選冶聯(lián)合從石煤釩礦提取五氧化二釩試驗研究

牛 磊，劉振楠（湖南有色金屬研究院，湖南長沙 410100）

選冶聯(lián)合從石煤釩礦提取五氧化二釩試驗研究

牛 磊，劉振楠
（湖南有色金屬研究院，湖南長沙 410100）

陜西某地石煤釩礦（V2O50.82%），經(jīng)濟價值較低。試驗研究以選冶聯(lián)合方式，采用濕法篩分工藝富集釩，釩精礦采用拌酸熟化-萃取工藝提取五氧化二釩，并進行了擴大試驗。研究結(jié)果表明：選用0.3 mm孔徑（50目）篩子濕法篩分，釩精礦品位達到2.11%，回收率達到82.70%；冶煉過程釩浸出率達到91.72%，回收率達到87.63%。

石煤；篩分；濕法冶金；拌酸熟化

我國是石煤資源大國，儲量約為618億t，主要分布在湖南、陜西、江西等地［1～3］，其中V2O5含量大于0.8%的石煤可作為釩礦資源利用［4～6］。但該品位的釩礦在目前五氧化二釩產(chǎn)品市場價格下，直接提釩是無利可圖的。

石煤中的釩在云母類礦物中主要是以類質(zhì)同象的形式存在，云母類礦物物理化學性質(zhì)穩(wěn)定，提取釩的難度較大［7］。提取云母類礦物中的釩，需破壞云母礦物晶格結(jié)構(gòu)［8］。目前種類繁多的石煤提釩工藝大致可分為火法-濕法聯(lián)合提釩工藝與全濕法提釩工藝兩大類。

陜西商略、安康等地區(qū)有豐富的石煤釩礦資源，該地區(qū)某粘土型硅質(zhì)石煤釩礦，釩品位較低（V2O50.80%～0.83%），現(xiàn)有石煤提釩工藝難以經(jīng)濟高效地開發(fā)該資源。為此對其進行了選冶聯(lián)合試驗研究，取得了良好的技術(shù)經(jīng)濟指標，為該釩礦資源開發(fā)提供了經(jīng)濟可行的方案。

1 試驗部分

1.1 原料與試劑

陜西省某地石煤釩礦主要由石英、赤鐵礦、云母、白云山等礦物組成，為粘土型硅質(zhì)釩礦。其特點為含碳、釩（V2O50.80%～0.83%）低，二氧化硅含量高。原礦主要成分見表1，釩的價態(tài)分析見表2。

表1 原礦多元素分析%

表2 原礦釩價態(tài)分析%

1.2 試驗方法

濕法篩分：原礦破碎至一定細度，用圓孔標準篩濕法篩分，篩下產(chǎn)物為釩精礦，篩上產(chǎn)物為尾礦。

冶煉方案：篩分產(chǎn)出的釩精礦加入一定量硫酸和水，混合均勻后在90℃下恒溫18.0 h；熟化礦按照液固比2∶1，在常溫下浸出1.0 h。

2 試驗結(jié)果與討論

2.1 濕法篩分試驗

2.1.1 礦物粒度及釩分布

該釩礦為粘土型硅質(zhì)石煤釩礦，礦石為松散結(jié)構(gòu)，易破碎。其中夾雜粒度較大的硬質(zhì)硅質(zhì)塊料，含釩較低，只有0.1%～0.3%，可以通過篩分將其脫除。

試驗方案：原礦用顎式破碎機破碎至最大粒徑小于8 mm，取2 000 g（V2O50.83%）測定其不同粒度范圍各項數(shù)據(jù)，確定合適的篩分孔徑。試驗控制的粒度范圍見表3。

表3 試驗控制粒度范圍

主要考察指標為：（1）質(zhì)量比重＝粒度范圍內(nèi)質(zhì)量／總質(zhì)量×100%；（2）釩比重＝粒度范圍內(nèi)釩／總釩×100%；（3）價值系數(shù)＝釩比重／質(zhì)量比重× 100%；（4）釩回收率＝累積篩下產(chǎn)物／總釩×100%。原礦的粒度與釩分布情況如圖1所示。

圖1 原礦的粒度與釩分布情況

由圖1可見，破碎后該釩礦質(zhì)量分布為粒度較粗和較細的部分占比較大，粒度大于0.38 mm礦物占比達到59.01%和粒度小于0.11 mm的礦物達到25.70%，粒度在0.11～0.38 mm占比只有15.29%。

釩在不同粒度礦物中的分布情況為細粒度礦物（小于0.11 mm）中釩比例達到70.30%；粒度超過0.11 mm部分V2O5品位為0.18%～0.86%，釩占比只有29.7%。

價值系數(shù)說明了篩分過程中富集效果。系數(shù)大于1.0表明釩在該部分礦物中富集，從圖1可見粒度小于0.3 mm的礦物中釩明顯富集。因此0.3 mm篩子（50目）較為合適，此時篩下釩精礦中釩回收率為82.77%，精礦質(zhì)量產(chǎn)率37.44%。

2.1.2 批量濕法篩分試驗

用直徑400 mm、孔徑0.3 mm（50目）篩子濕篩，進行了3.0 t規(guī)模的原礦濕篩試驗。第一級篩分，第二級洗滌，第三級確定篩分終點，篩分槽中的洗水清亮，無明顯篩下產(chǎn)物為篩分終點。篩分試驗結(jié)果見表4。

