某低品位石墨型钒矿的浮选研究

陈 志 强

广东省工业技术研究院(广州有色金属研究院)选矿研究所,广东广州510650

某低品位石墨型钒矿的浮选研究

陈 志 强

广东省工业技术研究院(广州有色金属研究院)选矿研究所,广东广州510650

针对江西某低品位石墨型钒矿的特点,采用优先浮石墨—石墨尾矿再选钒的工艺,在钒浮选作用,用 GZS作抑制剂,用混合胺作捕收剂回收石墨和钒.在原矿碳品位6.71%、V2O5品位0.41%时,获得碳品位92.06%、回收率95.85%的石墨精矿和V2O5品位2.26%、回收率77.86%的钒精矿,实现了石墨和钒的综合回收.

低品位石墨型钒矿;含钒白云母;浮选

江西某石墨型钒矿是我国发现的除钒钛磁铁矿、石煤钒矿以外的一种新型钒矿资源.该矿石V2O5品位较低,直接采用湿法提钒成本高.一般回收石墨后随尾矿被废弃,造成钒资源的巨大浪废.为了使该矿钒资源得到综合回收利用,本研究在回收石墨的同时对钒进行了浮选富集研究.

1 矿石性质

江西某石墨型钒矿的岩石类型主要为含钒白云母石墨片岩、石英石墨片岩及白云母石墨片岩,它们均属结晶片岩中的晶质石墨矿石.

该矿石中的主要矿物有石英、石墨、含钒白云母,次要矿物有黄铁矿、碌泥石、长石、白云石和绢云母.石墨呈细鳞片或微细鳞片状,鳞片片径一般为0.01～0.2 mm,石墨与含钒白云母紧密共生.含钒白云母呈鳞片状,鳞片片径一般为0.06～0.2 mm,钒主要以类质同象替换赋存于钒白云母石墨片岩中,有的含钒白云母中可见包裹石墨.石英嵌布粒度较粗,一般为0.1～0.4 mm,最大达 1.2 mm,与含钒白云母和石墨毗连嵌布,有的石英中可见包裹石墨.原矿多元素分析结果见表1.

表1 原矿多元素分析结果Table 1 Analytical results of the multi elements of the crude ore

2 浮选实验结果与分析

2.1 浮选工艺流程确定

该矿石中主要有价矿物为石墨和含钒白云母.石墨是一种天然疏水性矿物,具有良好的天然可浮性,因此,一般采用浮选法回收.石墨浮选的捕收剂为煤油,起泡剂为松醇油.白云母的选矿方法有:手选、摩擦选、形状选、重选和浮选等方法,对于细粒嵌布的白云母主要采用浮选法,白云母浮选的捕收剂有阳离子捕收剂和阴离子捕收剂,通过探索实验确定采用阳离子捕收剂.针对本矿样的矿石性质,采用优先浮选石墨—石墨尾矿再选钒的浮选工艺回收石墨和钒.

2.2 粗选磨矿细度

按图1所示流程进行磨矿细度实验,实验结果见表2.由表2可知,随着磨矿细度的增加,石墨粗精矿碳回收率和品位、钒粗精矿V2O5回收率逐渐增加,钒粗精矿V2O5品位变化不大.这说明随着磨矿细度的增加,矿物的解离度增加,有利于石墨和钒矿物的回收.当磨矿细度为-0.074 mm占70%时,石墨粗选碳回收率为97.13%,钒粗精矿V2O5回收率为72.28%;再提高磨矿细度,石墨和钒的回收率提高不多.因此,确定粗选磨矿细度为-0.074mm占70%.

图1 粗选磨矿细度的实验流程Fig.1 The flow sheet of grinding test

表2 粗选磨矿细度的实验结果Table 2 The results of grinding test

2.3 石墨粗精矿再磨细度

石墨与含钒白云母紧密共生且嵌布粒度较细,要想获得高碳石墨精矿,必须对石墨粗精矿进行再磨.石墨粗精矿再磨实验流程如图2所示,实验结果见表3.由表3可知,随再磨细度增加,石墨精矿品位和回收率提高,石墨精矿中钒品位及占有率降低;当磨矿细度为-0.043 mm占90%时石墨精矿品位为92.56%,再提高磨矿细度石墨精矿品位和回收率趋于稳定.因此,确定再磨细度为 -0.043mm占90%.

