一种从含碳高镁高硅质中低品位胶磷矿制备磷精矿并副产石膏和氢氧化镁产品的方法 |
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| 申请号 | CN202211308629.3 | 申请日 | 2022-10-25 | 公开(公告)号 | CN117960393A | 公开(公告)日 | 2024-05-03 |
| 申请人 | 中蓝长化工程科技有限公司; 四川承源化工有限公司; | 发明人 | 胡勇; 周勇; 范超; 张伟华; 甘顺鹏; 蒋世鹏; | ||||
| 摘要 | 一种从含 碳 高镁高 硅 质中低品位胶磷矿制备磷精矿并副产 石膏 和氢 氧 化镁产品的方法，包括以下步骤：（1）浮选 脱碳 ；（2）浮选脱硅粗选；（3）浮选脱硅扫选；（4）浮选脱硅精选；（5）酸浸脱镁，酸浸固相即为磷精矿；（6）酸液回收；（7）含 钙 镁混合物废液回收；（8）含镁废液回收。本 发明 实现了含碳高镁高硅质低品位胶磷矿制备磷精矿的目标，磷精矿 质量 能达到《酸法加工用磷 矿石 》（HG/T2673‑1995）合格品矿石质量标准要求以上；本发明工艺较为简单，能耗低，无污染，产品质量合格，可规模化地从含碳高镁高硅质中低品位胶磷矿中富集磷精矿，以实现这部分难选矿产资源的开发利用，为此类矿产提供一种可供选择的开发利用方案。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种从含碳高镁高硅质中低品位胶磷矿制备磷精矿并副产石膏和氢氧化镁产品的方法，其特征在于，包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种从含碳高镁高硅质中低品位胶磷矿制备磷精矿并副产石膏和氢氧化镁产品的方法 技术领域背景技术[0002] 我国磷矿资源中绝大部分属中低品位胶磷矿。目前，国内应用于胶磷矿的选矿技术中主要有浮选法、擦洗脱泥工艺、重力选矿、焙烧‑消化工艺、化学浸取技术、光电拣选技术、联合选矿流程等。其中，浮选法是应用范围最广、技术也最为成熟的一种。 [0003] 高硅高镁质中低品位胶磷矿的选别已经是业内的难题，高镁高硅质中低品位胶磷矿富含碳质更是大大增加了选别利用的难度。 [0004] 针对高硅高镁质低品位胶磷矿，各研究机构主要采用正‑反浮选工艺、双反浮选工艺以及脱泥‑浮选工艺等；针对含碳高镁胶磷矿，各文献主要采用浮选脱碳‑反浮选脱镁工艺。目前，含碳高镁高硅质中低品位胶磷矿的选别工艺暂未深入研究。 [0005] “某含碳磷矿浮选试验研究”（《矿冶工程》，2019年12月，第39卷第6期，作者张晋等）中采用了“脱碳‑脱硫‑脱镁”工艺处理含碳含硫高镁磷矿，得到了合格的磷精矿。但该方法针对的是含碳含硫高镁磷矿，不能直接应用到含碳高镁高硅质磷矿中。 发明内容[0007] 本发明解决其技术问题所采用的技术方案如下：一种从含碳高镁高硅质中低品位胶磷矿制备磷精矿并副产石膏和氢氧化镁产品的方法，包括以下步骤：（1）浮选脱碳：将原矿物料破碎，湿磨，加水调浆，加入捕收剂和起泡剂，混合均匀后充气浮选，浮选泡沫作为脱碳尾矿，得到脱碳浮选精矿矿浆； （2）浮选脱硅粗选：用碱性物质调节步骤（1）所得脱碳浮选精矿矿浆的pH值，加入抑制剂，混合均匀，再加入捕收剂，混合均匀，充气浮选，得脱硅粗选尾矿和脱硅粗选精矿； （3）浮选脱硅扫选：步骤（2）所得脱硅粗选尾矿中加入捕收剂进行扫选，得扫选尾矿和扫选精矿，所述扫选尾矿进入下级脱硅扫选或作为尾矿直接抛尾；所述扫选精矿，返回上级浮选； （4）浮选脱硅精选：用碱性物质调节步骤（2）所得脱硅粗选精矿的pH值，进行浮选脱硅精选，得脱硅精选精矿和脱硅精选中矿，浮选脱硅精选次数可为一次或两次以上，所述脱硅精选中矿返回上级浮选； （5）酸浸脱镁：对步骤（4）所得脱硅精选精矿进行酸浸，酸浸后对浆体过滤，过滤过程中对滤饼进行淋洗，过滤结束后得到酸浸固相和酸浸液相，酸浸固相即为磷精矿。 [0008] （6）酸液回收：步骤（5）所得的酸浸液相浓缩和/或加入硫酸，密封加温反应，得到溢出的酸性气体和剩下的含钙镁混合物废液，酸性气体溶于水后，作为酸性液体回收；酸性液体经过浓缩后可返回步骤（5）或用于其他工艺；（7）含钙镁混合物废液回收：步骤（6）所得的含钙镁混合物废液中加入含钙碱性物质中和，反应结束后过滤，得到滤饼硫酸钙结晶固体和含镁废液；硫酸钙结晶固体洗涤后得到石膏产品； （8）含镁废液回收：步骤（7）所得的含镁废液中加入含钙碱性物质，反应结束后过滤，得到滤饼固体和尾液；滤饼固体经洗涤后可得到含少量杂质的氢氧化镁产品，尾液经中和后可排放。 [0010] 酸法加工用磷矿石化工行业标准如表1所示，根据该行业标准，本发明所用原矿品质较差，该类原矿采用传统的浮选脱镁工艺时，选择性差，降镁效果很差。 [0011] 表1 酸法加工用磷矿石化工行业标准（HG/T 2673‑1995）优选地，步骤（1）中，所述湿磨中，添加水的质量为原矿质量的0.5～0.8倍。 [0013] 优选地，步骤（1）中，所述加水调浆至矿浆的质量浓度为25～38％。 [0016] 优选地，步骤（1）中，所述起泡剂选自松醇油、烃油类、醇类、醇醚类、烷基硫酸类、烷基磺酸类中的一种或两种以上。 [0017] 优选地，步骤（1）中，所述起泡剂的用量为20～200g/t原矿。 [0018] 优选地，步骤（1）中，加入捕收剂和起泡剂后采用搅拌的方式混合均匀，搅拌的时间为2～5min。 [0019] 优选地，步骤（1）中，所述充气浮选的时间为3～8min。 [0020] 优选地，步骤（2）中，浮选前将pH值调节至9～10。 [0021] 优选地，步骤（2）中，所述碱性物质为氢氧化钠和/或碳酸钠。 [0023] 优选地，步骤（2）中，所述抑制剂用量为2500～9000g/t原矿。 [0024] 优选地，步骤（2）中，加入抑制剂后搅拌2～5min。 [0026] 优选地，步骤（2）中，所述捕收剂用量为700～1500g/t原矿。 [0027] 优选地，步骤（2）中，加入捕收剂后搅拌3～5min。 [0028] 优选地，步骤（2）中，浮选的充气时间为2～8min。 [0029] 优选地，步骤（3）中，所述捕收剂选自油酸、油酸皂、氧化石蜡皂、环烷酸、环烷酸皂、羟肟酸中的一种或两种以上。所述捕收剂为阴离子捕收剂，在矿物表面的吸附主要为化学吸附，更有利于浮选磷矿物。 [0030] 优选地，步骤（3）所述捕收剂用量为200～400g/t原矿。 [0031] 优选地，步骤（3）中，加入捕收剂后搅拌3～5min。 [0032] 优选地，步骤（3）中，浮选的充气时间为2～8min。 [0033] 优选地，步骤（4）中，浮选前将pH值调节至9～10。 [0034] 优选地，步骤（4）中，所述碱性物质为氢氧化钠和/或碳酸钠。 [0035] 优选地，步骤（4）中，精选次数为1～5次。 [0036] 优选地，步骤（4）中，每次浮选的充气时间为2～8min。 [0038] 优选地，步骤（5）中，酸的摩尔量为脱硅精选精矿中CO2摩尔量的2～3倍。 [0039] 优选地，步骤（5）中，酸浸过程条件为：酸浸时间1～3h，酸浸液固比为2～10:1，酸浸过程中保持混合物pH值为2～5，酸浸过程持续搅拌。搅拌用于加速酸的分散反应，防止局部pH过低。 [0040] 优选地，步骤（5）中，所述淋洗的次数为2～5次。 [0041] 优选地，步骤（6）中，所述浓缩将酸浸液相中Ca2+含量提高至5%以上。 [0042] 优选地，步骤（6）中，加入硫酸时，硫酸进料浓度为10～98%，硫酸摩尔量为酸浸废水中钙离子摩尔量和镁离子摩尔量之和的1～1.5倍。 [0044] 优选地，步骤（7）中，所述含钙碱性物质为氢氧化钙和/或氧化钙。 [0045] 优选地，步骤（7）中，中和至pH值为5.5～8.5。 [0046] 优选地，步骤（7）中，中和反应的反应时间为20～90min。 [0047] 优选地，步骤（8）中，所述含钙碱性物质为氢氧化钙和/或氧化钙。 [0048] 优选地，步骤（8）中，反应至pH值为10～12。 [0049] 优选地，步骤（8）中，反应时间为20～90min。 [0050] 本发明方法的有益效果如下：本发明方法采用浮选脱碳‑浮选脱硅‑酸浸脱镁‑酸浸废液循环资源化利用工艺，脱除了对湿法磷酸过程影响较大的部分硅酸盐脉石矿物以及含钙镁碳酸盐脉石矿物，实现了含碳高镁高硅质低品位胶磷矿制备磷精矿的目标，磷精矿质量能达到《酸法加工用磷矿石》（HG/T2673‑1995）合格品矿石质量标准要求以上；同时，采用酸浸废液循环资源化利用工艺，回收了酸液，充分利用了钙镁资源，实现了废液的循环利用和资源化利用。 [0051] 本发明工艺较为简单，能耗低，无污染，产品质量合格，可规模化地从含碳高镁高硅质中低品位胶磷矿中富集磷精矿，以实现这部分难选矿产资源的开发利用，为此类矿产提供一种可供选择的开发利用方案。 具体实施方式[0052] 以下结合实施例对本发明作进一步说明。 [0053] 本发明实施例所使用的原料，均通过常规商业途径获得。 [0054] 实施例1将P2O5含量16.46%，MgO含量2.72%，碳质或煤等有机质的含量2.89%（煤质分散于矿石中）的胶磷矿破碎、湿磨，磨矿浓度为60%，磨矿细度为200目含量90.10%。 [0055] 步骤（1）脱碳浮选：加水调浆至矿浆浓度为26.00%，加入捕收剂煤油533g/t原矿和#起泡剂2 油50g/t原矿，搅拌3min混合均匀后充气浮选4min，浮选泡沫作为脱碳尾矿，同时得脱碳浮选精矿矿浆； 步骤（2）浮选脱硅粗选：步骤（1）所得的脱碳浮选精矿矿浆中加入碳酸钠，调pH值至9.5左右，加入抑制剂酸化水玻璃3200g/t原矿，搅拌3min混合均匀，再加入捕收剂油酸钠 1000g/t，搅拌3min混合均匀，充气浮选5min，得脱硅粗选尾矿和泡沫产品脱硅粗选精矿； 步骤（3）浮选脱硅扫选：在步骤（2）所得的脱硅粗选尾矿浆中加入捕收剂油酸钠 200/t原矿，搅拌3min混合均匀，充气浮选2min，得扫选尾矿和泡沫产品扫选精矿，扫选尾矿抛尾，扫选精矿返回粗选槽； 步骤（4）浮选脱硅精选： 精选一：在步骤（2）所得的脱硅粗选精矿中加入碳酸钠调节pH=9.5左右，搅拌2min混合均匀，充气浮选5min得泡沫产品脱硅精选一精矿和脱硅精选一中矿，所述脱硅精选一中矿返回浮选脱硅粗选； 精选二：在脱硅精选一精矿中加入碳酸钠调节pH=9.5左右，搅拌2min混合均匀，充气浮选5min得泡沫产品脱硅精选二精矿和脱硅精选二中矿，所述脱硅精选二中矿返回浮选脱硅精选一； 