黑色岩系钒矿的机械选矿抛尾工艺技术

    我国黑色岩系钒矿资源非常丰富，包括遍布全国多个省份的石煤型钒矿，这种钒大多没有独立矿物，多以吸附态或类质同相存在于其他矿物中；且含钒品位低，多在1%甚至更低。目前提钒工艺基本针对低品位的未经机械选矿富集的原矿石，将其全部进入化学法的焙烧或溶出过程，生产成本高，加之近年来钒价不稳，给钒业投资和生产造成很大困惑，因此进行此项工作对钒资源开发利用意义重大。

    试验样品选自此类型的为湖北某地较大型钒矿石。

    一、矿石性质

    （一）原矿多元素分析

    原矿多元素分析结果见表1。

表1  原矿多元素分析结果%

    （二）矿物X-衍射半定量分析

    矿样X－衍射半定量分析结果见表2。

表2  矿样X－衍射半定量分析结果%

    二、机械选矿理论分析

    该矿石中含有4%的伊利石及含钒云母和91%的石英。

    石英是由（SiO₄）公四面体共用顶点连接而成的三维骨架，沿各个面的破裂均有可能但均较困难。

    伊利石是云母类的风化产物，它们的结构单元属三层型，即由Si0₄四面体连接的硅一氧层(Si₂0₅）_n^2n-，这种层本身具有六方对称性，正离子A1³⁺由于大小和Si⁴⁺相近，可以无序或有序地置换Si⁴⁺，将结构单元层之间双层胶合起来的是电价较小、半径较大的离子K⁺和Na⁺；层内Si-0键要比层间的结合力强得多，矿物破碎磨矿时主要沿(001)面层间断裂，而(110)和(010)面也是常见的断裂面。有资料报道，钒云母中钒取代位于云母结构层间的Al³⁺。

    矿石在破、磨矿过程中，各矿物的结构必然会遭到破坏，并因此使其表面电性发生变化，对于石英和云母类矿物而言，在性质上的区别主要有两类，第一是矿物硬度，石英的莫氏硬度较大为7，云母类矿物为2～3；第二是矿物的表面性质；石英内部的键基本全是Si-0。而云母类矿物有Al-0和Si-0键，在此类矿物的层间由于Si⁴⁺被A1³⁺或V³⁺取代，导致晶格中正电荷不足，在破碎磨矿解离后，表面应带有负电荷。对层内而言，现分析两种矿物的Al-0和Si-0的断裂以及对浮选可能造成的影响。Al-0和Si-0键均含有离子键和共价键的成分，离子键的成分越多，键的极性就越大，键就越容易破裂，矿物表面的性质发生变化，使矿物的可浮性改变，对于由A、B两原子形成的极性共价键中的离子键的成分，Pauling提出经验的估算公式：

    离子型的数量=

    式中Xa和Xb分别为A、B两原子的电负性，经查阅相关资料，0的电负性为3.44，A1的电负性为1.83，Si的电负性为1.54，由此可知Al-0离子键的成分多于Si-0，因此在机械加工过程中Al-0更易破裂。

    综上所述，认为云母类矿物比石英的表面有更多的电荷，在矿浆中更易于药剂形成化学吸附，而石英的物理吸附更多一些，因为两种吸附的强度有较大的差异，从而使在适宜的药剂条件下，表面性质存在差异，使其分离成为可能。

    三、试验结果及讨论

    （一）分级试验

    原矿中含有91%的石英，石英硬度较大，在破碎或磨矿过程中可能会与其他矿物形成粒度的差异，对－2mm原矿以及－74μm60%磨矿细度的产品用不同粒级的筛子进行筛分，-2mm原矿筛分结果见表3，磨矿后的产品筛分结果列于表4。

表3  -2mm原矿分级试验结果%

表4  磨矿至－74μm60%时分级试验结果%

    由表4试验结果可知，不磨矿直接筛分难以达到抛尾的目的；但直接分级后，-74μm粒级钒品位有所富集，+74μm粒级产率接近80%，有抛尾的趋势。分析认为，由于石英硬度大，在破碎磨矿过程中它会在粗粒级富集，而矿石中有层状硅酸盐矿物云母等存在，这类矿物在磨矿过程中在不同的解理面的粒度不一致，因此仅靠分级实现抛尾局限性非常大。

