阅读说明：本技术 通过酸浸回收尾矿资源的硅钙质胶磷矿正反浮选工艺 (Silicon-calcium collophanite forward-reverse flotation process for recovering tailing resources through acid leaching ) 是由 李丰 宋文义 曹效权 钱押林 于 2018-08-07 设计创作，主要内容包括：本发明是一种通过酸浸回收尾矿资源的硅钙质胶磷矿正反浮选工艺,其步骤如下：将破碎好的硅钙质胶磷矿给入磨矿作业,待磨矿细度实现有用矿物和脉石矿物达到单体解离后给入浮选作业；浮选作业采用正反浮选或者反正浮选工艺流程；将正浮选脱硅作业的尾矿进行酸浸作业,浸出液过滤除渣后,上清液返回反浮选脱镁作业；酸浸作业所用的酸为无机强酸、有机强酸中的一种或者二者的混合物。本发明工艺简单、稳定,通过磷尾矿生产混酸返回至磷矿反浮选除镁作业中,真正的实现了变废为宝的目的,大大降低了磷尾矿的排放,且降低了浓硫酸的消耗,在节能减排方面具有很大的应用前景。(The invention relates to a silicon-calcium collophanite positive and negative flotation process for recovering tailing resources through acid leaching, which comprises the following steps: feeding the crushed silicon-calcium collophanite into ore grinding operation, and feeding the crushed silicon-calcium collophanite into flotation operation after useful minerals and gangue minerals reach monomer dissociation after the ore grinding fineness is realized; the flotation operation adopts a positive and negative flotation or a positive and negative flotation process flow; performing acid leaching operation on the tailings obtained in the positive flotation desiliconization operation, filtering and deslagging a leaching solution, and returning supernatant to the reverse flotation demagging operation; the acid used in the acid leaching operation is one of inorganic strong acid and organic strong acid or a mixture of the inorganic strong acid and the organic strong acid. The method has simple and stable process, and the mixed acid produced by the phosphate tailings is returned to the reverse flotation magnesium removal operation of the phosphate ore, so that the aim of changing waste into valuable is really fulfilled, the discharge of the phosphate tailings is greatly reduced, the consumption of concentrated sulfuric acid is reduced, and the method has great application prospects in the aspects of energy conservation and emission reduction.)

通过酸浸回收尾矿资源的硅钙质胶磷矿正反浮选工艺

技术领域

本发明属于矿物加工技术领域，特别涉及是一种通过酸浸回收尾矿资源的硅钙质胶磷矿正反浮选工艺。

背景技术

我国磷矿资源非常丰富，资源基础储量位居世界第二，但94%以上是中低品位磷矿石，这类矿石必须同时脱出碳酸盐脉石和硅酸盐脉石，才能满足下游作业的要求。目前针对低品位钙硅质胶磷矿，常用的有正-反浮选工艺、反-正浮选工艺这两种浮选工艺，不管采用哪种工艺均需要有一道脱镁反浮选作业，反浮选作业一般采用硫酸或者硫酸和磷酸的混酸作为磷矿物的抑制剂，如果采用单一硫酸作为反浮选的抑制剂，存在选择性差，工艺流程复杂，作业数加药点多，硫酸用量大，操作控制难、设备管道结垢严重等问题，而采用混酸作为抑制剂，具有浮选生产指标好的优点，但由于磷酸的价格较高，导致反浮选作业的药剂成本较高。因此，如何合理开发利用硅钙质胶磷矿对盘活我国目前大量硅钙质胶磷矿资源具有重要的经济效益和社会意义。

发明内容

本发明所要解决的技术问题是针对现有技术的不足，提出一种新的通过酸浸回收尾矿资源的硅钙质胶磷矿正反浮选工艺，既成功解决了部分磷矿直接采用硫酸为抑制剂存在药剂用量大，浮选选择性一般，矿浆管道结垢严重等问题，又通过利用选厂生产的一部分胶磷矿尾矿作为原料生产反浮选抑制剂，大大降低了反浮选作业硫酸的使用量。