精选三：在脱硅精选二精矿中加入碳酸钠调节pH=9.5左右，搅拌2min混合均匀，充气浮选4min得泡沫产品脱硅精选三精矿和脱硅精选三中矿，所述脱硅精选三中矿返回浮选脱硅精选二； 步骤（5）酸浸脱镁：将脱硅精选三精矿置于防酸蚀搅拌容器中，滴加入盐酸，盐酸摩尔量为脱硅精选三精矿中CO2摩尔量的2倍，反应容器内液固比为3：1，反应过程中持续充分搅拌，保持溶液pH=3～5，反应时间2h，酸浸结束后对浆体过滤，过滤过程中对滤饼进行3次淋洗，过滤结束后得到酸浸固相和酸浸液相，酸浸固相即为最终磷精矿； 2+ 步骤（6）酸浸废水回收酸液：将步骤（5）所得的酸浸液相蒸发浓缩至Ca 含量为6%后置于反应釜中，加入20wt%的硫酸，硫酸摩尔量为酸浸液相中钙离子摩尔量和镁离子摩尔量之和的1～1.5倍，密封加温到80摄氏度反应60min后，得到溢出的酸性气体和剩下的含钙镁混合物，酸性气体溶于水吸收后，得到稀盐酸，稀盐酸经过浓缩后返回步骤（5）使用； 步骤（7）含钙镁混合物废液回收：在步骤（6）所得的含钙镁混合物废液中加入氢氧化钙中和处理，中和反应目标pH值=7，反应结束后过滤，得到滤饼硫酸钙结晶固体和含镁废液，硫酸钙结晶固体经淋洗后得到硫酸钙产品； 步骤（8）含镁废液回收处理：常温条件下在步骤（7）所得的含镁废液中加入氢氧化钙，加至pH值=11，反应结束后过滤，得到滤饼固体和尾液，滤饼固体经洗涤后得到含少量杂质的氢氧化镁产品，尾液经中和后排放。 [0056] 本实施例的生产情况如表1‑1所示。本实施例中 P2O5含量16.46%、MgO含量2.72%的原矿，经过脱碳浮选（步骤1）+脱硅浮选（步骤2‑步骤4）得到精选三精矿；精选三精矿经过酸浸脱镁工艺（步骤5）得到最终精矿及酸浸液相；酸浸液相经过酸浸废水回收酸液工艺（步骤6）及含钙镁混合物废液回收（步骤7）得到2水硫酸钙产品（石膏）及含镁废液；含镁废液经回收处理（步骤8）得到含钙氢氧化镁产品。 [0057] 表中最终精矿P2O5含量达27.37%、MgO含量0.36%，达到了《酸法加工用磷矿石》（HG/T2673‑1995）合格品矿石质量标准要求，且副产石膏和氢氧化镁产品，实现了矿石的综合回收利用。 [0058] 表1‑1 实施例1各产物参数表对比例1 以P2O5含量16.46%，MgO含量2.72%，碳质或煤等有机质的含量2.89%的胶磷矿为例开展脱硅浮选工艺试验，破碎、湿磨，磨矿浓度为60%，磨矿细度为200目含量90.10%。 [0059] 步骤（1）浮选脱硅粗选：加水调浆至矿浆浓度为26.00%，矿浆中加入碳酸钠，调pH值至9.5左右，加入抑制剂酸化水玻璃3200g/t原矿，搅拌3min混合均匀，再加入捕收剂油酸钠1000g/t，搅拌3min混合均匀，充气浮选5min，得脱硅粗选尾矿和泡沫产品脱硅粗选精矿；步骤（2）浮选脱硅扫选：在步骤（2）所得的脱硅粗选尾矿浆中加入捕收剂油酸钠 200/t原矿，搅拌3min混合均匀，充气浮选2min，得扫选尾矿和泡沫产品扫选精矿，扫选尾矿抛尾，扫选精矿返回粗选槽； 步骤（3）浮选脱硅精选： 精选一：在步骤（2）所得的脱硅粗选精矿中加入碳酸钠调节pH=9.5左右，搅拌2min混合均匀，充气浮选5min得泡沫产品脱硅精选一精矿和脱硅精选一中矿，所述脱硅精选一中矿返回浮选脱硅粗选； 精选二：在脱硅精选一精矿中加入碳酸钠调节pH=9.5左右，搅拌2min混合均匀，充气浮选5min得泡沫产品脱硅精选二精矿和脱硅精选二中矿，所述脱硅精选二中矿返回浮选脱硅精选一； 精选三：在脱硅精选二精矿中加入碳酸钠调节pH=9.5左右，搅拌2min混合均匀，充气浮选4min得泡沫产品脱硅精选三精矿和脱硅精选三中矿，所述脱硅精选二中矿返回浮选脱硅精选二； 本对比例的生产情况如表1‑2所示。