CN103706465A

CN103706465A - 一种从高钙型石煤中浮选预富集钒的方法

Info

Publication number: CN103706465A
Application number: CN201310739856.6A
Authority: CN
Inventors: 张一敏; 刘翔; 包申旭; 刘涛; 黄晶; 陈铁军; 赵云良
Original assignee: Wuhan University of Technology WUT
Current assignee: Wuhan University of Technology WUT
Priority date: 2013-12-27
Filing date: 2013-12-27
Publication date: 2014-04-09
Anticipated expiration: 2033-12-27
Also published as: CN103706465B

Abstract

本发明涉及一种从高钙型石煤中浮选预富集钒的方法。其技术方案是：将高钙型石煤原矿破碎至粒径小于25mm，在600～750℃脱碳焙烧1～2h，将脱碳焙烧后的高钙型石煤磨至粒径小于0.074mm的占60～80wt%，用水力旋流器对磨矿后的高钙型石煤分级。分级的粗粒级产品进行钙粗选，钙粗选的尾矿再进行钙扫选，钙扫选的尾矿进行钒粗选，钒粗选的尾矿进行钒扫选，以上选矿均采用浮选槽浮选。钙粗选的精矿、钙扫选的精矿和钒扫选的尾矿合并为最终尾矿，分级的细粒级产品、钒粗选的精矿和钒扫选的精矿合并为最终精矿。本发明具有工艺合理、分选效果好、捕收剂用量少、精矿品位高、酸性pH调整剂用量小和能显著降低后续化学提钒成本的特点。

Description

一种从高钙型石煤中浮选预富集钒的方法

技术领域

本发明属于浮选预富集钒技术领域。具体涉及一种从高钙型石煤中浮选预富集钒的方法。

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。由于我国石煤中的钒主要以类质同象的形式取代云母类矿物中铝氧八面体的Al（III）而存在，提钒难度较大，当前石煤提钒的工艺一般包括脱碳预焙烧、焙烧、水浸/酸浸、离子净化、沉钒和煅烧等工序。由于石煤中的V₂O₅品位低，绝大部分在0.13～1.2%之间，提钒过程中入料品位低、处理量大；另外石煤中方解石等耗酸性物质含量高，导致酸耗成本增加；石煤提钒过程中生产成本高的问题突显。因此，在化学提钒之前进行选矿预富集，以提高石煤中的V₂O₅品位是十分必要的。

“高碳石煤优选选煤富集钒新工艺研究”（吴惠玲，赵伟，等.中国稀土学报，2008，26:530～533.）的结果表明，由于细粒碳泥的存在，罩盖在其它矿物表面，影响捕收剂在各矿物表面的选择性吸附，导致浮选条件恶化，浮选效果不能得到体现，用常规的浮选工艺很难实现碳、钒以及其它脉石矿物的分离。“一种从高钙型钒矿富集五氧化二钒的选矿方法”（CN102274795A）通过一粗二精一扫的工艺来浮选钙的方法，间接富集钒，该方法仅仅依靠抛掉含钙矿物使得精矿中钒品位增加，而没有直接进行含钒矿物的浮选，浮选精矿钒品位不高。石煤中的含钒矿物一般为云母类矿物，脉石矿物主要是石英、方解石和长石等。以胺类捕收剂进行云母和石英、长石浮选分离需在pH值为2～3的酸性条件下进行（魏云峰.山西省五台绢云母选矿胺研究[J].华北国土资源，2007，(2):37-38.），该条件下pH调整剂会与石煤中的含钙矿物方解石反应，导致消耗大量的pH调整剂。另外，在向含钙高的石煤矿浆中，加入大量的酸性介质，会产生大量气泡，易造成“跑槽”现象，操作控制难度大。

发明内容

本发明旨在克服现有技术缺陷，目的是提供一种工艺结构合理、分选效果好、捕收剂用量少、精矿品位高、酸性pH调整剂用量小和能显著降低后续化学提钒成本的从高钙型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具体步骤是：

