CN105032598A

CN105032598A - 一种从高钙云母型含钒石煤中浮选预富集钒的方法

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Publication number: CN105032598A
Application number: CN201510287402.9A
Authority: CN
Inventors: 张一敏; 刘春�; 包申旭; 刘涛; 刘翔
Original assignee: Wuhan University of Technology WUT
Current assignee: Wuhan University of Technology WUT
Priority date: 2015-05-29
Filing date: 2015-05-29
Publication date: 2015-11-11

Abstract

本发明涉及一种从高钙云母型含钒石煤中浮选预富集钒的方法，包括有以下步骤：1)将高钙云母型含钒石煤破碎；2)将破碎后的高钙云母型含钒石煤置于焙烧炉中焙烧脱碳；3)将焙烧脱碳后的高钙云母型含钒石煤湿式棒磨；4)对磨细后的高钙云母型含钒石煤进行筛分；5)用脱泥设备进行脱泥；6)将脱泥后的产品进行反浮选，反浮选的精矿进行钒粗选，钒扫选，返回钒粗选，浮选均在浮选设备中进行；7)将反浮选的尾矿和钒扫选的尾矿合并作为最终尾矿，粗粒级产品、细泥和钒粗选的精矿合并作为最终精矿。本发明具有焙烧脱碳温度低、工艺流程简单，分选效果好，药剂用量少，尾矿钒品位低，抛尾率高，钒损失少，能显著降低后续化学提钒成本的特点。

Description

一种从高钙云母型含钒石煤中浮选预富集钒的方法

技术领域

本发明属于石煤选矿技术领域，具体涉及一种高钙云母型含钒石煤中浮选预富集钒的方法。

背景技术

含钒石煤是我国独有的一种重要的钒矿资源，储量极为丰富，占我国钒总储量的87wt％，从石煤中提取五氧化二钒是获得钒的重要途径。我国石煤中的钒主要以V³⁺、V⁴⁺形式赋存于云母等(铝)硅酸盐矿物中(其中伊利石是钒赋存的最主要矿物)，呈类质同象形式部分取代四次配位的硅氧四面体“复网层”和六次配位的铝氧八面体“单网层”中的Al³⁺、Fe³⁺等而进入矿物晶格，直接提取难度很大(叶国华，张爽，何伟，童雄，吴宁.石煤的工艺矿物学特性及其与提钒的关系[J].稀有金属，2014，38(1)：151.)。当前石煤提钒的常见工艺有加盐焙烧-水浸、空白焙烧-酸浸、直接酸浸等，由于石煤钒品位较低、化学成分复杂、钒赋存状态多样，导致石煤提钒工艺普遍存在处理量大、酸耗高、钒回收率低、成本高等问题，因而对含钒石煤进行选矿预富集，提高钒品位，降低处理量，具有重要意义。

“高碳石煤中钒的赋存状态与优先选煤”(吴惠玲，魏昶，樊刚，等.昆明理工大学学报(理工版)，2008，33(6)：17-21.)的结果表明，由于矿物表面被碳质深度浸染，矿物表面性质差异较小，对于优先浮煤，碳和钒均会在碳质中富集，但富集比很低，固定碳富集比小于2，精煤的钒品位只有0.6％，用常规浮选工艺很难实现碳质与含钒矿物的分离。

专利“一种从高钙型石煤中浮选预富集钒的方法”(CN103706465A)在600～750℃焙烧脱碳，通过一粗一扫反浮选方解石，钙扫选尾矿再一粗一扫正浮选云母的工艺来浮选预富集钒。该方法在600～750℃焙烧脱碳，焙烧脱碳温度较高，对后续云母的浮选非常不利。不仅云母会脱除羟基，结构发生调整，而且方解石会部分分解生成的游离CaO(何东升.石煤型钒矿焙烧-浸出过程的理论研究[D].长沙：中南大学，2011.52.)，使矿浆pH非常高(pH>12)，钙离子含量高，水的硬度大，从而使矿浆分散性差，药剂用量大，尾矿钒损失率较高(20％～30％)，分选效果不理想，工艺流程较为复杂，生产成本较高。

