专利名称：：一种石煤钒矿的物理选矿方法
技术领域：
：本发明涉及一种选矿方法，特别是涉及石煤钒矿在化学提钒工艺之前用物理选矿方法实现钒富集的方法。
背景技术：
：钒资源储量主要共生于钒钛磁铁矿和石煤矿中。石煤矿属于低品位含钒资源，除我国外，世界上其他国家在工业上开采和利用的尚不多见。石煤是一种含碳少、发热值低的劣质煤，优势一种低品位、多金属共生矿，矾主要存在于其中的含钒云母、伊利石、含钒高岭石等矿相中。我国有着储量极为丰富的石煤钒矿资源，主要分布在湘、鄂、川、黔、浙、桂、赣、皖、陕、晋、豫、甘等20多个省，据中科院调査表明，我国石煤中钒的总储量占全球钒的储量的87%，比国外钒的总储量还多。当前五氧化二钒的主要来源是从含钒的铁矿中提取，从石煤钒矿中提取的五氧化二钒的量不到20%。其原因除了从石煤钒矿中提钒的环保工艺普遍未过关以外，另一个重要的原因是石煤钒矿普遍含钒品位低，一般的石煤钒矿的五氧化二钒含量在0.5%以下，用其直接提取五氧化二钒的生产成本高，没有经济效益。我国对石煤钒矿已开展了多年的试验研究工作，并取得了不少的研究成果，主要是在钒的火法和湿法提取工艺研究方面。对钒矿物的物理选矿方法的研究，查阅文献资料表明，至今为止还鲜有相关的研究报道。如果用物理选矿的方法，能将石煤钒矿中的五氧化二钒含量富集45倍以上，则必将带来以下好处(l)降低提钒工厂建厂的投资成本；(2)降低提钒的生产成本；(3)减少每吨钒提取生产所需的原料和尾渣量，减少提钒过程中的三废污染。(4)有利于石煤提钒工业采用取代传统钠法焙烧工艺的投资较大的环保工艺，从根本上解决三废污染问题。
发明内容本发明的目的在于提供一种在石煤钒矿化学提钒工艺之前用物理选矿方法实现钒富集的物理选矿方法。本发明的技术方案是通过以下途径实现钒矿VA含量富集310倍的。第一步，选择性破碎。首先选择^05含量为0.3%2%的石煤钒矿；其次，选择破碎设备对选择的石煤钒矿进行破碎；第二步，第一次分级，分出粗粒级抛尾。采用分级设备对第一步破碎的矿石进行分级，分级出粗粒级抛尾，粒级尺寸范围为0.lmm100mm，其VA含量低于0.4%;第三步，第二次分级，分出细粒级直接得到精矿。采用分级设备进行二次分级，分出细粒级得到精矿，其粒级尺寸小于0.lmm，V20s含量高于2.5%;第四步对两次分级的中间级别采用选择性磨矿-浮选法进行钒富集，得到浮选泡沫精矿和槽内尾矿。首先选择磨矿设备，对中间级进行选择性磨矿，中间级的粒径范围在0.lmml咖，V20s含量为0.5%2.5%，打磨后，产品最终细度为-0.074mm;然后再选择浮选设备和浮选药剂进行浮选，得到浮选泡沫精矿和槽内尾矿。本发明在石煤钒矿化学提钒工艺之前用物理选矿方法实现钒富集，能将石煤钒矿中的五氧化二钒含量富集45倍以上，具有以下好处，一是可以降低提钒工厂建厂的投资成本和提钒的生产成本；二是减少每吨钒提取生产所需的原料和尾渣量，减少提钒过程中的三废污染；三是有利于石煤提钒工业采用取代传统钠法焙烧工艺的投资较大的环保工艺，从根本上解决三废污染问题。具体实施例方式下面详细描述本发明的具体实施方式。本发明的技术方案是通过以下途径实现钒矿V20s含量富集310倍的。具体过程为第一步，选择性破碎。首先选取^05含量为0.3%2%的石煤钒矿；其次，对选取的石煤钒矿进行选择性破碎，采用的破碎设备包括通用鄂式破碎机、锤式破碎机、旋回破碎机、圆锥破碎机、对辊破碎机等；第二步，第一次分级，分出粗粒级抛尾。采用分级设备对第一步破碎的矿石进行分级，分级设备包括条格筛、振动筛、洗矿螺旋溜槽等，分级出粗粒级抛尾，粒级尺寸范围为0.lmm100mm，其VA含量低于0.4。/。；第三步，第二次分级，分出细粒级直接得到精矿。采用分级设备进行二次分级，分级设备包括水力旋流器、浓密机、斜板浓密厢等，分出细粒级得到精矿，其粒级尺寸小于0.lmm,V205含量高于2.5%;第四步对两次分级的中间级别采用选择性磨矿-浮选法进行钒富集，得到浮选泡沬精矿和槽内尾矿。