1）破碎：将高钙型石煤原矿破碎至粒径小于25mm。

2）脱碳焙烧：将破碎后的高钙型石煤置于焙烧炉中，在600～750℃条件下脱碳焙烧1～2h。

3）磨矿：将脱碳焙烧后的高钙型石煤磨至粒径小于0.074mm的占60～80wt%。

4）分级：用水力旋流器对磨矿后的高钙型石煤进行分级，获得粒径大于0.020mm的粗粒级产品和粒径小于0.020mm的细粒级产品，粒径小于0.020mm的细粒级产品为最终精矿。

5）钙粗选和钙扫选：将粒径大于0.020mm的粗粒级产品采用浮选槽进行钙粗选，钙粗选后的尾矿再采用浮选糟进行钙扫选；钙粗选中采用的脂肪酸类捕收剂用量为500～1000g/t，钙扫选中采用的脂肪酸类捕收剂用量为200～500g/t；钙粗选中加入水玻璃作为抑制剂，水玻璃用量为100～200g/t。

6）钒粗选和钒扫选：将钙扫选后的尾矿采用浮选槽进行钒粗选，钒粗选后的尾矿再采用浮选槽进行钒扫选；钒粗选中采用的胺类捕收剂用量为50～200g/t，钒扫选中采用的胺类捕收剂用量为30～100g/t；钒粗选和钒扫选中矿浆的pH值均控制为2～3；钒粗选中加入氟硅酸钠作为抑制剂，氟硅酸钠用量为50～150g/t。

钙粗选的精矿、钙扫选的精矿和钒扫选的尾矿合并一起作为最终尾矿；钒粗选的精矿和钒扫选的精矿合并一起作为最终精矿；钒粗选和钒扫选过程中均采用胺类捕收剂。

所述的高钙型石煤中V₂O₅品位为0.5～1.0%，CaO含量为4～15wt%。

所述的脱碳焙烧的脱碳率为75～95%。

所述的脂肪酸类捕收剂为油酸、油酸钠、塔尔油、氧化石蜡皂中的一种。

所述的胺类捕收剂为十二胺、十二胺醋酸盐、十二胺盐酸盐、醚胺中的一种。

由于采用上述技术方案，本发明与现有技术相比具有如下积极效果：

1）通过脱碳焙烧能显著减小碳质对浮选捕收剂的优先吸附，减少捕收剂用量。

2）解决碳质罩盖在各矿物表面的问题，使得捕收剂对不同矿物可表现出应有的选择性，分选效果得到增强。

3）脱碳焙烧过程能实现石煤中钒的氧化及转价，预富集后的精矿可直接浸出，工艺结构合理；另外，脱碳焙烧过程中碳燃烧产生的热量可用于化学提钒的浸出工序，同时碳的烧损也可一定程度上富集钒。

4）分级工序一方面能将含钒高的细粒级部分分离出来，另一方面对后续的浮选工序也起到脱泥的作用；钙粗选和钙扫选能将高钙型石煤中的含钙方解石抛掉，不但能提高钒粗选入料中钒的品位，而且能避免钒粗选酸性pH调整剂与方解石的反应，显著减少酸性pH调整剂的用量。由于白云母的零电点小于石英和长石的零电点，在pH值为2～3的酸性条件下，白云母颗粒表面荷负点，石英和长石颗粒表面荷正点，采用胺类阳离子捕收剂在该条件下进行含钒白云母与石英、长石的分离选择性好，同时以氟硅酸钠作为石英和长石的抑制剂，可进一步增强分选效果；

