陕西某低品位粘土钒矿选矿富集工艺研究.pdf

陕西某低品位粘土钒矿选矿富集工艺研究 ① 毛益林１，２， 陈晓青１，２， 杨进忠１，２， 王秀芬１，２ （１．中国地质科学院矿产综合利用研究所，四川 成都 ６１００４１； ２．中国地质调查局金属矿产资源综合利用技术研究中心，四川 成都 ６１００４１） 摘 要 对陕西某低品位粘土钒矿进行了选矿工艺研究，采用“两段加药擦洗⁃磁选”工艺，配合使用新型抑制剂，可获得产率 ２２．０４％、 精矿 Ｖ２Ｏ５品位 ２．７１％、回收率 ７９．３１％的钒精矿。 该工艺抛除了大部分低品位尾矿，达到了湿法提钒前提高原料钒品位的目的。 关键词 低品位粘土钒矿； 加药擦洗； 磁选； 抛尾 中图分类号 ＴＤ９８５文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１６．０３．０１１ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１６）０３－００４４－０３ Ｅｎｒｉｃｈｍｅｎｔ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｏｆ Ｌｏｗ⁃ｇｒａｄｅ Ｖａｎａｄｉｕｍ⁃ｂｅａｒｉｎｇ Ｃｌａｙ Ｏｒｅ ｆｒｏｍ Ｓｈａａｎｘｉ ＭＡＯ Ｙｉ⁃ｌｉｎ１，２， ＣＨＥＮ Ｘｉａｏ⁃ｑｉｎｇ１，２， ＹＡＮＧ Ｊｉｎ⁃ｚｈｏｎｇ１，２， ＷＡＮＧ Ｘｉｕ⁃ｆｅｎ１，２ （１．Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｍｕｌｔｉｐｕｒｐｏｓｅ Ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ， ＣＡＧＳ， Ｃｈｅｎｇｄｕ ６１００４１， Ｓｉｃｈｕａｎ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｃｅｎｔｅｒ ｏｆ Ｍｕｌｔｉｐｕｒｐｏｓｅ Ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ Ｍｅｔａｌ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ ｏｆ Ｃｈｉｎａ Ｇｅｏｌｏｇｉｃａｌ Ｓｕｒｖｅｙ， Ｃｈｅｎｇｄｕ ６１００４１， Ｓｉｃｈｕａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｆｏｒ ａ ｌｏｗ⁃ｇｒａｄｅ ｖａｎａｄｉｕｍ⁃ｂｅａｒｉｎｇ ｃｌａｙ ｏｒｅ ｆｒｏｍ Ｓｈａａｎｘｉ Ｐｒｏｖｉｎｃｅ ｗａｓ ｓｔｕｄｉｅｄ． Ｔｈｅ ｐｒｏｃｅｓｓ ｃｏｎｓｉｓｔｉｎｇ ｏｆ ａ ｔｗｏ⁃ｓｔａｇｅ ｒｅａｇｅｎｔ⁃ａｄｄｅｄ ｓｃｒｕｂｂｉｎｇ ａｎｄ ａ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ， ｃｏｍｂｉｎｅｄ ｗｉｔｈ ａ ｎｅｗ ｔｙｐｅ ｏｆ ｄｅｐｒｅｓｓａｎｔ， ｐｒｏｄｕｃｅｄ ａ ｖａｎａｄｉｕｍ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｅ ｏｆ ２．７１％ Ｖ２Ｏ５， ｗｉｔｈ ａ ｙｉｅｌｄ ｏｆ ２２．０４％ ａｎｄ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ７９．