Recovery of vanadium and carbon from low-grade stone coal by flotation

Flotation technology of high-carbon stone coal bearing vanadium was investigated based on mineralogical study. Carbon and vanadium flotation circuits were included in the flotation process for carbon and vanadium mineral concentrates. Carbon and vanadium minerals were efficiently separated via regrinding process in the carbon flotation circuit. The results show that the grade and recovery of V2O5 in flotation concentrate are 1.32% and 88.38%, respectively, and the tailings yield is 38.36%. Meanwhile, the grade and recovery of the carbon mineral are 30.08% and 75.10%, respectively, which may be utilized as the fossil fuels directly. The leaching rates of the flotation products are as high as 85%. The results demonstrate that there is no direct adverse effect of flotation process on vanadium leaching. This technology could potentially reduce cost and increase the treatment capacity of vanadium extraction and provide reference to stone coal flotation technology.

Flotation recovery of vanadium from low-grade stone coal

Pre-concentration of vanadium from low-grade stone coal by the method of desliming-flotation was investigated. The mineral composition and microstructure of stone coal were studied systematically by means of X-ray fluorescence spectrometry （XRF）, X-ray diffraction （XRD） and scanning electron microscopy （SEM）. The results show that selective separation of vanadium-bearing minerals can be achieved by flotation in acidic solution using melamine （EA）. The final vanadium concentrate with V2O5 grade of 1.88% and recovery rate of 76.58% is obtained by desliming-flotation process and 72.51% of the raw ore is rejected as tailings. The pre-concentration of vanadium from low-grade stone coal can increase V2O5 grade and decrease the content of acid consuming minerals, which would enable economical utilization of metallurgical vanadium extraction technology.

含钒石煤选矿预富集技术

我国石煤提钒工业中普遍存在的入料钒品位低、矿石处理量大、酸耗高、钒回收率低等问题是制约我国石煤提钒工业发展的关键问题,因而对含钒石煤进行选矿预富集具有重要意义。在对石煤矿物组成和钒赋存状态分析的基础上,归纳总结了国内外选矿预富集工艺技术的发展成果,指出含钒石煤单一浮选、单一重选、重浮联选、分级擦洗工艺是目前解决制约我国石煤提钒工业发展问题的有效工艺。最后强调指出含钒石煤预富集工艺应力求简单,以降低整个生产工艺成本为准则,做到整体经济效益与环境效益的统一;预富集阶段应重视对后续提钒影响较大的杂质的剔除、新型高效浮选药剂的开发和微细粒含钒矿物浮选设备的研制。

湖北某云母型含钒石煤重—浮联合预抛尾试验

湖北某云母型含钒石煤V_2O_5品位为0.81%,钒主要赋存在白云母和伊利石中。为提高酸浸给矿V_2O_5品位、降低酸浸作业矿量及耗酸矿物含量,从而降低酸耗和生产成本,对有代表性试样进行了重—浮联合工艺预抛尾试验。结果表明,试样在磨矿细度为-74μm占70.9%情况下,采用超极限螺旋溜槽粗选,粗选中矿再磨至-74μm占65.6%情况下进行螺旋溜槽再选,再选中矿再磨至-74μm占75.6%情况下正浮选,可抛出产率29.59%、V_2O_5品位为0.34%的合格尾矿,精矿V_2O_5品位提高至1.01%,V_2O_5回收率达87.60%,较好地实现了提高酸浸给矿V_2O_5品位、降低酸浸作业矿量及耗酸矿物含量的目标。

某炭质石煤钒矿中钒的赋存状态及其浮选研究

利用X射线衍射、光学显微镜、电子探针等多种检测方法,研究了某炭质石煤钒矿钒的赋存状态。在工艺矿物学研究的基础上进行了炭质钒矿的浮选试验,设计了脱碳-浮选联合流程评定该炭质石煤钒矿浮选富集工艺的可行性。结果表明:炭质钒矿中主要含钒矿物为含钒石煤,主要脉石矿物为石英;采用阴阳离子混合捕收剂闭路试验得到了V2O5品位为2.48%、回收率为81.15%的钒精矿。

