低品位硅质石煤钒矿的选矿试验研究.pdf

2 0 1 6 年第2 期有色金属 选矿部分 4 7 d o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n ．1 6 7 1 - 9 4 9 2 ．2 0 1 6 ．0 2 ．0 1 0 低品位硅质石煤钒矿的选矿试验研究 刘源超1 ，王丽1 ，孙伟1 ，刘新运z ，张明z 1 ．中南大学资源加工与生物工程学院，长沙4 1 0 0 8 3 ； 2 ．陕西五洲矿业股份有限公司，陕西商洛7 2 6 4 0 3 摘要针对陕西某地低品位石煤钒矿，在工艺矿物学研究的基础上，采用沉降一磁选的工艺技术方案，对沉降和磁选过 程进行了工艺技术条件的研究。结果表明在磨矿细度为一7 4p a n 占3 5 ．7 8 ％，分散剂Y z A 用量为2 ．0k g ／t ，沉降浓度为 3 5 ％，沉降时间为5r a i n 的条件下，沉降效果最佳；在一段沉降脱泥的基础上进行二段脱泥流程，可以提高钒的回收率；在磁场 强度为1 ．4T 时，磁选效果最优。通过沉降一磁选联合选别流程，可抛掉V 2 0 5 品位为0 ．1 5 ％、回收率为1 6 ．5 7 ％的尾矿，最终 获得V 20 5 品位为2 ．1 0 ％、回收率为8 3 ．4 3 ％的钒精矿。 关键词石煤；钒；沉降；脱泥；磁选 中图分类号T D 9 5 4 ；T D 9 1 3 文献标志码A文章编号1 6 7 1 - 9 4 9 2 2 0 1 6 0 2 - 0 0 4 7 - 0 5 M i n e r a lP r o c e s s i n gR e s e a r c ha b o u tL o w g r a d eS i H c e o u sV a n a d i u m - b e a r i n gS t o n eC o a lO r e H U Y u a u d m o 。，W A N GL i l ，S U NW e i 。，H UX i n y u n 2 ，Z H A N GM i n 9 2 J ．S c h o o lo fM i n e r a l sP r o c e s s i n ga n dB w e n g i n e e n n g ，C e n t r a lS o u t hU n i v e r s i t y ，C h a n g s h a4 1 0 0 8 3 ，C h i n a ； 2 ．S h a a n x iW u z h o uM i n i n gC o ．，L t d ．，S h a n g l u oS h a a n x i ，7 2 6 4 0 3 ，C h i n a A b s t r a c t I nt h i sp a p e r ，as e d i m e n t a t i o n m a g n e t i cs e p a r a t i o nt e c h n i q u ew a sp r o p o s e dt o d e a l w i t ha v a n a d i u m b e a r i n gs t o n ec o a lo r ei nS h a n x io nt h eb a s i so fm i n e r a l o g i c a la n a l y s i s ，t h e nt h et e c h n o l o g yc o n d i t i o n so f s e d i m e n t a t i o na n dm a g n e t i cp r o c e s sw e r es t u d i e d ．T h er e s u l t ss h o wt h a tw h e n3 5 ．7 8 ％i s 一7 4p ．m ，t h eu s a g eo f d i s p e r s a n tY Z Ai S2 ．0k g ／t ，t h ec o n c e n t r a t i o no fs o l u t i o n i S3 5 ％，s e d i m e n t a t i o nt i m ei s5m i n ，t l l er e s u l to f s e d i m e n t a t i o ni s o p t i m u m ．