CN112007760A - 一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明是一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法,属于矿物加工技术领域,该方法将原矿石经破碎、磨矿分级后进行反浮选作业,所得反浮选粗精矿再次磨矿分级后进行正浮选作业,所得正浮选粗精矿进行酸浸作业得到最终磷精矿。本发明方法可以节约用水,废水可以全部回用,且处理成本低。本发明工艺不仅针对高倍半氧化物胶磷矿,也针对硅钙质型胶磷矿,与采用常规正‑反浮选流程或者双反浮选流程相比,具有选矿工艺流程稳定,分选效果好,精矿产品含铁、铝半氧化物低等优点。
Description
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域,特别涉及一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法。
背景技术
在我国,磷矿资源主要集中在云贵川湘鄂等地,以沉积型磷块岩为主,其中以中低品级胶磷矿为主,其中有一部分低品级硅质胶磷矿中含铝含铁倍半氧化物(R2O3)较高,在传统的湿法生产磷酸中,铁、铝元素不仅能造成会使磷酸形成淤渣,还能极大地影响硫酸钙结晶的成长,最终造成后续浓缩过程中P2O5损失较大,因此,为了降低对湿法磷酸及酸法制肥过程的影响,需要尽可能的降低磷精矿中含铁、铝倍半氧化物的含量。
目前针对高铝高铁低品级硅钙质型胶磷矿,常规采用的工艺流程为正-反浮选工艺流程和预先脱泥-双反浮选工艺流程,正-反浮选工艺存在磨矿细度较细、精矿产品粒度较细,精矿输送和脱水作业困难、精矿选矿成本较高等缺点,再者正反浮选工艺必须借助尾矿库才能正常运行,新的磷矿厂已经很难再审批尾矿库。而采用预先脱泥-双反浮选工艺流程存在药剂选择性较差,流程受矿泥影响较大,脱泥作业P2O5损失严重,最终精矿P2O5回收率较低的缺点。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是针对现有技术的不足,提出一种工艺更为合理、高效的脱除胶磷矿中硅酸盐类、碳酸盐类、含铁、铝类脉石矿物的处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法。
本发明所要解决的技术问题是通过以下的技术方案来实现的。本发明是是一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法的选矿方法,其特点是:原矿石经破碎、磨矿分级后进行反浮选作业,所得反浮选粗精矿再次磨矿分级后进行正浮选作业,所得正浮选粗精矿进行酸浸作业得到最终磷精矿。
本发明所述的一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法,其进一步优选的技术方案如下:
1、酸浸作业采用的酸为无机强酸或者有机强酸,无机强酸选自硫酸、盐酸、硝酸、磷酸中的一种或者多种,有机强酸选自为草酸、柠檬酸中的一种或者两种。
2、该方法单独设置两个回水池和高位水池,分别用于储存正浮选回水和反浮选回水,正浮选回水池的回水只用于正浮选,反浮选回水池的回水只用于反浮选,酸浸作业的上清水返回反浮选回水池或者返回酸浸作业使用;回水池的溢流返回高位水池,再自流至相应工艺流程中。
3、反浮选作业的槽内产品不直接给入正浮选作业,而是经过脱水作业,将反浮选粗精矿的含水率控制在10%~16%。
4、正浮选作业的槽内产品不直接给入酸浸作业,而是经过脱水作业,将正浮选粗精矿的含水率控制在10%~16%。
5、反浮洗作业磨矿的磨矿细度为-200目为50.00%~70.00%;正浮选作业磨矿的磨矿细度为-200目占80%~98%。
6、反浮选作业的抑制剂选用无机酸,无机酸为硫酸、磷酸或者二者的混合酸,捕收剂选用脂肪酸皂类有机物;正浮选作业选用碳酸钠作为pH调整剂,水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂,多糖类和多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂,捕收剂选用脂肪酸皂类有机物。
7、正浮选的尾矿和反浮选的尾矿根据实际情况采用干堆处理、尾矿库储存或者尾矿充填方法。