３１％． Ｓｉｎｃｅ ｔｈｅ ｍａｊｏｒｉｔｙ ｏｆ ｔｈｅ ｌｏｗ⁃ｇｒａｄｅ ｔａｉｌｉｎｇｓ ｈａｖｅ ｂｅｅｎ ｄｉｓｃａｒｄｅｄ ｗｉｔｈ ｔｈｉｓ ｔｅｃｈｎｉｑｕｅ， ｔｈｅ ｐｕｒｐｏｓｅ ｏｆ ｒａｉｓｉｎｇ ｔｈｅ ｖａｎａｄｉｕｍ ｇｒａｄｅ ｏｆ ｔｈｅ ｆｅｅｄ ｍａｔｅｒｉａｌ ｆｏｒ ｆｕｒｔｈｅｒ ｈｙｄｒｏｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ ｖａｎａｄｉｕｍ ｅｘｔｒａｃｔｉｏｎ ｈａｓ ｂｅｅｎ ａｔｔａｉｎｅｄ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｌｏｗ⁃ｇｒａｄｅ ｖａｎａｄｉｕｍ⁃ｂｅａｒｉｎｇ ｃｌａｙ ｏｒｅ； ｒｅａｇｅｎｔ⁃ａｄｄｅｄ ｓｃｒｕｂｂｉｎｇ； ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ； ｔａｉｌｉｎｇｓ ｄｉｓｃａｒｄｉｎｇ 在我国，钒多作为伴生组分赋存于钒钛磁铁矿中， 常在铁冶炼中作为副产物产出。 而作为独立矿床的钒 矿主要赋存在细粒粘土矿中，由于其不易富集，提钒工 艺通常对原矿进行直接浸出提钒。 但由于原矿含钒品 位较低，酸碱原料消耗大，会使提钒成本增高［１－５］。 为 提高提钒原料钒品位，对陕西某粘土钒矿进行了选矿 工艺试验研究。 １ 原矿性质 原矿主要化学成分见表 １。 表 １ 原矿主要化学成分（质量分数） ／ ％ Ｖ２Ｏ５ＣａＯＭｇＯＫ２ＯＮａ２ＯＣＳＢａＯＡｌ２Ｏ３ＴｉＯ２ ０．７５１．７６０．３１０．６５０．０５２２．２６０．１２０．３８２．１５０．０８２ ＳｉＯ２ＭｏＦＰ２Ｏ５ＮｉＣｏＣｒＴＦｅＡｓ ８８．３４ ０．０００７ ０．０６４０．７９ ０．００８６ ０．００１ ０．０５５１．２３０．００５ 矿石中金属矿物含量较少，以褐铁矿为主，次为黄 铁矿、钒铁矿、铁钒锐钛矿等。 非金属矿物以石英、云母为主，次为方解石、石墨、 炭质等。 副矿物为磷灰石。 经电镜分析、能谱面分析、相簇分析等可知，钒主 要以吸附状态存在，主要存在于石英、褐铁矿、粘土矿 物等的空洞或裂隙中；次为以类质同象形式置换 ６ 次 配位的 Ａｌ ３＋ 而存在于云母等铝硅酸盐矿物中，还有一 部分以游离氧化物的形式存在，其中吸附态和类质同 象占 ９９％以上。 －２ ｍｍ 原矿筛析结果见表 ２。 从原矿筛析结果及 分布状况来看，随着矿石粒度减小，Ｖ２Ｏ５品位提高，说 明含钒矿物主要赋存在易磨碎的矿石中。 ２ 试验结果与讨论 ２．１ 原矿直接分级试验 原矿直接分级，可丢弃部分尾矿。 称取－２ ｍｍ 原矿 ①收稿日期 ２０１５－１２－２９ 基金项目 中国地质调查项目（１２１２０１１１２０３１６） 作者简介 毛益林（１９８３－），男，四川广安人，工程师，硕士研究生，主要从事矿物加工研究工作。 第 ３６ 卷第 ３ 期 ２０１６ 年 ０６ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３６ №３ Ｊｕｎｅ ２０１６ 表 ２ －２ ｍｍ 原矿筛析结果 粒级／ ｍｍ产率／ ％Ｖ２Ｏ５品位／ ％分布率／ ％ ＋１．０ １３．４６０．３９６．９６ －１．０＋０．５３３．４６ ０．４０１７．８４ －０．５＋０．３１２．４５ ０．５９９．８６ －０．３＋０．１５４．