M e a n w h i l e ，p r o c e s s i n gs e c o n d a r yd e s l i m i n ga f t e rp r i m a r yd e s l i m i n gC a l li n c r e a s e t h e r e c o v e r yo fv a n a d i u m ．A d d i t i o n a l l y ，t h eo p t i m u mm a g n e t i cp r o c e s s i n g r e s u l tW a sm e tw h e nt h em a g n e t i cf i e l d i n t e n s i t yi s1 ．4T ．B yp r o c e s s i n go r eu s i n gs e d i m e n t - m a g n e t i cs e p a r a t i o nu n i t e dp r o c e s s ，t h et a i l i n g sg r a d ew h i c hi s 0 ．1 5 ％a n dt h er e c o v e r yi s1 6 ．5 7 ％C a l lb et h r o w na w a y ，a n daf i n a lc o n c e n t r a t et h a th a s2 ．1 0 ％V 2 0 5a n dt h e r e c o v e r yi s8 3 ．4 3 ％C a nb eg o U e n ． K e yw o r d s s t o n ec o a l ；v a n a d i u m ；s e d i m e n t a t i o n ；d e s h m i n g ；m a g n e t i cs e p a r a t i o n 钒在自然界分布很广，主要与各种金属矿、碳质 矿、磷矿等共生⋯。我国生产钒的原料主要是石煤 和钒钛磁铁矿在冶炼过程中副产的钒渣嵋一。据报 告，我国石煤中的V O ，总储量为1 ．8 亿t ，是我国钒 钛磁铁矿中V O ，的6 ．7 倍[ 3 ’4 ] 。目前具有开采利用 价值的石煤中钒品位必须高于0 ．8 ％∞o 。目前我国 从钒矿资源中提钒主要采用钠化焙烧一水浸一酸沉 钒的工艺流程，但V 0 ，总的回收率低，且焙烧过程 严重污染环境∞1 。 积极开发新的选冶工艺能带来一定的经济效益 和提高我国低品位钒矿资源利用率。石煤钒矿的选 矿试验主要有重选和浮选。李洁“ 。等通过对湖北某 基金项目“十二五”国家科技支撑计划项目 2 0 1 2 B A B 0 7 8 0 5 投稿日期2 0 1 5 - 0 l 1 9修回日期2 0 1 6 - 0 1 1 5 作者简介刘源超 1 9 9 0 ． ，男，贵州瓮安人，硕士研究生。 地的石煤钒矿进行分析，采用螺旋选矿机重选一浮 选联合流程进行抛尾，能使进入冶炼提钒的石煤中 V 0 ，品位提高到1 ．4 9 ％。卫敏“ o 等人研究了河南 淅川石煤钒矿的富集，通过强搅拌分级和磨矿分级 条件试验，可获得分级精矿产率为4 5 ．2 1 ％，V O ，品 位为2 ．5 0 ％，回收率为8 1 ．9 0 ％，为提钒工艺提供了 优质原料。 本文主要研究了陕西某地硅质石煤钒矿的选矿 富集，在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验 研究，最终确定的流程为沉降一磁选联合流程。 万方数据 4 8 有色金属 选矿部分2 0 1 6 年第2 期 1 矿石性质 1 ．1 矿石化学组成分析及物相分析 表1 T a b l e1 试验所用石煤矿样来自陕西某地，其多元素分 析结果见表1 。 石煤多元素分析结果 M u l t i - e l e m e n t sa n a l y s i sr e s u l t so ft h es t o n ec o a l ／％ 从表1 可知，该矿主要有用元素为钒，其中V O ， 品位为0 ．6 7 ％，氧化钙含量为2 ．9 8 ％，属于高钙低 品位硅质石煤钒矿。氧化钙在酸法浸出钒时会消耗 大量的酸，提高湿法冶炼的成本，如果不经过选矿处 理直接进行湿法冶炼提钒，基本没有经济效益。 