一种钙质与硅质混合型石煤钒矿的分级选矿方法技术

本发明专利技术公开了一种钙质与硅质混合型石煤钒矿的分级选矿方法，其原矿的主要矿物组成为：石英质矿物占20～28wt％，云母类矿物占10～15wt％，电气石-闪石类矿物占5～10wt％，碳酸盐类矿物占35～40wt％；原矿中钒的品位为0.6～1wt％；该分级选矿方法包括以下步骤：a.将破碎后的原矿球磨后，对矿料进行分级，分级粒度为0.037～0.074mm，得到粗粒级与细粒级两个产品；b.粗粒级产品再磨后采用正浮选工艺回收钒，细粒级产品采用反浮选工艺脱除碳酸盐，获得钒精矿和钙精矿。本方法处理钒品位为0.6～1％的钙质与硅质混合脉型石煤钒矿，获得的钒精矿V2O5富集比达到2.5以上，钒回收率可达85％以上。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术涉及，属于混合脉型石煤 钒矿选矿领域。
技术介绍
高熔点稀有金属元素钒，是一种重要战略物资，以其优良的合金性能和催化作用， 被广泛地应用于冶金、国防、化工、机械、电子、汽车、铁路、船舶及轻工等领域。V 2O5是最重要 的钒氧化物，广泛应用于钢铁、硫酸工业、石化工业、飞机发动机制造、宇航船舱骨架、导弹、 军舰水翼和引进器等方面。因此，钒一直是西方各国的重要战略储备资源。 石煤钒矿是我国生产钒的重要原料之一，传统的石煤钒矿提取钒工艺均采用直接 冶炼的方法，要求石煤钒矿中的V 2O5品位高于0. 8 %，特别是近年来钒价格下滑，对于V 205 品位低于1.5%的石煤钒矿，直接冶炼基本无利可图。因此在钒冶炼前，通过选矿工艺预先 抛除石煤钒矿中不含钒的脉石矿物，提高钒冶炼原料V 2O5品位具有重要意义。 石煤钒矿按脉石成分可分为钙质、硅质以及钙质硅质混合脉三种类型。钙质石煤 钒矿主要脉石矿物为白云石与方解石，主要有价元素为钒与钙，钙以碳酸盐形式存在，碳酸 盐的存在不仅会增加酸浸工艺的耗酸量，而且在加盐焙烧水浸提钒工艺中会与钒结合，生 成不溶于水的钒酸钙，降低钒的水浸率，因此，通过选矿实现钒与碳酸盐的分离具有十分重 要的意义，钙质石煤钒矿一般采用反浮选脱除钙矿物，在提高原料V 2O5品位的同时，获得了 一个钙精矿。硅质石煤钒矿主要脉石矿物为石英、主要有价元素为钒，一般采用正浮选脱除 其中脉石矿物。对于钙质与硅质混合脉的石煤钒矿选矿，如采用单一正浮选，无法综合回收 钙矿物，造成资源浪费；采用单一反浮选工艺虽然在提高原矿V 2O5品位的同时获得了一个 钙精矿，但不能实现硅质脉石与含钒矿物的分离，钒精矿V2O 5富集比低。现有文献关于钙质 与硅质混合脉石选矿的报道极少，仅有少量报道是采用先反浮选钙后正浮选钒的工艺，此 种方法在能实现含钒矿物与脉石分离得同时，获得一个钙精矿，但生产成本较高，且钒浮选 回收率较低。钙浮选时首先需将矿浆pH值调节至碱性，加入大量的钒矿物抑制剂与才能实 现钙得浮选回收；钙浮选完毕后进行钒浮选，钒浮选需要在酸性条件下进行，需加入大量矿 浆PH调整剂才能将矿浆由碱性调节至酸性，且由于钙浮选时加入了大量的钒矿物抑制剂， 因此，需加入活化剂对被抑制的钒进行活化，才有可能可实现钒矿物与硅质脉石得分离，然 而在实际操作过程中，由于活化剂活化效果有限，被抑制后的钒矿物与硅质脉石分离困难， 从而造成了药剂的浪费以及钒矿物回收率偏低。
技术实现思路
本专利技术目的是提供一种钙质与硅质混合脉型石煤钒矿选矿方法，解决了现有技术 中钙质与硅质混合脉型石煤钒矿选矿药剂用量大、成本高，钒选矿回收率低，资源浪费等问 题，属于钙质与硅质混合脉型石煤钒矿领域。 本专利技术的技术方案是，提供，其 原矿的主要矿物组成为：石英质矿物占20~28wt %，云母类矿物占10~15wt %，电气 石-闪石类矿物占5~IOwt %，碳酸盐类矿物占35~40wt %，原矿中f凡的品位为0. 6~ Iwt% ;该分级选矿方法包括以下步骤： (a)将破碎后的原矿球磨后，对矿料进行分级，分级粒度为0. 037~0. 074mm，得到 粗粒级与细粒级两个产品； (b)粗粒级产品再磨后采用正浮选工艺回收钒，细粒级产品采用反浮选工艺脱除 碳酸盐，获得钒精矿和钙精矿。 进一步地，所述步骤（a)中，原矿球磨的磨矿浓度为55~65 %，磨矿细度 为-0. 