５３ ０．７４４．４６ －０．１５＋０．０７５１４．５９ ０．７０１３．６７ －０．０７５＋０．０４５４．０３ ０．９１４．８８ －０．０４５＋０．０３８１．３８ ０．８２１．５０ －０．０３８ １６．１０１．９０４０．８４ 合计１００．０００．７５１００．００ 适量，加水浸湿矿物，适当搅拌后采用 ３２５ 目（０．０４０ ｍｍ） 分级，取细粒级为精矿产品，其余产品作为尾矿丢弃。 原矿直接分级试验结果见表 ３。 表 ３ 原矿直接分级试验结果 产品名称产率／ ％Ｖ２Ｏ５品位／ ％回收率／ ％ 精矿１７．６２．２４５２．６１ 尾矿８２．４０．４３４７．３９ 原矿１００．０００．７５１００．００ 由表 ３ 可知，尾矿品位偏高。 这是由于直接分级 是将呈细粒分布的含钒矿物随细泥产出，吸附于粗粒 矿物间隙的含钒矿物随大量尾矿被丢弃，造成尾矿含 钒较高，精矿产品综合指标较低。 ２．２ 浮选试验 由工艺矿物学分析结果可知，原矿中 Ｖ２Ｏ５绝大 部分以吸附和类质同象形式存在于粘土矿物、云母、褐 铁矿等矿物中。 为使钒矿物得到最大程度富集，可考 虑重点富集钒矿物的载体，以达到富集钒矿物的目的。 采用十二胺盐酸盐（１００＋５０＋３０ ｇ／ ｔ）强化捕收云 母等铝硅酸盐，油酸钠（４００＋２００＋１００ ｇ／ ｔ）捕收褐铁矿 及粘土矿物，共采用 ３ 次粗选对钒矿物进行富集，浮选 时间分别为 ７ ｍｉｎ、５ ｍｉｎ、５ ｍｉｎ，结果见表 ４。 表 ４ 浮选试验结果 产品名称产率／ ％ Ｖ２Ｏ５品位／ ％Ｖ２Ｏ５回收率／ ％ 精矿 １４．２７１．２９７．２４ 精矿 ２２３．６４１．１２３４．７１ 精矿 ３７．９６１．１２１１．６８ 精矿 １＋精矿 ２＋精矿 ３３５．８７１．１４５３．６３ 尾矿６４．１３０．５５４６．３７ 原矿１００．０００．７６１００．００ 采用浮选工艺可使回收率达到 ５３．６３％，但精矿品 位较低，仅为 １．１４％，富集比达不到理想指标。 这是由 于原矿中含泥较多，且有用组分钒大部分为粘土矿物， 多分布在细粒级中，而且磨矿之后也会产生大量的次 生矿泥，这部分矿泥与细粒级的粘土矿物一起，在浮选 过程中呈分散状态，将会恶化浮选环境，造成浮选过程 难以控制，达不到选择性捕收有用矿物的目的，造成钒 精矿产品质量下降。 同时使药剂制度变得复杂，加药 点增多，药剂消耗量加大，工业生产过程中不易控制， 而且钒精矿产品中所含的捕收剂、起泡剂等浮选药剂 对后续的湿法提钒工艺有明显影响。 因此，不宜采用 浮选工艺回收该类型粘土钒矿。 ２．３ 重选试验 对于含泥较多、且含泥矿物中钒矿物分布较为集 中的矿石，重选脱除矿泥得到相对富集的精矿产品，是 一种较为经济便捷的选矿措施。 针对该粘土钒矿泥质 矿物含钒这一矿石特性，优先考虑采用重选脱泥进行 钒矿物富集。 将－２ ｍｍ 原矿磨至不同粒度，通过摇床选别，分 别获得细泥精矿。 重选工艺条件冲程 １ ｃｍ、冲次 １５０ 次／ ｍｉｎ。 重选试验结果见表 ５。 表 ５ 重选工艺试验结果 磨矿 细度 产品 名称 产率 ／ ％ Ｖ２Ｏ５品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ 精矿１４．６７２．４３４６．８９ －２ ｍｍ 原矿尾矿８５．３３ ０．４７５３．１１ 原矿１００．０００．７６１００．００ －０．０７５ ｍｍ 占 ４２．７％ 精矿１８．９２２．３２５８．５７ 尾矿８１．０８０．３８４１．４３ 原矿１００．