一种降低氧化镁含量的低品位硅钙质磷矿分选方法技术

本发明专利技术公开了一种降低氧化镁含量的低品位硅钙质磷矿分选方法，包括破碎、煅烧、喷水消化等步骤。有效提高了磷精矿中P2O5质量分数可稳定达30%以上，MgO≤0.5%，提高了磷资源的利用率。

【技术实现步骤摘要】
一种降低氧化镁含量的低品位硅钙质磷矿分选方法
本专利技术涉及一种降低氧化镁含量的低品位硅钙质磷矿分选方法，属于磷化工

技术介绍
随着国民经济的快速发展，对磷资源的需求量在不断扩大，而资源又在不断减少，特别是可直接利用的富矿越来越少，因此贫富兼采和贫矿选矿势在必行。作为磷资源储量集中的地方之一湖南石门，其磷资源高达14亿吨，经化学元素分析，该地的胶磷矿属于低品位硅钙质磷矿，P2O5品位低，约15.11%，MgO含量高，约8.82%。目前，国内被广泛应用的磷矿选别方法主要有：单一正浮选、双反浮选和正-反浮选、重力选矿、磁选以及重-浮联选等。如CN2016103007853公开了一种中低品位胶磷矿重浮联合分选方法，该方法将中低品位胶磷矿破碎，细磨至粒度为小于0.074mm占50-90%，调节矿浆，采用重选方法得到重选精矿和重选尾矿，然后采用反浮选、再采用正浮选、反浮选得到；该方法声称可以使MgO含量降低至0.6-1%。如CN2017102632438公开了一种低品位胶磷矿反浮选工艺，通过取低磷高镁低品位胶磷矿原料，进行调浆至质量浓度为30-40%的原矿浆，然后将原矿浆通过球磨机磨细，将磨碎后的矿浆输送至选镁搅拌槽中，调整矿浆pH值并加入抑制剂磷酸，搅拌均匀后将矿浆输送至浮选槽中，向浮选槽中加入捕收剂，在室温下进行充气浮选脱镁粗选，以降低槽内MgO含量，浮选槽内产品即为低镁高磷酸精矿，泡沫产品为脱镁浮选尾矿排出堆放；本专利技术的方法声称可将原MgO质量浓度含量在3.5-5.5%的低磷高镁磷胶矿分选到MgO含量≤0.8%的高磷低镁精矿。但经岩矿鉴定，像本申请中的这种低品位硅钙质磷矿原矿，其氧化镁主要存于白云石中，白云石结晶颗粒细小，大部分粒度小于10μm，与胶磷矿呈细小连生体均匀结合，若是采用前述现有技术的分选方法，如单一正浮选、双反浮选和正-反浮选、重力选矿、磁选以及重-浮联选，其氧化镁完全单体解离困难，故氧化镁脱除难度大，分选到的磷精矿中MgO含量仍在0.6%以上，且P2O5品位难以稳定地达到30%以上。
技术实现思路
针对上述现有技术存在的不足，本专利技术的目的是提供一种设计更为合理的降低氧化镁含量的低品位硅钙质磷矿分选方法。为实现上述目的，本专利技术采用的技术方案是：一种降低氧化镁含量的低品位硅钙质磷矿分选方法，包括如下步骤：（1）破碎：将P2O5含量≤20%、MgO平均质量浓度含量在7.5-9.5%的低品位硅钙质磷矿石进行破碎至5-10mm，备用；（2）煅烧：将步骤（1）破碎后的低品位硅钙质磷矿石颗粒放入煅烧炉中，在850℃-1000℃的高温下煅烧，得到热解产物与二氧化碳气体；（3）喷水消化：将步骤（2）获得的热解产物与水均匀混合，检验pH值≥11后，进行过滤，过滤的同时反复用水冲洗滤渣多次，得到滤液和滤渣，其中滤渣为分选得到的磷精矿。优选地，上述步骤（2）的煅烧时间为50-65min。优选地，步骤（2）的煅烧分为两个阶段，即先升温至900-950℃煅烧15-30min，然后升温至970-1000℃煅烧35min。优选地，上述步骤（3）中的热解产物的温度为80-260℃。优选地，上述步骤（3）中与热解产物混合所用的水量为热解产物总重的1-1.5倍。与现有技术相比，本专利技术具备的有益效果是：（1）采用高温煅烧、水萃消化、洗涤分离等步骤，有效提高了磷精矿中P2O5质量分数可稳定达30%以上，MgO≤0.5%，提高了磷资源的利用率；（2）本专利技术不仅免除了磨细浆工序，而且整个过程中没有外加入浮选捕捉剂等外加化合物，简化了工艺，也降低了选矿成本，同时整个工艺中没有向环境排出有害物质，对环境非常友好；（3）采用本专利技术的方法，可明显降低磷矿中氧化镁的含量，提高磷矿的萃取率96%以上，有效解决低品位磷矿利用难的问题，有效提高了其经济效益；（4）对于喷水消化后产生的大量Mg(OH)2、Ca(OH)2滤液中通入煅烧低品位硅钙质磷矿石时产生的CO2，再通过调节不同的pH值，可有效将Ca和Mg分离，得到两种附加值高的轻质碳酸钙和轻质碳酸镁产品。具体实施方式现结合具体实施例，来对本专利技术作进一步的说明。但下述实施例仅为优选实施例，并非用于限定本专利技术要求的保护范围。以下实施例中的低品位胶磷矿采自湖南石门某矿场，对原矿进行化学元素分析，其中主要成分见表一，单位为质量百分比%。表一P2O5CaoMgOSiO2Al2O3TFe2O3Na2OK2OTiO2MnOH2O其他质量分数17.2834.408.8513.281.011.300.060.950.160.020.1422.55注明：其他中含有烧失量20.84%以及氟元素等。实施例一本实施例的种降低氧化镁含量的低品位硅钙质磷矿分选方法，包括如下步骤：（1）破碎：将P2O5含量≤20%、MgO平均质量浓度含量在7.5-9.5%的低品位硅钙质磷矿进行破碎至5-10mm，备用;（2）煅烧：将步骤（1）破碎后的低品位硅钙质磷矿放入煅烧炉中，先升温至950℃，煅烧15min后继续升温至970℃，进一步煅烧35min，停止加热，1h后打开炉门，待炉内热解产物温度降至100-200℃时取出，此过程中发生的主要反应如下：CaCO3=CaO+CO2，MgCO3=MgO+CO2；（3）喷水消化：将步骤（2）获得的热解产物放入消化池中与水均匀混合，消化用水量为热解产物重量的1.2倍，消化25-30min后检验pH值，待pH值≥11时，采用旋液分离器进行分离过滤，过滤的同时反复用水冲洗滤渣3-5次，得到滤液和滤渣，其中滤渣为分选得到的磷精矿，此过程中发生的主要反应如下：CaO+H2O=Ca（OH）2，MgO+H2O=Mg（OH）2。经检测，本实施例中磷精矿中P2O5质量分数可达31.15%，MgO≤0.5%。实施例二本实施例的本实施例的种降低氧化镁含量的低品位硅钙质磷矿分选方法，包括如下步骤：（1）破碎：将P2O5含量≤20%、MgO平均质量浓度含量在7.5-9.5%的低品位硅钙质磷矿进行破碎至6-8mm，备用;（2）煅烧：将步骤（1）破碎后的低品位硅钙质磷矿放入煅烧炉中，先升温至950℃，煅烧30min后打开炉门降温至400℃，然后继续升温至970℃，进一步煅烧35min，停止加热，1h后打开炉门，待炉内热解产物温度降至260℃时取出，此过程中发生的主要反应如下：CaCO3=CaO+CO2，MgCO3=MgO+CO2；（3）喷水消化：将步骤（2）获得的热解产物放入消化池中与水均匀混合，消化用水量为热解产物重量的1.5倍，消化25-30min后检验pH值，待pH值≥11时，采用80目筛进行过滤，过滤的同时反复用水冲洗滤渣3-5次，得到滤液和滤渣，其中滤液再次用真空泵抽滤，并采用旋液分离器进行再次过滤，合并两次过滤的固体滤渣，为分选得到的磷精矿，此过程中发生的主要反应如下：CaO+H2O=Ca（OH）2，MgO+H2O=Mg（OH）2。经检测，本实施例中磷精矿中P2O5质量分数可达33.25%，MgO≤0.3%。本文档来自技高网...

