一种回收石煤钒矿酸性浸渣中微细粒煤的方法

摘要

本发明公开了一种回收石煤钒矿酸性浸渣中煤的方法，属矿物加工工程技术领域；对浸渣进行预先分级，分为粗粒产品和细粒产品；将粗粒产品细磨，磨矿产品与细粒产品合并为浮选给矿；浮选粗选作业分为两段，第一次粗选中加入抑制剂、捕收剂和起泡剂，第二次粗选中加入捕收剂和起泡剂，两次粗选的泡沫产品合并为粗选精矿，槽内产品为粗选中矿；粗选中矿添加捕收剂和起泡剂后扫选，获得扫选中矿和最终尾矿，扫选中矿返回第二次粗选作业；粗选精矿精选两次，精选作业均少量添加捕收剂和起泡剂，第一次精选的中矿返回第一次粗选作业，第二次精选的中矿返回第一次精选作业。本发明工艺流程合理，流程结构简单，对原料的适应性较宽，易于工业化实施。

说明书

技术领域

本发明涉及一种回收石煤钒矿酸性浸渣中微细粒煤的方法，本方法使用分级后棒磨开路磨矿，在精细化的药剂制度下，每段浮选作业中都适量添加浮选药剂，回收低石煤钒矿酸性浸渣中微细粒煤，属矿物加工工程技术领域。

背景技术

我国石煤储量为618.8亿t，蕴藏于石煤中的V₂O₅储量约为11800万t，钒的其中V₂O₅品位大于0.5%的资源储量约为7700万t。国内87%以上的钒储量在石煤钒矿中，所以在国内有大量的石煤钒矿浸出厂。

由于石煤钒矿的钒品位通常品位的都不高，传统提钒工艺中通常会使用焙烧工艺，以期提高钒的浸出率。但由于有焙烧作业的存在，使得传统提钒工艺不可避免的拥有高大气污染和高能耗的缺点，并且焙烧作业会大量消耗掉石煤钒矿中原有的煤质成分，使浸渣中的煤资源变得毫无价值。一般来说，工业中使用的石煤钒矿的煤含量在10~20%，如果对所有的可利用石煤钒矿都使用焙烧工艺提钒，那么我国将损失至少40亿吨的可利用煤资源。

石煤钒矿硫酸活化浸出的工艺则无需焙烧作业，一方面，减少了浸出作业的能耗，也避免了焙烧带来的大气污染；另一方面，也使得石煤钒矿的煤在浸出作业后，依然具有回收价值。如果对所有石煤钒矿均采用此浸出工艺，并且能成功的回收浸渣中的煤，仅煤的经济效益就在千亿元以上。

对比工业上已出现的石煤钒矿浮选脱碳工艺，本方法显然具有不同的工艺目标、工艺目的和工艺优势。石煤钒矿浮选脱碳工艺的主要工艺目的是服务于焙烧作业，针对的是含碳量较高的石煤钒矿，因为当石煤钒矿中碳的含量过高，易使焙烧作业温度过高，发生练块和过氧化，进而导致钒的转化率和浸出率偏低。在传统的含焙烧工艺的石煤钒矿浸出作业中，当遇到含碳量高（碳量高于15wt%）的石煤钒矿时，会部分采用石煤钒矿浮选脱碳工艺（更多采用的是燃烧脱碳），目的是为了将入焙的石煤钒矿的碳含量降低至5wt%左右，该工艺一般不会考虑脱去的含煤矿物的品质，这一部分被脱去的含煤矿物将被白白的浪费；随着后续焙烧作业的进行，石煤钒矿中剩余的煤也将变得不可回收；还有，由于在焙烧作业前浮选脱碳工艺的引入，在焙烧作业前，对得到的已脱碳石煤钒矿不得不再引入脱水、过滤和干燥的作业，显然这使得工艺流程变得冗长复杂。