发明内容

本发明旨在克服现有技术缺陷，目的是提供一种焙烧脱碳温度低，不仅能消除碳质对矿物表面浸染的影响，而且使方解石不分解生成游离CaO，矿浆pH为中性，水硬度小，分散性好，药剂用量少，抛尾率高，钒损失少，工艺流程简单，能显著降低石煤提钒生产成本，适用于高钙云母型含钒石煤中浮选预富集钒的方法。

为实现上述目的，本发明采用的技术方案的步骤是：一种从高钙云母型含钒石煤中浮选预富集钒的方法，包括以下步骤：

1)破碎：将高钙云母型含钒石煤原矿破碎至粒径小于3mm；

2)焙烧脱碳：将破碎后的高钙云母型含钒石煤置于焙烧炉中焙烧脱碳1～2h，焙烧脱碳温度为500～600℃，脱碳率为80～98wt％；

3)一段磨矿：将焙烧脱碳后的高钙云母型含钒石煤湿式棒磨，磨至细度为-0.074mm的质量占总质量的50％～85％；

4)筛分：用筛分设备对磨细后的高钙云母型含钒石煤进行筛分，筛孔尺寸为0.1～0.2mm，获得粗粒级产品和细粒级产品，其中粗粒级产品为精矿；

5)脱泥：用脱泥设备对细粒级产品进行脱泥，脱泥粒度上限为0.010～0.035mm，获得细泥产品和脱泥后产品，其中细泥产品为精矿；

6)反浮选：将脱泥后产品采用浮选设备进行反浮选；反浮选时选用的阴离子捕收剂用量为100～500g/t，泡沫产品为反浮选的尾矿，槽内产品为反浮选的精矿；

7)钒粗选：将反浮选的精矿采用浮选设备进行钒粗选；钒粗选中矿浆的pH控制为2～4，粗选采用的组合抑制剂用量为300～1100g/t，胺类捕收剂用量为100～500g/t，泡沫产品为钒粗选的精矿，槽内产品为钒粗选的尾矿；

8)二段磨矿：将钒粗选的尾矿湿式棒磨，磨至细度为-0.074mm的质量占总质量的70％～95％；

9)钒扫选：将二段磨矿磨细的尾矿采用浮选设备进行钒扫选，钒扫选精矿返回到钒粗选；钒扫选中矿浆的pH控制为2～4，扫选采用的组合抑制剂用量为150～550g/t，胺类捕收剂用量为50～250g/t；

