湖北通山石煤钒矿选矿预富集探索研究.pdf

2 0 1 4 年第3 期有色金属 选矿部分 4 5 d o i l0 ．3 9 6 蜘j s s I I ．16 71 9 4 9 2 ．2 014 ．0 3 ．0l2 湖北通山石煤钒矿选矿预富集探索研究 李茂林1 ，一，刘鹏1 1 ．武汉科技大学，武汉4 3 0 0 8 1 ；2 ．长沙矿冶研究院，长沙4 1 0 0 8 3 摘要通山石煤中的钒主要赋存在云母和碳质物中。经过选矿试验研究，焙烧脱碳的石煤在p H 为l o 的碱性矿浆中。 以P b N o ， 同时作为云母的活化剂和石英的抑制剂，油酸钠为捕收剂，加入六偏磷酸钠抑制方解石，经一次粗选、一次扫选 浮选试验流程，可以得到v A 品位1 2 3 l ％、回收率“6 7 ％的钒精矿。试验提高了石煤中V 2 0 ，含量，降低了铁矿物和方解石 这两种主要酸耗物的含量，节省了浸出成本。 关t 词石煤；钒；云母；碳质物；浮选 中图分类号1 D 垮4文献标志码A文章编号1 6 7 l 一9 4 9 2 2 0 1 4 0 3 - 0 0 4 5 0 5 E x p l 锄幻r y 风髓a r c h 蚰P 咖一c h m 明to fI I u b e iT 0 哪曲舳S t 0 眦C 佣1 ．1 1 啪u g h B 睨呛矗d 毗i 彻 日M 幻跏瑚，删咖1 I ．衲l 傩咖朔甄匆。厂S c 跑n c e 伽d 撕蛔可，矸协佩姆D D 8 】，傩讹； C 胁译地 R e 8 唧诜加抗饥t eo 厂尬m 哪册d 胁蜘，咖k 鲥D D 韶，蕊讥曲 A b 瓯n l c t T h ev 肌a 击u mc 吣i I l e di ns t o n ec o a li nT 帆祭h 锄w 鹊m a i l l l yd i s s e m i n a t e di nI n i c a 粕d c a I b o 聃c e o 瑚啪t e r i a l ．A f t e rb e n e f i c i 撕蚰r e 剐地r c ho nt l l eo r e ， i na 】- l 【a l i n ep u l po ft l l ed e c a r b 曲z e ds t o I l e c o a lb y 如腮t i n ga tp Hv a l u eo f1 0 ， u s i n gt h el e a dI I i t r a t ea s 出e8 c t i v 8 t o ro fm i e aa n di n h i b i t o ro fq 1 旧f 垃， s o d i u m0 l e a t e 鹊t h ec o u e c t o ro fI n i c a ，a d d i n gs o d i u mh 麟a m e t a p h ∞p h a t ei n t ot l l ep u l pt 0i I l l I i b i tc a l c i t e ， t l l 】姒l g l l o n c em u g l I i n g ，o 眦e ∞盯e l I g i n g ，V 蛐a d i u mc o 眦e n t r 习l t ew h i c ht I l e g r a d e o fV 2 0 5i s1 ．2 3l ％锄d 陀c o v e r 矿枷oi s6 4 ．6 7 ％w a so b t a i n e d ．