5）通过浮选预富集得到的精矿作为化学提钒的入料，能明显减少化学提钒的处理量，且减小入料中方解石等耗酸矿物的含量，降低浸出的酸耗，能显著降低后续化学提钒成本。

因此，本发明具有工艺合理、分选效果好、捕收剂用量少、精矿品位高、酸性pH调整剂用量小、能显著降低后续化学提钒成本的特点。

附图说明

图1是本发明的一种工艺流程图。

具体实施方式

为了更好地理解本发明，下面结合附图和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。

现将具体实施方式中所述的脂肪酸类捕收剂和胺类捕收剂统一描述如下，实施例中不再赘述：

脂肪酸类捕收剂为油酸、油酸钠、塔尔油、氧化石蜡皂中的一种。

胺类捕收剂为十二胺、十二胺醋酸盐、十二胺盐酸盐、醚胺中的一种。

实施例1

一种从高钙型石煤中浮选预富集钒的方法。用该方法处理湖北某地的高钙型石煤，所述高钙型石煤中V₂O₅品位为0.5～0.75%，CaO含量为7～15wt%。

本实施例的具体步骤如图1所示：

1）破碎：将高钙型石煤原矿破碎至粒径小于25mm。

2）脱碳焙烧：将破碎后的高钙型石煤置于焙烧炉中，在600～700℃条件下脱碳焙烧1～1.5h，脱碳率为75～80%。

3）磨矿：将脱碳焙烧后的高钙型石煤磨至粒径小于0.074mm的占60～70wt%。

5）钙粗选和钙扫选：将粒径大于0.020mm的粗粒级产品采用浮选槽进行钙粗选，钙粗选后的尾矿再采用浮选糟进行钙扫选；钙粗选中采用的脂肪酸类捕收剂用量为500～750g/t，钙扫选中采用的脂肪酸类捕收剂用量为200～350g/t；钙粗选中加入水玻璃作为抑制剂，水玻璃用量为100～150g/t。

6）钒粗选和钒扫选：将钙扫选后的尾矿采用浮选槽进行钒粗选，钒粗选后的尾矿再采用浮选槽进行钒扫选；钒粗选中采用的胺类捕收剂用量为50～120g/t，钒扫选中采用的胺类捕收剂用量为30～70g/t；钒粗选和钒扫选中矿浆的pH值均控制为2～2.5；钒粗选中加入氟硅酸钠作为抑制剂，氟硅酸钠用量为50～100g/t。

钙粗选的精矿、钙扫选的精矿和钒扫选的尾矿合并一起作为最终尾矿；钒粗选的精矿和钒扫选的精矿合并一起作为最终精矿；钒粗选和钒扫选过程中均采用胺类捕收剂。具体浮选预富集钒的指标见表1。

表1湖北某地高钙型石煤浮选预富集钒指标

实施例2

一种从高钙型石煤中浮选预富集钒的方法。用该方法处理湖南某地的高钙型石煤钒，所述高钙型石煤V₂O₅品位为0.75～1.0%，CaO含量为4～7wt%。

本实施例的具体步骤如图1所示：

1）破碎：将高钙型石煤原矿破碎至粒径小于25mm；

2）脱碳焙烧：将破碎后的高钙型石煤置于焙烧炉中，在700～750℃条件下脱碳焙烧1.5～2h，脱碳率为80～95%。

3）磨矿：将脱碳焙烧后的高钙型石煤磨至粒径小于0.074mm的占70～80wt%。

5）钙粗选和钙扫选：将粒径大于0.020mm的粗粒级产品采用浮选槽进行钙粗选，钙粗选后的尾矿再采用浮选糟进行钙扫选；钙粗选中采用的脂肪酸类捕收剂用量为750～1000g/t，钙扫选中采用的脂肪酸类捕收剂用量为350～500g/t；钙粗选中加入水玻璃作为抑制剂，水玻璃用量为150～200g/t。

6）钒粗选和钒扫选：将钙扫选后的尾矿采用浮选槽进行钒粗选，钒粗选后的尾矿再采用浮选槽进行钒扫选；钒粗选中采用的胺类捕收剂用量为120～200g/t，钒扫选中采用的胺类捕收剂用量为70～100g/t；钒粗选和钒扫选中矿浆的pH值均控制为2.5～3；钒粗选中加入氟硅酸钠作为抑制剂，氟硅酸钠用量为100～150g/t。