０００．７５１００．００ －０．０７５ ｍｍ 占 ６５．２％ 精矿２８．１０１．７４６６．１２ 尾矿７１．９００．３５３３．８８ 原矿１００．０００．７４１００．００ －０．０７５ ｍｍ 占 ７９．０％ 精矿２８．６９１．７２６５．８０ 尾矿７１．３１０．３６３４．２０ 原矿１００．０００．７５１００．００ 由表 ５ 可以看出，－２ ｍｍ 原矿直接重选，钒精矿 品位为 ２．４３％，但回收率只有 ４６．８９％；随着磨矿细度 增加，回收率呈增加趋势，但精矿品位呈下降趋势。 经 过摇床重选富集获得的精矿产品，其品位及回收率都 优于浮选工艺富集获得的精矿产品，但还有待提高。 ２．４ 擦洗试验 根据工艺矿物学结果，钒主要以吸附状态存在，主 要存在于石英、褐铁矿、粘土矿物等的空洞或者裂隙 中，必须采取合适的工艺手段使其从吸附状态中解离 出来，并对其进行富集，否则难以保证钒精矿品位及回 收率。 擦洗工艺对处理存在于矿物空洞和裂隙中的有用 矿物是一种行之有效的方法［６］。 擦洗工艺原则流程 见图 １。 ５４第 ３ 期毛益林等 陕西某低品位粘土钒矿选矿富集工艺研究 B3 ,0 3 1,0 23D3 0.15 mm-0.15 mm 图 １ 擦洗工艺原则流程 试验过程中，为考察药剂对擦洗工艺的影响，进行 了不加或加入抑制剂 ＥＭＦ－１９ 的对比试验。 ＥＭＦ－１９ 为中国地质科学院矿产综合利用研究所研发的新型选 矿药剂，对矿泥具有高效的分散效果，同时对含钙镁及 硅酸盐脉石具有良好的选择性抑制作用，能实现含钒 粘土矿物与细粒脉石矿物的有效分离。 试验结果见 表 ６。 表 ６ 擦洗工艺试验结果 试验 条件 产品 名称 产率 ／ ％ Ｖ２Ｏ５品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ 精矿２５．１４１．９６６７．６０ 不加药 中矿２．２３１．１４３．５０ 尾矿７２．６３０．２９２８．９０ 原矿１００．０００．７３１００．００ 精矿１４．６０３．１７６４．４３ 加药 中矿９．３２０．６２８．０４ 尾矿７６．０８０．２６２７．５３ 原矿１００．０００．７２１００．００ 表 ６ 结果表明，不加药时回收率较加药时稍高，但 精矿 Ｖ２Ｏ５品位远低于加药时的精矿品位，同时加药 时精矿产率较小，抛尾相对较多，进入后续湿法冶金提 钒作业的物料处理量大大减小。 故确定采用加药擦洗 工艺对该类型粘土钒矿进行富集。 ２．５ 全流程试验 对加药擦洗工艺进行了详细的条件试验，发现中 矿及尾矿品位稍高，这是由于试验过程中用的原矿为 －２ ｍｍ 物料，只经过破碎而未经过磨矿，对于包裹于 矿物内部的钒难于通过擦洗而解离出来。 为了降低中 矿品位，对中矿及尾矿再磨后进行二次擦洗，进一步回 收含钒矿物。 由于还有少部分钒矿物存在于褐铁矿中，应采用 强磁选对其载体矿物褐铁矿进行回收，以达到回收该 部分钒矿物的目的。 故最后确定采用“两段加药擦洗⁃ 磁选”的工艺流程。 对确定的试验流程进行了详细的试验，确定了各 影响因素最优条件。 按照最优条件进行了全流程试 验，试验流程见图 ２，结果见表 ７。 B3 20 min A0g/t EMF-19 2400 ,0 63 ,0 1,0 232 D23 233 3 231 * 1,0 10 minEMF-19 1300 -0.074 mmC42.1 0.15 mm-0.15 mm 1248 kA/m 图 ２ 全流程试验流程 表 ７ 全流程试验结果 产品名称产率／ ％ Ｖ２Ｏ５品位／ ％ 回收率／ ％ 精矿 １１２．