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一种综合回收岩浆岩型磷矿中磷、铁和钛矿物的方法

摘要

一种综合回收岩浆岩型磷矿中磷、铁和钛矿物的方法,于按以下步骤进行:(1)将岩浆岩型磷矿石的原矿进行粗碎;(2)进行细碎后筛分;(3)将细碎矿给入一段球磨机进行粗磨;(4)将一段溢流产品进行一粗三精两扫的正浮选;正浮选精矿作为磷精矿;(5)将浮选尾矿二段细磨,水力旋流器分离出二段溢流产品;(6)将二段溢流产品进行两段弱磁选;(7)将两段弱磁选获得的全部弱磁选尾矿给入搅拌磨进行超细磨;(8)将三次溢流产品进行行两段强磁选。本发明中浮选工序不需要NaCO3调整剂;依据矿石中不同矿物的解离粒度不同,进行阶段磨矿、分步解离、及时分选,从而避免矿物过磨、泥化,解决实际生产中回收率低、生产成本高、产量小、需要脱水、脱泥等问题。

著录项

  • 公开/公告号CN107413490A

    专利类型发明专利

  • 公开/公告日2017-12-01

    原文格式PDF

  • 申请/专利权人 东北大学;

    申请/专利号CN201710413445.6

  • 申请日2017-06-05

  • 分类号B02C21/00(20060101);B03B7/00(20060101);B03D1/001(20060101);

  • 代理机构21109 沈阳东大知识产权代理有限公司;

  • 代理人梁焱

  • 地址 110819 辽宁省沈阳市和平区文化路3号巷11号

  • 入库时间 2023-06-19 03:58:21

法律信息

  • 法律状态公告日

    法律状态信息

    法律状态

  • 2019-01-08

    授权

    授权

  • 2017-12-26

    实质审查的生效 IPC(主分类):B02C21/00 申请日:20170605

    实质审查的生效

  • 2017-12-01

    公开

    公开

说明书

技术领域

本发明属于矿物加工技术领域,特别涉及一种综合回收岩浆岩型磷矿中磷、铁和钛矿物的方法。

背景技术

磷矿是一种重要的工农业矿物原料,主要分布在云、贵、川等南方省市。随着磷肥产业的发展,中国的磷矿需求越来越大;据估计,中国的富磷矿(P2O5>30%)储量11.2亿t,占总储量的22.5%,将在10年后开采耗尽;我国大多数磷矿石属于中低品位磷矿,利用前必须经过选矿富集才能被相关磷化工业使用。

南方磷矿原矿品位较高,但多为粒度细、嵌布紧密、有害杂质含量高的胶磷矿,不易分离,选矿难度大。华北与西北地区有较大储量的含磷岩浆岩型矿石,P2O5品位低至2~5%,此类型矿中常含有>2O5,部分选场将此尾矿中的磷矿浮选回收,作为选矿附产品。随着南磷北运、西磷东运的长距离高额运费造成的成本压力越来越大,这种岩浆岩型磷矿石资源具有巨大潜在价值。

岩浆岩型磷矿石中磷灰石以自形柱状、粒状产出,粒度以粗粒嵌布为主;铁、钛等金属矿物以中细粒嵌布为主,粒度不均匀,其中含钛矿物嵌布粒度极细;由于该矿石通常含有一定量的磁铁矿TFe品位8~15%,大多选厂(例如河钢柏泉铁矿、河北宝通矿业等)首先磁选选出磁铁矿,尾矿脱泥浓缩后浮选回收磷灰石;由于铁的嵌布粒度较细,且相对可磨度较高,在适宜选铁的磨矿条件下,矿石中磷灰石存在严重泥化、过磨现象,且尾矿浓度低,必须经过脱泥、浓缩等工艺才能进入浮选;从而导致浮选选别难度大、处理量小、磷损失严重、回收率低等问题;此外,矿石中存在TiO2含量2~5%的钛铁矿并没有得到回收;因此,针对此类矿石研发一种能综合回收磷、铁、钛矿物的高效选矿分离工艺,有着巨大经济价值和现实意义。

发明内容

针对现有含铁、钛、磷岩浆岩型矿石的“先铁后磷”分选工工艺存在的诸多问题,本发明提供一种综合回收岩浆岩型磷矿中磷、铁和钛矿物的方法,依据磷、铁、钛矿物不同解离粒度及嵌布特征,进行分步解离、阶段选的“先磷再铁后钛”选矿综合回收作业,避免矿物过磨、泥化现象的同时,缩短生产流程并增加处理量。

本发明的方法包括以下步骤:

1、将岩浆岩型磷矿石的原矿进行粗碎,至粒度30mm~50mm,获得粗碎矿;

2、将粗碎矿进行细碎然后筛分,筛分时的筛孔尺寸为2~5mm,获得筛下的细碎矿;

3、将细碎矿给入一段球磨机进行粗磨,磨矿矿浆浓度50~70%,并用螺旋分级机进行分级,获得一段溢流产品的细度为0.074~0.15mm;