本方法则是建立在无需焙烧作业的石煤钒矿硫酸活化浸出工艺上，在浸出渣可利用煤并没有因为被大量的破坏性消耗，浸出渣中的煤依然具有回收价值；本方法的工艺目标就是这部分无焙烧作业的浸出渣中的煤，工艺目的就是得到合格的煤产品；从整体的浸出和浮碳工艺流程上看，对比于石煤钒矿浮选脱碳工艺，本方法工艺流程简单顺畅，不需要去额外的添加其它的生产作业，显然本方法的工艺优势明显。

常见的高硅质的石煤钒矿的浸渣由于煤的含量低，并且煤质常细粒嵌布于硅质脉石中，回收上具有极高的难度。但是限于煤自身的价值，回收石煤钒矿浸渣中的煤必须工艺流程简单，操作方便，生产可靠，指标较高，成本较低，还要投资少，见效快，能够取得较好的经济效益。

本办法可满足以上的要求，这意味着石煤钒矿中煤的回收过程变的经济可行；并且降低了固体排放量，得到了大量的可利用能源资源；也有利于新型无焙烧作业的石煤提钒工艺的推广，进而可消除焙烧作业所带来的高大气污染和高能耗的缺点。

发明内容

为了有效提高石煤钒矿酸性浸渣中微细粒煤与脉石矿物或其它矿物的分离效率，本发明提供了一种回收石煤钒矿酸性浸渣中微细粒煤的方法，精细化药剂制度下回收石煤钒矿酸性浸渣中微细粒煤，可有效提高煤精粉的品质，并且减小浮选药剂的消耗量，节约了浮选的成本。

本发明按以下技术方案完成： 

（1）使用高频振筛对石煤钒矿酸性浸渣进行预先筛分，分级为粒径大于45μm的粗粒产品和粒径小于45μm的细粒产品；

（2）使用棒磨机将步骤（1）得到的粗粒产品细磨至粒径小于45μm的矿粒占85~95wt%，磨矿浓度为60-65wt%，将得到的磨矿产品和步骤（1）得到的细粒产品合并为浮选给矿；

（3）将步骤（2）得到的浮选给矿加水调浆至矿浆浓度为20-25wt%；

（4）对步骤（3）得到的矿浆进行浮选粗选，浮选粗选过程分为两段，在第一次粗选过程中，分别依次加入抑制剂1000-2000g/t、捕收剂80-150g/t和起泡剂80-150g/t，然后进行浮选选别，第一次粗选的槽内产品进行第二次粗选，在第二次粗选过程中，分别依次加入捕收剂40-80g/t和起泡剂40-80g/t，然后进行浮选选别，第二次粗选的槽内产品为粗选中矿，两次粗选获得的泡沫产品合并为粗选精矿；

（5）对步骤（4）得到的粗选中矿添加捕收剂20-40g/t和起泡剂20-40g/t后进行扫选，扫选的泡沫产品为扫选中矿，并且返回第二次粗选作业再选，浮选槽内产品为最终尾矿；

（6）对步骤（4）得到的粗选精矿进行两次精选，在每次精选作业前，均依次加入捕收剂20-40g/t和起泡剂15-30g/t，第一次精选的泡沫产品为第二次精选的给矿，第一次精选的槽内产品返回第一次粗选作业进行再选，第二次精选的槽内产品返回第一次精选作业进行再选，经第二次精选最终获得的泡沫产品为含有微细粒煤的煤精粉。

本发明中所述石煤钒矿酸性浸渣是指无焙烧作业的酸性浸出的石煤钒矿浸渣，具体的的方法有硫酸活化常压浸出法、硫酸活化高压浸出法和浓酸熟化浸出法等。浸出渣中比较有代表性的是高硅质的石煤钒矿酸性浸渣，一般此类浸渣SiO₂含量在70wt%以上，且粒度较细，浸渣中-45μm级别含量在65wt%以上，浸渣固定碳含量不高，固定碳含量为6～9wt%。

所述抑制剂为硅酸钠或其它可溶性硅酸盐，纯度为工业级；所述捕收剂为煤油和柴油的一种或两者任意比例的混合物，纯度为工业级；所述起泡剂为松醇油，纯度为工业级。

所述最终获得的煤精粉（第二次精选作业泡沫产品）的成分为固定碳 40wt%以上、SiO₂ 40-45wt%、CaO＜0.1wt%、MgO＜0.5wt%、Al₂O₃＜0.5wt%；煤精粉中煤的粒度为2-45μm；煤的回收率为70wt%以上。

