CN103464289B - 一种低品位磷矿中硅酸金属盐脱出的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种低品位磷矿中硅酸金属盐脱出的方法，特别涉及与磁铁矿伴生低品位磷矿中硅酸金属盐（镁、铝、铁）杂质浮选分离生产磷精矿的过程。属于化工矿物加工技术领域。本发明的技术特征为：（1）将磁选后的含磷尾矿进一步磨矿至细度为-200目含量90%以上%；（2）采用一粗、两精的正浮选工艺流程；（3）在含磷尾矿浮选过程中加入调整剂、捕收剂和硅酸金属盐抑制剂得到高品质的磷精矿产品。本发明实现了伴生低品位磷矿中硅酸金属盐（镁、铝、铁）的高效分选，其磷精矿P2O5含量大于34%，MgO含量低于1.0%，Al2O3+Fe2O3含量低于2%，低品位磷矿中P2O5回收率大于75%的选矿指标，生产的高品质磷精矿可作为磷肥生产原料，是低品位磷矿资源化利用的较为可行的选矿工艺。
Description
技术领域
本发明公开了一种低品位磷矿中硅酸金属盐脱出的方法，特别涉及杂质含量高的磷铁矿伴生磷灰石资源的浮选加工。属于矿物加工领域范畴。
背景技术
我国滇西地区存在岩浆变质型磷灰石岩伴生磁铁矿矿床，已探明储量1648万吨，平均P2O5品位14.67%，矿石中主要矿物是氟磷灰石、胶磷矿、磁铁矿、赤铁矿、铝直闪石、角闪石、方解石、黑云母等。已有选矿技术采用一粗一扫三精的工艺流程，使用氧化石蜡皂、水玻璃和碳酸钠等常规药剂进行浮选，生产的磷精矿P2O5品位30%，回收率80%左右，磷精矿产品中有害杂质MgO含量3.38%、Al2O3含量3.82%、Fe2O3含量4.45%，均超出国家规定的最低磷矿石标准，无法作为合格的磷精矿产品使用和销售。因此到目前为止，滇西地区该类型磷矿石未得到合理开发利用。
本发明通过选矿流程设计和选矿药剂的筛选，得到了杂质含量合格磷精矿产品，具有较好的工业应用价值。
发明内容
本发明的目的针对目前高杂磷灰石矿选矿技术的不足，提供一种药剂成本低，工艺流程简单稳定，浮选效率高，产品质量达标的选矿除杂方法。
本发明低品位磷矿中硅酸金属盐脱出的方法是通过以下述技术方案予以实现，其包含以下工艺流程：
（1）磁铁矿伴生低品位磷矿的P2O5含量一般为9.0～20.0%；
（2）将磁选后的含磷尾矿，在磨矿浓度50～70%的条件下，进一步磨矿至细度为-200目含量90%以上%，并调整矿浆浓度为25～35%；
（3）在磨细磷矿矿浆加入调整剂、捕收剂和硅酸金属盐抑制剂，在常温下，采用一粗两精的正浮选工艺，经过浮选分离硅酸金属盐杂质，得到其P2O5含量大于34%，MgO含量低于1.0%，Al2O3+Fe2O3含量低于2%的高品质磷精矿产品，低品位磷矿的P2O5回收率大于75%。
步骤1中所述的硅酸金属盐脱出为硅酸镁、硅酸铝、硅酸铁的混合物。
步骤（2）中所述的磨矿细度为-200目含量为96%。
步骤（3）中所述的一粗两精的正浮选工艺，其粗选的时间是5～10分钟，精选1的浮选时间是4～8分钟，精选2的浮选时间是3～5分钟。
步骤（3）中所述的加入调整剂、捕收剂和硅酸金属盐抑制剂，其粗选中加入调整剂为碳酸钠和水玻璃，加入量分别为4～6公斤碳酸钠/吨原矿，1～3公斤水玻璃/吨原矿，捕收剂为橡胶籽油，加入量为0.5～2公斤橡胶籽油/吨原矿；硅酸金属盐抑制剂为减水剂，加入量为0.3～1公斤减水剂/吨原矿。
步骤（3）中所述的常温下浮选，其浮选温度为15～25℃。
本发明可推动高杂磷灰石矿选矿技术的发展，在实际应用上具有以下突出的效果：选矿工艺的加工成本低，工艺流程简单稳定，浮选效率高，产品质量达标。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
本发明上述和/或附加的方面和优点，从结合附图1对实施例的描述中将变得明显和容易理解。
一种高杂磷灰石矿选矿除杂的方法，其特征的工艺流程为：（1）将矿石破碎，磨矿浓度50~70%条件下湿法磨矿至细度为-200目含量90~98%，所得物料加水调整浓度为25~35%的矿浆。