T h i 8e x p e r i m e n t 8 l 瑚l e t l l o de I I I l 舳c e s t l I ec o n t e n to fV 2 0 5 ，r e d u c e st l I e c o m 明to ft l I e 瑚j 甜们i dc o 璐咖∞t i o nm 砒e r i a lo fi | Ⅺnm i n 仳a l Ⅱl i m r a I s 锄dc a l c i t e ，a n di tt l l ec o s t0 f l e a c h i n gi sa l s os a V e d ． 1 【e yw o r i b s t 咖ec a l ；、忸n a d i 砌；m i c a ；c 羽怕n a c e 伽sm a t e r i a l ；n 饿她出o n 石煤中钒的存在形式多样，一般分为3 种，即 钒云母类，含钒针铁矿、赤铁矿和碳酸盐类，含钒 电气石和高岭土类。多数石煤中钒存在钒云母中， 以类质同象形式与硅、铝、钾共 伴 生⋯。目 前我国石煤主要采取湿法冶金提钒工艺，在该工艺 之前未对矿样进行选别处理。由于石煤中钒含量 低，赋存状态复杂，使得湿法提钒过程存在酸耗 大、浸出率低、对环境污染严重、生产成本高等问 题。因此如果采用选矿工艺使石煤中的钒得到预先 富集，可以降低成本、减少环境污染，促进石煤提 钒工业发展。 根据石煤中钒的赋存形式不同，国内多采用重 选、浮选或重一浮联合作业等工艺富集石煤中的 基金项目“十二五”国家科技支撑计划项目 加1 1 B A B 0 5 加1 收稿日期加1 3 ．0 4 - 2 8修国日期加l 枷3 2 7 作者筒介李茂林 1 ％3 一 ，男。湖南长沙人，博士，教授，博导。 钒[ ”】。本文在对湖北通山石煤钒矿进行工艺矿物 学研究的基础上，进行选矿试验研究，富集石煤中 的钒，脱除浸出过程中的主要酸耗物方解石和铁矿 物，优化湿法提钒人料性质。 1 矿石性质 1 ．1 原矿分析 原矿多元素分析结果见表l 。 由表1 看出，矿石中可供回收的主要组分是 V 舡，其它有价元素含量都很低，综合回收的价值 不大。 1 ．2 原矿矿物组成 原矿主要矿物组分见表2 。 万方数据 4 6 有色金属 选矿部分2 0 1 4 年第3 期 矿物云母褐铁矿、赤铁矿碳质物方解石石英、玉髓高岭石、蒙脱石长石磷灰石绿泥石重晶石黄铜矿黄铁矿闪锌矿其它 从表2 可以看出，矿石中主要矿物组成为石 英、云母、碳质物等。 1 ．3 钒物相分析及矿物组分 表3 为钒的物相分析结果。 从表3 可以看出，云母类矿物 含钒量 6 1 ．5 4 ％ 和碳质物 含钒量2 1 ．7 9 ％ 是钒的主要 载体矿物，其余的钒则赋存于铁铝氧化物、石英和 难溶硅酸盐矿物中。 表3钒的物相分析结果 T a b l e3 A n a l y s i sr e s u l t so fv a n a d i u mp h 鹅e ，％ 钒相碳质物云母碳酸盐铁铝氧化物石英及难溶硅酸盐合计 含量 O ．1 7 0 ．4 8 痕量 O ．0 7O ．0 60 ．7 8 分布率2 1 ．7 96 1 ．5 4 8 ．4 6 8 ．2 ll o o ．O 扫描电镜观察发现云母多呈1 0 “m 以下的微 粒片状存在，和以石英为主的硅铝矿物紧密共生， 偶见与黄铁矿、磷灰石、褐铁矿等矿物共生。碳质 物多以微细粒不规则状或碳质污染物形式出现，呈 5 ～2 0 斗m 不规则粒状存在。在矿物表面、间隙中， 多与细粒石英、云母、细粒泥质物及黄铁矿、褐铁 矿混杂分布。同时矿石中脉石矿物石英、方解石、 褐铁矿等分布普遍。 