【技术保护点】
1.一种降低氧化镁含量的低品位硅钙质磷矿分选方法，包括如下步骤：（1）破碎：将P2O5含量≤20%、MgO平均质量浓度含量在7.5‑9.5%的低品位硅钙质磷矿石进行破碎至5‑10mm，备用；（2）煅烧：将步骤（1）破碎后的低品位硅钙质磷矿石颗粒放入煅烧炉中，在850℃‑1000℃的高温下煅烧，得到热解产物与二氧化碳气体；（3）喷水消化：将步骤（2）获得的热解产物与水均匀混合，检验pH值≥11后，进行过滤，过滤的同时反复用水冲洗滤渣多次，得到滤液和滤渣，其中滤渣为分选得到的磷精矿。

【技术特征摘要】
1.一种降低氧化镁含量的低品位硅钙质磷矿分选方法，包括如下步骤：（1）破碎：将P2O5含量≤20%、MgO平均质量浓度含量在7.5-9.5%的低品位硅钙质磷矿石进行破碎至5-10mm，备用；（2）煅烧：将步骤（1）破碎后的低品位硅钙质磷矿石颗粒放入煅烧炉中，在850℃-1000℃的高温下煅烧，得到热解产物与二氧化碳气体；（3）喷水消化：将步骤（2）获得的热解产物与水均匀混合，检验pH值≥11后，进行过滤，过滤的同时反复用水冲洗滤渣多次，得到滤液和滤渣，其中滤渣为分选得到的磷精矿。2.根据权利要求1所述的降低氧化镁含量的低品位硅钙质磷矿...

【专利技术属性】
技术研发人员：谭功耀，谭淑敏，
申请(专利权)人：石门县金子山新材料科技有限公司，
类型：发明
国别省市：湖南,43