选择性磨矿对含钒石煤单体解离的影响研究

为研究磨矿介质对石煤选择性磨矿的影响,分别考察了钢棒和钢球两种磨矿介质对湖北通山焙烧脱碳石煤在三辊四筒磨机中的选择性磨矿效果并确定合适的磨矿介质,然后通过浮选试验和云母解离度分析确定合适的磨矿细度。结果表明,由于含钒云母及各种脉石矿物的可磨性存在较大的差异,球磨与棒磨均有选择性磨矿的效果,即细粒级(-38μm)和粗粒级(+104μm)V2O5品位较高,中间粒级(-104+38μm)V2O5品位较低,但棒磨产品粒度更均匀,粒级间V2O5的品位极差更大,棒磨的选择性磨矿效果优于球磨。浮选试验和云母的解离度分析均表明,最佳的棒磨磨矿细度为-74μm含量为84.62%,对应的最终精矿V2O5的品位为1.06%,回收率为84.65%。通过棒磨选择性磨矿,可在较低的磨矿细度和简单的浮选工艺流程条件下,实现含钒云母的富集并有效地降低提钒的处理量、酸耗和生产成本。

选矿富集阿克苏石煤钒矿中的钒

新疆阿克苏低品位石煤钒矿的第一种类型矿具有钒粒级分布极不均匀特性,可采用湿式筛选方法实现+0.85 mm粗粒级抛尾,并得到比原矿富集数倍的-0.037 mm细粒级精矿.第二种类型矿不存在钒粒级分布不均匀特性,但该种类型矿具有钒物相分布不均匀特性,钒主要赋存矿物是含钒高岭石和含钒氧化铁矿物.第一种类型矿的中间级别也具有钒物相分布不均匀特性,钒也是主要赋存在含钒高岭石和含钒氧化铁矿物中.可采用浮选方法富集两种矿中赋存在高岭石和氧化铁矿物中的钒.采用湿式筛选+浮选的联合工艺处理V2O5品位约0.7%的由两种类型矿按一定比例配成的石煤钒矿样,获得精矿品位大于3.2%,钒总回收率大于74.5%的实验指标.

低品位石煤浮选及提钒工艺研究

采用浮选的方法,对开采价值低的低钒低碳石煤中的钒进行富集,对碳进行回收利用,并提出"浮选脱碳(精煤)—碳(精煤)焙烧浮选钒矿—酸浸物料—萃取提钒"的工艺路线。经小试及扩试生产实践,钒的总回收率可达75.10%。

采用浮选工艺降低某石煤钒矿中碳含量的试验研究

针对碳含量15.02%、V_2O_5含量0.928%的某石煤钒矿进行了降低其中碳含量的浮选工艺研究。经浮选处理,可将石煤钒矿中碳含量降至5.74%,V_2O_5含量富集到1.351%,V_2O_5回收率达到67.05%。研究结果为石煤钒矿中碳含量高、严重制约生产的瓶颈问题找到了解决办法,具有很好的推广价值。

某石煤型钒矿选矿新工艺研究

针对江西某石煤型钒矿中的钒主要赋存于钒云母、含钒云母及褐铁矿中,且部分含钒矿物具有弱磁性的特点,采用磁-浮联合工艺,浮选中使用高效抑制剂抑制GZS及胺类捕收剂TAN回收钒.在给矿钒品位为0.86%的条件下,获得钒品位1.41%、回收率84.01%的钒精矿,为冶金提钒预先抛弃了50.80%的脉石矿物,大大降低了生产成本,有效地提高了钒资源的利用率.

某高钙银钒石煤矿综合回收银钒选矿工艺试验研究

针对某银钒石煤矿钙含量高的特点,进行了反浮选工艺流程试验和扩大连续试验,较好地回收了有价元素钒及银,并有效地降低了银钒精矿中的CaO等杂质。扩大连续试验获得银钒含V2O51.49%、含Ag 151.22 g/t;V2O5和Ag的回收率分别为95.38%和87.18%,CaO的脱除率为94.11%,试验指标较理想,为同类型石煤钒矿选矿提供了有效途径。