x 衍射分析结果表明，该矿主要含石英、长石、 高岭石、云母、方解石、重晶石等矿物。石煤的物相 分析结果见表2 。 从表2 可以看出，钒主要在氧化铁、云母中，极 少部分在钙钒石榴石中。要想通过选矿的方法富集 钒，实际上就是把这些钒的载体矿物 氧化铁、黏土 矿物、云母 与脉石矿物 石英、长石等 分开。 表2石煤物相分析 T a b k2A n a l y s i sr e s u l t so fv a n a d i u mp h a s ei nt h ed o n e c o a l／％ 钒相氧化铁白云母石榴石合计 含量0 ．3 2 0 ．3 40 ．0 10 ．6 7 分布率 4 7 ．7 65 0 ．7 5 1 ．4 91 0 0 ．0 1 ．2 主要矿物的嵌布特征 图1 为该石煤矿的扫描电镜图谱，表3 为与扫 描电镜图谱上的点对应的x 射线能谱分析结果。 图1 石煤扫描电镜图谱 F i g ．1 S E Mi m a g e so ft h es t o n ec o a l 表3X 射线能谱分析结果 T a b l e3E D Sa n a l y s i si n c l u d i n ge l e m e n t a lc o m p o s i t i o na n dm i n e r a li d e n t i f i c a t i o no ft h es t o n ec o a l ，％ 编号矿物 OS i M g B aKF eVA 1C a l 方解石 1 ．1 02 ．9 8 0 ．7 59 5 ．1 6 2 重晶石 1 ．7 34 ．3 37 4 ．1 7 3 白云母 6 ．8 77 0 ．8 35 ．6 55 ．5 74 ．1 66 ．9 3 4 钒云母 6 ．8 36 4 ．0 41 ．5 38 ．4 83 ．6 45 ．2 01 0 ．2 8 5 石英 7 ．7 l9 2 ．2 9 6 含钒氧化铁 4 ．5 74 3 ．1 4O ．6 11 ．7 04 1 ．0 83 ．2 55 ．9 3 1 ．3 1 由图1 可知，该矿中云母类矿物主要呈针状或 细鳞片状产出。针状的云母是单体解离的，而鳞片 状的云母一般是以微小粒级的形式吸附于其他脉石 矿物 石英、长石 表面，这部分的云母含钒4 ％～ 5 ％，且云母粒度很细，通过浮选的方法很难富集。 此外，还有部分含钒矿物以微小的颗粒状嵌布在含 铁的矿物中，主要组成元素为铁、硅，含钒3 ％左右， 而且基本呈单体解离的形式。不含钒的脉石主要有 万方数据 2 0 1 6 年第2 期刘源超等低品位硅质石煤钒矿的选矿试验研究 4 9 方解石、重晶石、石英，基本都是以单体解离的颗粒 状存在。 综上所述，钒主要分布在易碎的云母及黏土类 矿物中，少部分分布在氧化铁类矿物中，而脉石矿物 主要是硬度比较大的石英、重晶石等矿物。如果通 过浮选的方法处理该类矿物，由于黏土类矿物较多， 容易在脉石矿物表面形成矿泥罩盖，使得浮选选择 性变差，回收率降低；同时，含钒矿物粒度极细，使得 比表面积大，吸附浮选药剂，也会恶化浮选过程。考 虑到有用矿物和脉石矿物在形状上、硬度上等的差 异，本文采用重选的方法进行富集。 2 选矿试验研究 2 ．1 重选方法的确定 以该石煤钒矿工艺矿物学为基础，确定重选的 方法对该矿进行富集，为了考察不同重选方法的效 果，选用了筛分、摇床、尼尔森选矿机、沉降四种方法 进行对比试验，最终确定重选流程。由于细粒黏土 矿物在脉石矿物表面产生罩盖，为了得到更好的试 验指标，在重选之前我们对原矿进行强搅拌，尽可能 的使有用的黏土矿物与脉石矿物分离，为了得到最 佳的试验指标，强搅拌脱泥时加入分散剂Y Z A 改性 水玻璃 。 重选条件为强搅拌浓度为3 3 ％，搅拌时间为2 0 m i n ，分散剂Y Z A 用量为2 ．0k g ／t ，然后将强搅拌后 的矿浆进行重选试验。沉降试验为矿浆浓度2 0 ％， 沉降时间为5m i n 。表4 为不同重选方法所得的试 验指标。 表4不同重选方法的试验指标 T a b l e4T e s ti n d e x e so fd i f f e r e n t g r a v i t ys e p a r a t i o n m e t h o d s／％ 由表4 可见，不同重选方法对试验指标影响较 大，对比这四种方法，摇床的方法得到的钒精矿 V O ，品位最低，而回收率相对较高；尼尔森选矿机 得到的钒精矿V O ，品位最高，而回收率最低。