    （二）浮选试验

    综上所述，矿石中的矿物存在表面性质的差异，采用浮选有可能进行分离，为此采用分段加药分段选别的流程进行浮选试验，试验结果见表5。

表5  单一浮选试验结果%

    由试验结果可知，浮选尾矿V₂0₅含量0.32%，具有一定的分离效果，但产率仅为25.10%，分析原因为因矿石中含有易泥化的云母类矿物。由表4筛析结果可知，-38μm产率达44.97%，且含钒品位高，是浮选的目的矿物，因上浮量大粒度又细，会夹杂部分非目的矿物上浮，造成精矿产率大和品位低的结果。因此，单一浮选抛尾方案也不适宜，必须考虑与其他工艺联合进行抛尾。

    （三）联合流程试验

    前文中提到该矿石靠分级实现抛尾的局限性非常大，而片状解离矿物在重选过程中会随轻矿物走，采用螺旋选矿机这类设备，能将磨矿中细粒矿物、轻矿物和片状矿物集中在一年产品中，当与浮选联合时，也将对浮选有干扰的矿泥富集于此矿物中，有降低浮选药剂用量的优点。因此认为经过螺旋选矿将干扰的矿泥提前选走，会使浮选效果得以改善。

    考虑到矿石性质的特点，以及分级试验和浮选试验的结果，选择“分级-浮选”联合流程、“螺旋选矿-浮选”联合流程、“分级-螺旋选矿-浮选”联合流程进行试验。试验中有分级作业的流程是直接对－2mm原矿，用74μm筛进行分级，+74μm品进行磨矿，磨矿细度为-74μm60%，螺旋选矿一浮选联合流程试验直接对－2mm原矿进行磨矿，磨矿细度为－74μm70%，试验结果见表6。

表6  联合流程试验结果%

    三种流程相比较，分级-浮选联合流程尾矿钒品位偏高，不宜采用；分级-螺旋选矿-浮选联合流程与螺旋选矿-浮选联合流程工艺较复杂，指标相近。因此，确定采用“螺旋选矿-浮选”联合流程进行抛尾。

    （四）综合条件试验

    按“螺旋选矿-浮选”联合流程进行抛尾试验，并生产化学提钒的原料，试验结果见表7。

表7  螺旋选矿机重选-浮选流程物料富集结果%

    由试验结果可知，螺旋选矿-浮选流程可抛弃产率46.97%、品位0.30%、金属损失率14.96%的尾矿，使进入化学提取的钒品位提高到1.49%，增加的选矿成本每吨原矿不超过20元。

    （五）化学提钒试验

    因考虑浮选药剂可能对化学提钒影响，对原矿直接提钒和富集精矿提钒进行对比试验。试验结果见表8和9。

    试验结果表明，浮选药剂的添加对提钒指标基本没有影响。由此得出经机械选矿后的物料进入化学提钒可明显降低生产成本。

表8  原矿直接提钒试验结果%

表9  富集物料的提钒试验结果%

    四、结论

    （一）通过对石英和云母类层状硅酸盐矿物的矿物性质和晶体结构的分析以及Al-0和Si-0键中更易造成表面性质改变的离子键成分的计算认为，云母类矿物与石英相比有硬度和表面性质两项差异可导致在机械选矿中使其分离。

    （二）通过原矿直接分级，单一浮选以及联合流程的对比试验数据和矿石特性分析得出，重选一浮选联合流程较适合该矿石抛尾，工艺经优化后可抛弃产率46.97%、品位0.30%、金属损失率14.96%的尾矿，使进入化学提钒的品位提高到1.49%。

    （三）经机械选矿富集的物料与原矿直接化学提钒相比，试验指标接近，表明选矿药剂对化学提钒的影响很小；且抛弃接近50%的尾矿，使进人化学提钒的矿量减少一半，入炉钒品位提高，选矿工艺简单易行，可显著降低提钒生产成本。