表4 篩分試驗結(jié)果

在批量濕法篩分試驗中處理原礦3.0 t，產(chǎn)出釩精礦959.52 kg，釩精礦含V2O52.11%，產(chǎn)率31.98%，釩回收率達到82.54%。

每批次濕法篩分試驗的主要指標精礦產(chǎn)率、釩回收率良好且變化不大，說明該釩礦性質(zhì)較為穩(wěn)定，濕法篩分可以有效富集其中的釩。

2.2 釩精礦提釩試驗

根據(jù)多方案提釩工藝比較，確定采用拌酸熟化-萃取工藝從釩精礦中提取五氧化二釩。試驗研究了礦粉粒度、硫酸用量、熟化時間等因素對釩浸出率指標的影響。

2.2.1 礦粉粒度對釩浸出率的影響

試驗方案：釩精礦在振動磨樣機中磨細，控制磨礦時間，得到不同粒度的礦粉。每100 g礦粉加入25 g硫酸和12.5 mL水，混合均勻后密封放入恒溫烘箱中，維持溫度90℃，24 h。礦粉粒度對釩浸出率影響如圖2所示。

隨著礦粉粒度越細，釩浸出率越高。釩精礦不磨礦時，釩浸出率只有83.56%；當?shù)V粉粒度達到-0.074 mm大于81.80%時，釩浸出率達到92.64%。繼續(xù)增加礦粉細度，釩浸出率變化不大，但礦漿過濾性能明顯下降。因此礦粉粒度以-0.074 mm比例為81.80%為宜。

2.2.2 硫酸用量對釩浸出率的影響

礦粉粒度控制-0.074 mm約為81.8%，調(diào)整硫酸加入量，考察硫酸用量對釩浸出率的影響，試驗結(jié)果如圖3所示。

圖2 礦粉粒度對釩浸出率的影響

圖3 硫酸用量對釩浸出率的影響

硫酸用量是影響釩浸出率指標的重要因素，隨著硫酸用量增加釩浸出率逐漸上升。當硫酸用量超過25 g／100 g礦粉，釩浸出率指標基本不變，此時釩浸出率為91.72%。因此硫酸用量以每100 g釩精礦加入25 g硫酸為宜。

2.2.3 熟化時間對釩浸出率的影響

控制不同的熟化時間，其它條件不變，考察熟化時間對釩浸出率的影響，試驗結(jié)果如圖4所示。

圖4 熟化時間對釩浸出率的影響

由圖4可見，拌酸熟化反應(yīng)過程需要較長時間。熟化時間超過18.0 h，釩浸出率基本不變，說明熟化過程已經(jīng)完全。因此熟化時間以18.0 h為宜。

按照拌酸熟化最佳工藝參數(shù)，將篩分得到的950 kg釩精礦進行了擴大提釩試驗研究。熟化礦浸出產(chǎn)出的浸出液采用成熟的萃取-銨鹽沉釩工藝。其中中和凈化工序釩回收率99.4%，萃取工序釩回收率97.91%，沉釩效率99.23%。從釩精礦到產(chǎn)品，全流程釩回收率為87.77%；由原礦到產(chǎn)品，全流程釩回收率為72.45%。

3 結(jié) 論

針對陜西某硅質(zhì)石煤釩礦進行了提釩工藝研究，采用濕法篩分富集-拌酸熟化工藝可以得到如下結(jié)論：

1.該硅質(zhì)石煤釩礦主要由石英、赤鐵礦、云母、白云山等組成，石英含量達到86.85%，礦物呈夾雜石英質(zhì)碎塊的粘土狀，含V2O5約為0.80%～0.83%。

2.選用0.3 mm篩子（50目）濕法篩分，可以有效富集該釩礦中的釩，釩精礦質(zhì)量產(chǎn)率為31.98%，V2O52.11%，釩回收率達到82.54%。

3.拌酸熟化工藝V2O5浸出率達到91.92%。最佳工藝條件：釩精礦磨礦至-0.074 mm比例達到81.7%，每100 g釩精礦加入25 g硫酸和12.5 mL水，密封放入恒溫烘箱中，維持溫度90℃，18 h。

4.浸出液采用成熟的萃取-銨鹽沉釩工藝，釩精礦計全流程釩回收率為87.77%；原礦計全流程釩回收率為72.45%。

5.選冶聯(lián)合工藝方案，有效提高該釩礦資源的品位，達到了工業(yè)化生產(chǎn)對釩資源的要求，為陜西該地劣質(zhì)石煤釩礦資源的開發(fā)提供了可行的工藝技術(shù)路線。

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The Study on Extraction of V2O5From Stone Coal with Vanadium by Com bining Mineral Processing and Metallurgy

NIU Lei，LIU Zhen-nan
（Hunan Research Institute of NonferrousMetals，Changsha 410100，China）

The economic value of stone coalwith vanadium coming from Shanxi province is low（V2O50.82%）.The method of combiningmineral processing and metallurgy was used.Semi-industrial research was carried out.Using the 0.3mm standard sieve（50 mesh number），the vanadium was enriched by wet sieving process.The V2O5was extracted from vanadium concentrate by acid curing and extraction.Research results show that the grade of vanadium concentrate can be enriched to 2.11%and rate of recovery can reach 82.70%.During the smelting process，the vanadium leaching rate can reach 91.72%and the recovery rate is 87.63%.

stone coal；sieving；hydrometallurgy；acid curing

TF803.2+1

A

1003-5540（2016）01-0035-03

2015-11-30

牛 磊（1982-），男，工程師，主要從事有色金屬冶煉工藝研究、工程咨詢設(shè)計工作。