本发明所述的一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法,其优选的步骤如下:
(1)原矿石经破碎后给入一段磨矿分级作业,然后给入反浮选作业;
(2)反浮选作业的槽内产品经脱水作业得到反浮选粗精矿,浮选泡沫即反浮选尾矿根据具体尾矿处理工艺来确定脱水工艺;
(3)反浮选脱水作业产生的滤液返回反浮选作业使用;
(4)反浮选粗精矿给入二段磨矿分级作业,然后给入正浮选作业,正浮选作业的精矿、尾矿分别给至脱水作业,浮选槽内产品经根据具体尾矿处理工艺来确定脱水工艺,脱水后的产品为正浮选尾矿,浮选泡沫即正浮选精矿经脱水作业成正浮选粗精矿;
(5)正浮选脱水作业产生的滤液返回正浮选作业使用;
(6)正浮选粗精矿给入酸浸作业,酸浸后经脱水作业,上清液返回工艺使用,脱水产品即为最终的磷精矿。
本发明所述的一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法,其进一步优选的具体步骤如下:
(1)原矿石经破碎后给入一段磨矿分级作业,一段磨矿细度控制为-200目50.00%~70.00%,磨好的矿浆给入反浮选作业;
(2)反浮选作业的槽内产品经脱水作业得到反浮选粗精矿,浮选泡沫即反浮选尾矿根据具体尾矿处理工艺来确定脱水工艺,反浮选作业抑制剂选用无机酸,无机酸为硫酸、磷酸或者二者的混合酸,用量为5 kg/t ~9 kg/t 原矿,捕收剂选用脂肪酸皂类有机物,用量为500 g/t ~2000g/t 原矿;
(3)反浮选脱水作业产生的滤液给入反浮选回水沉淀池,回水沉淀池的溢流给入酸性高位水池,经反浮选回水系统返回反浮选作业使用;
(4)反浮选粗精矿给入二段磨矿分级作业,二段磨矿细度控制为-200目80%~98%,磨好的矿浆给入正浮选作业,正浮选作业调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂,用量为0 g/t ~3000g/t 原矿,水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂,用量为1000 g/t ~7000g/t 原矿,多糖类和多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂,用量为30 g/t ~500g/t 原矿,捕收剂选用脂肪酸皂类有机物,用量为500 g/t ~2000g/t 原矿,正浮选作业的精矿、尾矿分别给至脱水作业,浮选槽内产品经根据具体尾矿处理工艺来确定脱水工艺,脱水后的产品为正浮选尾矿,浮选泡沫即正浮选精矿经脱水作业成正浮选粗精矿;
(5)正浮选脱水作业产生的滤液给入正浮选回水沉淀池,回水沉淀池的溢流给入碱性高位水池,经正浮选回水系统返回正浮选工艺使用;
(6))正浮选粗精矿给入酸浸作业,酸浸后经脱水作业,上清液返回工艺使用,脱水产品即为最终的磷精矿,浸出酸为无机强酸或者有机强酸,无机强酸为硫酸、盐酸、硝酸、磷酸中一种或者多种,有机强酸为草酸与/或柠檬酸等有机强酸的一种或者多种。
发明人研究发现:高倍半氧化物硅钙质型胶磷矿矿石中矿物成分单一,以低碳氟磷灰石为主,少量碳磷灰石、磷灰石,脉石矿物主要分为碳酸盐类矿物、硅酸盐类矿物、含铁类矿物三部分,碳酸盐类矿物主要为白云石和方解石,硅酸盐类矿物主要为石英、含铝硅酸盐类黏土矿物,含铁类矿物主要为黄铁矿和赤铁矿。现有技术中针对该类型矿石一般采用正-反浮选工艺或者预先脱泥-双反浮选工艺,正-反浮选存在磨矿细度细,药剂用量较大,选矿成本较大,受回水影响正浮选作业流程不稳定等缺点,而采用预先脱泥-双反浮选工艺流程存在药剂选择性较差,流程受矿泥影响较大,脱泥作业P2O5损失严重,铝硅酸盐脱除率低等缺点。所以,针对上述技术问题,发明人研究出本发明的技术方案。
本发明方法中高倍半氧化物硅钙质型胶磷矿矿石的矿石组成为:P2O5品位为16.1%~28.9%, MgO质量含量为1.5%~6.0%,SiO2质量含量为11.1%~31.9%,Al2O3质量含量为1.0%~6.8%,Fe2O3质量含量为0.5%~3.9%;
采用本发明方法所获得的胶磷矿精矿中P2O5品位为32.5%~36.9%,MgO质量含量为0.2%~0.4%,含铝含铁倍半氧化物(R2O3)质量含量为0.8%~1.5%。
与现有技术相,比本发明技术方案有以下有益效果:
(1)通过在浮选工艺后增加一道酸浸工艺,可以针对多种类型的高倍半氧化物硅钙质型胶磷矿,尤其是针对方解石含量高的胶磷矿,可以进一步提高磷精矿的品位,具有工艺适应性强、使用范围广的优点;
(2)反-正浮选流程采用单独回水,有效的避免了反浮选回水中携带的过量的Ca2+、PO4 3-、SO4 2-对磷矿正浮选的影响,可以考虑不用设置尾矿库,节省投资。本发明具有回水处理工艺流程简单,投资成本低、运行效果和成本较低等优点,有利于在实际生产中反-正浮选流程的稳定运行。
(3)浮选工艺选择将反浮选作业放在前面,正浮选放在后面,可以大大降低正浮选回水中存在对正浮选流程影响较大的Ca2+、PO4 3-、SO4 2-离子浓度,有利于保证正浮选工艺流程的稳定。(4)酸浸工艺产生的废酸水一部分可以返回酸浸作业使用,一部分可以返回反浮选作用,作为反浮选抑制剂使用,能减少反浮选中酸的使用量。
(5)磨矿的能耗在选矿成本中占有很大的一部分,通过阶段磨矿阶段浮选,很好的避免了矿物的过磨,很好的实现了在较低的磨矿细度下实现了有用矿物与脉石的有效分离,改善了精矿的过滤作业,有效的降低了选矿的磨矿成本;
(6)通过在正浮选脱硅作业中添加水玻璃和多糖类和多酚类有机高分子分别作为铝硅酸类矿物和含铁脉石矿物的抑制剂,提高了有用矿物与脉石矿物之间的浮游差,大大降低了磷精矿中的含铝含铁倍半氧化物(R2O3)的含量。
具体实施方式
以下进一步描述本发明的具体技术方案,以便于本领域的技术人员进一步地理解本发明,而不构成对其权利的限制。
实施例1,一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法:
(1)原矿石经破碎后给入一段磨矿分级作业,一段磨矿细度控制为-200目55%,磨好的矿浆给入反浮选作业;
(2)反浮选作业的槽内产品经脱水作业得到反浮选粗精矿,浮选泡沫(反浮选尾矿)根据具体尾矿处理工艺来确定脱水工艺,反浮选作业抑制剂选用硫酸,用量为6kg/t 原矿,捕收剂选用脂肪酸皂类有机物,用量为700g/t 原矿;
(3)反浮选脱水作业产生的滤液给入反浮选回水沉淀池,回水沉淀池的溢流给入酸性高位水池,经反浮选回水系统返回反浮选工艺使用;
(4)反浮选粗精矿给入二段磨矿分级作业,二段磨矿细度控制为-200目90%,磨好的矿浆给入正浮选作业,正浮选作业调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂,用量为2000g/t 原矿,水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂,用量为2500g/t 原矿,多糖类和多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂,用量为50g/t 原矿,捕收剂选用脂肪酸皂类有机物,用量为850 g/t 原矿,正浮选作业的精矿、尾矿分别给至脱水作业,浮选槽内产品经根据具体尾矿处理工艺来确定脱水工艺,脱水后的产品为正浮选尾矿,浮选泡沫(正浮选精矿)经脱水作业成正浮选粗精矿;
(5)正浮选脱水作业产生的滤液给入正浮选回水沉淀池,回水沉淀池的溢流给入碱性高位水池,经正浮选回水系统返回正浮选工艺使用;
(6))正浮选粗精矿给入酸浸作业,酸浸后经脱水作业,上清液返回工艺使用,脱水产品即为最终的磷精矿,浸出酸为硫酸和磷酸的混合酸,按照质量1:1配制。
(7)反浮选流程由一次粗选和一次再选作业组成,正浮选由一次粗选和一次扫选作业组成。
上述方法中高倍半氧化物类型胶磷矿的矿石组成为P2O5品位为22.81%, MgO质量含量为3.19%,SiO2质量含量为18.19%,Al2O3质量含量为4.21%,Fe2O3质量含量为2.14%;
上述方法中获得胶磷矿精矿中P2O5品位为33.55%,MgO质量含量为0.25%,倍半氧化物(R2O3)质量含量为1.41%。
实施例2,一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法:
(1)原矿石经破碎后给入一段磨矿分级作业,一段磨矿细度控制为-200目55%,磨好的矿浆给入反浮选作业;
(2)反浮选作业的槽内产品经脱水作业得到反浮选粗精矿,浮选泡沫(反浮选尾矿)根据具体尾矿处理工艺来确定脱水工艺,反浮选作业抑制剂选用硫酸,用量为6kg/t 原矿,捕收剂选用脂肪酸皂类有机物,用量为800g/t 原矿;