P2O5含量16.46%、MgO含量2.72%的原矿，经过直接浮选脱硅工艺得到精矿三精矿及扫选尾矿。从表中可以看出，精矿三精矿P2O5仅为 17.25%，尾矿P2O5达14.57%，分离效果差，得不到合格的精矿。 [0060] 表1‑2 对比例1脱硅浮选结果实施例2 将P2O5含量18.24%，MgO含量2.57%，碳质或煤等有机质的含量2.66%（煤质分散于矿石中）的胶磷矿破碎、湿磨，磨矿浓度为60%，磨矿细度为200目含量91.89%。 [0061] 步骤（1）脱碳浮选：加水调浆至矿浆浓度为26.00%，加入捕收剂煤油300g/t原矿和#起泡剂2油50g/t原矿，搅拌3min混合均匀后充气浮选4min30s，浮选泡沫作为脱碳尾矿，同时得脱碳浮选精矿矿浆； 步骤（2）浮选脱硅粗选：步骤（1）所得的脱碳浮选精矿矿浆中加入碳酸钠，调pH值至9.5～10左右，加入抑制剂水玻璃7000g/t原矿，搅拌3min混合均匀，再加入捕收剂油酸钠 1100g/t，搅拌3min混合均匀，充气浮选5min，得脱硅粗选尾矿和泡沫产品脱硅粗选精矿； 步骤（3）浮选脱硅扫选：在步骤（2）所得的脱硅粗选尾矿浆中加入捕收剂油酸钠 300/t原矿，搅拌2min混合均匀，充气浮选1min30s，得扫选尾矿和泡沫产品扫选精矿，扫选尾矿抛尾，扫选精矿返回粗选槽； 步骤（4）浮选脱硅精选： 精选一：在步骤（2）所得的脱硅粗选精矿中加入碳酸钠调节pH=9.5左右，搅拌2min混合均匀，充气浮选5min30s得泡沫产品脱硅精选一精矿和脱硅精选一中矿，所述脱硅精选一中矿返回浮选脱硅粗选； 精选二：在脱硅精选一精矿中加入碳酸钠调节pH=9.5左右，搅拌2min混合均匀，充气浮选4min30s得泡沫产品脱硅精选二精矿和脱硅精选二中矿，所述脱硅精选二中矿返回浮选脱硅精选一； 精选三：在脱硅精选二精矿中加入碳酸钠调节pH=9.5左右，搅拌2min混合均匀，充气浮选4min30s得泡沫产品脱硅精选三精矿和脱硅精选三中矿，所述脱硅精选三中矿返回浮选脱硅精选二； 步骤（5）酸浸脱镁：将脱硅精选三精矿置于防酸蚀搅拌容器中，滴加入盐酸，盐酸摩尔量为脱硅精选三精矿中CO2摩尔量的2.2倍，反应容器内液固比为2.5：1，反应过程中持续充分搅拌，保持溶液pH=3～4，反应时间1h30min，酸浸结束后对浆体过滤，过滤过程中对滤饼进行4次淋洗，过滤结束后得到酸浸固相和酸浸液相，酸浸固相即为最终磷精矿； 步骤（6）酸浸废水回收酸液：将步骤（5）所得的酸浸液相置于反应釜中，加入60wt%的硫酸，硫酸摩尔量为酸浸液相中钙离子摩尔量和镁离子摩尔量之和的1.20倍，密封加温到80摄氏度反应60min后，得到溢出的酸性气体和剩下的含钙镁混合物，酸性气体溶于水吸收后，得到稀盐酸，稀盐酸经过浓缩后返回步骤（5）使用； 步骤（7）含钙镁混合物废液回收：在步骤（6）所得的含钙镁混合物废液中加入氢氧化钙中和处理，中和反应目标pH值=6～7，反应结束后过滤，得到滤饼硫酸钙结晶固体和含镁废液，硫酸钙结晶固体经淋洗后得到硫酸钙产品； 步骤（8）含镁废液回收处理：常温条件下在步骤（7）所得的含镁废液中加入氢氧化钙，加至pH值=11～12，反应结束后过滤，得到滤饼固体和尾液，滤饼固体经洗涤后得到含少量杂质的氢氧化镁产品，尾液经中和后排放。 [0062] 本实施例的生产情况如表2‑1所示。本实施例中 P2O5含量18.24%、MgO含量2.57%的原矿，经过脱碳浮选（步骤1）+脱硅浮选（步骤2‑步骤4）得到精选三精矿；精选三精矿经过酸浸脱镁工艺（步骤5）得到最终精矿及酸浸液相；酸浸液相经过酸浸废水回收酸液工艺（步骤6）及含钙镁混合物废液回收（步骤7）得到2水硫酸钙产品（石膏）及含镁废液；含镁废液经回收处理（步骤8）得到含钙氢氧化镁产品。 [0063] 表中最终精矿P2O5含量达29.04%、MgO含量0.39%，达到了《酸法加工用磷矿石》（HG/T2673‑1995）一等品Ⅱ级矿石质量标准要求，且副产石膏和氢氧化镁产品，实现了矿石的综合回收利用。 [0064] 表2‑1 实施例2各产物参数表对比例2 以P2O5含量18.24%，MgO含量2.57%，碳质或煤等有机质的含量2.66%的胶磷矿为例开展脱碳‑正‑反浮选工艺试验，将胶磷矿破碎、湿磨，磨矿浓度为60%，磨矿细度为200目含量91.89%。 [0065] 步骤（1）脱碳浮选：加水调浆至矿浆浓度为26.00%，加入捕收剂煤油300g/t原矿和#起泡剂2油50g/t原矿，搅拌3min混合均匀后充气浮选4min30s，浮选泡沫作为脱碳尾矿，同时得脱碳浮选精矿矿浆； 步骤（2）浮选脱硅粗选：步骤（1）所得的脱碳浮选精矿矿浆中加入碳酸钠，调pH值至9.5～10左右，加入抑制剂水玻璃7000g/t原矿，搅拌3min混合均匀，再加入捕收剂油酸钠 1100g/t，搅拌3min混合均匀，充气浮选5min，得脱硅粗选尾矿和泡沫产品脱硅粗选精矿； 步骤（3）浮选脱硅扫选：在步骤（2）所得的脱硅粗选尾矿浆中加入捕收剂油酸钠 300/t原矿，搅拌2min混合均匀，充气浮选1min30s，得脱硅尾矿和泡沫产品扫选精矿，扫选尾矿抛尾，扫选精矿返回粗选槽； 步骤（4）浮选脱硅精选： 精选一：在步骤（2）所得的脱硅粗选精矿中加入碳酸钠调节pH=9.5左右，搅拌2min混合均匀，充气浮选5min30s得泡沫产品脱硅精选一精矿和脱硅精选一中矿，所述脱硅精选一中矿返回浮选脱硅粗选； 精选二：在脱硅精选一精矿中加入碳酸钠调节pH=9.5左右，搅拌2min混合均匀，充气浮选4min30s得泡沫产品脱硅精选二精矿和脱硅精选二中矿，所述脱硅精选二中矿返回浮选脱硅精选一； 精选三：在脱硅精选二精矿中加入碳酸钠调节pH=9.5左右，搅拌2min混合均匀，充气浮选4min30s得泡沫产品脱硅精选三精矿和脱硅精选三中矿，所述脱硅精选二中矿返回浮选脱硅精选二； 步骤（5）反浮选脱镁：在步骤（4）所得的精选三精矿矿浆中加入硫酸24kg/t原矿、磷酸0.5kg/t原矿，搅拌2min混合均匀，充气浮选5min，泡沫产品为脱镁尾矿，槽内产品为最终精矿。 [0066] 本对比例的生产情况如表2‑2所示。P2O5含量18.24%、MgO含量2.57%的原矿，经过脱碳浮选‑脱硅浮选‑脱镁浮选工艺，可以得到最终精矿P2O521.58%、MgO 2.35%的指标，其中P2O5含量较低，MgO含量较高，得不到合格的精矿。 [0067] 表2‑2 对比例2脱碳‑正‑反浮选工艺结果实施例3 将P2O5含量20.98%，MgO含量2.60%，碳质或煤等有机质的含量3.14 %（煤质分散于矿石中）的胶磷矿破碎、湿磨，磨矿浓度为60%，磨矿细度为200目含量93.67%。 [0068] 步骤（1）脱碳浮选：加水调浆至矿浆浓度为26.00%，加入捕收剂煤油400g/t原矿和#起泡剂2 油60g/t原矿，搅拌3min混合均匀后充气浮选5min，浮选泡沫作为脱碳尾矿，同时得脱碳浮选精矿矿浆； 步骤（2）浮选脱硅粗选：步骤（1）所得的脱碳浮选精矿矿浆中加入碳酸钠，调pH值至9.5～10左右，加入抑制剂水玻璃7500g/t原矿，搅拌3min30s混合均匀，再加入捕收剂油酸钠1267g/t，搅拌3min混合均匀，充气浮选5min30s，得脱硅粗选尾矿和泡沫产品脱硅粗选精矿； 步骤（3）浮选脱硅扫选：在步骤（2）所得的脱硅粗选尾矿浆中加入捕收剂油酸钠 267/t原矿，搅拌3min混合均匀，充气浮选2min30s，得扫选尾矿和泡沫产品扫选精矿，扫选尾矿抛尾，扫选精矿返回粗选槽； 步骤（4）浮选脱硅精选： 精选一：在步骤（2）所得的脱硅粗选精矿中加入碳酸钠调节pH=9.5左右，搅拌1min混合均匀，充气浮选5min得泡沫产品脱硅精选一精矿和脱硅精选一中矿，所述脱硅精选一中矿返回浮选脱硅粗选； 精选二：在脱硅精选一精矿中加入碳酸钠调节pH=9.5左右，搅拌1min混合均匀，充气浮选4min30s得泡沫产品脱硅精选二精矿和脱硅精选二中矿，所述脱硅精选二中矿返回浮选脱硅精选一； 步骤（5）酸浸脱镁：将脱硅精选二精矿置于防酸蚀搅拌容器中，滴加入盐酸，盐酸摩尔量为脱硅精选二精矿中CO2摩尔量的2.4倍，反应容器内液固比为2.5：1，反应过程中持续充分搅拌，保持溶液pH=2～4，反应时间2h，酸浸结束后对浆体过滤，过滤过程中对滤饼进行3次淋洗，过滤结束后得到酸浸固相和酸浸液相，酸浸固相即为最终磷精矿； 2+ 步骤（6）酸浸废水回收酸液：将步骤（5）所得的酸浸液相浓缩至Ca 含量5.5%后置于反应釜中，加入50wt%的硫酸，硫酸摩尔量为酸浸液相中钙离子摩尔量和镁离子摩尔量之和的1.25倍，密封加温到90摄氏度反应60min后，得到溢出的酸性气体和剩下的含钙镁混合物，酸性气体溶于水吸收后，得到稀盐酸，稀盐酸经过浓缩后返回步骤（5）使用； 步骤（7）含钙镁混合物废液回收：在步骤（6）所得的含钙镁混合物废液中加入氢氧化钙中和处理，中和反应目标pH值=7，反应结束后过滤，得到滤饼硫酸钙结晶固体和含镁废液，硫酸钙结晶固体经淋洗后得到硫酸钙产品； 步骤（8）含镁废液回收处理：常温条件下在步骤（7）所得的含镁废液中加入氢氧化钙，加至pH值为10～11，反应结束后过滤，得到滤饼固体和尾液，滤饼固体经洗涤后得到含少量杂质的氢氧化镁产品，尾液经中和后排放。 [0069] 本实施例的生产情况如表3‑1所示。本实施例中 P2O5含量18.24%、MgO含量2.57%的原矿，经过脱碳浮选（步骤1）+脱硅浮选（步骤2‑步骤4）得到精选三精矿；精选三精矿经过酸浸脱镁工艺（步骤5）得到最终精矿及酸浸液相；酸浸液相经过酸浸废水回收酸液工艺（步骤6）及含钙镁混合物废液回收（步骤7）得到2水硫酸钙产品（石膏）及含镁废液；含镁废液经回收处理（步骤8）得到含钙氢氧化镁产品。 [0070] 表中最终精矿P2O5含量达30.26%、MgO含量0.35%，达到了《酸法加工用磷矿石》（HG/T2673‑1995）一等品Ⅰ级矿石质量标准要求，且副产石膏和氢氧化镁产品，实现了矿石的综合回收利用。 [0071] 表3‑1 实施例3各产物参数表 |
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