根据矿物组成和物相分析结果，矿石中可能选 矿回收的主要矿物为云母和碳质物，V 2 0 ，的含量分 别为0 ．4 8 ％、O ．1 7 ％ 分布率分别占6 1 ．5 4 ％和 2 1 ．7 9 ％ 。由于矿石中云母和碳质物的矿物量较高， 根据矿物量换算云母、碳质物中V 2 0 ，的平均含量 分别只有2 ．4 6 ％和1 ．3 6 ％。理论上最高可得到含 v 2 0 ，2 ．0 3 ％左右的钒精矿。如果采用焙烧脱碳方式 处理碳精矿，最终V O ，含量可达3 ．3 0 ％左右。 1 ．4 钒的粒级分布 原矿破碎到一1 ．7m m ，并进行筛分分析，表4 为各粒级石煤中钒金属分布率结果。 根据表4 分析可知，钒在各粒级中的分布较均 匀，采用重选方法可能无法使其很好地得到富集。 表4 T a b l e4 金属分布率结果 M e t a ld i s t r i b u t i o nmte／％ 2 选矿试验研究 2 ．1 水力旋流器试验 将矿石磨至一7 4 “m 含量占8 0 ％，在水力旋流 器中经过给矿压力、给矿浓度、旋流器沉砂嘴管径 和旋流器溢流管管径等条件试验，得到的试验结果 如表5 所示。 表5 7 I 铀l e5 旋流器试验结果 R e s u h so ft l l ec y c l o n et e s t／％ 从表5 可以看出，经过水力旋流器处理，仅能 得到V 2 0 5 含量0 ．8 6 ％、回收率4 3 ．9 8 ％的钒精矿， 富集效果不理想。分析认为，矿石中云母与石英、 方解石、高岭石等脉石矿物密度接近，且钒在各粒 级中均匀分布，造成水力旋流器试验效果不佳，尝 试用旋流器对石煤进行浸出前的预富集目的难以 达到。 2 ．2 浮选试验 由于目的矿物云母和石英、方解石、高岭石等 脉石矿物密度接近，同时矿石中钒在各粒级中均匀 万方数据 2 0 1 4 年第3 期李茂林等湖北通山石煤钒矿选矿预富集探索研究 4 7 分布，采用重选的方法难以得到一个理想的分选结 果，而旋流器试验结果也正好验证了这一点，因此 考虑浮选法。 云母的浮选一般在酸性条件下，以胺类阳离子 捕收剂或者碱性条件下以脂肪酸类阴离子为捕收剂 进行浮选[ s ，。矿石组分分析结果可知，矿样中含 有酸耗物方解石和铁氧化物，在酸性矿浆中浮选， 将会消耗大量的酸，违背了本研究的初衷，因此选 用碱性矿浆浮选法。 刘方等[ ，] 研究表明，在油酸钠体系中，P b 2 是石英的有效抑制剂，同时是云母的有效活化剂。 因此本次试验以P b N O ， 为石英抑制剂和云母的 活化剂。 2 ．2 ．1 石煤原矿直接浮选 经过一系列粗选单因素条件试验，最终在油酸 钠用量1 5 0 鲈、P b N O ， 用量4 0 0 矾、松醇油用 量1 0 7 ．6 0 趴、矿浆p H1 0 、给矿粒度一3 8 斗m 占 5 3 ．3 ％、浮选时间9I I l i n 时，得到粗选单因素最佳 试验结果列于表6 。 表6石煤原矿直接浮选结果 7 r a b l e6R e s u l t so fd i r e c tn o a t a t i o nt e s t／％ 从表6 我们可以看出，精矿V 2 0 ，含量仅Q 9 0 3 ％， 回收率仅2 2 ．5 3 ％。说明钒在精矿中并没有很好地 得到富集。分析认为，碳质物在云母表面的包裹阻 止了药剂与其作用，恶化了浮选指标，因此需要先 脱除矿样中的碳质物。 2 ．2 ．2 石煤焙烧脱碳浮选 石煤原矿直接浮选试验结果表明，矿样中的碳 质物对选别指标产生较大影响，因此本次研究采用 焙烧方式脱除矿样中碳质物影响。