(3)反浮选脱水作业产生的滤液给入反浮选回水沉淀池,回水沉淀池的溢流给入酸性高位水池,经反浮选回水系统返回反浮选工艺使用;
(4)反浮选粗精矿给入二段磨矿分级作业,二段磨矿细度控制为-200目86%,磨好的矿浆给入正浮选作业,正浮选作业调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂,用量为2000g/t 原矿,水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂,用量为2000g/t 原矿,多糖类和多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂,用量为50g/t 原矿,捕收剂选用脂肪酸皂类有机物,用量为800 g/t 原矿,正浮选作业的精矿、尾矿分别给至脱水作业,浮选槽内产品经根据具体尾矿处理工艺来确定脱水工艺,脱水后的产品为正浮选尾矿,浮选泡沫(正浮选精矿)经脱水作业成正浮选粗精矿;
(5)正浮选脱水作业产生的滤液给入正浮选回水沉淀池,回水沉淀池的溢流给入碱性高位水池,经正浮选回水系统返回正浮选工艺使用;
(6))正浮选粗精矿给入酸浸作业,酸浸后经脱水作业,上清液返回工艺使用,脱水产品即为最终的磷精矿,浸出酸为硫酸和磷酸的混合酸,按照质量1:1配制。
(7)反浮选流程由一次粗选和一次再选作业组成,正浮选由一次粗选和一次扫选作业组成。
上述方法中高倍半氧化物类型胶磷矿的矿石组成为P2O5品位为23.21%, MgO质量含量为3.52%,SiO2质量含量为14.19%,Al2O3质量含量为4.70%,Fe2O3质量含量为2.25%;
上述方法中获得胶磷矿精矿中P2O5品位为34.55%,MgO质量含量为0.25%,倍半氧化物(R2O3)质量含量为1.29%。
本发明方法与现有技术的双反浮选工艺对比数据:
实施3,一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法:
(1)原矿石经破碎后给入一段磨矿分级作业,一段磨矿细度控制为-200目60%,磨好的矿浆给入反浮选作业;
(2)反浮选作业的槽内产品经脱水作业得到反浮选粗精矿,浮选泡沫(反浮选尾矿)根据具体尾矿处理工艺来确定脱水工艺,反浮选作业抑制剂选用硫酸,用量为6kg/t 原矿,捕收剂选用脂肪酸皂类有机物,用量为900g/t 原矿;
(3)反浮选脱水作业产生的滤液给入反浮选回水沉淀池,回水沉淀池的溢流给入酸性高位水池,经反浮选回水系统返回反浮选工艺使用;
(4)反浮选粗精矿给入二段磨矿分级作业,二段磨矿细度控制为-200目90%,磨好的矿浆给入正浮选作业,正浮选作业调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂,用量为2500g/t 原矿,水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂,用量为2000g/t 原矿,多糖类和多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂,用量为70g/t 原矿,捕收剂选用脂肪酸皂类有机物,用量为800 g/t 原矿,正浮选作业的精矿、尾矿分别给至脱水作业,浮选槽内产品经根据具体尾矿处理工艺来确定脱水工艺,脱水后的产品为正浮选尾矿,浮选泡沫(正浮选精矿)经脱水作业成正浮选粗精矿;
(5)正浮选脱水作业产生的滤液给入正浮选回水沉淀池,回水沉淀池的溢流给入碱性高位水池,经正浮选回水系统返回正浮选工艺使用;
(6))正浮选粗精矿给入酸浸作业,酸浸后经脱水作业,上清液返回工艺使用,脱水产品即为最终的磷精矿,浸出酸为硫酸。
(7)反浮选流程由一次粗选和一次再选作业组成,正浮选由一次粗选和一次扫选作业组成。
上述方法中高倍半氧化物类型胶磷矿的矿石组成为P2O5品位为23.21%, MgO质量含量为3.52%,SiO2质量含量为14.19%,Al2O3质量含量为4.70%,Fe2O3质量含量为2.25%;
上述方法中获得胶磷矿精矿中P2O5品位为34.80%,MgO质量含量为0.21%,半氧化物(R2O3)质量含量为1.23%。
实施4,一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法:
(1)原矿石经破碎后给入一段磨矿分级作业,一段磨矿细度控制为-200目65%,磨好的矿浆给入反浮选作业;
(2)反浮选作业的槽内产品经脱水作业得到反浮选粗精矿,浮选泡沫(反浮选尾矿)根据具体尾矿处理工艺来确定脱水工艺,反浮选作业抑制剂选用混酸,用量为5kg/t 原矿,捕收剂选用脂肪酸皂类有机物,用量为850g/t 原矿;
(3)反浮选脱水作业产生的滤液给入反浮选回水沉淀池,回水沉淀池的溢流给入酸性高位水池,经反浮选回水系统返回反浮选工艺使用;
(4)反浮选粗精矿给入二段磨矿分级作业,二段磨矿细度控制为-200目90%,磨好的矿浆给入正浮选作业,正浮选作业调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂,用量为2500g/t 原矿,水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂,用量为2000g/t 原矿,多糖类和多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂,用量为70g/t 原矿,捕收剂选用脂肪酸皂类有机物,用量为800 g/t 原矿,正浮选作业的精矿、尾矿分别给至脱水作业,浮选槽内产品经根据具体尾矿处理工艺来确定脱水工艺,脱水后的产品为正浮选尾矿,浮选泡沫(正浮选精矿)经脱水作业成正浮选粗精矿;
(5)正浮选脱水作业产生的滤液给入正浮选回水沉淀池,回水沉淀池的溢流给入碱性高位水池,经正浮选回水系统返回正浮选工艺使用;
(6))正浮选粗精矿给入酸浸作业,酸浸后经脱水作业,上清液返回工艺使用,脱水产品即为最终的磷精矿,浸出酸为硫酸。
(7)反浮选流程由一次粗选和一次再选作业组成,正浮选由一次粗选和一次扫选作业组成。
上述方法中高倍半氧化物类型胶磷矿的矿石组成为P2O5品位为23.21%, MgO质量含量为3.52%,SiO2质量含量为14.19%,Al2O3质量含量为4.70%,Fe2O3质量含量为2.25%;
上述方法中获得胶磷矿精矿中P2O5品位为34.89%,MgO质量含量为0.20%,半氧化物(R2O3)质量含量为1.22%。
实施例5,一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法:
(1)原矿石经破碎后给入一段磨矿分级作业,一段磨矿细度控制为-200目60%,磨好的矿浆给入反浮选作业;
(2)反浮选作业的槽内产品经脱水作业得到反浮选粗精矿,浮选泡沫(反浮选尾矿)根据具体尾矿处理工艺来确定脱水工艺,反浮选作业抑制剂选用磷酸,用量为5kg/t 原矿,捕收剂选用脂肪酸皂类有机物,用量为500g/t 原矿;
(3)反浮选脱水作业产生的滤液给入反浮选回水沉淀池,回水沉淀池的溢流给入酸性高位水池,经反浮选回水系统返回反浮选工艺使用;
(4)反浮选粗精矿给入二段磨矿分级作业,二段磨矿细度控制为-200目95%,磨好的矿浆给入正浮选作业,正浮选作业调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂,用量为1500g/t 原矿,水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂,用量为6000g/t 原矿,多糖类和多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂,用量为80g/t 原矿,捕收剂选用脂肪酸皂类有机物,用量为1500 g/t原矿,正浮选作业的精矿、尾矿分别给至脱水作业,浮选槽内产品经根据具体尾矿处理工艺来确定脱水工艺,脱水后的产品为正浮选尾矿,浮选泡沫(正浮选精矿)经脱水作业成正浮选粗精矿;
(5)正浮选脱水作业产生的滤液给入正浮选回水沉淀池,回水沉淀池的溢流给入碱性高位水池,经正浮选回水系统返回正浮选工艺使用;
(6))正浮选粗精矿给入酸浸作业,酸浸后经脱水作业,上清液返回工艺使用,脱水产品即为最终的磷精矿,浸出酸为硫酸。
(7)反浮选流程由一次粗选和一次再选作业组成,正浮选由一次粗选、一次精选和一次扫选作业组成。
上述方法中高倍半氧化物类型胶磷矿的矿石组成为P2O5品位为19.75%, MgO质量含量为1.55%,SiO2质量含量为34.19%,Al2O3质量含量为3.79%,Fe2O3质量含量为1.92%;
