在原矿品位低于0.7％时，导致工业生产时没有盈利的空间；
2)石煤中钒矿主要以类质同象形式存在于硅酸盐矿物晶格中，要使钒矿浸出出来，需要在高温下辅加添加剂焙烧破坏晶体结构，现在一般均采用钙化焙烧或者钠化焙烧，但钙化焙烧的效果劣于钠化焙烧，但采用钠化焙烧时，一般采用氯化钠或者是硫酸钠为添加剂，该两种添加剂在高温焙烧情况下会分别产生氯气和二氧化硫，对环境污染较大。
发明内容
本发明的目的是针对嵌布粒度粗的石煤钒矿提供一种节约成本且环境友好型的钒矿的选矿方法。
本发明这种钒矿的选矿方法，包括以下步骤：
1)预先抛废：将矿石进行二段一闭路破碎，破碎后的矿石采用光选机进行抛废，抛出的矿石送至下一分选作业，抛出的脉石直接送入井下充填；
2)破碎：将步骤1)中抛出的矿石采用高压辊磨机系统(专利CN201310602621.2中所示)，进行一段闭路破碎，得到破碎后的矿石；
3)焙烧：向步骤2)中破碎后的矿石中加入硼砂，然后在沸腾炉进行焙烧，破化钒矿的晶体结构，得到焙烧后的钒矿；
4)浸出：将步骤3)中焙烧后的钒矿进行破碎，然后加入浸出液进行浸出，得到浸出后的矿浆；
5)压滤：将步骤4)中浸出后的矿浆进行压滤洗涤作业，滤渣可直接入井下充填或者外卖做建材用品；浸出液进入下一步骤；
6)提矾：将步骤5)中的浸出液进行萃取、反萃取、沉钒和煅烧作业得到钒。
所述步骤1)中，矿石破碎至20～50mm。
所述步骤2)中，矿石破碎至0.1～5mm。
所述步骤3)中，硼砂相对于矿石的质量添加量为1～5％；焙烧时间为20～120min，焙烧温度为600～900℃。
所述步骤4)中，浸出液为5～7N的浓硫酸，添加量为焙烧后钒矿总质量的20～30％，浸出时间为6～24h。
所述步骤5)中，洗涤率在90％以上。
本发明的有益效果：本发明的方法中采用了预先抛废+高压辊破碎+添加硼砂焙烧+浓密压滤洗涤工艺，在原矿入选品位为0.5％～1.5％时，可以实现精矿回收率为75％～85％，采用抛废工艺可以起到预先富集和节能降耗作用，且可以降低焙烧是烟气的产生；采用高压辊磨机控制破碎粒度至0.1～5mm，能耗低，且可实现精准分级；通过采用添加1～5％的硼砂，可以破碎钒矿的晶体结构，由于硼砂自身的稳定性，焙烧过程中无有害气体产生，属于环保型焙烧工艺；采用浓密+压滤洗涤工艺，可以直接实现尾矿直接干堆、井下充填或者外售，该工艺可以为类似矿山的生产提供指导作用。
附图说明
图1本发明的工艺流程图。
具体实施方式
本发明实施例的工艺流程图如图1所示，具体如实施例所示。
实施例1
本实施例中以湖北某地的石煤钒矿为例，原矿含钒为0.8％。
1)将石煤钒矿采用二段一闭路破碎至平均粒径为30mm，然后将破碎后的矿石采用光选机进行抛废，抛废率达到了25％，矿石回收率为95％；抛废后的矿石中，钒的含量富集至1.45％；抛出的脉石直接送入井下充填。
2)将抛废后的矿石采用长沙有色冶金设计研究院有限公司专利(中国发明授权CN201310602621.2)，即采用高压辊磨机一段闭路破碎至平均粒径为3mm。
3)将破碎后的矿石中添加相对矿石总质量为3％的硼砂，混匀后，采用沸腾炉在700℃进行脱碳焙烧60min；向焙烧后的矿石中添加相对焙烧后矿石质量为25％的6N浓硫酸，浸出24h后，浸出率为89％；接着将浸出后的矿浆进行浓密+压滤洗涤作业(洗涤率为98％)，浸出尾渣外卖做建材用品，浸出液进过中和、还原、压滤后入萃取、反萃取、沉钒和煅烧工艺，最终可以获得99.5％片钒，钒的整体回收率约为80％。
实施例2
本实施例中以湖北某地的石煤钒矿为例，原矿含钒为0.6％。