本发明与公知技术相比存在的优点：

1、本发明针对无焙烧作业的硫酸活化浸出的石煤钒矿浸渣为原料，采用两粗-一扫-两精的浮选工艺流程，获得煤精粉，本方法配合无焙烧作业浸出工艺使得石煤钒矿中的煤得到了有效的回收，弥补了这一领域空白。

2、本方法工艺流程合理，流程结构简单，对原料的适应性较宽，易于工业化实施。

3、本发明针对浸渣粒度粒度较细和易磨的特性，使用预先筛分工艺将浸渣中绝大多数合格粒级的组份分离出来；针对粗粒产品易磨的特性，采用棒磨机对其进行细磨，可保护细粒不被过磨；磨矿为开路流程流程，一方面，符合浸渣粗粒产品易磨的特性，另一方面，可以扩大磨机的处理量，简化了磨矿流程。

4、针对回收高硅质石煤钒矿酸性浸渣中微细粒煤的浮选作业，本发明提供了精细化的药剂制度，在每一段的浮选作业中都添加适量的浮选药剂，使传统工艺中集中化的药剂制度分散化，稳定和优化了泡沫浮选的过程，最终提高了煤精粉的品质，并且减小了浮选药剂的消耗量，节约了浮选的成本。

5、本发明可实现高硅质石煤钒矿酸性浸渣中微细粒煤的有效回收，煤精粉固定碳的品位可达到40-45wt%，回收率达到70～80wt%。

6、本发明可有效推广无焙烧作业的石煤钒矿浸出工艺，减少了最终固体废弃物的排量，有利于生态环境的保护。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

以下结合实施例和附图对本发明做进一步描述，但本发明不限于以下所述范围。

实施例1：本实施例中石煤钒矿酸性浸渣为无焙烧作业的硫酸活化浸出的高硅质石煤钒矿酸性浸渣样品，取自贵州江古，含固定碳 6.14wt%、SiO₂ 81.36wt%、CaO 0.83wt%、MgO 0.71wt%、Al₂O₃ 3.09wt%等。采用如图1所示的工艺流程，具体工艺参数和选矿指标如下：

（1）使用高频振筛对高硅质石煤钒矿酸性浸渣进行预先筛分，分级为粒径大于45μm的粗粒产品和粒径小于45μm的细粒产品

（2）使用棒磨机将步骤（1）得到的粗粒产品细磨至粒径小于45μm的矿粒占90%，磨矿浓度为60wt%，将得到的磨矿产品和步骤（1）得到的细粒产品合并为浮选给矿；

（3）将步骤（2）得到的浮选给矿加水调浆至矿浆浓度为25wt%；

（4）对步骤（3）得到的矿浆进行浮选粗选，浮选粗选过程分为两段，在第一次粗选过程中，依次加入抑制剂1800g/t、捕收剂150g/t和起泡剂150g/t，然后进行浮选选别，第一次粗选的槽内产品进行第二次粗选，在第二次粗选过程中，依次加入捕收剂75g/t和起泡剂75g/t，然后进行浮选选别，第二次粗选的槽内产品为粗选中矿，两次粗选获得的泡沫产品合并为粗选精矿；

（5）对步骤（4）得到的粗选中矿添加捕收剂35g/t和起泡剂35g/t后进行扫选，扫选的泡沫产品为扫选中矿，并且返回第二次粗选作业再选，浮选槽内产品为最终尾矿；

（6）对步骤（4）得到的粗选精矿进行两次精选，在每次精选作业前，均依次加入捕收剂40g/t和起泡剂25g/t，第一次精选的泡沫产品为第二次精选的给矿，第一次精选的槽内产品返回第一次粗选作业进行再选，第二次精选的槽内产品返回第一次精选作业进行再选，经第二次精选最终获得的泡沫产品为含有微细粒煤的煤精粉；最终获得的煤精粉（第二次精选作业泡沫产品）的成分为固定碳 42.23wt%、SiO₂ 44.35wt%、CaO 0.034wt%、MgO 0.31wt%、Al₂O₃ 0.42wt%；煤的回收率为72.61wt%。