含钒石煤预分选试验研究

采用摇床分选含钒石煤,棒磨优于球磨,适宜的参数为磨矿细度-0.074mm占85.18%,床面横向倾角1.83°,冲洗水量242L/h。在试验条件下,获得V2O5品位为1.11%摇床精矿,回收率为77.43%。但尾矿中V2O5品位偏高,不能直接抛尾。采用胺类药剂Z-2为捕收剂、硫酸铝为抑制剂对摇床尾矿进行浮选,经摇床重选-浮选联合流程处理,可抛除26.07%的尾矿,尾矿中V2O5品位降低至0.24%,钒损失率仅7.44%。该方法选矿成本低,金属损失率低,可大幅度减少进入浸出工序物料量,有利于降低生产成本。

高碳钒矿综合回收石墨试验研究

介绍了利用石墨、煤炭、石煤的可浮性差异,对高碳钒矿中的石墨进行优先浮选,可得到品位76.58%,含钒0.12%的石墨精矿,钒的损失率只有1.94%,可实现石墨与钒的综合回收。

某含炭低品位石煤钒矿选矿工艺研究

某含炭低品位石煤钒矿,嵌布粒度细、共生关系复杂,选矿富集钒难度大,直接冶炼生产成本高。在矿石性质研究基础上,进行了选矿方案试验,经对比确定采用炭浮选-钒浮选的工艺流程对钒进行选矿富集,最终闭路试验获得的钒精矿产率为35.92%,抛尾率达到64.08%,钒总精矿V2O5品位为1.87%,总回收率为86.05%。成本估算结果 1 t原矿选矿成本为45.897元/t,仅为冶炼成本的15%左右,但可降低冶炼处理量64%以上,经济效益显著。

湖南某脱碳石煤的选矿试验研究

传统的石煤提钒工艺中钒回收率低、环境污染严重。在工艺矿物学研究的基础上,采用浮选对某脱碳石煤矿进行了条件试验和闭路试验,设计出了"优先脱碳—脱泥—浮选"联合提钒流程。结果表明,石煤中主要含钒矿物为钒云母,主要的脉石矿物为石英,通过闭路浮选试验得到了V2O5品位为2.04%、回收率为83.41%的钒精矿,从而显著降低浸矿酸耗和生产成本。

方山口石煤钒矿选碳的试验研究

针对方山口石煤钒矿,通过一次粗选一次扫选一次精选闭路浮选脱碳试验,在总钒损失5.82%的条件下,可将石煤中V2O5品位由0.95%提高到1.09%,脱碳后的石煤样品热值为239 kJ/kg,远低于未脱碳前的石煤热值2404 kJ/kg,有利于后续工艺处理;同时获得的高品位碳精矿,热值达到5458 kJ/kg,可作为燃料使用。

石煤型钒矿预富集技术研究现状

当前石煤提钒一般采用湿法浸出工艺,由于矿石钒品位低,造成浸出过程酸(碱)消耗量大。在浸出前对石煤钒矿预富集,能大幅降低生产成本。总结了我国石煤钒矿预富集技术的发展成果,重点介绍了擦洗工艺、重选工艺、浮选工艺和联合选矿工艺。对于采用常规的重选、磁选、浮选工艺难以有效富集的细粒黏土型石煤钒矿,利用其矿物硬度上或形状上的差异应用擦洗工艺能有效地富集。重选工艺处理量大、设备结构简单、成本低廉。浮选工艺应用范围广、适应性强、分选效率高,可以分选赋存状态复杂、嵌布粒度细的石煤钒矿,浮选富集的产品品质一般较高。组分复杂的石煤钒矿,采用单一选矿工艺难以高效地将含钒矿物和脉石矿物分离,可根据矿石特性进行联合工艺富集回收,以发挥各种工艺的优势,提高预富集效果。石煤钒矿预富集大幅减少了后续浸出的矿石处理量,钒浸出率显著提升,降低了生产成本。关于石煤型钒矿浮选药剂研究较少,今后可结合当前先进的分子模拟技术进行分子动力学机理研究浮选药剂与矿物表面的作用,开发更为新型高效的浮选药剂;研制适用于石煤钒矿重选的选别设备;在生产中逐渐淡化传统的选矿和冶金的界线,选冶联合发展,改进工艺流程,提高石煤资源的综合利用率。