074mm的矿料重量占该球磨矿总重量的50~65%。 进一步地，所述步骤（b)中，所述再磨的磨矿浓度为55~65 %，磨矿细度 为-0. 074mm的矿料重量占该再磨矿总重量的55~75%。 进一步地，所述分级为筛分分级或水力分级。 进一步地，所述正浮选工艺使用的捕收剂是由十二烷基三甲基氯化铵和十八胺组 成的组合捕收剂。 进一步地，所述组合捕收剂在每吨矿浆中添量50~80g，十二烷基三甲基氯化铵 和十八胺的质量比为1 : 0.9~1.1。 进一步地，所述粗粒级产品再磨后经钒粗选、钒精选一得到钒精矿一。 进一步地，所述细粒级产品经钙粗选得到钙粗精矿和钒粗精矿；钙粗精矿经钙精 选一、钙精选二得到钙精矿；钒粗精矿经钙扫选得到钒精矿二。 本专利技术的选矿方法原矿是钙质与硅质混合脉型石煤钒矿，其原矿特征是脉石组成 复杂，方解石、白云石、石英均占据一定比例，且含量相当。如采用单一正浮选，获得精矿品 位略高，但无法综合回收钙矿物，造成资源浪费，采用单一反浮选工艺虽然在提高原矿V 2O5 品位的同时获得了一个钙精矿，但不能实现硅质脉石与含钒矿物的分离，钒精矿V2O5富集 比低。现有技术先浮钙再浮钒的工艺存在着药剂消耗大、钒回收率低的问题。 钙质与硅质混合脉型石煤钒矿中主要目的矿物为钒云母；主要脉石矿物为方解 石、白云石、石英。几种矿物由于性质不同，在磨矿过程中会有不同表现。石英属于架状结 构硅酸盐，硬度高达7,无解理，晶体不易破碎，因此在破碎磨矿过程中石英会富集于粗粒级 产品中；云母属于层状硅酸盐，层内是键力较强的共价键和离子键，层与层之间是键力弱的 氢键，云母被破碎解离时易沿层与层之间产生氢键的断裂，云母硬度2,在磨碎过程中，云母 极易解离，但多呈薄板状、鳞片状、片状的隐晶质或微晶集合体形式产出，因此，其在粗粒级 与细粒级中均有富集；方解石有完全的解理，硬度3,白云石具有三组完全解离，硬度3~4， 因此方解石与白云石在破碎磨矿过程中会富集于细粒级产品中。 本专利技术专利利用上述钙质与硅质混合脉型石煤钒矿磨矿过程中各矿物在不同粒 级的富集情况，将破碎后的原矿球磨至一定粒度选用合适的分级粒度分级后，硅质脉石矿 物-石英大部分富集于粗粒级产品中，钙质脉石-白云石、方解石富集于细粒级产品中，含 钒矿物云母在细粒级中富集多，但由于其片状结构，磨矿后依然有部分富集于粗粒级产品 中。根据粗细粒级矿物组成不同，粗粒级产品再磨后采用浮选钒抑制石英的正浮选工艺回 收其中的钒、细粒级产品采用浮选钙抑制钒的反浮选工艺脱除钙矿物、回收钒。 对磨矿后产品，将CaO累计分布率高于85%的粒级分级到细粒级，按此原则一般 分级粒度为 0. 〇37mm、0. 045mm 或者 0. 074mm。 所述的细粒级产品反浮选工艺为：按每吨矿料添加50~200g碳酸钠+氢氧化钠 作为pH值调整剂，调节矿浆pH值为7. 5~9,添加100~150g水玻璃+硫酸铝为抑制剂， 50~80g油酸钠与氧化石蜡皂作为组合捕收剂，得浮选矿浆，再通过一粗二精一扫的浮选 获得钙镁精矿和钒精矿一。 所述的再磨后粗粒级产品正浮选工艺为：按每吨矿料添加100~500g硫酸作为 pH值调整剂，调节矿浆pH值为5~6. 5,添加100~150g六偏磷酸钠作为抑制剂，添加50~ 80g十二烷当前第1页1 2 本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种钙质与硅质混合型石煤钒矿的分级选矿方法，其特征在于，其原矿的主要矿物组成为：石英质矿物占20～28wt％，云母类矿物占10～15wt％，电气石‑闪石类矿物占5～10wt％，碳酸盐类矿物占35～40wt％；原矿中钒的品位为0.6～1wt％；该分级选矿方法包括以下步骤：(a)将破碎后的原矿球磨后，对矿料进行分级，分级粒度为0.037～0.074mm，得到粗粒级与细粒级两个产品；(b)粗粒级产品再磨后采用正浮选工艺收集钒，细粒级产品采用反浮选工艺收集钒。

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：魏党生，叶从新，张丽敏，韦华祖，骆任，郭玉武，蒋素芳，江锋，池汝安，何东升，欧阳华，朱永筠，
申请(专利权)人：湖南有色金属研究院，武汉工程大学，
类型：发明
国别省市：湖南;43