本发明所要解决的技术问题是通过以下的技术方案来实现的。本发明是通过酸浸回收尾矿资源的硅钙质胶磷矿正反浮选工艺，其特点是：其步骤如下：

（1）将破碎好的硅钙质胶磷矿给入磨矿作业，待磨矿细度实现有用矿物和脉石矿物达到单体解离后给入浮选作业；浮选作业采用正反浮选或者反正浮选工艺流程；

（2）将正浮选脱硅作业的尾矿进行酸浸作业，浸出液过滤除渣后，上清液返回反浮选脱镁作业；酸浸作业所用的酸为无机强酸、有机强酸中的一种或者二者的混合物。

本发明所述的通过酸浸回收尾矿资源的硅钙质胶磷矿正反浮选工艺，其进一步优选的技术方案是：步骤（2）中，酸浸作业采用一步酸浸或者多步酸浸。

本发明所述的通过酸浸回收尾矿资源的硅钙质胶磷矿正反浮选工艺，其进一步优选的技术方案是：步骤（2）中，所述的无机强酸选自硫酸、盐酸、硝酸或磷酸中的一种二种以上组成的混酸；所述的有机强酸为草酸、柠檬酸的一种或二者的混合物。

本发明所述的通过酸浸回收尾矿资源的硅钙质胶磷矿正反浮选工艺，其进一步优选的技术方案是：步骤（2）中，酸浸作业所用的酸采用草酸、柠檬酸中的至少一种，或者再加入硫酸、盐酸、硝酸、磷酸中的至少一种组成的强酸混合物。

本发明所述的通过酸浸回收尾矿资源的硅钙质胶磷矿正反浮选工艺，其进一步优选的技术方案是：酸溶液的质量浓度优选为15%~98%。。

本发明所述的通过酸浸回收尾矿资源的硅钙质胶磷矿正反浮选工艺，其进一步优选的技术方案是：步骤（2）中，尾矿与酸制成的矿浆的液固比为2:1~14:1，优选5:1~10:1。

本发明所述的通过酸浸回收尾矿资源的硅钙质胶磷矿正反浮选工艺，其进一步优选的技术方案是：步骤（1）的磨矿细度为-200目占72~95%。

本发明所述的通过酸浸回收尾矿资源的硅钙质胶磷矿正反浮选工艺，其进一步优选的技术方案是：步骤（2）所述尾矿的主要成分按重量百分比含：P₂O₅ 8.0~17.0%，MgO 0.5~2.0%，SiO₂ 31.0~59.0%，其余为杂质。

本发明所述的通过酸浸回收尾矿资源的硅钙质胶磷矿正反浮选工艺，其进一步优选的技术方案是：一种硅钙质胶磷矿正反浮选酸浸处理工艺，按以下步骤进行：

（1）将破碎好的硅钙质胶磷矿给入磨矿作业，待磨矿细度实现有用矿物和脉石矿物达到单体解离后给入浮选作业，磨矿细度为-200目占72~95%；

（2）该类型的矿石采用的浮选工艺流程可以是正反浮选、反正浮选工艺流程的任何一种；

（3）其中正浮选脱硅作业的尾矿给入酸浸槽；

（4）酸浸作业可以分为一步酸浸也可以分为多步酸浸，酸可以采用硫酸、盐酸、硝酸、磷酸等无机强酸，也可以采用草酸等有机强酸；或者采用有机酸与无机强酸的混合酸；

（5）浸出液经过滤除渣后，上清液返回反浮选脱镁作业。

本发明方法中的磷矿正浮选尾矿中主要成分按重量百分比含P₂O₅ 8.0~17.0%，MgO0.5~2.0%，SiO₂ 31.0~59.0%，及少量其他杂质；本发明方法中获得的磷精矿品位P₂O₅ 为28.0~33.9%，获得的磷精矿回收率按重量百分比可以达到70.0~89.0%。