（2）将物料输送至浮选***，在10~35℃的矿浆温度下，按照一次粗选两次精选的流程进行浮选，粗选槽中留下的产品是最终尾矿，粗选泡沫产品进行第一次精选；第一次精选槽中留下的产品是中矿I，返回到粗选槽，第一次精选泡沫产品进行第二次精选；第二次精选槽中留下的产品是中矿II，返回到第一次精选槽，第二次精选泡沫产品是最终磷精矿。
（3）粗选时浮选药剂是碳酸钠、橡胶籽油、水玻璃和水泥减水剂；第一和第二次精选时浮选药剂是水玻璃和水泥减水剂。
步骤（1）中所述的磨矿细度为-200目含量90~98%，可保障磨矿产品的磷灰石单体解离度高于75%；
步骤（2）中所述的一次粗选两次精选流程，粗选的浮选时间是5~10分钟，精选一的浮选时间是4~8分钟，精选二的浮选时间是3~5分钟；
步骤（2）中所述的浮选药剂，在粗选中加入量为：碳酸钠4~6公斤/吨原矿，水玻璃1~3公斤/吨原矿，水泥减水剂0.3~1公斤吨/原矿，橡胶籽油0.5~2公斤/吨原矿；
步骤（2）中所述的浮选药剂，在精选一中加入量为：水玻璃0.5~1公斤/吨原矿，水泥减水剂0.1~0.5公斤吨/原矿；
步骤（2）中所述的浮选药剂，在精选二中加入量为：水玻璃0.2~0.5公斤/吨原矿，水泥减水剂0.1~0.3公斤吨/原矿。
实施例1：
将原矿破碎磨矿至-200目含量90%，矿物的化学成分为：
| 主要组分 | P2O5 | SiO2 | MgO | Al2O3 | Fe2O3 |
| 分析结果（%） | 17.11 | 20.67 | 7.61 | 8.23 | 10.59 |
调整浮选浓度为35%，按原矿5kg/h处理量进行连续选矿，在粗选中浮选药剂加入量为：碳酸钠4公斤/吨原矿，水玻璃3公斤/吨原矿，水泥减水剂1公斤吨/原矿，橡胶籽油2公斤/吨原矿；在精选一中浮选药剂加入量为：水玻璃1公斤/吨原矿，水泥减水剂0.5公斤吨/原矿；在精选二中加入量为：水玻璃0.5公斤/吨原矿，水泥减水剂0.25公斤吨/原矿。所得精矿化学成分为：
| 主要组分 | P2O5 | MgO | Al2O3 | Fe2O3 |
| 分析结果（%） | 35.23 | 1.12 | 0.97 | 0.75 |
精矿回收率为75.42%。
实施例2：
将原矿破碎磨矿至-200目含量92%，矿物的化学成分为：
| 主要组分 | P2O5 | SiO2 | MgO | Al2O3 | Fe2O3 |
| 分析结果（%） | 19.87 | 16.47 | 4.89 | 6.8 | 10.49 |
调整浮选浓度为30%，按原矿5kg/h处理量进行连续选矿，在粗选中浮选药剂加入量为：碳酸钠5公斤/吨原矿，水玻璃2公斤/吨原矿，水泥减水剂1公斤吨/原矿，橡胶籽油1.5公斤/吨原矿；在精选一中浮选药剂加入量为：水玻璃0.5公斤/吨原矿，水泥减水剂0.5公斤吨/原矿；在精选二中加入量为：水玻璃0.3公斤/吨原矿，水泥减水剂0.2公斤吨/原矿。所得精矿化学成分为：
| 主要组分 | P2O5 | MgO | Al2O3 | Fe2O3 |
| 分析结果（%） | 35.92 | 0.81 | 0.50 | 0.34 |
精矿回收率为78.77%。
实施例3：
将原矿破碎磨矿至-200目含量94%，矿物的化学成分为：
| 主要组分 | P2O5 | SiO2 | MgO | Al2O3 | Fe2O3 |
| 分析结果（%） | 19.81 | 21.53 | 5.05 | 6.28 | 7.78 |
调整浮选浓度为25%，按原矿5kg/h处理量进行连续选矿，在粗选中浮选药剂加入量为：碳酸钠6公斤/吨原矿，水玻璃1公斤/吨原矿，水泥减水剂0.5公斤吨/原矿，橡胶籽油1公斤/吨原矿；在精选一中浮选药剂加入量为：水玻璃0.5公斤/吨原矿，水泥减水剂0.25公斤吨/原矿；在精选二中加入量为：水玻璃0.25公斤/吨原矿，水泥减水剂0.1公斤吨/原矿。所得精矿化学成分为：
| 主要组分 | P2O5 | MgO | Al2O3 | Fe2O3 |
| 分析结果（%） | 36.37 | 0.59 | 0.6 | 0.48 |
精矿回收率为79.16%。
实施例4：
将原矿破碎磨矿至-200目含量95%，矿物的化学成分为：
| 主要组分 | P2O5 | SiO2 | MgO | Al2O3 | Fe2O3 |
| 分析结果（%） | 10.43 | 24.95 | 11.29 | 13.1 | 17.04 |