1)将石煤钒矿采用二段一闭路破碎至平均粒径为20mm，然后将破碎后的矿石采用光选机进行抛废，抛废率达到了30％，矿石回收率为90％；抛废后的矿石中，钒的含量富集至1.38％；抛出的脉石直接送入井下充填。
2)将抛废后的矿石采用长沙有色冶金设计研究院有限公司专利(中国发明授权CN201310602621.2)，即采用高压辊磨机一段闭路破碎至平均粒径为5mm。
3)将破碎后的矿石中添加相对矿石总质量为5％的硼砂，混匀后，采用沸腾炉在600℃进行脱碳焙烧30min；向焙烧后的矿石中添加相对焙烧后矿石质量为20％的7N浓硫酸，浸出18h后(浸出率为85％)；接着将浸出后的矿浆进行浓密+压滤洗涤作业(洗涤率为99％)，浸出尾渣外卖做建材用品，浸出液进过中和、还原、压滤后入萃取、反萃取、沉钒和煅烧工艺，最终可以获得99.4％片钒，钒的整体回收率约为75％。
实施例3
本实施例中以湖北某地的石煤钒矿为例，原矿含钒为1.4％。
1)将石煤钒矿采用二段一闭路破碎至平均粒径为50mm，然后将破碎后的矿石采用光选机进行抛废，抛废率达到了20％，矿石回收率为93％；抛废后的矿石中，钒的含量富集至1.97％；抛出的脉石直接送入井下充填。
2)将抛废后的矿石采用长沙有色冶金设计研究院有限公司专利(中国发明授权CN201310602621.2),即采用高压辊磨机一段闭路破碎至平均粒径为1.5mm。
3)将破碎后的矿石中添加相对矿石总质量为2％的硼砂，混匀后，采用沸腾炉在850℃进行脱碳焙烧80min；向焙烧后的矿石中添加相对焙烧后矿石质量为30％的5N浓硫酸，浸出30h后(浸出率为90％)；接着将浸出后的矿浆进行浓密+压滤洗涤作业(洗涤率为95％)，浸出尾渣外卖做建材用品，浸出液进过中和、还原、压滤后入萃取、反萃取、沉钒和煅烧工艺，最终可以获得99.6％片钒，钒的整体回收率约为83％。

Claims (6)

1.一种钒矿的选矿方法，包括以下步骤：
1)预先抛废:将矿石进行二段一闭路破碎，破碎后的矿石采用光选机进行抛废，抛出的矿石送至下一分选作业，抛出的脉石直接送入井下充填；
2)破碎：将步骤1)中抛出的矿石采用高压辊磨机系统-专利CN201310602621.2中所示，进行一段闭路破碎，得到破碎后的矿石；
3)焙烧：向步骤2)中破碎后的矿石中加入硼砂，然后在沸腾炉进行焙烧，破化钒矿的晶体结构，得到焙烧后的钒矿；
4)浸出：将步骤3)中焙烧后的钒矿进行破碎，然后加入浸出液进行浸出，得到浸出后的矿浆；
5)压滤：将步骤4)中浸出后的矿浆进行压滤洗涤作业，滤渣可直接入井下充填或者外卖做建材用品；浸出液进入下一步骤；
6)提矾：将步骤5)中的浸出液进行萃取、反萃取、沉钒和煅烧作业得到钒。
2.一种根据权利要求1所述的钒矿的选矿方法，其特征在于，所述步骤1)中，矿石破碎至20～50mm。
3.一种根据权利要求1所述的钒矿的选矿方法，其特征在于，所述步骤2)中，矿石破碎至0.1～5mm。
4.一种根据权利要求1所述的钒矿的选矿方法，其特征在于，所述步骤3)中，硼砂相对于矿石的质量添加量为1～5％；焙烧时间为20～120min，焙烧温度为600～900℃。
5.一种根据权利要求1所述的钒矿的选矿方法，其特征在于，所述步骤4)中，浸出液为5～7N的浓硫酸，添加量为焙烧后钒矿总质量的20～30％，浸出时间为6～24h。
6.一种根据权利要求1所述的钒矿的选矿方法，其特征在于，所述步骤5)中，洗涤率在90％以上。
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