本发明原理：硅钙质胶磷矿正浮选的尾矿中P₂O₅的品位一般在12%左右，对于难选的磷矿石，尾矿P₂O₅的品位更高，如果这部分尾矿直接抛弃，将会造成磷矿资源的浪费，硅质胶磷矿的尾矿或硅钙质胶磷矿正浮选的尾矿中含有的主要矿物为氟基磷灰石、石英以及一些硅酸盐，鉴于这三种矿石只有氟基磷灰石易溶于强酸，石英以及一些硅酸盐在强酸中的溶解度较低，故采用强酸将氟基磷灰石中的磷提取出来，制成强酸和磷酸的混合液。方程式如下：

2Ca₅F（PO₄）₃+20H⁺+H₂O=6H₃PO₄+10Ca²⁺+2HF+ H₂O

与现有技术相比，本发明技术方案具有以下优点：

（1）很好的实现了磷尾矿的综合利用，真正实现了变废为宝，减少了磷尾矿的排放；

（2）磷尾矿可以作胶磷矿反浮选脱镁作业的抑制剂的制备原料，制成的捕收剂可以与浓硫酸混合添加至反浮选作业，与目前采用单一硫酸作为抑制剂相比，存在浮选分选指标好，硫酸药剂用量低，浮选机和矿浆管路结垢现象减轻的优点，与采用磷酸和硫酸混酸作为抑制剂相比，由于本发明中是利用磷尾矿制成的抑制剂，药剂成本更低，能比较明显的降低浮选作业的选矿成本。

（3）本发明中的酸浸槽的废渣还可以用来生产水泥，真正实现了零排放。

（4）本发明既成功解决了部分磷矿直接采用硫酸为抑制剂存在药剂用量大，浮选选择性一般，矿浆管道结垢严重等问题，又通过利用选厂生产的一部分胶磷矿尾矿作为原料生产反浮选抑制剂，降低了磷尾矿的排放，新生成的抑制剂给入反浮选作业，可以达到采用磷酸和硫酸作为混酸为抑制剂的试验指标，大大降低了反浮选作业硫酸的使用量，可以企业带来可观的经济效益。

具体实施方式

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以下进一步描述本发明的具体技术方案，以便于本领域的技术人员进一步地理解本发明，而不构成对其权利的限制。

实施例1，一种通过酸浸回收尾矿资源的硅钙质胶磷矿正反浮选工艺：其步骤如下：

（1）将破碎好的硅钙质胶磷矿给入磨矿作业，待磨矿细度实现有用矿物和脉石矿物达到单体解离后给入浮选作业；浮选作业采用正反浮选或者反正浮选工艺流程；

（2）将正浮选脱硅作业的尾矿进行酸浸作业，浸出液过滤除渣后，上清液返回反浮选脱镁作业；酸浸作业所用的酸为无机强酸、有机强酸中的一种或者二者的混合物。

步骤（1）的磨矿细度为-200目占72~95%。

在步骤（2）中，酸浸作业可以采用一步酸浸或者多步酸浸。无机强酸可以选用硫酸、盐酸、硝酸或磷酸中的一种二种以上组成的混酸；有机强酸可以选用草酸、柠檬酸的一种或二者的混合物。最优酸浸作业所采用的酸是草酸、柠檬酸中的至少一种，或者再加入硫酸、盐酸、硝酸、磷酸中的至少一种组成的强酸混合物。酸溶液的质量浓度一般可以为15%~98%。最好的浓度是20%~45%。尾矿与酸制成的矿浆的液固比一般在2:1~14:1之间。是好是在5:1~10:1之间。所述尾矿的主要成分按重量百分比含：P₂O₅ 8.0~17.0%，MgO 0.5~2.0%，SiO₂31.0~59.0%，其余为杂质。

