一种脉石矿物的选铁尾矿中回收极低品位磷矿物的选矿方法及其应用 |
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| 申请号 | CN202210185827.9 | 申请日 | 2022-02-28 | 公开(公告)号 | CN114453139A | 公开(公告)日 | 2022-05-10 |
| 申请人 | 矿冶科技集团有限公司; | 发明人 | 谭欣; 李强; 肖巧斌; 贺壮志; 薛广海; 王中明; 刘书杰; 凌石生; 刘方; 赵晨; 吴世鹏; | ||||
| 摘要 | 本 发明 为一种脉石矿物的选 铁 尾矿 中回收极低品位磷矿物的选矿方法及其应用。将脉石矿物的选铁尾矿与 水 混匀得脉石矿物的选铁尾矿矿浆；向选铁尾矿矿浆中加入调整剂和捕收剂后进行磷浮选得第一磷粗精矿；向经过磷浮选的选铁尾矿中加入捕收剂后进行第一扫选得第二磷粗精矿和第一尾矿；将第一磷粗精矿和第二磷粗精矿混合后进行磨矿得磷粗精矿矿浆；向磷粗精矿矿浆中加入调整剂后进行一次精选；向一次精选的 泡沫 产物中加入 抑制剂 后进行二次精选得磷精矿；调整剂包括阳离子瓜尔胶1～3份和 碳 酸钠1～50份；捕收剂包括油酸75～85份、柴油5～15份和异丁醇5～15份。所述方法选矿成本低，浮选药剂用量少，磷分选指标高，节约尾矿库库容。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种脉石矿物的选铁尾矿中回收极低品位磷矿物的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种脉石矿物的选铁尾矿中回收极低品位磷矿物的选矿方法及其应用 技术领域[0001] 本发明涉及浮选分离技术领域，具体而言，涉及一种脉石矿物的选铁尾矿中回收极低品位磷矿物的选矿方法及其应用。 背景技术[0002] 超贫磁铁矿的磁性铁含量很低，一般为5％左右，单独采选其中的铁矿物，经济效益并不显著，但此类矿石中含有磷、钛等可供综合利用的有价组分，实现此类矿石中铁、磷、钛等共伴生有价组分的综合利用，可以使经济效益大幅提高，同时，也可降低尾矿排出量，有利于矿山可持续发展。 [0003] 目前，针对选铁尾矿中少量磷矿物一般采用浮选法进行综合回收，所采用的传统工艺路线为脂肪酸类加温(35℃以上)正浮选。原矿经磨矿后加入大量碳酸钠调整矿浆pH值，水玻璃作抑制剂，再加入脂肪酸类在常规矿浆浓度(～30wt％)下浮选磷矿物获得磷精矿，浮选尾矿经浓缩后通过管道输送到尾矿库。该类型矿石磷品位一般都很低，磷平均品位2％～3％，选矿比大，虽易选，但选矿成本高。已建成并投入生产的选矿厂多数仅采用磁选工艺回收其中的磁铁矿，而将共生的磷等有用矿物的磁选尾矿丢弃，资源浪费严重。 [0004] 现有技术中利用超贫钒钛磁铁矿进行选矿，P2O5品位为2.45％，以斜长石为主，其次为角闪石、钛辉石、绿泥石。磨矿后的细度为‑0.074mm占84％～63％，采用浮选工艺处理，获得产率6％左右、精矿品位32％～34％、回收率75％左右的磷精矿，但未公开具体的浮选工艺流程和药剂制度；现有技术利用脉石矿物的选铁尾矿进行选矿，P2O5品位为3％～13％左右，主要为辉石、角闪石、黑云母、斜长石，磨矿后的细度为‑200目含量45％～70％，采用AW系列捕收剂浮选，水玻璃作抑制剂，经一次粗选、一次扫选、一至三次精选、正浮选，获得磷精矿品位P2O5为32％～37％，磷精矿回收率85％～90％，但未公开具体的浮选工艺流程和捕收剂成分。 [0005] 现有技术中存在还存在一定缺陷，例如主要针对P2O5含量2％以上、含钙矿物和易浮易泥化脉石含量均较低的选铁尾矿进行磨矿后浮选回收磷矿物，而对于从含钙矿物(>70％)和易浮易泥化矿物(>8％)含量高的选铁尾矿中不磨矿浮选回收极低品位(P2O5<2％)磷矿物的选矿研究很少；由于矿石中磷的含量很低，直接对选铁尾矿进行磨选，选矿成本高，影响选铁尾矿回收磷的经济性；选铁尾矿在常规的矿浆浓度(～30wt％)浮选回收磷矿物后的尾矿浆需要经过浓缩后通过管道输送到尾矿库中，输送成本较高。 [0006] 有鉴于此，特提出本发明。 发明内容[0007] 本发明的一个方面，涉及一种脉石矿物的选铁尾矿中回收极低品位磷矿物的选矿方法，包括以下步骤： [0008] 将脉石矿物的选铁尾矿与水混匀，得到脉石矿物的选铁尾矿矿浆；向所述脉石矿物的选铁尾矿矿浆中加入调整剂和捕收剂后进行磷浮选，得到第一磷粗精矿；向经过所述磷浮选后的所述脉石矿物的选铁尾矿中加入所述捕收剂后进行第一扫选，得到第二磷粗精矿和第一尾矿；将所述第一磷粗精矿和所述第二磷粗精矿混合后进行磨矿，得到磷粗精矿矿浆；向所述磷粗精矿矿浆中加入所述调整剂后进行一次精选；向所述一次精选的泡沫产物中加入抑制剂后进行二次精选，得到磷精矿； [0009] 其中，按重量份数计，所述调整剂包括阳离子瓜尔胶1～3份和碳酸钠1～50份； [0010] 按重量份数计，所述捕收剂包括油酸75～85份、柴油5～15份和异丁醇5～15份。 [0011] 所述的脉石矿物的选铁尾矿中回收极低品位磷矿物的选矿方法，选矿成本低，浮选药剂用量少，磷分选指标高，节约尾矿库库容。 [0012] 本发明的另一方面，还涉及一种脉石矿物的选铁尾矿的利用方法，包括所述的脉石矿物的选铁尾矿中回收极低品位磷矿物的选矿方法。 [0013] 所述的脉石矿物的选铁尾矿的利用方法，能够综合利用高含钙和易浮易泥化脉石矿物的选铁尾矿，避免资源浪费。 [0014] 与现有技术相比，本发明的有益效果为： [0015] (1)本发明所提供的选矿方法，可从高含钙和易浮易泥化脉石矿物的选铁尾矿中回收极低品位的磷矿物，浮选分离能够得到含P2O5>30％的磷精矿。添加特定调整剂和捕收剂，无需对选铁尾矿进行磨矿，同时可实现磷尾矿不浓缩直接通过管道输送到尾矿库；使用的选矿药剂，成本低，绿色环保，无需配制成溶液。所述的选矿方法操作简单且安全，成本低，操作稳定，使用方便，对环境友好。 [0016] (2)本发明提供的脉石矿物的选铁尾矿的利用方法，能够综合利用高含钙和易浮易泥化脉石矿物的选铁尾矿，避免资源浪费。 具体实施方式[0017] 下面将结合具体实施方式对本发明的技术方案进行清楚、完整地描述，但是本领域技术人员将会理解，下列所描述的实施例是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例，仅用于说明本发明，而不应视为限制本发明的范围。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。实施例中未注明具体条件者，按照常规条件或制造商建议的条件进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可以通过市售购买获得的常规产品。 [0018] 根据本发明的一个方面，涉及一种脉石矿物的选铁尾矿中回收极低品位磷矿物的选矿方法，包括以下步骤： [0019] 将脉石矿物的选铁尾矿与水混匀，得到脉石矿物的选铁尾矿矿浆；向所述脉石矿物的选铁尾矿矿浆中加入调整剂和捕收剂后进行磷浮选，得到第一磷粗精矿；向经过所述磷浮选后的所述脉石矿物的选铁尾矿中加入所述捕收剂后进行第一扫选，得到第二磷粗精矿和第一尾矿；将所述第一磷粗精矿和所述第二磷粗精矿混合后进行磨矿，得到磷粗精矿矿浆；向所述磷粗精矿矿浆中加入所述调整剂后进行一次精选；向所述一次精选的泡沫产物中加入抑制剂后进行二次精选，得到磷精矿； [0020] 其中，按重量份数计，所述调整剂包括阳离子瓜尔胶1～3份和碳酸钠1～50份； [0021] 按重量份数计，所述捕收剂包括油酸75～85份、柴油5～15份和异丁醇5～15份。 [0022] 在一些具体的实施方式中，按重量份数计，阳离子瓜尔胶例如可以为，但不限于1份、2份或3份；碳酸钠例如可以为，但不限于1份、5份、10份、15份、20份、25份、30份、35份、40份、45份或50份。 [0023] 在一些具体的实施方式中，按重量份数计，油酸例如可以为，但不限于75份、77份、79份、81份、83份或85份；柴油例如可以为，但不限于5份、7份、9份、11份、13份或15份；异丁醇例如可以为，但不限于5份、7份、9份、11份、13份或15份。 [0024] 所述的选矿方法，从高含钙和易浮易泥化脉石矿物的选铁尾矿中回收极低品位的磷矿物，浮选分离能够得到含P2O5>30％的磷精矿。同时可实现磷尾矿不浓缩直接通过管道输送到尾矿库；使用的选矿药剂，成本低，绿色环保，无需配制成溶液。所述的选矿方法操作简单且安全，成本低，操作稳定，使用方便，对环境友好。 [0025] 本发明所用调整剂绿色环保，所用捕收剂无需配制即可直接添加使用，可以省掉捕收剂的配制作业。 [0026] 本发明添加特定的调整剂和捕收剂，可实现选铁尾矿不磨矿即可浮选回收得到高浓度磷矿物，既可以减少磨矿的工序和成本，还能够提高磷分选的指标。还可以实现浮选磷尾矿不浓缩直接通过管道输送到尾矿库。 [0027] 优选地，向所述脉石矿物的选铁尾矿矿浆中加入所述调整剂的量为每吨所述脉石矿物的选铁尾矿中添加60～600g(例如60g、100g、150g、200g、250g、300g、350g、400g、450g、500g、550g或600g)； [0028] 和/或，向所述脉石矿物的选铁尾矿矿浆中加入所述捕收剂的量为每吨所述脉石矿物的选铁尾矿中添加100～200g(例如100g、120g、150g、160g、170g、180g、190g或200g)。 [0029] 调整剂能够调整捕收剂与矿物之间的作用，促进或抑制矿物的可浮性；调节矿浆的酸碱度及离子的组成。捕收剂能选择性地吸附在矿物表面上，能提高矿物表面的疏水程度，使之易于在气泡上粘附，从而提高矿物可浮性。调整剂和捕收剂的用量需要在适宜的范围内，才能保证矿物浮选的效果。 [0030] 优选地，向经过所述粗选的所述脉石矿物的选铁尾矿中加入所述捕收剂的量为每吨所述脉石矿物的选铁尾矿中添加20～100g(例如20g、30g、40g、50g、60g、70g、80g、90g或100g)。 [0031] 优选地，向所述磷粗精矿矿浆中加入所述调整剂的量为每吨所述脉石矿物的选铁尾矿中添加10～100g(例如10g、20g、30g、40g、50g、60g、70g、80g、90g或100g)。 [0032] 优选地，每吨所述脉石矿物的选铁尾矿中添加所述抑制剂的量为20～200g(例如20g、40g、60g、80g、100g、120g、140g、160g、180g或200g)。 [0033] 抑制剂能够破坏或削弱矿物对捕收剂的吸附，抑制剂的用量如果过多，会抑制目的矿物并造成抑制剂的浪费而提高成本，抑制剂的用量如果过少无法达到预期对非目的矿物的抑制效果，从而影响选矿工艺的选矿效果。 [0034] 优选地，所述脉石矿物的选铁尾矿包括P2O5 1.0wt％～2.0wt％、含钙脉石矿物70wt％～80wt％和易浮易泥化脉石矿物8wt％～10wt％。 [0035] 在一些具体的实施方式中，P2O5的含量例如可以为，但不限于1.0wt％、1.2wt％、1.4wt％、1.6wt％、1.8wt％或2.0wt％；含钙脉石矿物的含量例如可以为，但不限于70wt％、 72wt％、74wt％、76wt％、78wt％或80wt％；易浮易泥化脉石矿物的含量例如可以为，但不限于8wt％、8.5wt％、9wt％、9.5wt％或10wt％。 [0036] 优选地，所述脉石矿物的选铁尾矿矿浆中所述脉石矿物的选铁尾矿的含量为33wt％～59wt％(例如33wt％、39wt％、45wt％、51wt％、57wt％或59wt％)。 [0037] 优选地，所述脉石矿物的选铁尾矿矿浆中细度≤0.074mm的颗粒占39wt％～55wt％(例如33wt％、39wt％、45wt％、51wt％、57wt％或59wt％)。 [0038] 优选地，所述磷粗精矿矿浆中细度≤0.038mm的颗粒占50wt％～55wt％(例如50wt％、51wt％、52wt％、53wt％、54wt％或55wt％)。 [0039] 优选地，所述磷浮选包括粗选和第二扫选。 [0040] 优选地，所述粗选进行1～2次。 [0041] 优选地，所述第二扫选进行1～2次。 [0042] 优选地，所述二次精选进行3～5次。 [0043] 优选地，所述选矿方法还包括：向经过所述一次精选后的所述磷粗精矿矿浆中添加所述捕收剂后进行第三扫选，得到第二尾矿和第三磷粗精矿。 [0044] 优选地，所述第三扫选时每吨所述脉石矿物的选铁尾矿添加所述捕收剂的量为20～30g(例如20g、22g、24g、26g或30g)。 [0045] 优选地，所述第三扫选进行1～2次。 [0046] 经过1～2次的第三扫选，脱除第二尾矿，避免了所述磷粗精矿经过所述一次精选后的浮选槽槽底的产品返回一段浮选作业时，其中的含钙脉石矿物和易浮易泥化脉石矿物对一段浮选作业的干扰，从而提高磷的分选指标。 [0047] 本发明的另一个方面，还涉及一种脉石矿物的选铁尾矿的利用方法，包括所述的脉石矿物的选铁尾矿中回收极低品位磷矿物的选矿方法。 [0048] 所述的脉石矿物的选铁尾矿的利用方法，能够综合利用高含钙和易浮易泥化脉石矿物的选铁尾矿，从而避免资源的浪费。 [0049] 下面将结合具体的实施例和对比例对本发明做进一步的解释和说明。 [0050] 实施例1 [0051] 原矿的平均品位：P2O5品位为1.51％，磷矿物主要为氟磷灰石，少量氯磷灰石，脉石矿物主要为阳起石(包含少量透闪石和铁阳起石)，其次为透辉石、方解石，少量绿泥石、钙铝榴石、黑云母和绿帘石，微量钠长石、石英、钙长石、白云石、橄榄石、钙铁榴石、白云母、钾长石、萤石、蛇纹石、碳质物、尖晶石、重晶石，其中阳起石、透辉石、方解石的含钙脉石矿物含量≥79％，绿泥石、黑云母、白云母、蛇纹石和碳质物的易浮易泥化脉石矿物含量占10％，原矿属于含极低品位磷矿物的高含钙和易浮易泥化脉石矿物选铁尾矿； [0052] 本实施例选矿方法，包括以下步骤： [0053] a)原矿不磨矿加水搅拌，向细度≤0.074mm的颗粒占40％、浓度为50wt％的选铁尾矿矿浆中，加入调整剂(阳离子瓜尔胶1份，碳酸钠10份)和捕收剂(油酸80份，柴油10份，异丁醇10份)，每吨原矿对应添加调整剂600g和捕收剂100g，并搅拌；经过磷浮选得到第一磷粗精矿；继续在粗选浮选槽中加入捕收剂(油酸80份，柴油10份，异丁醇10份)，每吨原矿对应添加50g捕收剂，并搅拌；经过第一扫选得到第二磷粗精矿，浮选槽槽底产品即为