CN111570082A - 一种高倍半中低品位硅钙质磷块岩联合分选工艺 - Google Patents

一种高倍半中低品位硅钙质磷块岩联合分选工艺 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种高倍半中低品位硅钙质磷块岩联合分选工艺，属于磷块岩分选领域。该工艺具体是将高倍半中低品位硅钙质磷块岩湿磨后反浮选获得浮选精矿、尾矿，对浮选精矿分级脱泥，低镁、低倍半的分级粗粒级物料即最终精矿，细粒级物料作为中矿。精矿产品供下游湿法磷酸、中矿冶炼黄磷、尾矿胶结充填处理。本发明的工艺通过反浮选+分级脱泥联合分选降低了精矿金属离子氧化物、二氧化硅含量。具有一定磷含量，且硅含量较高的中矿用来冶炼黄磷，磷资源综合利用率高。尾矿胶结充填处理，系统无“三废”外排。

Description

一种高倍半中低品位硅钙质磷块岩联合分选工艺
技术领域
本发明涉及一种高倍半中低品位硅钙质磷块矿联合分选工艺，属于磷块岩分选及产品综合利用领域。
背景技术
目前国内大部分磷矿石用于湿法磷酸，部分块状磷矿石电炉法冶炼黄磷。
湿法磷酸工艺对磷矿石的品位（P2O5%）、杂质含量均有一定要求。其中杂质含量主要是金属离子（Mg、Fe、Al）氧化物，磷化工企业酸法加工用磷矿石SiO2含量通常要求在6%以下。相反，因SiO2助溶作用，电炉法冶炼黄磷对磷矿石SiO2含量有最低要求，冶炼过程中还需配入一定量的硅石。
我国西南地区有一类储量较大的中低品位硅钙质磷块岩（胶磷矿）：原矿品位（P2O5%）普遍在26%以下；倍半氧化物（R2O3，Fe2O3+ Al2O3）含量较高，在5%以上；酸不溶物（A.I，主要是SiO2）含量在15%以上；氧化镁（MgO）含量在2%~4%之间。采用反浮选工艺处理此类硅钙质磷块岩，精矿中R2O3、SiO2杂质超标。对R2O3、SiO2有分选性的正反浮选工艺又有流程复杂、生产成本高等不足。高倍半中低品位硅钙质磷块岩目前还没有工业化应用行之有效的分选工艺，部分高倍半中低品位硅钙质磷块岩矿山处于“呆矿”状态。
发明内容：
本发明要解决的技术问题是针对上述问题提出一种高倍半中低品位硅钙质磷块岩联合分选工艺，硅钙质磷块岩湿磨后反浮选获得浮选精矿、尾矿，浮选精矿分级脱泥，低镁、低倍半氧化物的分级粗粒级物料即最终精矿，细粒级物料作为中矿。精矿产品供下游湿法磷酸、中矿冶炼黄磷、尾矿胶结充填处理。
本发明是通过以下技术方案来实现的，一种高倍半中低品位硅钙质磷块岩联合分选工艺，其特点是该工艺及系统包括以下步骤：
（1)湿磨：
磷块岩经三段破碎，破碎产品最大粒度≤20mm。磨矿采用一段或二段闭路湿磨，磨矿wt%在65%～75%之间，磨矿细度为-200目占50%~85%；
（2)浮选
采用一次粗选的反浮选流程：浮选槽内产品作为浮选精矿、浮选泡沫作为浮选尾矿。浮选精矿中MgO含量≤1%，浮选精矿品位≥30%；
（3）分级脱泥
采用水力旋流器组对浮选精矿进行分级，旋流器底流即分级粗粒级物料作为最终精矿、旋流器溢流即分级细粒级作为中矿；
（4）精矿产品
经分级脱泥，精矿达到湿法加工磷肥用矿质量标准，以浆体形式直接供给磷酸装置；
（5）中矿综合利用
中矿用来冶炼黄磷；
（6）尾矿处理
浮选尾矿先在选矿厂内浓缩提浓，输送至充填站加入胶结材料制备成充填料，充填至井下空区。
所述步骤（1）中湿磨wt%在65%-75%之间，磨矿细度-200目50%-65%之间，采用一段闭路磨矿。磨机采用溢流性球磨机，磨矿分级设备采用水力旋流器组。
所述步骤（2）中反浮选是在矿浆中加入一定量调整剂，调整剂为浓硫酸或磷酸装置洗涤酸性废水，调节矿浆pH值至4-6之间，再定量添加反浮选捕收剂脱除碳酸盐类（白云石等）脉石矿物，添加量为450g/t原矿。
所述步骤（3）中采用水力旋流器组对浮选精矿进行分级脱泥，分级粒度为-200目（74um）及以下更细粒度。旋流器组底流即分级粗粒级物料（wt%≥65%）作为最终精矿、旋流器组溢流即分级细颗粒（矿泥）作为中矿。