温度过高，将会 破坏云母结构，因而选择焙烧温度6 5 0 ℃，焙烧时 间0 ．5h 。经过焙烧脱碳处理后，矿样中碳含量显 著降低，仅为0 ．6 7 ％，V 2 0 ，含量则有一定升高，达 到了O ．8 5 2 ％。试验在p H1 0 的碱性矿浆中进行。 2 ．2 ．2 ．1 浮选时间试验 浮选时间试验条件P b N O ， 用量柏0 虮， 松醇油1 0 7 ．6 0 加，油酸钠1 5 0 趴，矿样中一3 8 斗m 含量占5 3 ．3 ％，浮选时间取3 、5 、7 、9I I l i n ，试验 结果结果见图1 。 浮选时间试验结果表明，精矿V 2 0 5 品位随浮 堡 魍 疃 b 婆 蓬 哥 擎 匠 Q 锫 檠 浮选时间胁n 图l 浮选时间试验结果 F i g ．1 R e s u l t s0 ft l l en o t a t i o nt i m ee x p e r i m e n t l V A 品位；2 一V 舡回收率；下同 选时间增加略有下降，回收率则呈递增趋势，浮选 时间为从7I n i n 增加到9I I l i n 时，精矿V O ，回收率 增幅不大，但相对而言其品位下降较多，因而合适 的浮选时间为9I I I i n 。 2 ．2 ．2 ．2 磨矿细度试验 磨矿细度试验条件P b N O ， 用量4 0 0 加， 松醇油1 0 7 ．6 0 趴，油酸钠1 5 0 加，浮选时间9 I I l i n ，矿样一3 8 斗m 粒级含量分别占5 3 ．3 ％、6 0 ．2 ％、 7 0 ．1 ％和8 0 ％，试验结果结果见图2 。 堡 趟 喏 q b 睡 堡 褂 擎 回 q 钕 檠 一3 8 斗m 含量，％ 图2 磨矿细度试验结果 F i g ．2 R 鹤I l l t so f 酣n d i n gd e g r e eo ff i n e n e s s e x p e r i m e n t 磨矿细度试验结果表明，随着矿样中一3 8 斗m 含量的增加，精矿V 2 0 ，的回收率先上升后下降， 分析认为，矿样越细，其单体解离度越大，因而回 收率增加，但是矿样中细粒级增加到一定程度时， 使得矿浆泥化，恶化了浮选指标。因而合适给矿细 度为一3 8 斗m 含量占5 3 ．3 ％。 2 ．2 ．2 ．3 捕收剂用量试验 捕收剂用量试验条件浮选时间9m i n ，矿 样一3 8p m 含量占5 3 ．3 ％，P b N O ， 用量4 0 0 趴， 松醇油用量为1 ．0 7 ．6 趴，油酸钠用量分别为5 0 、 1 0 0 、1 5 0 和2 0 0 趴，试验结果见图3 。 万方数据 4 8 有色金属 选矿部分2 0 1 4 年第3 期 油酸钠用量／ g l “ 图3 捕收剂用量试验结果 零 ＼ 褂 擎 回 n q b 蜒 F i g ．3 R e s u l t so fd o s a g eo fc o l l e c t o re x p e r i m e n t 捕收剂用量试验结果表明，随着油酸钠用量的 增加，油酸根阴离子在云母表面的作用加强，使得 精矿V 0 ，回收率逐渐增加。但是矿浆中油酸根阴 离子增加会使其失去选择性，导致精矿V O ，品位 有较大的回落。因而合适的油酸钠用量为1 5 0 趴。 2 ．2 ．2 ．4 起泡剂用量试验 起泡剂用量试验条件浮选时间9m i n ，矿 样一3 8 m 含量占5 3 ．3 ％，捕收剂油酸钠用量1 5 0 g ／t ，P b N 0 ， 用量4 0 0g ／t ，松醇油用量分别为 6 4 ．