一种制备高品质磷精矿的方法技术

本发明专利技术涉及一种制备高品质磷精矿的方法。主要借助反浮选药剂的作用在微细粒级中进行反浮选脱除SiO

A method of preparing high quality phosphate concentrate

【技术实现步骤摘要】
一种制备高品质磷精矿的方法
本专利技术具体涉及一种高P2O5、低SiO2、低倍半氧化物含量的磷精矿的制备方法，属于磷矿石选矿和磷石膏减排领域。
技术介绍
我国磷矿资源储量丰富，但是绝大部分是需要进行选矿加工才可成为下游利用的合格原料。因为正浮选生产成本较高，所以绝大部分的磷矿石采用反浮选脱除碳酸盐脉石的选矿方式加工，以供给下游湿法磷酸生产使用。随着磷矿资源的持续开发利用导致磷矿资源进一步贫化，仅使用单纯性的反浮选脱除磷矿中的MgO工艺获得的磷精矿已经越来越不能满足下游湿法磷酸用矿的要求，一方面MgO脱除后P2O5回收率降低，另一方面，该过程不能有效降低倍半氧化物含量，影响湿法磷酸生产，同时大量的硅酸盐进入湿法磷酸加工过程，也导致磷酸生产效率较低和磷石膏排放量增加，磷石膏中二水硫酸钙含量降低。从磷矿石中SiO2和倍半氧化物的嵌布粒度特性来看，SiO2和倍半氧化物在磷矿石中嵌布粒度细，尤其是倍半氧化物在微细粒级别中的含量往往比粗粒级中高出很多个量级，针对这一特性目前可采用的处理方法是将微细粒级别分级脱泥直接抛尾，此方法会大大的降低磷矿的回收率，技术经济指标极差，通常不会被采用。
技术实现思路
本专利技术的目的就是针对上述问题，采用反浮选的方法将SiO2和倍半氧化物从其富集的微细粒级别中脱除，从而最大限度的保证P2O5的回收率，同时还可一定程度上降低湿法磷酸生产过程中磷石膏的排放量，提高磷石膏中二水硫酸钙的纯度。为了实现上述目的，本专利技术采用如下技术方案：一种制备高品质磷精矿的方法，包含以下步骤：（1）将磷矿石进行破碎和磨矿，-200目＞90%，使其单体解离度＞85%，磨矿浓度为40～50%；（2）在步骤（1）制得的矿浆中加入硫酸、磷酸和反浮选脱MgO捕收剂进行反浮选脱除MgO作业，获得脱镁粗磷精矿，该步浮选矿浆浓度为20～30%，浮选矿浆pH值为3.5～5.9；（3）将步骤（2）制得的脱镁粗磷精矿进行分级，较粗粒级作为“精矿1”，较细粒级去反浮选脱除SiO2和倍半氧化物；（4）在步骤（3）获得的较细粒级矿浆中依次加入抑制剂和反浮选脱SiO2和倍半氧化物捕收剂进行反浮选脱除SiO2和倍半氧化物，槽内产品为“精矿2”，该步浮选矿浆浓度为10～20%，浮选矿浆pH值为4.0～5.9；（5）将步骤（3）的“精矿1”和步骤（4）浮选槽内产品“精矿2”合并即获得所述的高P2O5、低SiO2、低倍半氧化物的最终磷精矿。步骤（1）的磷矿石为胶磷矿，MgO质量百分含量为3～6%，SiO2质量百分含量为12～26%，倍半氧化物质量百分含量为2～4%。步骤（2）中硫酸、磷酸和反浮选脱MgO捕收剂的用量以浮选矿浆干基重量为基准，硫酸用量为8～16㎏/t、磷酸用量为0.5～2㎏/t，反浮选脱MgO捕收剂用量为1～3㎏/t。各药剂可配制成2-10%质量浓度使用，其中，反浮选脱MgO捕收剂为油酸钠、硬脂酸、醚胺按照1:0.5:0.1质量比例混合而成。步骤（3）所述的分级采用微细粒分级设备进行分级，所述的微细粒分级设备包括：旋流器、高频振动筛、浓密沉降分级。步骤（3）所述的粗细粒分级是指将矿石粒度分成相对粗细的两个粒级，应根据实际矿石粒度筛分分析数据进行分级作业，分级界限包括从±100目到±800目之间的粒级。优选的，较粗粒级为+450目，较细粒级为-450目。步骤（4）所述的抑制剂为全水溶的腐植酸钠盐或腐植酸钾盐，用量以浮选矿浆干基重量为基准为50～300g/t。步骤（4）反浮选脱SiO2和倍半氧化物捕收剂为可以在酸性条件下反浮选脱除SiO2和倍半氧化物的高效捕收剂，该捕收剂由十二烷基伯胺盐酸盐、聚醚胺、磷酸三丁酯按照1:0.2:0.1的质量比例混合而成，用量以浮选矿浆干基重量为基准为50～300g/t。步骤（4）实现了超微细粒的浮选，脱除的SiO2和倍半氧化物矿石粒度＜30微米。本专利技术的磨矿解离度必须大于85%；本专利技术反浮选脱除MgO使用磷酸、硫酸作为磷矿的抑制剂，脂肪酸类捕收剂作为反浮选脱MgO的捕收剂，该捕收剂由油酸钠、硬脂酸、醚胺按照1:0.5:0.1质量比例混合而成；本专利技术的脱镁粗磷精矿作为粗精矿去进行相对粗细粒级的分级作业；本专利技术的分级设备为旋流器、高频振动筛、浓密沉降分级等微细粒分级设备；根据实际矿石粒度筛分分析数据进行分级作业，分级界限包括从±100目到±800目之间的粒级。本专利技术针对分级后相对较细的粒级，使用腐植酸钠盐或腐植酸钾盐做抑制剂，反浮选脱SiO2和倍半氧化物捕收剂为可以在酸性条件下反浮选脱除SiO2和倍半氧化物的高效捕收剂，该捕收剂由十二烷基伯胺盐酸盐、聚醚胺、磷酸三丁酯按照1:0.2:0.1的质量比例混合而成。本专利技术的最终精矿是由脱镁粗磷精矿分级的较粗部分与分级较细部分反浮选脱除SiO2和倍半氧化物后的产品合并而得。本专利技术制备的磷精矿可提高湿法磷酸生产效率，降低湿法磷酸生产过程中磷石膏的排放量，提高磷石膏中二水硫酸钙的纯度。本专利技术的显著优点在于：（1）该最终磷精矿与单独反浮选脱镁粗精矿相比，具有高P2O5、低SiO2、低倍半氧化物的特点。（2）该方法具有药剂制度简单，不用调整反浮选脱MgO作业的矿浆pH值，不受矿泥影响，对不同磷矿石适应性强等特点。（3）该方法的特点还在于，针对SiO2、倍半氧化物富集于微细粒级中，且在微细粒中解离度好，采用反浮选作业过程专门针对矿浆中较细颗粒（微细粒）进行脱除SiO2和倍半氧化物，脱除效率高，比分级脱泥直接抛尾的方法选择性更好，P2O5回收率更高。（4）该专利技术属于超微细粒浮选技术，反浮选脱除的SiO2和倍半氧化物尾矿的粒度＜30μm。（5）该方法制备的磷精矿可降低湿法磷酸生产过程中磷石膏的排放量，提高磷石膏中二水硫酸钙的纯度。（6）该方法使用的脱镁捕收剂采用油酸钠、硬脂酸、醚胺按照质量比例1:0.5:0.1，油酸钠和硬脂酸作为MgO的捕收剂，两者配合使用能发挥其协同作用。醚胺是SiO2的捕收剂，脱硅选择性好，但捕收能力稍弱，在脱镁阶段少量加入不会对脱镁产生影响，但可延长其与SiO2的作用时间。（7）该方法使用的脱除SiO2和倍半氧化物的捕收剂为十二烷基伯胺盐酸盐、聚醚胺、磷酸三丁酯按照1:0.2:0.1的质量比例混合而成，其中十二烷基伯胺盐酸盐对SiO2的捕收能力强，但选择性稍差，添加聚醚胺可提高该捕收剂对SiO2和倍半氧化物的选择性。上述二者浮选在浮选过程中泡沫丰富，磷酸三丁酯的加入可对浮选泡沫的产量进行调控。附图说明图1为磷矿反浮选脱MgO-分级-反浮选脱SiO2、倍半氧化物流程图。具体实施方式下面结合具体实施例对本专利技术做进一步详细说明，但不受这些实施例的限制。本实施例中的处理磷矿石是我国某大型国有磷矿选矿企业的生产用矿：该磷矿石P2O5：20.15%，MgO：4.97%，SiO2：本文档来自技高网...