调整浮选浓度为25%，按原矿5kg/h处理量进行连续选矿，在粗选中浮选药剂加入量为：碳酸钠6公斤/吨原矿，水玻璃1公斤/吨原矿，水泥减水剂0.5公斤吨/原矿，橡胶籽油1公斤/吨原矿；在精选一中浮选药剂加入量为：水玻璃0.5公斤/吨原矿，水泥减水剂0.25公斤吨/原矿；在精选二中加入量为：水玻璃0.25公斤/吨原矿，水泥减水剂0.1公斤吨/原矿。所得精矿化学成分为：
| 主要组分 | P2O5 | MgO | Al2O3 | Fe2O3 |
| 分析结果（%） | 35.13 | 1.02 | 0.57 | 0.83 |
精矿回收率为75.16%。
实施例5：
将原矿破碎磨矿至-200目含量95%，矿物的化学成分为：
| 主要组分 | P2O5 | SiO2 | MgO | Al2O3 | Fe2O3 |
| 分析结果（%） | 17.04 | 20.71 | 7.67 | 8.27 | 10.43 |
调整浮选浓度为25%，按原矿5kg/h处理量进行连续选矿，在粗选中浮选药剂加入量为：碳酸钠6公斤/吨原矿，水玻璃1.6公斤/吨原矿，水泥减水剂0.3公斤吨/原矿，橡胶籽油0.8公斤/吨原矿；在精选一中浮选药剂加入量为：水玻璃0.8公斤/吨原矿，水泥减水剂0.25公斤吨/原矿；在精选二中加入量为：水玻璃0.4公斤/吨原矿，水泥减水剂0.1公斤吨/原矿。所得精矿化学成分为：
| 主要组分 | P2O5 | MgO | Al2O3 | Fe2O3 |
| 分析结果（%） | 35.65 | 0.77 | 0.58 | 0.5 |
精矿回收率为79.33%。
实施例6：
将原矿破碎磨矿至-200目含量95%，矿物的化学成分为：
| 主要组分 | P2O5 | SiO2 | MgO | Al2O3 | Fe2O3 |
| 分析结果（%） | 15.23 | 16.42 | 8.91 | 8.89 | 11.01 |
调整浮选浓度为25%，按原矿5kg/h处理量进行连续选矿，在粗选中浮选药剂加入量为：碳酸钠6公斤/吨原矿，水玻璃1.6公斤/吨原矿，水泥减水剂0.3公斤吨/原矿，橡胶籽油0.8公斤/吨原矿；在精选一中浮选药剂加入量为：水玻璃0.8公斤/吨原矿，水泥减水剂0.25公斤吨/原矿；在精选二中加入量为：水玻璃0.4公斤/吨原矿，水泥减水剂0.1公斤吨/原矿。所得精矿化学成分为：
| 主要组分 | P2O5 | MgO | Al2O3 | Fe2O3 |
| 分析结果（%） | 37.32 | 0.93 | 0.46 | 0.79 |
精矿回收率为78.42%。
Claims (3)
1.一种低品位磷矿中硅酸金属盐脱出的方法，其特征在于：包含以下工艺流程：
（1）磁铁矿伴生低品位磷矿的P2O5含量一般为9.0～20.0%；
（2）将磁选后的含磷尾矿，在磨矿浓度50～70%的条件下，进一步磨矿至细度为-200目含量90%以上%，并调整矿浆浓度为25～35%；
（3）在磨细磷矿矿浆加入调整剂、捕收剂和硅酸金属盐抑制剂，在常温下，采用一粗两精的正浮选工艺，经过浮选分离硅酸金属盐杂质，得到其P2O5含量大于34%，MgO含量低于1.0%，Al2O3+Fe2O3含量低于2%的高品质磷精矿产品，低品位磷矿的P2O5回收率大于75%；
所述步骤（2）中所述的磨矿细度为-200目含量为96%；
步骤（3）中所述的一粗两精的正浮选工艺，其粗选的时间是5～10分钟，精选1的浮选时间是4～8分钟，精选2的浮选时间是3～5分钟；
步骤（3）中所述的加入调整剂、捕收剂和硅酸金属盐抑制剂，其粗选中加入调整剂为碳酸钠和水玻璃，加入量分别为4～6公斤碳酸钠/吨原矿，1～3公斤水玻璃/吨原矿，捕收剂为橡胶籽油，加入量为0.5～2公斤橡胶籽油/吨原矿；硅酸金属盐抑制剂为减水剂，加入量为0.3～1公斤减水剂/吨原矿。
2.根据权利要求1所述的一种低品位磷矿中硅酸金属盐脱出的方法，其特征在于：所述的硅酸金属盐脱出为硅酸镁、硅酸铝、硅酸铁的混合物。
3.根据权利要求1所述的一种低品位磷矿中硅酸金属盐脱出的方法，其特征在于：步骤（3）中所述的常温下浮选，其浮选温度为15～25℃。
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