将反浮选的尾矿和钒扫选的尾矿合并作为最终尾矿，粗粒级产品、细泥和钒粗选的精矿合并作为最终精矿。

按上述方案，所述的高钙云母型含钒石煤中V₂O₅品位为0.5％～1.0％，CaO含量为5～15wt％，C的含量大于8wt％。

按上述方案，所述的筛分设备为固定筛、振动筛、旋转筛中的一种。

按上述方案，所述的脱泥设备为水力旋流器、螺旋分级机、脱泥斗、浓密机中的一种。

按上述方案，所述的浮选设备为机械搅拌式浮选机、充气式浮选机、充气搅拌式浮选机中的一种。

按上述方案，所述的阴离子捕收剂为十二烷基磺酸钠、油酸钠、塔尔油和氧化石蜡皂中的至少一种。

按上述方案，所述的胺类捕收剂为椰油胺、十二胺、十八胺和醚胺中的至少一种。

按上述方案，所述的组合抑制剂为氟硅酸钠和酸性水玻璃的混合，其中氟硅酸钠与酸性水玻璃用量之比为0.5～2。

由于采用上述技术方案，本发明与现有技术相比具有以下几方面的优点：1)在较低温度下焙烧脱碳，不仅消除了碳质对矿物表面深度浸染的不利影响，扩大了表面性质差异，而且使方解石不分解生成游离CaO，矿浆pH为中性，水硬度小，分散性好，显著降低生产成本并改善了浮选分离效果；2)采用棒磨方式进行选择性磨矿，保护云母片状结构，提高磨矿效率，在含钒矿物部分单体解离条件下，粗粒级和细粒级钒品位较高，使适于浮选的0.038-0.104mm粒级产率较高，粒度组成更集中，减少了矿泥的产生，提高矿泥的钒品位；3)筛分工序将钒品位较高的粗粒级产品预先分离出来，减少了后续选矿的处理量；4)脱泥工序一方面将钒品位较高的细粒级产品分离出来，另一方面消除了矿泥对后续浮选的不利影响；5)反浮选无须添加抑制剂，就能将不含钒的方解石和赤铁矿抛除，减少正浮选调pH时的酸耗量；6)钒浮选中氟硅酸钠选择性抑制石英活化云母，提高分选效果；酸性水玻璃也可以选择性抑制石英，同时具有脆性消泡作用，能有效改善浮选泡沫特性，强化泡沫的二次富集作用，从而强化除硅效果，并且氟硅酸钠和酸性水玻璃组合使用，可以进一步增强分选效果；7)阶段磨矿、阶段选别工艺流程体现了“能收早收，能丢早丢”的原则，能显著降低能耗，提高钒回收率；8)通过浮选预富集，能显著降低方解石、赤铁矿等耗酸矿物的含量，降低后续化学提钒的处理量和杂质含量，具有很高的经济效益。

因此，本发明与已有技术相比，在较低温度下焙烧脱碳，不仅能消除碳质对矿物表面浸染的影响，而且使方解石不分解生成游离CaO，矿浆pH为中性，水硬度小，具有工艺流程简单、矿浆分散性好、药剂用量少、分选效果好、尾矿钒品位低、抛尾率高(>33％)、钒损失少(<15％)的特点，显著降低石煤提钒生产成本。

附图说明

图1是本发明的工艺流程图。

具体实施方式

为了更好地理解本发明，下面结合具体实施方式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。

实施例1：

一种从高钙云母型含钒石煤中浮选预富集钒的方法。用该方法处理湖北某地含钒石煤，原矿中V₂O₅品位为0.50％～0.75％，CaO含量为5～10wt％，C的含量大于8wt％。本实施例的具体步骤如图1所示：

1)破碎：将高钙云母型含钒石煤原矿破碎至粒径小于3mm；

2)焙烧脱碳：将破碎后的高钙云母型含钒石煤置于焙烧炉中焙烧脱碳1～2h，焙烧脱碳温度为500～550℃；

4)筛分：用振动筛对磨细后的高钙云母型含钒石煤进行筛分，筛孔尺寸为0.104mm，获得粗粒级产品和细粒级产品，其中粗粒级产品为精矿；

5)脱泥：用脱泥斗对细粒级产品进行脱泥，脱泥粒度上限为0.030mm，获得细泥产品和脱泥后产品，其中细泥产品为精矿；

6)反浮选：将脱泥后产品采用机械搅拌式浮选机进行反浮选；反浮选时选用的油酸钠用量为100～300g/t，泡沫产品为反浮选的尾矿，槽内产品为反浮选的精矿；

7)钒粗选：将反浮选的精矿采用机械搅拌式浮选机进行钒粗选；钒粗选中矿浆的pH控制为2～4，粗选采用的抑制剂氟硅酸钠用量为100～300g/t，酸性水玻璃用量为200～400g/t，其中氟硅酸钠与酸性水玻璃用量之比为1.5，十二胺用量为100～300g/t，泡沫产品为钒粗选的精矿，槽内产品为钒粗选的尾矿；

9)钒扫选：将二段磨矿磨细的尾矿采用机械搅拌式浮选机进行钒扫选，钒扫选精矿返回到钒粗选；钒扫选中矿浆的pH控制为2～4，扫选采用的抑制剂氟硅酸钠用量为50～150g/t，酸性水玻璃用量为100～200g/t，其中氟硅酸钠与酸性水玻璃用量之比为1.5，十二胺用量为50～150g/t；

将反浮选的尾矿和钒扫选的尾矿合并作为最终尾矿，粗粒级产品、细泥和钒粗选的精矿合并作为最终精矿。具体浮选预富集钒的指标见表1。

表1湖北某地高钙云母型含钒石煤浮选预富集钒指标

实施例2：

一种从高钙云母型含钒石煤中浮选预富集钒的方法。用该方法处理江西某地含钒石煤，原矿中V₂O₅品位为0.75％～1.0％，CaO含量为10～15wt％，C的含量大于8wt％。本实施例的具体步骤如图1所示：