某高钙、高碳型含钒石煤浮选方解石新工艺

湖北某高钙、高碳型含钒石煤CaO品位为6.26%,C品位为13.44%,钒赋存在白云母中,V2O5品位为0.71%,碳质对矿物的浸染严重。针对高含量的方解石会提高湿法提钒酸耗,增加生产成本的问题,在原有湿法提钒的基础上,利用浮选预先抛除方解石,降低了酸耗,提高了湿法提钒入料的钒品位。对比了浮选脱碳和焙烧脱碳对油酸钠浮选方解石的影响,通过实验探索出了一种浮选方解石的新工艺。实验结果表明,焙烧脱碳可以消除碳质对药剂的优先吸附,提高药剂的选择性,浮选效果优于浮选脱碳;选用等可浮流程,以2#油为捕收剂浮选出部分可浮性好的方解石和白云母作为钙钒混合精矿,可浮性较差的矿物与钙钒混合精矿再分别浮选分离方解石,降低了浮选的难度和药剂的用量,提高了浮选指标,确定了焙烧脱碳-分散脱泥-2#油等可浮选-强化选钙-混合精矿钙钒分离的新工艺,通过闭路实验获得了产率为22.3%、品位为36.66%、回收率为81.8%的钙精矿,V2O5损失率为16.6%,原矿的V2O5品位由0.71%提高至0.87%的浮选指标,实现了方解石的有效抛除和钒的富集,为后续湿法提钒创造了较好的条件。

石煤钒矿的选矿预富集研究评述

石煤是一种低品位钒矿,在中国储量极为丰富,具有"钒品位低、赋存状态多样、矿物组成复杂"的特点,预计这将增加选矿预富集的难度;现今石煤提钒工艺回收率低、生产成本高、环境污染重,根本原因还在于钒品位太低,因此,选矿预富集的引入必要而迫切。基于石煤钒矿的资源状况和性质特点,针对现有提钒工艺所存在的问题和不足,对石煤钒矿的选矿预富集研究进行了评述与分析,结果表明:直接富集含钒矿物,对矿石的要求较高,主要是针对含碳量较低、含钒量较高的石煤钒矿,有时会因钒的赋存状态而导致流程复杂,且不同地区的石煤钒矿物化性质和矿物成分差异较大,其选矿预富集方法也会有较大不同;富集脉石矿物相对容易,一般通过反浮选除杂,抛尾则多采用重选法;当石煤钒矿中有机碳含量较多时,可通过浮选法脱除并回收碳,但因成本较高而导致应用很少;多种形式联合可达到预富集的目的,但会使流程复杂,增加成本,难以推广应用。最后,指出了现有选矿预富集技术所存在的问题,并提出了今后的研究方向:设计适应性强且流程简洁的预富集工艺、在保证回收率的前提下提高预富集程度、开发专一高效的浮选药剂。

焙烧脱碳对含钒石煤相变及浮选行为的影响

湖北某高钙云母型含钒石煤中矿物被碳质深度浸染,浮选前需要焙烧脱碳。通过热重-差示扫描量热(TG-DSC)、傅里叶红外光谱(FTIR)、X射线衍射(XRD)等分析测试手段对原矿及不同温度焙烧脱碳样进行了表征分析,探讨了不同温度脱碳对浮选行为的影响。结果表明,该含钒石煤随着焙烧温度的升高,依次发生黄铁矿氧化、碳质的燃烧、方解石的分解等反应。600~700℃,碳质和黄铁矿基本消失,云母八面体结构未被破坏,方解石部分分解,固硫后剩余的CaO使浮选矿浆pH值升高,Ca^(2+)浓度增大。浮选试验结果表明,随焙烧温度的提高,碳质逐渐脱除,矿物表面性质差异扩大,脱碳样的浮选效果比原矿有明显改善。650℃脱碳样浮选,由于Ca^(2+)的活化作用,石英被油酸钠捕收,可得产率为21.10%,V_2O_5品位为0.36%的尾矿产品,钒损失率仅为10.05%,精矿的V_2O_5品位为0.95%。700℃脱碳时,矿浆过高的pH值和Ca^(2+)含量使微细颗粒发生无选择性聚沉,消耗大量的油酸钠,不利于浮选的进行。