表3 石墨粗精矿再磨的实验结果Table 3 The results of graphite rough concentrate regrinding

图2 石墨粗精矿再磨的实验流程Fig.2 The flowsheet of graphite rough concentrate regrinding

2.4 钒粗选条件的确定

2.4.1 硫酸用量

为了加强钒与脉石的分选效果,可添加少量硫酸分散矿泥.在抑制剂 GZS用量为1000 g/t、捕收剂混合胺用量为250 g/t的条件下,进行钒粗选硫酸用量实验,实验结果见图3.由图3可知,随硫酸用量增加,钒粗精矿品位和回收率提高.但硫酸用量过大,不仅使选矿成本增加,而且还会严重腐蚀设备.因此,确定钒粗选硫酸用量为600 g/t.

图3 硫酸用量对钒浮选影响的实验结果Fig.3 The results of dosage of the sulfuric acid

2.4.2 抑制剂 GZS用量

为加强对脉石矿物的抑制,选用 GZS作抑制剂.在硫酸用量为600 g/t、混合胺用量为250 g/t的条件下,进行钒粗选抑制剂 GZS用量实验,实验结果见图4.由图4可知,随 GZS用量增加,钒粗精矿品位和回收率提高,但当 GZS用量超过1000 g/t时钒粗精矿品位和回收率开始下降.这表明 GZS用量过大会对钒矿物产生抑制作用.因此,确定 GZS用量为1000 g/t.

图4 GZS用量对钒浮选影响的实验结果Fig.4 The results of dosage of the GZS

2.4.3 捕收剂种类及用量

在 H2SO4用量为600 g/t、抑制剂用量为 GZS 1000 g/t的条件下,对捕收剂十二胺、混合胺、醚胺进行实验,结果表明混合胺选钒效果较好.在此基础上,进行了钒粗选混合胺用量实验,实验结果见图5.由图5可知,随着混合胺用量增加,钒粗精矿回收率大幅提高,钒品位也有一定提高;当混合胺用量超过240 g/t时,钒回收率提高不明显,而钒品位大幅下降.这说明混合胺用量达到一定量后继续增加,会降低其对钒捕收的选择性.因此,确定混合胺用量为240 g/t.

图5 混合胺用量对钒浮选影响的实验结果Fig.5 The resultsof dosage of mixed amine

2.5 全流程闭路实验

图6 闭路实验流程Fig.6 The flow sheet of closed-circuit test

在条件实验和开路流程实验的基础上,进行了闭路流程实验.闭路实验流程如图6所示,实验结果列于表4.实验结果表明,采用优先浮选石墨—石墨尾矿再选钒的浮选工艺,可获得C品位92.06%、回收率 95.85%的高碳石墨精矿和 V2O5品位2.26%、回收率77.86%的钒精矿,实现了石墨和钒的综合回收.钒精矿可作为湿法提钒原料,在湿法冶金中进一步回收.

表4 闭路实验结果Table 4 The results of closed-circuit test

3 结 论

针对该矿矿石性质,采用优先浮选石墨—石墨尾矿再选钒的浮选工艺,对碳品位6.71%、V2O5品位0.41%的原矿进行选别,获得碳品位92.06%、回收率95.85%的石墨精矿和V2O5品位2.26%、回收率77.86%的钒精矿.在钒浮选时,添加少量硫酸分散矿泥,采用高效的 GZS作脉石抑制剂,对提高钒精矿品位均有显著效果.

采用浮选工艺使钒获得了较好的富集,为湿法提钒提供了高品位原料,为该矿钒资源的综合利用提供了技术依据.

Experimental study on the flotation of a low-grade graphite vanadium ore

CHEN Zhiqiang
Guangdong General Research Institute of Industrial Technology(Guangzhou Research Institute of Non-ferrous M eta ls),Guangzhou 510650,China

In view of the characteristics of a low-grade graphite vanadium o re in Jiangxi,the p rocess of p referential flotation of graphite and then floating vanadium from the graphite tailings was adop ted to recover graphite and vanadium.A s a result,a graphite concentrate w ith carbon grade of 92.06%and recovery of 95.85%and a vanadium concentrate w ith V2O5grade of 2.26%and recovery of 77.86%were obtained w hen the carbon grade and V2O5grade of the o riginal o re w as 6.71%and 0.41%respectively,realizing the comp rehensive recovery of graphite and vanadium.

low-grade graphite vanadium ore;w hite mica containing vanadium;flotation

TD923

A

1673-9981(2011)02-0145-05

2010-10-12

陈志强(1964—),男,广东兴宁人,高级工程师,大学本科.