选冶联合从石煤钒矿提取五氧化二钒试验研究

牛 磊，刘振楠（湖南有色金属研究院，湖南长沙 410100）

选冶联合从石煤钒矿提取五氧化二钒试验研究

牛 磊，刘振楠
（湖南有色金属研究院，湖南长沙 410100）

陕西某地石煤钒矿（V2O50.82%），经济价值较低。试验研究以选冶联合方式，采用湿法筛分工艺富集钒，钒精矿采用拌酸熟化-萃取工艺提取五氧化二钒，并进行了扩大试验。研究结果表明：选用0.3 mm孔径（50目）筛子湿法筛分，钒精矿品位达到2.11%，回收率达到82.70%；冶炼过程钒浸出率达到91.72%，回收率达到87.63%。

石煤；筛分；湿法冶金；拌酸熟化

我国是石煤资源大国，储量约为618亿t，主要分布在湖南、陕西、江西等地［1～3］，其中V2O5含量大于0.8%的石煤可作为钒矿资源利用［4～6］。但该品位的钒矿在目前五氧化二钒产品市场价格下，直接提钒是无利可图的。

石煤中的钒在云母类矿物中主要是以类质同象的形式存在，云母类矿物物理化学性质稳定，提取钒的难度较大［7］。提取云母类矿物中的钒，需破坏云母矿物晶格结构［8］。目前种类繁多的石煤提钒工艺大致可分为火法-湿法联合提钒工艺与全湿法提钒工艺两大类。

陕西商略、安康等地区有丰富的石煤钒矿资源，该地区某粘土型硅质石煤钒矿，钒品位较低（V2O50.80%～0.83%），现有石煤提钒工艺难以经济高效地开发该资源。为此对其进行了选冶联合试验研究，取得了良好的技术经济指标，为该钒矿资源开发提供了经济可行的方案。

1 试验部分

1.1 原料与试剂

陕西省某地石煤钒矿主要由石英、赤铁矿、云母、白云山等矿物组成，为粘土型硅质钒矿。其特点为含碳、钒（V2O50.80%～0.83%）低，二氧化硅含量高。原矿主要成分见表1，钒的价态分析见表2。

表1 原矿多元素分析%

表2 原矿钒价态分析%

1.2 试验方法

湿法筛分：原矿破碎至一定细度，用圆孔标准筛湿法筛分，筛下产物为钒精矿，筛上产物为尾矿。

冶炼方案：筛分产出的钒精矿加入一定量硫酸和水，混合均匀后在90℃下恒温18.0 h；熟化矿按照液固比2∶1，在常温下浸出1.0 h。

2 试验结果与讨论

2.1 湿法筛分试验

2.1.1 矿物粒度及钒分布

该钒矿为粘土型硅质石煤钒矿，矿石为松散结构，易破碎。其中夹杂粒度较大的硬质硅质块料，含钒较低，只有0.1%～0.3%，可以通过筛分将其脱除。

试验方案：原矿用颚式破碎机破碎至最大粒径小于8 mm，取2 000 g（V2O50.83%）测定其不同粒度范围各项数据，确定合适的筛分孔径。试验控制的粒度范围见表3。

表3 试验控制粒度范围

主要考察指标为：（1）质量比重＝粒度范围内质量／总质量×100%；（2）钒比重＝粒度范围内钒／总钒×100%；（3）价值系数＝钒比重／质量比重× 100%；（4）钒回收率＝累积筛下产物／总钒×100%。原矿的粒度与钒分布情况如图1所示。

图1 原矿的粒度与钒分布情况

由图1可见，破碎后该钒矿质量分布为粒度较粗和较细的部分占比较大，粒度大于0.38 mm矿物占比达到59.01%和粒度小于0.11 mm的矿物达到25.70%，粒度在0.11～0.38 mm占比只有15.29%。

钒在不同粒度矿物中的分布情况为细粒度矿物（小于0.11 mm）中钒比例达到70.30%；粒度超过0.11 mm部分V2O5品位为0.18%～0.86%，钒占比只有29.7%。

价值系数说明了筛分过程中富集效果。系数大于1.0表明钒在该部分矿物中富集，从图1可见粒度小于0.3 mm的矿物中钒明显富集。因此0.3 mm筛子（50目）较为合适，此时筛下钒精矿中钒回收率为82.77%，精矿质量产率37.44%。

2.1.2 批量湿法筛分试验

用直径400 mm、孔径0.3 mm（50目）筛子湿筛，进行了3.0 t规模的原矿湿筛试验。第一级筛分，第二级洗涤，第三级确定筛分终点，筛分槽中的洗水清亮，无明显筛下产物为筛分终点。筛分试验结果见表4。