第一尾矿； [0054] b)将第一磷粗精矿和第二磷粗精矿混合后进行磨矿得到磷粗精矿矿浆，磷粗精矿矿浆的细度≤0.038mm的颗粒占52％，将磷粗精矿矿浆转移至另一个浮选槽中，加入调整剂(阳离子瓜尔胶1份，碳酸钠10份)，每吨原矿对应加入100g调整剂，并搅拌，进行一次精选；继续在一次精选浮选槽中加入捕收剂(油酸80份，柴油10份，异丁醇10份)，每吨原矿对应添加25g捕收剂，并搅拌，进行第三扫选，浮选槽槽底的产品即为第二尾矿； [0055] c)将一次精选所得的产物转移至另一个浮选槽加入水玻璃，每吨原矿对应添加200g水玻璃，并搅拌，进行二次精选，二次精选所得泡沫产品再转移至下一个浮选槽； [0056] d)重复进行3次二次精选，即得磷精矿。 [0057] 实施例1的试验结果，见表1。 [0058] 表1实施例1的试验结果 [0059] 产品名称 产率，％ P2O5品位，％ P2O5回收率，％磷精矿 4.39 30.10 87.61 第二尾矿 6.32 0.70 2.94 第一尾矿 89.29 0.16 9.45 原矿 100.00 1.51 100.00 [0060] 实施例2 [0061] 原矿的平均品位：同实施例1； [0062] 本实施例选矿方法，包括以下步骤： [0063] a)原矿不磨矿加水搅拌，向细度≤0.074mm的颗粒占39％、浓度为33wt％的选铁尾矿矿浆中，加入调整剂(阳离子瓜尔胶3份，碳酸钠50份)和捕收剂(油酸85份，柴油5份，异丁醇15份)，每吨原矿对应添加调整剂300g和捕收剂200g，并搅拌；经过磷浮选得到第一磷粗精矿；继续在粗选浮选槽中加入捕收剂(油酸85份，柴油5份，异丁醇15份)，每吨原矿对应添加20g捕收剂，并搅拌；经过第一扫选得到第二磷粗精矿，浮选槽槽底产品即为第一尾矿； [0064] b)将第一磷粗精矿和第二磷粗精矿混合后进行磨矿得到磷粗精矿矿浆，磷粗精矿矿浆的细度≤0.038mm的颗粒占50％，将磷粗精矿矿浆转移至另一个浮选槽中，加入调整剂(阳离子瓜尔胶3份，碳酸钠50份)，每吨原矿对应加入70g调整剂，并搅拌，进行一次精选；继续在一次精选浮选槽中加入捕收剂(油酸85份，柴油5份，异丁醇15份)，每吨原矿对应添加20g捕收剂，并搅拌，进行第三扫选，浮选槽槽底的产品即为第二尾矿； [0065] c)将一次精选所得的产物转移至另一个浮选槽加入水玻璃，每吨原矿对应添加80g水玻璃，并搅拌，进行二次精选，二次精选所得泡沫产品再转移至下一个浮选槽； [0066] d)重复进行4次二次精选，即得磷精矿。 [0067] 实施例2的试验结果，见表2。 [0068] 表2实施例2的试验结果 [0069] 产品名称 产率，％ P2O5品位，％ P2O5回收率，％磷精矿 4.35 30.26 87.04 第二尾矿 6.37 0.71 2.97 第一尾矿 89.28 0.17 9.99 原矿 100.00 1.51 100.00 [0070] 实施例3 [0071] 原矿的平均品位：同实施例1； [0072] 本实施例选矿方法，包括以下步骤： [0073] a)原矿不磨矿加水搅拌，向细度≤0.074mm的颗粒占55％、浓度为59wt％的选铁尾矿矿浆中，加入调整剂(阳离子瓜尔胶2份，碳酸钠1份)和捕收剂(油酸75份，柴油15份，异丁醇5份)，每吨原矿对应添加调整剂60g和捕收剂150g，并搅拌；经过磷浮选得到第一磷粗精矿；继续在粗选浮选槽中加入捕收剂(油酸75份，柴油15份，异丁醇5份)，每吨原矿对应添加100g捕收剂，并搅拌；经过第一扫选得到第二磷粗精矿，浮选槽槽底产品即为第一尾矿； [0074] b)将第