上述方法中获得胶磷矿精矿中P2O5品位为34.80%,MgO质量含量为0.21%,半氧化物(R2O3)质量含量为1.35%。
本发明方法与现有技术的正反浮选工艺对比数据:
实施例6,一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法:
(1)原矿石经破碎后给入一段磨矿分级作业,一段磨矿细度控制为-200目60%,磨好的矿浆给入反浮选作业;
(2)反浮选作业的槽内产品经脱水作业得到反浮选粗精矿,浮选泡沫(反浮选尾矿)根据具体尾矿处理工艺来确定脱水工艺,反浮选作业抑制剂选用混酸,用量为7kg/t 原矿,捕收剂选用脂肪酸皂类有机物,用量为500g/t 原矿;
(3)反浮选脱水作业产生的滤液给入反浮选回水沉淀池,回水沉淀池的溢流给入酸性高位水池,经反浮选回水系统返回反浮选工艺使用;
(4)反浮选粗精矿给入二段磨矿分级作业,二段磨矿细度控制为-200目95%,磨好的矿浆给入正浮选作业,正浮选作业调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂,用量为2000g/t 原矿,水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂,用量为6000g/t 原矿,多糖类和多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂,用量为80g/t 原矿,捕收剂选用脂肪酸皂类有机物,用量为1500 g/t原矿,正浮选作业的精矿、尾矿分别给至脱水作业,浮选槽内产品经根据具体尾矿处理工艺来确定脱水工艺,脱水后的产品为正浮选尾矿,浮选泡沫(正浮选精矿)经脱水作业成正浮选粗精矿;
(5)正浮选脱水作业产生的滤液给入正浮选回水沉淀池,回水沉淀池的溢流给入碱性高位水池,经正浮选回水系统返回正浮选工艺使用;
(6))正浮选粗精矿给入酸浸作业,酸浸后经脱水作业,上清液返回工艺使用,脱水产品即为最终的磷精矿,浸出酸为硫酸。
(7)反浮选流程由一次粗选和一次再选作业组成,正浮选由一次粗选、一次精选和一次扫选作业组成。
上述方法中高倍半氧化物类型胶磷矿的矿石组成为P2O5品位为19.75%, MgO质量含量为1.55%,SiO2质量含量为34.19%,Al2O3质量含量为3.79%,Fe2O3质量含量为1.92%;
上述方法中获得胶磷矿精矿中P2O5品位为34.75%,MgO质量含量为0.22%,半氧化物(R2O3)质量含量为1.36%。
Claims (10)
1.一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法,其特征在于:原矿石经破碎、磨矿分级后进行反浮选作业,所得反浮选粗精矿再次磨矿分级后进行正浮选作业,所得正浮选粗精矿进行酸浸作业得到最终磷精矿。
2.根据权利要求1所述的一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法,其特征在于:酸浸作业采用的酸为无机强酸或者有机强酸,无机强酸选自硫酸、盐酸、硝酸、磷酸中的一种或者多种,有机强酸选自为草酸、柠檬酸中的一种或者两种。
3.根据权利要求1所述的一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法,其特征在于:该方法单独设置两个回水池和高位水池,分别用于储存正浮选回水和反浮选回水,正浮选回水池的回水只用于正浮选,反浮选回水池的回水只用于反浮选,酸浸作业的上清水返回反浮选回水池或者返回酸浸作业使用;回水池的溢流返回高位水池,再自流至相应工艺流程中。
4.根据权利要求1所述的一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法,其特征在于:反浮选作业的槽内产品不直接给入正浮选作业,而是经过脱水作业,将反浮选粗精矿的含水率控制在10%~16%。
5.根据权利要求1所述的一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法,其特征在于:正浮选作业的槽内产品不直接给入酸浸作业,而是经过脱水作业,将正浮选粗精矿的含水率控制在10%~16%。