5 6 、1 0 7 ．6 0 、1 5 0 ．6 4 和1 9 3 ．6 8 ∥t ，试验结果见 图4 。 松醇油用量， g t 。 图4 起泡剂用量试验结果 零 ＼ 碍 擎 互 n q b 婆 F i g ．4 R e s u l t so fd o s a g eo ff r o t h e re x p e r i m e n t 起泡剂用量试验结果表明，随着起泡剂用量的 增加，矿浆中气泡量增加，云母在气泡表面附着几 率增大，因而精矿V 0 ，回收率增大，但是同时会 夹带脉石矿物一起随气泡上升进入精矿，导致精矿 V O ，品位下降。因此适宜的起泡剂用量为l5 0 ．6 4 趴。 2 ．2 ．2 ．5 调整剂用量试验 调整剂试验条件捕收剂油酸钠用量1 5 0g ／t ， 起泡剂松醇油用量1 5 0 ．6 4g ／t ，矿样一3 8 斗m 占 5 3 ．3 ％，浮选时间9m i n ，调整剂P b N 0 ， 用量分 别为O 、2 0 0 、4 0 0 和6 0 0 趴，试验结果见图5 。 P b N 0 ， 用量试验结果表明，随着P b N O ， 零 ＼ 理 3 暑 n q b 蜒 P h N O ， 用量／ g ‘一 图5P b N 0 ， 用量试验结果 F i g ．5 R e s u l t so fd o s a g eo fP b N 0 3 2e x p e r i m e n t 用量增加，精矿V 0 ，品位和回收率均随之升高。 当P b N 0 ， 用量为4 0 0 所时，加大P b N O ， 用量， 精矿V 0 ，品位和回收率变化很小，说明此时调 整剂用量达到饱和。因此合适的P b N 0 。 用量为 4 0 0 ∥t 。 2 ．2 ．3 开路试验研究 在浮选单因素条件试验结果的基础上，进行了 扫选试验，试验流程见图6 。试验结果列于表7 。 表7 试验结果可以看出，二段扫选精矿指标开始急 剧下降，因此合适浮选流程为一次粗选、一次扫选 开路流程。采用该流程能得到V 0 ，含量1 ．0 9 3 ％、 回收率6 4 ．9 2 ％的钒精矿。 表7 T a b l e7 开路扫选试验结果 R e s u l t so f s c a v e n g i n gt e s t ／％ 2 ．2 ．4 方解石抑制试验 对焙烧脱碳石煤一次粗选、一次扫选精矿产品 进行分析发现，其中T F e 含量从原矿的3 ．7 1 ％降到 了1 ．1 3 ％，说明通过浮选脱除了部分铁矿物。但是 C a O 含量从6 ．2 2 ％升到了8 ．4 3 ％，这表明方解石也 能被油酸钠捕收。研究表明№”] ，六偏磷酸根可 以和方解石表面的C a 2 作用，消除方解石表面的活 性点，使油酸根阴离子活性基团难以在方解石表面 吸附，从而抑制方解石的浮选。 在原有最佳单因素条件试验基础上，分别加入 2 0 0 、3 0 0 、4 0 0 、5 0 0 和6 0 0 ∥t 的六偏磷酸钠进行 试验，试验结果列于图7 。 图7 试验结果看出，随着六偏磷酸钠用量的增 加，精矿中c a 0 含量和回收率均降低，说明六偏 们叭的“””叭凹卯 万方数据 2 0 1 4 年第3 期李茂林等湖北通山石煤钒矿选矿预富集探索研究 4 9 脱碳石煤 粗选精矿 9 I P b N 0 3 4 0 0 I 油酸钠1 5 0 药剂用量单位∥t ； 浮选时间单位。i 。3结论 坠嵝1 5 0 ’6 4 9 } P b N o ， 2 0 0 | 油酸钠1 0 0 扫选Ⅱ} 松醇油1 0 7 ．