【技术保护点】
1.一种制备高品质磷精矿的方法，其特征在于，包含以下步骤：/n（1）将磷矿石进行破碎和磨矿，-200目＞90%，使其单体解离度＞85%，磨矿浓度为40～50%；/n（2）在步骤（1）制得的矿浆中加入硫酸、磷酸和反浮选脱MgO捕收剂进行反浮选脱除MgO作业，获得脱镁粗磷精矿，该步浮选矿浆浓度为20～30%，浮选矿浆pH值为3.5～5.9；/n（3）将步骤（2）制得的脱镁粗磷精矿进行分级，较粗粒级作为“精矿1”，较细粒级去反浮选脱除SiO

【技术特征摘要】
1.一种制备高品质磷精矿的方法，其特征在于，包含以下步骤：
（1）将磷矿石进行破碎和磨矿，-200目＞90%，使其单体解离度＞85%，磨矿浓度为40～50%；
（2）在步骤（1）制得的矿浆中加入硫酸、磷酸和反浮选脱MgO捕收剂进行反浮选脱除MgO作业，获得脱镁粗磷精矿，该步浮选矿浆浓度为20～30%，浮选矿浆pH值为3.5～5.9；
（3）将步骤（2）制得的脱镁粗磷精矿进行分级，较粗粒级作为“精矿1”，较细粒级去反浮选脱除SiO2和倍半氧化物；
（4）在步骤（3）获得的较细粒级矿浆中依次加入抑制剂和反浮选脱SiO2和倍半氧化物捕收剂进行反浮选脱除SiO2和倍半氧化物，槽内产品为“精矿2”，该步浮选矿浆浓度为10～20%，浮选矿浆pH值为4.0～5.9；
（5）将步骤（3）的“精矿1”和步骤（4）浮选槽内产品“精矿2”合并即获得所述的高P2O5、低SiO2、低倍半氧化物的最终磷精矿。


2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤（1）的磷矿石为胶磷矿，MgO质量百分含量为3～6%，SiO2质量百分含量为12～26%，倍半氧化物质量百分含量为2～4%。


3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤（2）中硫酸、磷酸和反浮选脱MgO捕收剂的用量以浮选矿浆干基重量为基准，硫酸用量为8～16㎏/t、磷酸用量为0.5～2㎏/t，反浮选脱MgO捕收剂用量为1～3㎏/t。

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【专利技术属性】
技术研发人员：饶峰，刘文彪，
申请(专利权)人：福州大学，
类型：发明
国别省市：福建;35