对比 可知，沉降试验所得试验指标最好。所以，最终确定 采用沉降的方法对该矿进行钒的富集。 2 ．2 沉降条件试验研究 2 ．2 ．1 磨矿细度 目的矿物单体解离是矿物有效浮选的重要条 件。如果没有解离，目的矿物和脉石矿物在物理上 依然共生，浮选无法使之分离，最终影响到产品的质 量，但是如果解离过度，会导致浮选难度增加，甚至 失效，而且浪费能源。磨矿过程中影响矿物解离度 的最主要参数是磨矿细度。磨矿细度试验指标如图 2 所示。 图2 磨矿细度试验指标 F i g ．2 T e s ti n d e x e so fg r i n d i n gf i n e n e s s 由图2 可知，钒精矿的品位随磨矿时间的增加 而逐渐降低，回收率逐渐升高。综合考虑，当磨矿粒 度在一7 4t r m 占3 5 ．7 8 ％时沉降指标最好。 2 ．2 ．2 分散剂种类及用量 由扫描电镜分析可知，该硅质石煤矿中所含矿 泥量较大，同时，矿泥又是主要的含钒矿物，矿石中 除了分散的矿泥外，还有相当一部分矿泥罩盖在粒 度相对较粗的脉石矿物表面。强搅拌作业分离出的 细粒级矿物中，除含钒细泥外，还有一部分微细粒级 的石英等硅酸盐脉石矿物及方解石、白云石等含钙、 镁矿物，在分离细粒级钒矿物的过程中也一同被分 离出来，这部分细粒脉石矿物在产品中占一定比例， 由于混入量较大，贫化了矿泥产品中V O ，的品位。 分散剂在矿物表面的作用可以使矿物表面亲水且带 负电，一方面增强了矿泥表面水化层的强度和亲水 性，另一方面增强了微细矿粒间的静电排斥力，使矿 粒充分分散而不相互凝聚一J 。 分散剂筛选试验结果如图3 所示。 万方数据 5 0 有色金属 选矿部分2 0 1 6 年第2 期 瀑 薄 釜 西 瓮 图3 分散剂种类试验指标 F i g ．3 T e s ti n d e x e so fd i f f e r e n td i s p e r s a n t s M s G 一聚丙烯酸钠；Y z c 一六偏磷酸钠；S S G 一三聚磷酸钠； Y z B 一氟硅酸钠；T z B ～聚乙二醇；Y z A 一改性水玻璃 从图3 所示的分散剂筛选试验结果来看，在强 搅拌过程中加入分散剂，可以获得较高品位的精矿 产品。多种分散剂对比试验结果表明Y Z B 对矿泥 的选择性分散效果最好，钒精矿中V O ，的品位最 高，但是回收率比较低；Y Z A 虽然对矿泥的选择性抑 制效果不是最好，但是回收率最高，综合考虑选择 Y Z A 作为矿泥的分散剂，可以获得V O ，品位 2 ．2 6 ％，回收率5 0 ．4 3 ％的精矿产品。 选择钒精矿分散剂为Y Z A ，进行了Y Z A 用量的 条件试验。原矿经磨矿后加入分散剂进行强搅拌再 沉降。试验固定条件为分散剂为Y Z A ，强搅拌浓度 为3 3 ％，强搅拌搅拌速度为5 0 0r ／m i n ，强搅拌时间 为2 0r a i n ，强搅拌后加水至矿浆浓度为2 0 ％，继续搅 拌5m i n 后静置沉降，沉降时间为5m i n ，分散剂Y Z A 用量为变量，结果如图4 所示。 分散剂Y Z A 用量／ k g t 。 图4 分散剂用量试验指标 F i g ．4 T e s ti n d e x e so ft h ea m o u n to fd i s p e r s a n t 由图4 可知，不加分散剂，钒精矿的品位和回收 率都很低，加入分散剂后钒精矿品位和回收率明显 增大，说明分散剂的分散效果比较明显。随着分散 剂用量的增加，精矿品位及回收率增加幅度不大。 根据试验结果，选择一段强搅拌分散剂用量为 2 ．0k g ／t 为宜。加入选择性分散剂的强搅拌作业，由 于药剂对钒精矿的高效分散作用，清洗了影响精矿 品位的硅酸盐细粒脉石的表面，加速了细粒硅酸盐 脉石的沉降，将细粒脉石矿物与含钒细粒钒精矿分 离，并在沉降过程中解析出去，从而提高了精矿产品 中V ，O ，的品位。 2 ．2 ．3 沉降浓度 对强搅拌后矿浆进行了沉降浓度试验。试验固 定条件为分散剂Y Z A 为2 ．