实施例2，一种通过酸浸回收尾矿资源的硅钙质胶磷矿正反浮选工艺，步骤如下：

（1）将破碎好的硅钙质胶磷矿给入磨矿作业，磨矿细度为85.0%；

（2）该类型的矿石采用的浮选工艺流程为正反浮选工艺流程；

（3）正浮选脱硅作业的尾矿给入酸浸槽，正浮选脱硅作业的精矿给入反浮选作业，

由反浮选作业生成最终的精矿；

（4）酸浸作业采用一步酸浸工艺，采用浓度为30%的硫酸作为浸出酸；

（5）浸出液经过滤除渣后，上清液返回至反浮选脱镁作业。

上述方法中的磷矿正浮选尾矿中主要成分按重量百分比含P₂O₅ 14.4%，MgO 0.8%，SiO₂ 54.8%，及少量其他杂质；

上述方法中获得的磷精矿品位P₂O₅ 为30.3%，上述方法中获得的磷精矿回收率按重量百分比为83.0% 。

实施例3，一种通过酸浸回收尾矿资源的硅钙质胶磷矿正反浮选工艺，步骤如下：

（1）将破碎好的硅钙质胶磷矿给入磨矿作业，磨矿细度为80.0%；

（2）该类型的矿石采用的浮选工艺流程为反正浮选工艺流程；

（3）其中磨好的胶磷矿先给入反浮选作业，反浮选的粗精矿给入正浮选作业，正浮

选脱硅作业的尾矿给入酸浸槽，正浮选脱硅作业的精矿即为最终的精矿；

（4）酸浸作业采用一步酸浸工艺，采用浓度为40%的硫酸作为浸出酸；

（5）浸出液经过滤除渣后，上清液返回至反浮选脱镁作业。

上述方法中的磷矿正浮选尾矿中主要成分按重量百分比含P₂O₅ 15.8%，MgO 0.6%，SiO₂ 53.9%，及少量其他杂质；

上述方法中获得的磷精矿品位P₂O₅ 为31.5%，上述方法中获得的磷精矿回收率按重量百分比为79.6% 。

实施例4，一种通过酸浸回收尾矿资源的硅钙质胶磷矿正反浮选工艺，按以下步骤进行：

（1）将破碎好的硅钙质胶磷矿给入磨矿作业，磨矿细度为90.0%；

（2）该类型的矿石采用的浮选工艺流程为正反浮选工艺流程；

（3）正浮选脱硅作业的尾矿给入酸浸槽，正浮选脱硅作业的精矿给入反浮选作业，

由反浮选作业生成最终的精矿；

（4）酸浸作业采用两步酸浸工艺，一步酸浸采用浓度为30%的草酸作为浸出酸，二步酸浸采用浓度为30%的硫酸作为浸出酸；

（5）浸出液经过滤除渣后，上清液返回至反浮选脱镁作业。

上述方法中的磷矿正浮选尾矿中主要成分按重量百分比含P₂O₅ 12.3%，MgO 0.4%，SiO₂ 24.8%，及少量其他杂质；

上述方法中获得的磷精矿品位P₂O₅ 为31.0%，上述方法中获得的磷精矿回收率按重量百分比为86.0% 。

实施例5，一种通过酸浸回收尾矿资源的硅钙质胶磷矿正反浮选工艺，按以下步骤进行：

（1）将破碎好的硅钙质胶磷矿给入磨矿作业，磨矿细度为95.0%；

（2）该类型的矿石采用的浮选工艺流程为反正浮选工艺流程；

（3）其中磨好的胶磷矿先给入反浮选作业，反浮选的粗精矿给入正浮选作业，正浮

选脱硅作业的尾矿给入酸浸槽，正浮选脱硅作业的精矿即为最终的精矿；

（4）酸浸作业采用两步酸浸工艺，一步酸浸采用浓度为40%草酸作为浸出酸，二步酸浸采用浓度为20%的硫酸作为浸出酸；

（5）浸出液经过滤除渣后，上清液返回至反浮选脱镁作业。

上述方法中的磷矿正浮选尾矿中主要成分按重量百分比含P₂O₅ 15.2%，MgO 0.9%，SiO₂ 57.9%，及少量其他杂质；

上述方法中获得的磷精矿品位P₂O₅ 为29.5%，上述方法中获得的磷精矿回收率按重量百分比为80.6% 。