6 扫选精矿I 扫选精矿Ⅱ扫选Ⅲ 6 扫选精矿Ⅲ尾矿 图6 开路试验流程图 F i g ．6 T h en o w s h e e to f o p e n c i r c u i t t e s t 药剂用量／ g c 。1 图7 六偏磷酸钠用量试验结果 F i g ．7 R e s u l t so fd o s a g eo fs o d i u I n h e x a m e t a p h o s p h a t ee x p e r i m e n t 堡 祷 娶 圄 磷酸钠对方解石起到了抑制作用。图中可以看出， 六偏磷酸钠合适用量为3 0 0 趴。 在原有试验基础上，添加六偏磷酸钠，进行一 次粗选、一次扫选开路试验，最终得到V 0 ，含量 1 ．2 3 1 ％、回收率6 4 ．6 7 ％的钒精矿，其中C a O 含量 4 ．3 6 ％，T F e 含量1 ．2 1 ％。这表明通过该次研究， 提高了矿样中V 2 0 ，含量，降低了主要酸耗物方解 石和铁矿物含量。 1 研究矿样中钒主要赋存在云母矿物和碳质 物中，如果用选矿方式分离出云母、碳质物中的钒， 最终可得到V O ，含量2 ．0 3 ％的精矿，碳精矿焙烧 脱碳后，最终混合精矿V 0 ，含量可达3 ．3 0 ％左右。 2 在油酸钠浮选体系中，加入硝酸铅同时作 为石英的抑制剂和云母的活化剂，按照一次粗选、 一次扫选浮选流程选别，最终可得到V 0 ，含量 1 ．0 9 3 ％、回收率6 4 ．9 2 ％的钒精矿。 3 加入六偏磷酸钠可有效抑制方解石，使得 精矿C a O 含量从原矿的6 ．2 2 ％降到4 ．3 6 ％，并在一 次粗选、一次扫选浮选流程下得到V 0 ，含量 1 ．2 3 l ％、回收率6 4 ．6 7 ％的综合精矿。 4 经过选矿试验，可以有效降低酸耗物方解 石和铁矿物含量，提高V 0 ，含量，从而提高湿法 提钒过程中人料品位，减少处理量，降低酸耗，节 省湿法提钒成本。 参考文献 [ 1 ] 田庆华，郭学益．我国钒资源的生产及应用研究进展[ J ] ． 湖南有色金属，2 0 0 6 ，2 2 6 1 7 2 0 ． [ 2 ] 向平，冯其明，钮因健，等．选矿富集阿克苏石煤钒矿 中的钒[ J ] ．材料研究与应用，2 叭0 ，4 1 6 5 7 0 ． [ 3 ] 陈晓青，杨进忠，毛益林，等．低品位黏土型钒矿资源综 合利用新技术研究[ J ] 有色金属 选矿部分 ，2 0 1 0 5 9 1 2 ． [ 4 ] 李洁，马晶．黑色岩系钒矿的机械选矿抛尾工艺研 究[ J ] ．有色金属 选矿部分 ，2 0 1 0 4 2 5 2 8 ． [ 5 ] 朱军，李欣，王毅，等．高磷低品位钒矿的选冶试 验研究[ J ] ．矿冶。I 程，2 0 1 0 ，3 0 4 6 l 一6 5 ． [ 6 ] 孙伟，王丽，曹学锋，等．石煤提钒的浮选I 艺及吸 附机理[ J ] ．中国有色金属学报，2 0 1 2 ，2 2 7 2 0 7 0 2 0 7 4 ． [ 7 ] 戴子林，邱显扬，刘旭娃，等．提高石煤钒矿浸出率的研 究[ J ] 有色金属 选矿部分 ，2 叭O 4 2 9 3 1 ． [ 8 ] 李永聪，米丽平．灵寿碎云母尾矿综合利用试验研究[ J ] ． 中国矿业，2 0 0 5 ，1 4 7 5 1 5 3 ． [ 9 ] 刘方，孙传尧．调整剂和油酸钠添加顺序对硅酸盐矿 物浮选的影响[ J ] ．金属矿山，2 0 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