首先选择磨矿设备，对中间级进行选择性磨矿，中间级的粒径范围在0.l腿lmm，^05含量为0.5%2.5%，选择性磨矿设备为球磨机、棒磨机、砾磨机、自磨机等，磨矿产品矿浆浓度控制在10%50%范围，打磨后，产品最终细度为-0.074mm占10%100%;然后再选择浮选设备和浮选药剂进行浮选，得到浮选泡沫精矿和槽内尾矿。浮选采用的设备为机械搅拌式浮选机、充气搅拌式浮选机、闪速浮选机、浮选柱等，浮选药剂有调整剂、捕收剂、起泡剂等3大类。调整剂采用硫酸、碳酸钠、亚硫酸钠、石灰、氢氧化钠、淀粉、腐殖酸钠、CMC、六偏磷酸钠、水玻璃、和硫化钠等中间的一种或几种的混合物。浮选调整剂用量范围为0.5kg/t10kg/t，更合理的用量范围为lkg/t5kg/t。捕收剂由A和B组成，其中A为脂肪酸、脂肪酸盐、羟污酸、羟污酸盐，垸基硫酸盐、烷基磺酸盐、垸基硫代碳酸盐、烷基硫代磷酸盐等阴离子捕收剂中间的一种或几种的混合物，用量范围为02kg/t，更合理的用量范围为0lkg/t;B为烷基脂肪伯胺、仲胺、叔胺或季铵盐等阳离子捕收剂中间的一种或几种的混合物，用量范围为02kg/t，更合理的用量范围为0lkg/t。起泡剂为松油、松醇油、醚醇油、酚类、高级脂肪醇等的一种或几种的混合物。用量范围为0.01kg/tlkg/t，更合理的起泡剂用量范围为0.05kg/t0.5kg/t。实例1新疆某石煤钒矿，外观粗粒夹细粉，深褐色，平均^05含量0.57%，按照本发明方法处理3000克原矿石，采用选择性破碎后，用湿式筛分分出+0.85mm粗粒级，产率80.8%，V205含量0.18;用湿式筛分分级出-0.023rnrn，产率8.5%，V20s含量3.26%;中间级别(0.023羅0.85臓)产率10.70%,^05含量1.38%，选择性磨矿后在1L充气搅拌浮选机中浮选，用六偏磷酸钠和水玻璃作调整剂，用量各600g/t，用十二垸基硫酸钠作捕收剂，用量500g/t，用松醇油作起泡剂，用量180g/t，采用一次粗选四次扫选两次精选流程，获得浮选泡沬精矿V2053.34%，浮选尾矿^05含量0.18%。(详见下表)产物名称产率/%V20s含量AVA回收率A原矿100.000.57+0.177mm80.80.1825.517<table>tableseeoriginaldocumentpage8</column></row><table>实例2重庆某石煤钒矿，外观粗粒夹细粉，浅褐色，平均105含量1.14%，按照本发明方法处理2000克原矿石，采用选择性破碎后，用湿式筛分分出+0.85mm粗粒级，产率57.4%,线含量0.23%;用湿式水力分级分出-O.Olmm，产率16.84%，^05含量4.12%;中间级别(O.01mm0.85mm)产率5.76%，￥205含量1.22%，选择性磨矿后在1L充气搅拌浮选机中浮选，用碳酸钠作调整剂，用量1200g/t，用苯甲羟污酸作捕收剂，用量600g/t，用丁醚醇作起泡剂，用量100g/t，采用一次粗选四次扫选两次精选流程，获得浮选泡沫精矿V2053.34%，浮选尾矿V205含量0.28%。(详见下表)<table>tableseeoriginaldocumentpage8</column></row><table><table>tableseeoriginaldocumentpage9</column></row><table>实例3新疆某石煤钒矿，外观粗粒夹细粉，浅褐色，平均VA含量0.70。/。，按照本发明方法处理2000克原矿石，采用选择性破碎后，用湿式筛分分出+0.85ram粗粒级，产率66.85%,再用湿式分级分出-O.037mm，产率10.83%，然后再对产率为23.12%的中间级别(0.037醒0.85醒)，在1.5L机械搅拌浮选机屮浮选，用六偏磷酸钠作调整剂，用量1200g/t，用十八胺作捕收剂，用量1500g/t，用异辛醇作起泡剂，用量180g/t，采用一次粗选四次扫选一次精选流程，获得浮选泡沫精矿VA含量3.24。