6.根据权利要求1所述的一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法,其特征在于:反浮洗作业磨矿的磨矿细度为-200目为50.00%~70.00%;正浮选作业磨矿的磨矿细度为-200目占80%~98%。
7.根据权利要求1所述的一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法,其特征在于:反浮选作业的抑制剂选用无机酸,无机酸为硫酸、磷酸或者二者的混合酸,捕收剂选用脂肪酸皂类有机物;正浮选作业选用碳酸钠作为pH调整剂,水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂,多糖类和多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂,捕收剂选用脂肪酸皂类有机物。
8.根据权利要求1所述的一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法,其特征在于:正浮选的尾矿和反浮选的尾矿根据实际情况采用干堆处理、尾矿库储存或者尾矿充填方法。
9.根据权利要求1-8中任何一项所述的一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法,其特征在于:其步骤如下:
(1)原矿石经破碎后给入一段磨矿分级作业,然后给入反浮选作业;
(2)反浮选作业的槽内产品经脱水作业得到反浮选粗精矿,浮选泡沫即反浮选尾矿根据具体尾矿处理工艺来确定脱水工艺;
(3)反浮选脱水作业产生的滤液返回反浮选作业使用;
(4)反浮选粗精矿给入二段磨矿分级作业,然后给入正浮选作业,正浮选作业的精矿、尾矿分别给至脱水作业,浮选槽内产品经根据具体尾矿处理工艺来确定脱水工艺,脱水后的产品为正浮选尾矿,浮选泡沫即正浮选精矿经脱水作业成正浮选粗精矿;
(5)正浮选脱水作业产生的滤液返回正浮选作业使用;
(6)正浮选粗精矿给入酸浸作业,酸浸后经脱水作业,上清液返回工艺使用,脱水产品即为最终的磷精矿。
10.根据权利要求9所述的一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法,其特征在于:其具体步骤如下:
(1)原矿石经破碎后给入一段磨矿分级作业,一段磨矿细度控制为-200目50.00%~70.00%,磨好的矿浆给入反浮选作业;
(2)反浮选作业的槽内产品经脱水作业得到反浮选粗精矿,浮选泡沫即反浮选尾矿根据具体尾矿处理工艺来确定脱水工艺,反浮选作业抑制剂选用无机酸,无机酸为硫酸、磷酸或者二者的混合酸,用量为5 kg/t ~9 kg/t 原矿,捕收剂选用脂肪酸皂类有机物,用量为500 g/t ~2000g/t 原矿;
(3)反浮选脱水作业产生的滤液给入反浮选回水沉淀池,回水沉淀池的溢流给入酸性高位水池,经反浮选回水系统返回反浮选作业使用;
(4)反浮选粗精矿给入二段磨矿分级作业,二段磨矿细度控制为-200目80%~98%,磨好的矿浆给入正浮选作业,正浮选作业调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂,用量为0 g/t ~3000g/t 原矿,水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂,用量为1000 g/t ~7000g/t 原矿,多糖类和多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂,用量为30 g/t ~500g/t 原矿,捕收剂选用脂肪酸皂类有机物,用量为500 g/t ~2000g/t 原矿,正浮选作业的精矿、尾矿分别给至脱水作业,浮选槽内产品经根据具体尾矿处理工艺来确定脱水工艺,脱水后的产品为正浮选尾矿,浮选泡沫即正浮选精矿经脱水作业成正浮选粗精矿;
(5)正浮选脱水作业产生的滤液给入正浮选回水沉淀池,回水沉淀池的溢流给入碱性高位水池,经正浮选回水系统返回正浮选工艺使用;
(6))正浮选粗精矿给入酸浸作业,酸浸后经脱水作业,上清液返回工艺使用,脱水产品即为最终的磷精矿,浸出酸为无机强酸或者有机强酸,无机强酸为硫酸、盐酸、硝酸、磷酸中一种或者多种,有机强酸为草酸与/或柠檬酸。
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