表4 筛分试验结果

在批量湿法筛分试验中处理原矿3.0 t，产出钒精矿959.52 kg，钒精矿含V2O52.11%，产率31.98%，钒回收率达到82.54%。

每批次湿法筛分试验的主要指标精矿产率、钒回收率良好且变化不大，说明该钒矿性质较为稳定，湿法筛分可以有效富集其中的钒。

2.2 钒精矿提钒试验

根据多方案提钒工艺比较，确定采用拌酸熟化-萃取工艺从钒精矿中提取五氧化二钒。试验研究了矿粉粒度、硫酸用量、熟化时间等因素对钒浸出率指标的影响。

2.2.1 矿粉粒度对钒浸出率的影响

试验方案：钒精矿在振动磨样机中磨细，控制磨矿时间，得到不同粒度的矿粉。每100 g矿粉加入25 g硫酸和12.5 mL水，混合均匀后密封放入恒温烘箱中，维持温度90℃，24 h。矿粉粒度对钒浸出率影响如图2所示。

随着矿粉粒度越细，钒浸出率越高。钒精矿不磨矿时，钒浸出率只有83.56%；当矿粉粒度达到-0.074 mm大于81.80%时，钒浸出率达到92.64%。继续增加矿粉细度，钒浸出率变化不大，但矿浆过滤性能明显下降。因此矿粉粒度以-0.074 mm比例为81.80%为宜。

2.2.2 硫酸用量对钒浸出率的影响

矿粉粒度控制-0.074 mm约为81.8%，调整硫酸加入量，考察硫酸用量对钒浸出率的影响，试验结果如图3所示。

图2 矿粉粒度对钒浸出率的影响

图3 硫酸用量对钒浸出率的影响

硫酸用量是影响钒浸出率指标的重要因素，随着硫酸用量增加钒浸出率逐渐上升。当硫酸用量超过25 g／100 g矿粉，钒浸出率指标基本不变，此时钒浸出率为91.72%。因此硫酸用量以每100 g钒精矿加入25 g硫酸为宜。

2.2.3 熟化时间对钒浸出率的影响

控制不同的熟化时间，其它条件不变，考察熟化时间对钒浸出率的影响，试验结果如图4所示。

图4 熟化时间对钒浸出率的影响

由图4可见，拌酸熟化反应过程需要较长时间。熟化时间超过18.0 h，钒浸出率基本不变，说明熟化过程已经完全。因此熟化时间以18.0 h为宜。

按照拌酸熟化最佳工艺参数，将筛分得到的950 kg钒精矿进行了扩大提钒试验研究。熟化矿浸出产出的浸出液采用成熟的萃取-铵盐沉钒工艺。其中中和净化工序钒回收率99.4%，萃取工序钒回收率97.91%，沉钒效率99.23%。从钒精矿到产品，全流程钒回收率为87.77%；由原矿到产品，全流程钒回收率为72.45%。

3 结 论

针对陕西某硅质石煤钒矿进行了提钒工艺研究，采用湿法筛分富集-拌酸熟化工艺可以得到如下结论：

1.该硅质石煤钒矿主要由石英、赤铁矿、云母、白云山等组成，石英含量达到86.85%，矿物呈夹杂石英质碎块的粘土状，含V2O5约为0.80%～0.83%。

2.选用0.3 mm筛子（50目）湿法筛分，可以有效富集该钒矿中的钒，钒精矿质量产率为31.98%，V2O52.11%，钒回收率达到82.54%。

3.拌酸熟化工艺V2O5浸出率达到91.92%。最佳工艺条件：钒精矿磨矿至-0.074 mm比例达到81.7%，每100 g钒精矿加入25 g硫酸和12.5 mL水，密封放入恒温烘箱中，维持温度90℃，18 h。

4.浸出液采用成熟的萃取-铵盐沉钒工艺，钒精矿计全流程钒回收率为87.77%；原矿计全流程钒回收率为72.45%。

5.选冶联合工艺方案，有效提高该钒矿资源的品位，达到了工业化生产对钒资源的要求，为陕西该地劣质石煤钒矿资源的开发提供了可行的工艺技术路线。

［1］ 蔡晋强.石煤提钒在湖南的发展［J］.稀有金属与硬质合金，2001，（1）：42-46，49.

［2］ 漆明鉴.从石煤中提钒现状及前景［J］.湿法冶金，1999，（72）：1-10.

［3］ 王秋霞，马华龙.我国钒资源和V2O5研究、生产的现状及前景［J］.矿产资源保护与利用，2009，10（5）：47-50.

［4］ 王学文，王明玉.石煤提钒工艺现状及发展趋势［J］.钢铁钒钛，2012，33（1）：8-13.

［5］ 李昌林，周云峰，费海霞，等.石煤提钒工艺研究及应用现状［J］.稀有金属与硬质金，2014，40（6）：9-10.

［6］ 吴海鹰，戴子林，谷丽君，等.含氟助浸剂对钒矿的硫酸浸出和萃钒的影响研究［J］，矿业工程，2010，30（2）：83-85.

［7］ 陈晓青，杨进忠，毛益林，等.低品位黏土型钒矿资源综合利用新技术研究［J］.有色金属（选矿部分），2010，（5）：9-12.

［8］ 边颖，张一敏，包申旭，等.含钒石煤选矿预富集技术［J］.金属矿山，2013，（9）：94-99.

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，工程师，主要从事有色金属冶炼工艺研究、工程咨询设计工作。