/。，浮选尾矿VA含量0.42。/。。(详见下表)<table>tableseeoriginaldocumentpage9</column></row><table>权利要求1、一种石煤钒矿的物理选矿方法，其特征在于它的具体工艺过程为如下步骤第一步，选择性破碎。首先选择V2O5含量为0.3％～2％的石煤钒矿；其次，选择破碎设备对选择的石煤钒矿进行破碎；第二步，第一次分级，分出粗粒级抛尾。采用分级设备对第一步破碎的矿石进行分级，分级出粗粒级抛尾，粒级尺寸范围为0.1mm～100mm，其V2O5含量低于0.4％；第三步，第二次分级，分出细粒级直接得到精矿。采用分级设备进行二次分级，分出细粒级得到精矿，其粒级尺寸小于0.1mm，V2O5含量高于2.5％；第四步对两次分级的中间级别采用选择性磨矿-浮选法进行钒富集，得到浮选泡沫精矿和槽内尾矿。首先选择磨矿设备，对中间级进行选择性磨矿，中间级的粒径范围在0.1mm～1mm，V2O5含量为0.5％～2.5％，打磨后，产品最终细度为-0.074mm占20％～100％；然后再选择浮选设备和浮选药剂进行浮选，得到浮选泡沫精矿和槽内尾矿。2、根据权利要求1所述的一种石煤钒矿的物理选矿方法，其特征在于所述的第一步中破碎设备为鄂式破碎机、锤式破碎机、旋回破碎机、圆锥破碎机和对辊破碎机。3、根据权利要求1所述的一种石煤钒矿的物理选矿方法，其特征在于所述的第二步中分级设备为条格筛、振动筛和洗矿螺旋分级机。4、根据权利要求1所述的一种石煤钒矿的物理选矿方法，其特征在于所述的第三步中分级设备为水力旋流器、浓密机和斜板浓密厢。5、根据权利要求1所述的一种石煤钒矿的物理选矿方法，其特征在于所述的第四步中磨矿设备为球磨机、棒磨机、柱磨机、砾磨机和自磨机；浮选设备为机械搅拌式浮选机、充气搅拌式浮选机、闪速浮选机和浮选柱；浮选矿浆浓度控制在10%50%范围。6、根据权利要求1所述的一种石煤钒矿的物理选矿方法，其特征在于所述的第四步中的浮选药剂有调整剂、捕收剂和起泡剂。7、根据权利要求6所述的一种石煤钒矿的物理选矿方法，其特征在于所述的调整剂采用硫酸、碳酸钠、亚硫酸钠、石灰、氢氧化钠、淀粉、腐殖酸钠、CMC、六偏磷酸钠、水玻璃和硫化钠等中间的一种或几种的混合物，浮选调整剂用量范围为0.5kg/t10kg/t。8、根据权利要求6所述的一种石煤钒矿的物理选矿方法，其特征在于所述的捕收剂由A和B两种物质组成，其中A物质为脂肪酸、脂肪酸盐、羟污酸、羟污酸盐，垸基硫酸盐、烷基磺酸盐、烷基硫代碳酸盐和垸基硫代磷酸盐阴离子捕收剂中间的一种或几种的混合物，B物质为烷基脂肪伯胺、仲胺、叔胺或季铵盐等阳离子捕收剂中间的一种或几种的混合物，A的用量范围为02kg/t，B的用量范围为02kg/t。9、根据权利要求6所述的一种石煤钒矿的物理选矿方法，其特征在于所述的起泡剂为松油、松醇油、醚醇油、酚类、高级脂肪醇类等的一种或几种的混合物，用量范围为0.01kg/tlkg/t。全文摘要本发明涉及一种选矿方法，特别是涉及石煤钒矿在化学提钒工艺之前用物理选矿方法实现钒富集的方法。本发明的技术方案是，第一步，选择石煤钒矿，选择破碎设备对其进行破碎；第二步，第一次分级，分出粗粒级抛尾。第三步，第二次分级，分出细粒级直接得到精矿；第四步，对两次分级的中间级别采用选择性磨矿-浮选法进行钒富集，得到浮选泡沫精矿和槽内尾矿。本发明具有，一是可以降低提钒工厂建厂的投资成本和提钒的生产成本；二是减少每吨钒提取生产所需的原料和尾渣量，减少提钒过程中的三废污染；三是有利于石煤提钒工业采用取代传统钠法焙烧工艺的投资较大的环保工艺，从根本上解决三废污染问题。文档编号B03D1/001GK101507949SQ20091004289公开日2009年8月19日申请日期2009年3月19日优先权日2009年3月19日发明者平向,肖功明申请人:株洲市湘麒科技开发有限公司