其中：粒度筛析表明硅钙质磷块岩R2O3（倍半氧化物）、SiO2在细粒级富集，利用分级工艺从浮选精矿中分离细粒级矿泥，可有效降低最精矿中R2O3、SiO2含量。
所述步骤（4）中所述的精矿品位（P2O5%）≥30%，金属离子含量（MgO+Fe2O3+ Al2O3）≤4.5%，以浆体形式（≥65wt%）直接供下游湿法磷酸。
鉴于分级脱泥产生15%~20%中矿，品位22%左右，中矿磷回收率在13%~17%以上，丢弃中矿磷收率偏低。结合中矿二氧化硅含量较高（20%以上）的特性，中矿用来冶炼黄磷（可混合部分高品位块状磷矿石）。
电炉法冶炼黄磷用磷矿石要求粒度在5mm-50mm之间，中矿为细颗粒矿泥，需采用烧结成球工艺处理：优选的，所述步骤（5）中，中矿添加一定量焦炭或优质无烟煤（添加量为0.18t/t中矿~0.25t/t中矿），烧结成球后供冶炼黄磷。
进一步的，中矿先二段脱水，滤饼（≥80wt%）加入一定量焦炭、粘合（硬化）剂，充分搅拌混匀后采用对辊机挤压成型。成型物料进行筛分，筛下物料返回循环挤压，筛上物料在转筒干燥窑内进行低温（300℃）煅烧成球。烧结产品是粒度在30mm左右具有一定强度的圆饼状颗粒，满足电炉法冶炼黄磷要求。
根据中矿硅含量情况添加定量硅石（0.05t/t中矿~0.1t/t中矿）一起烧结。
所述粘合（硬化）剂为磷酸及磷酸盐类药剂。
步骤（6）中的尾矿处理采用全尾矿胶结充填技术，即向中浓度尾矿浆（wt55t%~wt58%）按比例加入尾矿脱水滤饼（wt83t%~wt87%）配成高浓度矿浆（wt70t%左右），高浓度尾矿浆中加入胶结材料制成充填料，充填料采用柱塞泵充填至空区。
以上所述一种高倍半中低品位硅钙质磷块岩联合分选工艺步骤（2）中，对浮选尾矿可进行扫选，扫选精矿可作为精矿Ⅱ。
本发明的一种高倍半中低品位硅钙质磷块岩联合分选工艺通过反浮选+分级脱泥联合分选工艺有效降低了精矿倍半氧化物、二氧化硅含量。硅含量较高的中矿冶炼黄磷，磷资源综合利用率高。尾矿胶结充填处理，系统无“三废”外排。
说明书附图
图1 为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
实施例：参照图1。
西南某胶磷矿原矿经破碎（粒度≤15mm）后采用一段闭路湿磨，磨矿细度-200目62%。
浮选矿浆加入磷酸洗涤酸性废水，浮选矿浆pH值为5，按450g/t原矿加入反浮选捕收剂（WF-01）。采用一次粗选、一次开路扫选的反浮选流程：粗选槽内产品作为浮选精矿，粗选泡沫产品自流至扫选作业；扫选泡沫作为最终浮选尾矿，扫选槽内产品作为扫选精矿。
采用水力旋流器组对浮选精矿进行分级，分级粒度为-400目（38um）。旋流器底流（wt65%）以矿浆形式输送至磷酸装置。旋流器溢流二段脱水后矿粉(含水率15%)通过烧结成球处理。成型物料胶带送黄磷厂混合部分高品位块状磷矿石冶炼黄磷。
浮选尾矿提浓（58wt%）后浆体管道输送至矿山充填站，部分尾矿浆二段脱水（滤饼含水率17%），滤饼按比例加入尾矿浆配置成高浓度矿浆（70 wt %）加入胶结材料经柱塞泵充填至井下采空区。
原矿，精矿、中矿产品及尾矿多元素分析如下：
P<sub>2</sub>O<sub>5</sub> MgO CaO SiO<sub>2</sub> Fe<sub>2</sub>O<sub>3</sub> Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>
原矿/% 25.98 2.35 38.15 14.52 1.39 3.12
精矿/% 30.25 0.88 42.32 11.91 1.28 2.06
中矿/% 22.85 1.36 31.79 22.60 1.58 7.81
尾矿/% 11.12 10.33 29.62 14.63 2.16 3.47
实施例中精矿品位达到30%以上，氧化镁含量0.88%，倍半氧化物含量为3.34%，达到《酸法加工用磷矿技术指标》（HG/T2673-1995）一等品Ⅰ类产品标准。精矿产率68%，中矿产率为14%，磷综合回收率在91%以上，分选效果及指标均较为理想，生产成本在40元/t原矿以下，经济效益较好。