0g ／t ，强搅拌浓度为 3 3 ％，强搅拌搅拌速度为5 0 0r ／m i n ，强搅拌时间为 2 0m i n ，强搅拌后加水至矿浆浓度为1 0 ％、2 0 ％、 2 5 ％、3 5 ％，继续搅拌5m i n 后静置沉降，沉降时间为 5r a i n ，试验结果如图5 所示。 图5 沉降浓度试验指标 F i g ．5 T e s ti n d e x e so fs e d i m e n t a t i o nd e n s i t y 由图5 可知，随着沉降浓度的增大，钒精矿的品 位逐渐上升，沉降浓度为1 0 ％时，钒精矿的指标最 好，但是矿浆浓度太小导致用水量增大，综合考虑， 选择沉降浓度为3 5 ％，此时钒精矿中V 0 ，的品位为 2 ．2 0 ％，回收率为5 8 ．3 6 ％。 2 ．2 ．4 沉降时间 沉降时间影响钒精矿的产率及品位。对沉降时 间做了条件试验，试验条件与沉降浓度试验条件相 同，不同之处在于确定沉降浓度为3 5 ％，继续搅拌5 m i n 后静置沉降，沉降时间为变量，其它条件保持不 变，试验结果如图6 所示。 万方数据 垫堑鱼兰墼塑刘源超等低品位硅质石煤钒矿的选矿试验研究 5 1 由图6 可知，随着沉降时间的增加，精矿钒品位 呈上升趋势，钒精矿回收率呈下降趋势。综合考虑， 沉降时间为5m i n 时可以达到较好的分离效果。 沉降时间／m i n 图6 沉降时间试验指标 F i g ．6 T e s ti n d e x e so fs e d i m e n t a t i o nt i m e 2 ．2 ．5 两段脱泥流程 为了进一步提高钒精矿的品位，在上述条件试 验的基础上对矿砂做了第二次加药沉降脱泥，以提 高钒精矿中钒的回收率。第一段脱泥条件与沉降时 间试验条件相同，不同之处在于确定沉降时间为5 m i n ；第二段脱泥条件为分散剂Y Z A 为1 ．0k g ／t ，加 水至矿浆浓度为3 5 ％，继续搅拌5r a i n 后静置，沉降 时间为5m i n ，试验结果见表5 。 表5脱泥试验指标 T a b l e5T e s ti n d e x e so fd e s l i m i n g7 ％ 由表5 可知，通过第二段脱泥试验，可以将钒精 矿中V O ，的总回收率提高到6 7 ．8 1 ％，平均品位为 2 ．1 7 ％。 2 ．3 磁选试验研究 对于以钒铁矿、钒铁锐钛矿、铁质结核中铁矿物 等形式存在的微量独立钒矿物和以吸附状态存在于 氧化铁矿物中的钒，利用磁选工艺对这部分钒矿物 进行回收能有效提高钒精矿品位。为了进一步提高 钒精矿的品位，在两段沉降脱泥的基础上再进行磁 选试验。沉降一磁选试验流程见图7 ，试验结果见 表6 。 原矿 图7 沉降磁选试验流程 F i g ．7 T e s tf l o w c h a r to fs e d i m e n t a t i o n a n dm a g n e t i cs e p a r a t i o n 表6重选磁选试验结果 T a b l e6R e s u l t so fg r a v i t ys e p a r a t i o na n dm a g n e t i c s e p a r a t i o n ／％ 由表6 可知，通过沉降～磁选联合选别流程，最 终可以获得V 2 0 ，品位2 ．1 0 ％，回收率8 3 ．4 3 ％的钒 精矿产品。 3结论 1 工艺矿物学研究表明，该石煤钒矿中V O ，品 位为0 ．6 7 ％，氧化钙含量为2 ．9 8 ％，属于高钙低品 位硅质石煤钒矿。钒主要分布在易碎的云母及黏土 类矿物中，少量分布在氧化铁类矿物中，很难用浮选 的方法富集。 2 沉降条件试验研究结果表明，当磨矿细度为 一7 4 岬占3 5 ．7 8 ％，分散剂Y Z A 用量为2 ．0k e , ／t ， 沉降浓度为3 5 ％，沉降时间为5m i n 时，沉降效果最 佳，沉降精矿的品位和回收率分别为2 ．2 0 ％和 5 8 ．3 6 ％。 3 为了进一步提高钒精矿的品位，对矿砂做了 第二次加药沉降脱泥，以提高钒精矿中钒的回收率， 通过第二段脱泥试验，可以将钒精矿中V 0 ，的总回 收率提高到6 7 ．8 1 ％，平均品位为2 ．1 7 ％。 4 在磁场强度为1 ．4T 时，磁选可以获得V 2 0 5 品位为1 ．8 l ％，回收率为5 ．7 2 ％的钒精矿产品。