所使用的抑制剂为硅酸钠，纯度为工业级；捕收剂为煤油和柴油按体积比2:1配制成，纯度为工业级；所述起泡剂为松醇油，纯度为工业级。

 实施例2: 本实施例中石煤钒矿酸性浸渣为无焙烧作业的硫酸活化高压浸出的的高硅质石煤钒矿酸性浸渣样品，取自陕西山金，含固定碳 7.81wt%、SiO₂ 73.96wt%、CaO 5.25wt%、MgO 0.063wt%、Al₂O₃ 0.47wt%；具体工艺参数和选矿指标如下：

（1）使用高频振筛对高硅质石煤钒矿酸性浸渣进行预先筛分，分级为粒径大于45μm的粗粒产品和粒径小于45μm的细粒产品

（2）使用棒磨机将步骤（1）得到的粗粒产品细磨至粒径小于45μm的矿粒占95%，磨矿浓度为65wt%，将得到的磨矿产品和步骤（1）得到的细粒产品合并为浮选给矿；

（3）将步骤（2）得到的浮选给矿加水调浆至矿浆浓度为20wt%；

（4）对步骤（3）得到的矿浆进行浮选粗选，浮选粗选过程分为两段，在第一次粗选过程中，依次加入抑制剂1500g/t、捕收剂90g/t和起泡剂96g/t，然后进行浮选选别，第一次粗选的槽内产品进行第二次粗选，在第二次粗选过程中，依次加入捕收剂60g/t和起泡剂64g/t，然后进行浮选选别，第二次粗选的槽内产品为粗选中矿，两次粗选获得的泡沫产品合并为粗选精矿；

（5）对步骤（4）得到的粗选中矿添加捕收剂30g/t和起泡剂32g/t后进行扫选，扫选的泡沫产品为扫选中矿，并且返回第二次粗选作业再选，浮选槽内产品为最终尾矿；

（6）对步骤（4）得到的粗选精矿进行两次精选，在每次精选作业前，均依次加入捕收剂30g/t和起泡剂24g/t，第一次精选的泡沫产品为第二次精选的给矿，第一次精选的槽内产品返回第一次粗选作业进行再选，第二次精选的槽内产品返回第一次精选作业进行再选，经第二次精选最终获得的泡沫产品为含有微细粒煤的煤精粉；最终获得的煤精粉（第二次精选作业泡沫产品）的成分为固定碳 46.02wt%、SiO₂ 44.17wt%、CaO 0.091wt%、MgO 0.26wt%、Al₂O₃ 0.21wt%；煤的回收率为74.46wt%。

所使用的抑制剂为硅酸钾钠，纯度为工业级；捕收剂为煤油，纯度为工业级；所述起泡剂为松醇油，纯度为工业级。

 实施例3: 本实施例中石煤钒矿酸性浸渣为浓硫酸熟化浸出的石煤钒矿酸性浸渣样品，取自贵州镇远，含固定碳 14.65wt%、SiO₂ 66.78wt%、CaO 0.64wt%、MgO 0.16wt%、Al₂O₃ 4.81wt%；具体工艺参数和选矿指标如下：

（1）使用高频振筛对高硅质石煤钒矿酸性浸渣进行预先筛分，分级为粒径大于45μm的粗粒产品和粒径小于45μm的细粒产品

（2）使用棒磨机将步骤（1）得到的粗粒产品细磨至粒径小于45μm的矿粒占85%，磨矿浓度为62wt%，将得到的磨矿产品和步骤（1）得到的细粒产品合并为浮选给矿；

（3）将步骤（2）得到的浮选给矿加水调浆至矿浆浓度为22wt%；

（4）对步骤（3）得到的矿浆进行浮选粗选，浮选粗选过程分为两段，在第一次粗选过程中，依次加入抑制剂1200g/t、捕收剂120g/t和起泡剂120g/t，然后进行浮选选别，第一次粗选的槽内产品进行第二次粗选，在第二次粗选过程中，依次加入捕收剂80g/t和起泡剂80g/t，然后进行浮选选别，第二次粗选的槽内产品为粗选中矿，两次粗选获得的泡沫产品合并为粗选精矿；