钙粗选的精矿、钙扫选的精矿和钒扫选的尾矿合并一起作为最终尾矿；钒粗选的精矿和钒扫选的精矿合并一起作为最终精矿；钒粗选和钒扫选过程中均采用胺类捕收剂。具体浮选预富集钒的指标见表2。

表2湖南某地高钙型石煤浮选预富集钒指标

本具体实施方式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。

本具体实施方式在磨矿之前设置脱碳焙烧工序有以下几方面的好处：

4）分级工序一方面能将含钒高的细粒级部分分离出来，另一方面对后续的浮选工序也起到脱泥的作用；钙粗选和钙扫选能将高钙型石煤中的含钙方解石抛掉，不但能够钒粗选入料中钒的品位，而且可以避免钒粗选酸性pH调整剂与方解石的反应，可大大减少酸性pH调整剂的用量；由于白云母的零电点小于石英和长石的零电点，在pH值为2～3的酸性条件下，白云母颗粒表面荷负点，石英和长石颗粒表面荷正点，采用胺类阳离子捕收剂在该条件下进行含钒白云母与石英、长石的分离选择性好，同时以氟硅酸钠作为石英和长石的抑制剂，可进一步增强分选效果。

5）通过浮选预富集得到的精矿作为化学提钒的入料，能大大减少化学提钒的处理量，并且减小入料中方解石等耗酸矿物的含量，降低浸出的酸耗，可显著降低后续化学提钒成本。

故本具体实施方式与已有技术相比，具有工艺合理、分选效果好、捕收剂用量少、精矿品位高、酸性pH调整剂用量小和能显著降低后续化学提钒成本的特点。

Claims

1.一种从高钙型石煤中浮选预富集钒的方法，其特征在于该方法的具体步骤是：

1）破碎：将高钙型石煤原矿破碎至粒径小于25mm；

2）脱碳焙烧：将破碎后的高钙型石煤置于焙烧炉中，在600～750℃条件下脱碳焙烧1～2h；

3）磨矿：将脱碳焙烧后的高钙型石煤磨至粒径小于0.074mm的占60～80wt%；

4）分级：用水力旋流器对磨矿后的高钙型石煤进行分级，获得粒径大于0.020mm的粗粒级产品和粒径小于0.020mm的细粒级产品，粒径小于0.020mm的细粒级产品为最终精矿；

5）钙粗选和钙扫选：将粒径大于0.020mm的粗粒级产品采用浮选槽进行钙粗选，钙粗选后的尾矿再采用浮选糟进行钙扫选；钙粗选中采用的脂肪酸类捕收剂用量为500～1000g/t，钙扫选中采用的脂肪酸类捕收剂用量为200～500g/t；钙粗选中加入水玻璃作为抑制剂，水玻璃用量为100～200g/t；

6）钒粗选和钒扫选：将钙扫选后的尾矿采用浮选槽进行钒粗选，钒粗选后的尾矿再采用浮选槽进行钒扫选；钒粗选中采用的胺类捕收剂用量为50～200g/t，钒扫选中采用的胺类捕收剂用量为30～100g/t；钒粗选和钒扫选中矿浆的pH值均控制为2～3；钒粗选中加入氟硅酸钠作为抑制剂，氟硅酸钠用量为50～150g/t；

2.根据权利要求1所述的从高钙型石煤中浮选预富集钒的方法，其特征在于所述的高钙型石煤中V₂O₅品位为0.5～1.0%，CaO含量为4～15wt%。

3.根据权利要求1所述的从高钙型石煤中浮选预富集钒的方法，其特征在于所述的脱碳焙烧的脱碳率为75～95%。

4.根据权利要求1所述的从高钙型石煤中浮选预富集钒的方法，其特征在于所述的脂肪酸类捕收剂为油酸、油酸钠、塔尔油、氧化石蜡皂中的一种。

5.根据权利要求1所述的从高钙型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十二胺、十二胺醋酸盐、十二胺盐酸盐、醚胺中的一种。