1)破碎：将高钙云母型含钒石煤原矿破碎至粒径小于3mm；

2)焙烧脱碳：将破碎后的高钙云母型含钒石煤置于焙烧炉中焙烧脱碳1～2h，焙烧脱碳温度为550～600℃；

4)筛分：用固定筛对磨细后的高钙云母型含钒石煤进行筛分，筛孔尺寸为0.2mm，获得粗粒级产品和细粒级产品，其中粗粒级产品为精矿；

5)脱泥：用水力旋流器对细粒级产品进行脱泥，脱泥粒度上限为0.020mm，获得细泥产品和脱泥后产品，其中细泥产品为精矿；

6)反浮选：将脱泥后产品采用充气搅拌式浮选机进行反浮选；反浮选时选用的塔尔油用量为200～500g/t，泡沫产品为反浮选的尾矿，槽内产品为反浮选的精矿；

7)钒粗选：将反浮选的精矿采用充气搅拌式浮选机进行钒粗选；钒粗选中矿浆的pH控制为2～4，粗选采用的抑制剂氟硅酸钠用量为200～500g/t，酸性水玻璃用量为300～600g/t，其中氟硅酸钠与酸性水玻璃用量之比为1，椰油胺用量为200～500g/t，泡沫产品为钒粗选的精矿，槽内产品为钒粗选的尾矿；

9)钒扫选：将二段磨矿磨细的尾矿采用充气搅拌式浮选机进行钒扫选，钒扫选精矿返回到钒粗选；钒扫选中矿浆的pH控制为2～4，扫选采用的抑制剂氟硅酸钠用量为100～250g/t，酸性水玻璃用量为150～300g/t，其中氟硅酸钠与酸性水玻璃用量之比为1，椰油胺用量为100～250g/t；

将反浮选的尾矿和钒扫选的尾矿合并作为最终尾矿，粗粒级产品、细泥和钒粗选的精矿合并作为最终精矿。具体浮选预富集钒的指标见表2。

表2江西某地高钙云母型含钒石煤浮选预富集钒指标

上述实施例详细说明了本发明的技术方案和实施要点，并非是对本发明的保护范围进行限制，凡根据本发明精神实质所作的任何简单修改或修饰，均应涵盖在本发明的保护范围之内。

Claims

1.一种从高钙云母型含钒石煤中浮选预富集钒的方法，包括以下步骤：

1)破碎：将高钙云母型含钒石煤原矿破碎至粒径小于3mm；

2.根据权利要求1所述的从高钙云母型含钒石煤中浮选预富集钒的方法，其特征在于所述的高钙云母型含钒石煤中V₂O₅品位为0.5％～1.0％，CaO含量为5～15wt％，C的含量大于8wt％。

3.根据权利要求1所述的从高钙云母型含钒石煤中浮选预富集钒的方法，其特征在于所述的筛分设备为固定筛、振动筛、旋转筛中的一种。

4.根据权利要求1所述的从高钙云母型含钒石煤中浮选预富集钒的方法，其特征在于所述的脱泥设备为水力旋流器、螺旋分级机、脱泥斗、浓密机中的一种。

5.根据权利要求1所述的从高钙云母型含钒石煤中浮选预富集钒的方法，其特征在于所述的浮选设备为机械搅拌式浮选机、充气式浮选机、充气搅拌式浮选机中的一种。

6.根据权利要求1所述的从高钙云母型含钒石煤中浮选预富集钒的方法，其特征在于所述的阴离子捕收剂为十二烷基磺酸钠、油酸钠、塔尔油和氧化石蜡皂中的至少一种。

7.根据权利要求1所述的从高钙云母型含钒石煤中浮选预富集钒的方法，其特征在于所述的胺类捕收剂为椰油胺、十二胺、十八胺和醚胺中的至少一种。

8.根据权利要求1所述的从高钙云母型含钒石煤中浮选预富集钒的方法，其特征在于所述的组合抑制剂为氟硅酸钠和酸性水玻璃的混合，其中氟硅酸钠与酸性水玻璃用量之比为0.5～2。