一磷粗精矿和第二磷粗精矿混合后进行磨矿得到磷粗精矿矿浆，磷粗精矿矿浆的细度≤0.038mm的颗粒占55％，将磷粗精矿矿浆转移至另一个浮选槽中，加入调整剂(阳离子瓜尔胶2份，碳酸钠1份)，每吨原矿对应加入10g调整剂，并搅拌，进行一次精选；继续在一次精选浮选槽中加入捕收剂(油酸75份，柴油15份，异丁醇5份)，每吨原矿对应添加30g捕收剂，并搅拌，进行第三扫选，浮选槽槽底的产品即为第二尾矿； [0075] c)将一次精选所得的产物转移至另一个浮选槽加入水玻璃，每吨原矿对应添加20g水玻璃，并搅拌，进行二次精选，二次精选所得泡沫产品再转移至下一个浮选槽； [0076] d)重复进行5次二次精选，即得磷精矿。 [0077] 实施例3的试验结果，见表3。 [0078] 表3实施例3的试验结果 [0079]产品名称 产率，％ P2O5品位，％ P2O5回收率，％ 磷精矿 4.28 30.76 87.71 第二尾矿 6.37 0.67 2.82 第一尾矿 89.35 0.16 9.47 原矿 100.00 1.50 100.00 [0080] 对比例1 [0081] 原矿的平均品位：同实施例1； [0082] 本对比例与实施例1相比，区别仅在于调整剂不同，按重量份数计，调整剂包括阳离子瓜尔胶1份和碳酸钠100份。 [0083] 表4对比例1的试验结果 [0084] 产品名称 产率，％ P2O5品位，％ P2O5回收率，％磷精矿 4.17 30.07 82.31 第二尾矿 6.28 0.72 2.95 第一尾矿 89.55 0.25 14.74 原矿 100.00 1.52 100.00 [0085] 对比例2 [0086] 原矿的平均品位：同实施例1； [0087] 本对比例与实施例1相比，区别仅在于捕收剂不同，按重量份数计，捕收剂包括油酸80份、柴油1份和异丁醇20份。 [0088] 表5对比例2的试验结果 [0089] 产品名称 产率，％ P2O5品位，％ P2O5回收率，％磷精矿 4.34 30.04 85.99 第二尾矿 6.27 0.67 2.76 第一尾矿 89.39 0.19 11.25 原矿 100.00 1.52 100.00 [0090] 对比例3 [0091] 原矿的平均品位：同实施例1； [0092] 本对比例与实施例1相比，区别仅在于捕收剂为油酸和调整剂为碳酸钠。 [0093] 表6对比例3的试验结果 [0094]产品名称 产率，％ P2O5品位，％ P2O5回收率，％ 磷精矿 3.85 30.08 76.36 第二尾矿 6.31 0.69 2.86 第一尾矿 89.84 0.35 20.78 原矿 100.00 1.52 100.00 [0095] 综上所述，本发明提供的选矿方法，一方面可以大幅降低磨矿成本，增加选矿处理量，另一方面，可降低浮选药剂用量和成本，提高磷的分选指标，节约尾矿库库容，同时还可实现浮选后的磷尾矿，不需要浓缩直接管道输送至尾矿库，降低尾矿输送成本；采用的调整剂和捕收剂不仅高效、绿色环保，还克服了传统的磷浮选脂肪酸类捕收剂，因水溶性不好而需配制成溶液添加的缺点，可以省掉捕收剂的配制作业，具有操作简单、药剂添加方便，使用安全等特点。为从含极低品位磷矿物的高含钙和易浮易泥化脉石矿物的选铁尾矿中浮选获得含P2O5>30％且回收率较高的磷精矿，提供了一种经济的且操作稳定、使用方便、环境污染少的有效方法。最终得到P2O5品位>30％、P2O5回收率>87％的磷精矿的良好选矿指标，适于推广应用。 |
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