4、将一段溢流产品进行一粗三精两扫的正浮选;粗选药剂制度为:对原矿给矿量,水玻璃用量为400~800g/t,捕收剂用量为800~1200g/t,此时粗选矿浆pH值7~8,矿浆质量浓度30~40%;粗选获得的粗选精矿进行三次精选得到磷精矿,精选药剂制度为:对原矿给矿量,每次精选水玻璃用量为100~200g/t;粗选获得的粗选尾矿进行两次扫选得到浮选尾矿,扫选药剂制度为:对原矿给矿量,每次扫选捕收剂用量200~300g/t;每次精选的尾矿、扫选的精矿依次返回上一步浮选工序;正浮选结束后获得浮选精矿和浮选尾矿;其中正浮选精矿作为磷精矿;

5、将浮选尾矿给入二段球磨机进行细磨,并用水力旋流器分离出粒度为0.038~0.045mm的二段溢流产品;

6、将二段溢流产品进行两段弱磁选;第一段弱磁选时磁场强度800Oe~1000Oe,第一段弱磁选获得的一段弱磁选精矿进行第二段弱磁选,第二段弱磁选时磁场强度1000Oe~1500Oe,第二段弱磁选获得的二段弱磁选精矿作为铁精矿;

7、将两段弱磁选获得的全部弱磁选尾矿给入搅拌磨进行超细磨,并用水力旋流器分离出0.015~0.025mm的三段溢流产品;

8、将三段溢流产品进行行两段强磁选,第一段强磁选获得的一段强磁选精矿进行第二段强磁选,第二段强磁选获得的二段强磁选精矿作为钛精矿,两段强磁选的磁场强度为3500~5000Oe,两段强磁选获得的尾矿作为最终尾矿。

上述方法中,步骤2筛分获得的筛上物料返回细碎流程。

上述方法中,步骤3分级后的获得的一段沉砂返回一段球磨机。

上述方法中,步骤4的粗选时间为4~6min、精选和扫选的时间为2~3min,浮选温度30~40℃。

上述方法中,步骤5获得的二段沉砂返回二段球磨机。

上述方法中,步骤7获得的三段沉砂返回搅拌磨。

上述的磷精矿中P2O5品位31~36%,P2O5回收率75~90%;铁精矿中TFe品位64~67%,Fe回收率40~55%;钛精矿中TiO2品位40~49%,TiO2回收率35~60%。

本发明中浮选工序不需要NaCO3调整剂;依据矿石中不同矿物的解离粒度不同,进行阶段磨矿、分步解离、及时分选,从而避免矿物过磨、泥化,解决实际生产中回收率低、生产成本高、产量小、需要脱水、脱泥等问题;这对我国北方大量低品位含铁、钛、磷岩浆岩型矿石的综合利用具有重要的现实指导意义。

附图说明

图1是本发明实施例1中的一种综合回收岩浆岩型磷矿中磷、铁和钛矿物的方法流程示意图;

图2是本发明实施例1中的一粗三精两扫的正浮选流程示意图。

具体实施方式

本发明实施例中粗碎采用颚式破碎机。

本发明实施例中细碎采用对辊破碎机。

本发明实施例中筛分采用高频振动筛。

本发明实施例中两段弱磁选采用筒式弱磁选机。

本发明实施例中两段强磁选采用立环高梯度强磁选机,

本发明实施例中的岩浆岩型磷矿中P2O5品位2~6%,TFe品位8~16%,TiO2品位2~4%。

下面结合具体实施例对本发明做进一步说明,但本发明本不限于以下实施例。

实施例1

岩浆岩型磷矿来自河北承德某低品位含磷、铁、钛矿石;成分如表1所示(重量百分比);

表1

成分P2O5TFeTiO2SiO2Al2O3CaOMgO含量/%2.2210.312.2544.6313.908.074.86

将岩浆岩型磷矿石的原矿进行粗碎,至粒度30mm~50mm,获得粗碎矿;

将粗碎矿进行细碎然后筛分,筛分时的筛孔尺寸为3mm,获得筛下的细碎矿;筛分获得的筛上物料返回细碎流程

将细碎矿给入一段球磨机进行粗磨,磨矿矿浆浓度50%,并用螺旋分级机进行分级,获得一段溢流产品的细度为0.074~0.15mm;分级后的获得的一段沉砂返回一段球磨机;

将一段溢流产品进行一粗三精两扫的正浮选;粗选药剂制度为:对原矿给矿量,水玻璃用量为400g/t,捕收剂用量为800g/t,此时粗选矿浆pH值7,矿浆质量浓度30%;粗选获得的粗选精矿进行三次精选得到磷精矿,精选药剂制度为:对原矿给矿量,每次精选水玻璃用量为100g/t;粗选获得的粗选尾矿进行两次扫选得到浮选尾矿,扫选药剂制度为:对原矿给矿量,每次扫选捕收剂用量200g/t;每次精选的尾矿、扫选的精矿依次返回上一步浮选工序;正浮选结束后获得浮选精矿和浮选尾矿;其中正浮选精矿作为磷精矿;粗选时间为5min、精选和扫选的时间为2min,浮选温度30℃;