（5）对步骤（4）得到的粗选中矿添加捕收剂40g/t和起泡剂40g/t后进行扫选，扫选的泡沫产品为扫选中矿，并且返回第二次粗选作业再选，浮选槽内产品为最终尾矿；

（6）对步骤（4）得到的粗选精矿进行两次精选，在每次精选作业前，均依次加入捕收剂35g/t和起泡剂30g/t，第一次精选的泡沫产品为第二次精选的给矿，第一次精选的槽内产品返回第一次粗选作业进行再选，第二次精选的槽内产品返回第一次精选作业进行再选，经第二次精选最终获得的泡沫产品为含有微细粒煤的煤精粉；最终获得的煤精粉（第二次精选作业泡沫产品）的成分为固定碳 54.84wt%、SiO₂ 40.12wt%、CaO 0.054wt%、MgO 0.021wt%、Al₂O₃ 0.48wt%；煤的回收率为89.45wt%。

所使用的抑制剂为硅酸钠，纯度为工业级；捕收剂为柴油，纯度为工业级；所述起泡剂为松醇油，纯度为工业级。

 实施例4: 本实施例中石煤钒矿酸性浸渣为软锰矿氧化后加温硫酸浸出的石煤钒矿浸渣，取自湖南湘西，含固定碳 8.94wt%、SiO₂ 81.01wt%、CaO 0.79wt%、MgO 0.62wt%、Al₂O₃ 2.13wt%；具体工艺参数和选矿指标如下：

（1）使用高频振筛对高硅质石煤钒矿酸性浸渣进行预先筛分，分级为粒径大于45μm的粗粒产品和粒径小于45μm的细粒产品

（2）使用棒磨机将步骤（1）得到的粗粒产品细磨至粒径小于45μm的矿粒占95%，磨矿浓度为65wt%，将得到的磨矿产品和步骤（1）得到的细粒产品合并为浮选给矿；

（3）将步骤（2）得到的浮选给矿加水调浆至矿浆浓度为20wt%；

（4）对步骤（3）得到的矿浆进行浮选粗选，浮选粗选过程分为两段，在第一次粗选过程中，依次加入抑制剂2000g/t、捕收剂80g/t和起泡剂80g/t，然后进行浮选选别，第一次粗选的槽内产品进行第二次粗选，在第二次粗选过程中，依次加入捕收剂40g/t和起泡剂40g/t，然后进行浮选选别，第二次粗选的槽内产品为粗选中矿，两次粗选获得的泡沫产品合并为粗选精矿；

（5）对步骤（4）得到的粗选中矿添加捕收剂20g/t和起泡剂20g/t后进行扫选，扫选的泡沫产品为扫选中矿，并且返回第二次粗选作业再选，浮选槽内产品为最终尾矿；

（6）对步骤（4）得到的粗选精矿进行两次精选，在每次精选作业前，均依次加入捕收剂20g/t和起泡剂15g/t，第一次精选的泡沫产品为第二次精选的给矿，第一次精选的槽内产品返回第一次粗选作业进行再选，第二次精选的槽内产品返回第一次精选作业进行再选，经第二次精选最终获得的泡沫产品为含有微细粒煤的煤精粉；最终获得的煤精粉（第二次精选作业泡沫产品）的成分为固定碳 50.52wt%、SiO₂ 42.12wt%、CaO 0.066wt%、MgO 0.035wt%、Al₂O₃ 0.26wt%；煤的回收率为89.45wt%。

所使用的抑制剂为硅酸钾，纯度为工业级；捕收剂为煤油和柴油按体积比1.2:1配制成，纯度为工业级；所述起泡剂为松醇油，纯度为工业级。