８２３．３２５６．４９ 精矿 ２５．６４１．５９１１．９０ 精矿 ３３．５８２．３０１０．９２ 总精矿２２．０４２．７１７９．３１ 尾矿７７．９６０．２０２０．６９ 原矿１００．０００．７５１００．００ 经“两段加药擦洗⁃磁选”工艺，可获得产率 ２２．０４％、 Ｖ２Ｏ５品位 ２．７１％、回收率 ７９．３１％的钒精矿，钒得到了 有效富集。 ３ 工艺解决的关键技术问题 国内粘土钒矿提钒工艺通常对 Ｖ２Ｏ５品位 １．４％以 上的钒矿采用原矿焙烧⁃浸出或直接浸出的提钒工艺， 而不经过选矿富集。 对于 Ｖ２Ｏ５品位 １．４％以下的粘土 钒矿，由于钒品位较低，导致酸碱原料消耗大，使提钒 成本增高，同时环境污染情况严重，多直接丢弃或不予 开采。 本文采用“两段加药擦洗⁃磁选”的选矿工艺技术 方法，可使介于边界品位以上（Ｖ２Ｏ５≥０．５％）的低品位 粘土钒矿得到有效富集，抛除大部分尾矿，获得较高品 位的钒精矿产品。 使现有技术下不能得到有效利用的 低品位粘土钒矿变成可利用资源，提高了资源的利用率。 经过富集后的钒精矿可直接进入湿法冶金提钒作 业，能有效减少酸碱等原材料的消耗，减少了废渣及废 （下转第 ５０ 页） ６４矿 冶 工 程第 ３６ 卷 表 ８ 抛尾尾矿主要矿物含量及单体解离度测定结果 矿物组成含量／ ％单体解离度／ ％ 钛磁铁矿５．６５５０．００ 钛铁矿４．２６８９．６５ 硫化物１．０２８０．１２ 脉石８９．０７９３．３４ 抛尾尾矿镜鉴分析结果表明，样品中钛磁铁矿含量 很少，以它形粒状为主，半自形、它形晶品质不高，嵌布 粒度为 ０．０３～０．４５ ｍｍ，部分中度、重度绿泥石化蚀变， －４０ μｍ 粒级与钛铁矿一起呈稀疏浸染状嵌布在脉石 中，属于合理损失；钛铁矿含量很少，半自形晶、它形晶 都有，以它形粒状为主，嵌布粒度在 ０．０３～０．３５ ｍｍ 之 间，部分被脉石网状交代，主要为贫连生体，与脉石连 生较多，与钛磁铁矿的连生体很少，属于合理损失。 ２．５ 抛尾对后续选别的影响 为了粗略估算采用 ＺＣＬＡ 抛尾的经济效益，以攀 枝花密地选矿厂为例，该厂年处理原矿量 １ ４００ 万吨， 按照原矿 ＴＦｅ 品位 ３０％、抛尾后原矿 ＴＦｅ 品位 ３２％、 总尾矿 ＴＦｅ 品位 １４％计 不抛尾情况，年产铁精矿 １ ４００（３０－１４）（５４－１４）＝ ５６０ 万吨 抛尾情况，年产铁精矿 １ ４００（３２－１４）（５４－１４）＝ ６３０ 万吨 增加了 ＺＣＬＡ 抛尾后，在年处理量不变的情况下， 预计密地选矿厂每年能增加 ７０ 万吨铁精矿。 ３ 结 论 １） 原矿通过 ＺＣＬＡ 预选抛尾，减少了后续的磨矿 量，能够抛去产率１２．９９％的尾矿，尾矿 ＴＦｅ 品位 １０．０８％、 ＴｉＯ２品位 ４．６２％、ｍＦｅ 含量 ０．６４％，尾矿可作为废石直 接排入尾矿库，其精矿 ＴＦｅ 品位可提高 ２．９０ 个百分 点。 以攀枝花密地选矿厂为例，在年处理量不变的情 况下，增加 ＺＣＬＡ 预选抛尾，每年可增产 ７０ 万吨铁 精矿。 ２） 尾矿性质分析表明ＺＣＬＡ 选矿机对粗粒级物 料的铁钛回收效果很好，但对细粒物料中的钛铁矿回 收效果不理想，最好的粒度回收下限为 ０．１５４ ｍｍ。 尾 矿中钛磁铁矿、钛铁矿含量少，钛磁铁矿品质不高，多 为中度、重度绿泥石化蚀变，－４０ μｍ 粒级与钛铁矿一 起呈稀疏浸染状嵌布在脉石中，钛铁矿以它形晶体为 主，多与脉石连生且被脉石网状交代。 ３） 新型 ＺＣＬＡ 选矿机对攀枝花钒钛磁铁矿进行 预选抛尾指标较好，经济可行，为攀枝花低品位钒钛磁 铁矿及表外矿提供了一种预选抛尾新工艺。 参考文献 ［１］ 李兴华． 攀枝花钒钛磁铁矿综合利用技术路线图研究［Ｄ］． 昆明 昆明理工大学国土资源工程学院，２０１１． ［２］ 文孝廉，郭明彬，冉定伟． 攀枝花地区钛资源利用现状、存在的问 题及对策［Ｊ］． 金属矿山，２００８（８）５－８． ［３］ 张克仁，苏 波． 攀西钒钛磁铁矿石矿物工艺特征及其粗粒抛尾 选矿工艺［Ｊ］． 中国地质科学院院报，１９８７（１）２４５－２６０． ［４］ 郭明彬． 攀钢表外矿和极贫矿综合利用研究进展［Ｊ］． 金属矿山， ２００８（１０）５－８． ［５］ 李红玲，董小骥． 攀枝花某低品位钒钛磁铁矿选铁工艺对比试验 ［Ｊ］． 矿产保护与利用，２０１３（３）２９－３０． ［６］ 朱俊士． 钒钛磁铁矿选矿及综合利用［Ｊ］． 金属矿山，２０００（１）１－５． ［７］ 杨永涛，张 渊，张俊辉． 四川某钒钛磁铁矿选铁试验研究［Ｊ］． 矿产综合利用 ２００９（４）３－４． ［８］ 薛忠言． 低品位钒钛磁铁矿预选抛尾工艺试验［Ｊ］． 现代矿业， ２０１２（７）１０３－１０５． ［９］ 安登气． 陕西某低品位钒钛磁铁矿资源综合利用新工艺研究［Ｊ］． 湖南有色金属，２０１３，２９（５）１０－１３． ［１０］ 安登气，曾维龙． 新型 ＺＣＬＡ 永磁高梯度磁选机及选别攀枝花钛 铁矿的研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１０，３０（８）１５１－１５４． 􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎 （上接第 ４６ 页） 液的产生。 在生产工序上成功绕开了焙烧工序，避免 了废气及烟尘的产生，提高了企业的生产效益，减少了 工业生产给环境带来的恶性影响。 ４ 结 语 陕西某低品位粘土钒矿 Ｖ２Ｏ５含量为 ０．７５％，钒主 要以吸附状态存在于石英、褐铁矿、粘土矿物等的空洞 或裂隙中，次为以类质同象形式存在于云母等铝硅酸 盐矿物中，还有一部分以游离氧化物的形式存在，其中 吸附态和类质同象占 ９９％以上。 采用“两段加药擦洗⁃ 磁选”工艺，可获得产率 ２２．０４％、Ｖ２Ｏ５品位 ２．７１％、回 收率 ７９．３１％的钒精矿。 参考文献 ［１］ 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），２０１０（５）９－１２． ［２］ 安登气． 广东岚霞钒钛资源综合回收铁、钛、钒新工艺研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１４（３）５１－５３． ［３］ 孙德四，张立明，张贤珍． 硅质石煤钒矿提钒新工艺研究［Ｊ］． 稀 有金属与硬质合金，２０１０（６）５－１０． ［４］ 刘利军，李继壁，宾智勇，等． 陕西某碳硅质钒矿提钒工艺研究 ［Ｊ］． 有色金属（选矿部分），２００６（３）２８－３０． ［５］ 陈双莉，史 玲，谢建宏，等． 陕西某碳酸盐型钒矿提钒工艺研究 ［Ｊ］． 辽宁化工，２００７，１０（１０）６９６－６９９． ［６］ 卫 敏，吴东印，张艳娇． 淅川钒矿擦洗选矿试验研究［Ｊ］． 矿产 保护与利用，２００７，４（２）３４－３６． ０５矿 冶 工 程第 ３６ 卷