Claims (11)

1.一种高倍半中低品位硅钙质磷块岩联合分选工艺，其特征在于该工艺包括以下步骤：
（1）湿磨：
磷块岩经三段破碎，破碎产品最大粒度≤20mm，磨矿采用一段或二段闭路湿磨；
（2）浮选
采用一次粗选的反浮选流程：浮选槽内产品作为浮选精矿、浮选泡沫作为浮选尾矿；浮选精矿中MgO含量≤1%，浮选精矿品位≥30%；
（3）分级脱泥
采用水力旋流器组对浮选精矿进行分级，旋流器底流即分级粗粒级物料作为最终精矿、旋流器溢流即分级细粒级作为中矿；
（4）精矿产品
经分级脱泥，精矿达到湿法加工磷肥用矿质量标准，以浆体形式直接供给磷酸装置；
（5）中矿综合利用
中矿用来冶炼黄磷；
（6）尾矿处理
浮选尾矿先在选矿厂内浓缩提浓，输送至充填站加入胶结材料制备成充填料，充填至井下空区。
2.根据权利要求1 所述的一种高倍半中低品位硅钙质磷块岩联合分选工艺，其特征在于所述步骤（1）中湿磨wt%在65%-75%之间，磨矿细度-200目50%-65%之间，采用一段闭路磨矿。
3.根据权利要求1 所述的一种高倍半中低品位硅钙质磷块岩联合分选工艺，其特征在于所述步骤（2）中反浮选是在矿浆中加入一定量调整剂，调整剂为浓硫酸或磷酸装置洗涤酸性废水，调节矿浆pH值至4-6之间，再定量添加反浮选捕收剂脱除碳酸盐类脉石矿物。
4.根据权利要求1 所述的一种高倍半中低品位硅钙质磷块岩联合分选工艺，其特征在于所述步骤（3）中采用水力旋流器组对浮选精矿进行分级脱泥，分级粒度为-200目（74um）及以下更细粒度；旋流器组底流即分级粗粒级物料（wt%≥65%）作为最终精矿、旋流器组溢流即分级细颗粒作为中矿。
5.根据权利要求1 所述的一种高倍半中低品位硅钙质磷块岩联合分选工艺，其特征在于所述步骤（4）中所述的精矿品位（P2O5%）≥30%，金属离子含量（MgO+Fe2O3+ Al2O3）≤4.5%，以浆体形式（≥65wt%）直接供下游湿法磷酸。
6.根据权利要求1 所述的一种高倍半中低品位硅钙质磷块岩联合分选工艺，其特征在于所述步骤（5）中，中矿添加一定量焦炭或优质无烟煤，添加量为0.18t/t中矿~0.25t/t中矿，烧结成球后供冶炼黄磷。
7.根据权利要求6 所述的烧结成球，其特征在于中矿先二段脱水，滤饼（≥80wt%）加入一定量焦炭、粘合（硬化）剂，充分搅拌混匀后采用对辊机挤压成型；成型物料进行筛分，筛下物料返回循环挤压，筛上物料在转筒干燥窑内进行低温煅烧成球。
8.根据权利要求6所述的中矿烧结成球，可根据中矿硅含量情况添加定量硅石，添加量为0.05t/t中矿~0.1t/t中矿，一起烧结。
9.根据权利要求7所述一种高倍半中低品位硅钙质磷块岩联合分选工艺，其特征在于所述粘合（硬化）剂为磷酸及磷酸盐类药剂。
10.根据权利要求1 所述的一种高倍半中低品位硅钙质磷块岩联合分选工艺，其特征在于所述步骤（6）中的尾矿处理采用全尾矿胶结充填技术，即向中浓度尾矿浆（wt55t%~wt58%）按比例加入尾矿脱水滤饼（wt83t%~wt87%）配成高浓度矿浆（wt70t%左右），高浓度尾矿浆中加入胶结材料制成充填料，充填料采用柱塞泵充填至空区。
11.根据权利要求1所述的一种高倍半中低品位硅钙质磷块岩联合分选工艺，其特征在于步骤（2）中，对浮选尾矿可进行扫选，扫选精矿可作为精矿Ⅱ。
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