钒矿开发利用方案5-第六章 选矿及尾矿设施

第六章选矿及尾矿设施

6.1选矿方案

6.1.1选矿试验研究及评价

经过多种工艺流程的对比试验，选择原矿浮选脱碳，碳焙烧，碳烧渣与浮选尾矿合并浸出的工艺流程。试验结果如下：浮选脱碳产率12.84%，含V2O50.82%，含碳20.21%，热值为6.666mj/kg。

浸出结果，原矿含V2O5 1.04%，浸出率81.42%，渣含V2O5

0.22% 。

1、中村钒矿采用浮选脱碳—碳焙烧—碳烧渣和浮选尾矿合并浸出，使钒的浸出率达到80%以上，提高钒浸出率3%以上。

2、钒的浸出耗酸量大，对周围环境影响大，所以对余酸进行利用，同时也对降低生产成本有利。回流浸出可减少酸耗，在不降低钒浸出率的情况下，每吨原矿节省酸量四分之一。

3、因为这是一项新工艺，尚需开展浮选脱碳扩大试验，研究碳用于烧锅炉的可行性是必要的。

6.1.2目前选冶厂的选冶工艺

目前选冶工艺为破碎筛分－磨矿－浸出－洗涤-原液预处理－萃取反萃取－沉钒－干燥热解。

入选原矿品位：V2O51%；总回收率:62%；精钒等级为V2O5

98.0%。

两段一闭路破碎筛分工艺。原矿碎至45mm±，然后进入磨矿作业。

球磨产品送入浸出槽，进行浸出，浸出后的矿浆用泵送入浓密机进行逆流洗涤、降温、液固分离。澄清后的硫酸钒溶液进入原液预处理。浓密机底流加入石灰，中和后（污水处理）的矿浆送到尾矿库。

浓密机溢流（含钒清液）进入萃原液预处理工序，进行萃原液还原除杂。中和后用泵打入板框压滤机进行压滤，压滤后的渣子返回到浓密机进行洗涤，液体流到萃原液储槽，用泵打到萃原液高位槽。

高位槽萃原液经流量计计量后流入一段萃取混合室，有机相溶液送入有机相高位槽，经流量计计量后也流入一段萃取混合室，两相充分混合接触后，进入澄清分离，有机相自流入载有有机相储槽，水相进入萃取槽依次进行萃取。

即负载有机相进行反萃，进行反萃取及再生。反萃液送到沉钒工序回收钒，反萃剂送有机相再生工序。

现有选矿厂矿石处理能力为450t/d。

主要选冶设备：

1)、粗碎设备，使用PE400×600颚式破碎机1台；

2)、细碎设备，使用PF1000×700反击式颚式破碎机1台；

3)、磨矿设备，使用MQG1500×5700球磨机3台；

4)、分级设备，使用FG-1500高堰式单螺旋分级机2台；

5)、浸出设备，使用φ4.7×5.3节能浸出槽10台,两个系列；使用5.7×6.3节能浸出槽4台(第三系列)；

6)、洗涤设备，选择φ9m浓密机12台,两个系列；

7)、原液预处理设备：还原槽φ2400×3000；

8)、萃取设备，选择11×7.9×2.5萃取槽2套；

9)、反萃取设备，选择11.4×7.2×2.5反萃取槽2套；

10)、电炉。

新建萃取反萃取车间主要设备如下：BAYJ90/870 –UB板框压滤机2台、HTB-ZK-8/30-U陶瓷泵2台、φ2400×3000还原槽1台、φ2400×300中和槽1台、3000×1500×2000中转槽2台、φ1600×1800稀硫酸高位槽1台、φ1600×1800再生硫酸高位槽1台、φ1600×1800萃原液高位槽2台、φ1600×1800有机相高位槽2台。

6.1.3本次设计主要技术经济指标

入选品位 0.704%

总回收率 68%

精钒产率 0.488%

精钒等级为 V2O5 98.0%

V2O5年产量 724.68t

6.2尾矿设施

矿山现有尾矿库一座，可以满足生产需要。现有尾矿库位于选冶厂北侧的窄巷沟，距选冶厂直线距离1800m，采用常规的上游法筑坝堆存尾矿。初期坝为透水堆石坝，坝高22m，坝顶标高970m，坝顶宽4m，下游坡比1：2，上游面设土工织物反滤层。后期坝利用尾渣由人工修筑子坝，上游法冲填筑坝。设计后期坝冲填标高1035m，冲填高度65m，设计冲填外坡1:5.0。

尾矿库防洪采用斜槽－隧洞方案。棑洪斜槽结构为钢筋砼结构，隧洞为圆拱直墙断面，钢筋砼衬砌。

尾矿输送采用自流、加压扬送组合输送方式。

原设计有效库容157.5×104m3，目前尾矿库坝顶标高1000m，距设计最终坝顶标高还有35m，尾矿库还能服务约8.5年。

现有尾矿库堆满以后，拟选择在大石板沟修建后期尾矿库，该沟容量可服务20年左右。

6.3 存在问题及建议

1、进一步优化选冶工艺流程，提高综合回收率；

2、建议优化破碎工艺，减小破碎粒度，提高节能降耗指标。