将浮选尾矿给入二段球磨机进行细磨,并用水力旋流器分离出粒度为0.038~0.045mm的二段溢流产品;二段沉砂返回二段球磨机;

将二段溢流产品进行两段弱磁选;第一段弱磁选时磁场强度950Oe,第一段弱磁选获得的一段弱磁选精矿进行第二段弱磁选,第二段弱磁选时磁场强度1250Oe,第二段弱磁选获得的二段弱磁选精矿作为铁精矿;

将两段弱磁选获得的全部弱磁选尾矿给入搅拌磨进行超细磨,并用水力旋流器分离出0.015~0.025mm的三段溢流产品;三段沉砂返回搅拌磨;

将三次溢流产品进行行两段强磁选,第一段强磁选获得的一段强磁选精矿进行第二段强磁选,第二段强磁选获得的二段强磁选精矿作为钛精矿,两段强磁选的磁场强度为3500Oe,两段强磁选获得的尾矿作为最终尾矿;

磷精矿中P2O5品位31.58%,P2O5回收率77.97%;铁精矿中TFe品位65.69%,Fe回收率48.98%;钛精矿中TiO2品位41.95%,TiO2回收率36.89%。

实施例2:

方法同实施例1,不同点在于:

(1)筛分时的筛孔尺寸为2mm;磨矿矿浆浓度60%,

(2)粗选药剂制度为:对原矿给矿量,水玻璃用量为600g/t,捕收剂用量为1000g/t,此时粗选矿浆pH值7.5,矿浆质量浓度35%;粗选获得的粗选精矿进行三次精选得到磷精矿,精选药剂制度为:对原矿给矿量,每次精选水玻璃用量为150g/t;粗选获得的粗选尾矿进行两次扫选得到浮选尾矿,扫选药剂制度为:对原矿给矿量,每次扫选捕收剂用量250g/t;

(3)粗选时间为4min、精选和扫选的时间为3min,浮选温度35℃;

(4)第一段弱磁选时磁场强度800Oe,第二段弱磁选时磁场强度1000Oe;

(5)两次强磁选的磁场强度为5000Oe;

(6)磷精矿中P2O5品位33.80%,P2O5回收率81.00%;铁精矿中TFe品位65.89%,Fe回收率52.45%;钛精矿中TiO2品位48.1%,TiO2回收率56.3%。

实施例3

方法同实施例1,不同点在于:

(1)筛分时的筛孔尺寸为5mm;磨矿矿浆浓度70%,

(2)粗选药剂制度为:对原矿给矿量,水玻璃用量为800g/t,捕收剂用量为1200g/t,此时粗选矿浆pH值8,矿浆质量浓度40%;粗选获得的粗选精矿进行三次精选得到磷精矿,精选药剂制度为:对原矿给矿量,每次精选水玻璃用量为200g/t;粗选获得的粗选尾矿进行两次扫选得到浮选尾矿,扫选药剂制度为:对原矿给矿量,每次扫选捕收剂用量300g/t;

(3)粗选时间为6min、精选和扫选的时间为3min,浮选温度40℃;

(4)第一段弱磁选时磁场强度1000Oe,第二段弱磁选时磁场强度1500Oe;

(5)两次强磁选的磁场强度为4000Oe;

(6)磷精矿中P2O5品位35.22%,P2O5回收率84.00%;铁精矿中TFe品位66.20%,Fe回收率56.3%;钛精矿中TiO2品位46.60%,TiO2回收率51.90%。

对比例1:

原矿同实施例1;

使用选矿厂现场工艺,即两段阶段磨矿-磁选选铁;磁选尾矿脱水、脱泥后浮选选磷;钛铁矿没有进行回收作业。

(1)将原矿用颚式破碎机进行粗碎至50mm以下;

(2)将粗碎产品用对辊破碎机进行细碎,并用高频振动筛筛分出3mm以下的细碎矿;

(3)将细碎矿给入一段球磨机,磨矿矿浆浓度50%,并用螺旋分级机进行分级,一段溢流产品细度为-0.074mm含量占70%;

(4)将一段溢流产品进行一段磁选拋尾,磁场强度950Oe,磁选精矿进行二段磨矿分级,二段磨矿分级产品细度为-0.045mm含量占80%;

(5)将磨矿分级产品在磁场强度1250Oe下,磁选选出铁精矿,所得铁精矿TFe品位65.21%,回收率47.03%;

(6)将步骤(4)和步骤(5)的磁选尾矿合并,进行脱水、脱泥使矿浆质量浓度为30%,进行一粗三精一扫的正浮选工序,浮选温度30℃,粗选水玻璃用量400g/t,捕收剂用量800g/t,矿浆pH值7(矿浆自然pH值),精选水玻璃用量100g/t,扫选捕收剂用量200g/t,得到磷精矿产品和尾矿,所得磷精矿P2O5品位为30.74%,回收率70.41%。

通过实施例1与对比例1的比较可知,在相同操作参数下,本发明的工艺相比现场生产工艺能避免因二段磨矿导致磷矿过磨、泥化的现象,优化选别环境,各元素回收率及品位均有明显提高。

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