通 过沉降一磁选联合选别流程，可抛掉V O ，品位为 下转第8 4 页 万方数据 8 4 有色金属 选矿部分2 0 1 6 年第2 期 响计量精度。 4 泡沫流体自动清理 在实际生产过程中，球磨机跑粗 固体颗粒相对 较大 时有发生，当出现跑粗现象时，由于泡沫流体 利用自身重力形成的动力相对较弱，并且翻转处理 装置底部离出料口相对较深 3 5 0m m ，运行一段时 间之后，较粗的固体颗粒就会在翻转处理装置底部 沉淀。所以防止沉淀，实现计量装置连续运行，也成 了需要解决的关键技术之一。 在前面设计的基础上增加了自动冲水装置，利 用冲水管和冲水电磁阀对翻转处理装置底部进行定 时定量的冲洗。同时还设计了一套自动清理装置， 清理装置通过P L C 与冲水电磁阀、冲水管和气动放 空阀配合，实现对翻转处理装置底部沉砂进行定时 定量的自动清理，从而实现了计量装置连续稳定的 运行‘4 。5 ] 。 5 翻转处理装置运行效果 翻转处理装置投人之前，计量装置的缓冲池基 本上每个班次都会出现一次严重的沉淀，每次沉淀 之后都需要人工将沉砂挖出。同时计量装置的计量 误差一般在1 0 ％以上。完全不能满足公司管理、班 组考核和工艺调整的需要。 翻转处理装置自2 0 1 3 年1 2 月投入运行以来， 运行情况良好，至今计量装置未出现过因沉淀而堵 塞的现象。并且计量误差明显降低，2 0 1 4 年1 1 2 月的计量误差分别为1 ．8 4 ％、1 ．5 3 ％、1 ．6 1 ％、 1 ．7 4 ％、1 ．6 2 ％、1 ．7 8 ％、1 ．8 9 ％、1 ．9 6 ％、2 ．2 1 ％、 1 ．9 2 ％、1 ．8 5 ％和1 ．7 6 ％。计量误差均在3 ％以内， 达到了预期的效果，满足了指导生产的需要，实现了 计量装置连续稳定运行的目的。 6结论 翻转处理装置成功地实现了除泡、混合和自动 清理的三重功能。利用泡沫流体的自身重力和翻转 处理装置的倾斜地面配合，实现了自动混合的目的； 利用翻转隔板和喷淋水的配合，实现了清除气泡的 目的；利用冲水管、冲水电磁阀和气动放空阀的配 合，解决了底部沉砂的难题，实现了计量装置连续稳 定的运行。 从实际的运行效果来看，该装置是一种可行的、 有效的除泡和混合手段，可以进一步推广应用到其 他需要解决同类问题的范围。同时，该装置的自动 控制功能可以通过现有的D C S 、P L C 或单片机等现 场控制系统来完成，接入简单，兼容性强。 参考文献 [ 1 ] 王资．浮游选矿技术[ M ] ．北京冶金工业出版社， 2 0 0 6 1 - 2 5 ． [ 2 ] 杜广生．工程流体力学[ M ] ．北京中国电力出版社， 2 0 0 7 3 5 - 4 6 ． [ 3 ] 西门子 中国 有限公司自动化驱动集团编著．深入浅出 西门子s 7 2 0 0 P L C [ M ] ．北京北京航空航天大学出版社， 2 0 0 7 2 8 ．1 7 7 ． [ 4 ] 倪文强，朱国印，骆勇．A B BD C S 系统在钼采选中的应 用[ J ] ．科技信息，2 0 0 9 2 4 2 9 3 ，2 9 5 ． [ 5 ] 邹伯敏．自动控制理论[ M ] ．北京机械工业出版社， 2 0 0 41 1 ．1 0 ． 上接第5 1 页 0 ．1 5 ％的尾矿，最终获得V O ，品位为2 ．1 0 ％，回收 率为8 3 ．4 3 ％的钒精矿。 经过选矿试验，可以有效降低酸耗物质，提高 V O ，含量，从而提高湿法提钒过程中人料品位，减 少处理量，降低酸耗，节省湿法提钒成本。 参考文献 [ 1 ] 徐懋，黄宪法，桂林．黄山低钒低碳石煤处理新工艺 研究[ J ] ．稀有金属与硬质合金，2 0 1 0 ，3 8 1 3 4 ．3 7 ． [ 2 ] 漆明鉴．从石煤中提钒现状及前景[ J ] ．湿法冶金，1 9 9 9 4 1 一1 0 ． [ 3 ] 冯其明，何东升，张国范，等．石煤提钒过程中钒氧化和 转化对钒浸出的影响[ J ] ．中国有色金属学报，2 0 0 7 ，1 7 8 1 3 4 8 ．1 3 5 2 ． [ 4 ] H ED ，F E N GQ ，Z H A N GG ，e ta 1 ．A ne n v i r o n m e n t a l l y - f r i e n d l yt 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