摘要
本文提出了浮选法与化学法耦合的中低品位胶磷矿选冶联合综合利用路径，设计了针对低品位硅钙质胶磷矿的常温选矿技术、中品位高镁碳酸盐胶磷矿的化学循环脱镁工艺及脱镁液处理工艺。 研究结论如下： 1）对湖北荆门大峪口磷矿石理化性质研究表明，该磷矿为低品位硅钙质胶磷矿，组分复杂，嵌布紧密，有用矿物以磷灰石为主，脉石矿物以白云石，石英为主，属于难选磷矿。 2）合成新型常温捕收剂进行单一正浮选工艺研究，确定粗选最佳药剂制度为磨矿细度94.06%，浮选温度为25℃，碳酸钠用量4.8kg/t，水玻璃用量为2.4kg/t，捕收剂ZQ-2为0.84kg/t，钙镁耦合剂SN-1用量为0.24kg/t。 3）采用Design-Expert软件中的BBD模型对粗选药剂水玻璃、ZQ-2、SN-1用量进行优化，拟合得到浮选效率的三元二次响应曲面，分析了各药剂对浮选效率的影响及其交互作用，得到最优结果为水玻璃为2.4kg/t，ZQ-2为0.72kg/t，SN-1为0.18kg/t，选矿效率为35.43%，对结果进行实验验证，预测值与试验值相对误差为0.45%。 4）通过一次粗选，二次精选，中矿集中进行一次扫选，扫选精矿返回到粗选的正浮选工艺流程，最终得到精矿P2O5品位29.49%，P2O5回收率84.77%，产率为47.3%的优良浮选指标。 5）针对高镁磷矿，采用Design-Expert软件中的CCD模型，对盐酸脱镁条件液固比、盐酸量和温度进行优化，拟合得到脱镁过程P2O5损失率和MgO浸出率的三元二次响应曲面，分析了各条件对P2O5损失率和MgO浸出率的影响及其交互作用，得到优化参数：液固比为1.65，盐酸量为40.14mL，温度为25℃，P2O5损失率为11.97%，MgO去除率94.08%。 6）对优化结果验证P2O5损失率对应的相对误差为16.68%，MgO浸出率对应的相对误差为0.11%，并通过XRD对盐酸脱镁反应过程不同盐酸量的酸浸效果分析验证。 7）对高镁磷矿九次循环酸浸脱镁，循环后得到结果为：精矿共607.2g，即产率为67.47%，总P2O5回收率为94.15%，总MgO去除率为87.93%，总P2O5品位为29.85%，总MgO品位为1.25%。脱镁液体积为192mL，Ca2+浓度为2.94mol/L，Mg2+浓度为1.47mol/L，P2O5浓度为4.76g/L。 8）对脱镁液进行除杂探索。在用氨水直接中和时，不同pH下得到不同的沉淀，检测沉淀分别为含量为93.7%的CaHPO4·2H2O，含量为105.8%的CaHPO4·2H2O和含量为38.42%的FePO4。对脱镁液分步除杂，用循环脱镁中用硫酸析钙得到含量为92.3%的CaSO4·2H2O，用硫酸铵析钙得到含量为93.19%的CaSO4·2H2O。对脱镁液析钙后除磷探索，得到含量为82.57%的NH4MgPO4·6H2O。对析磷后的溶液浓缩得到含量为89.1%的NH4MgCl3·6H2O。对浓缩后的溶液进行析镁探索，得到纯度为91.05%的MgCO3。 9）确定脱镁液分步处理方案，对脱镁液后续处理结果分析。参与循环的析钙步骤九次循环共得到石膏150.06g，得到石膏中CaO含量为30%，P2O5含量为0.2%，循环中得到析钙液体积在35mL左右。九次循环之后，对脱镁液硫酸铵析钙得到石膏为81.29g，析钙石膏中CaO含量为30.31%，P2O5含量为0.09%。之后氨水中和得到磷酸镁铵4.06g，其中P2O5为23.89%，MgO为8.27%，N为6.83%。之后浓缩得到氯化铵镁19.51g，其中N为11.2%，MgO为9.09%，CaO为0.6%。之后析镁得到碳酸镁5.16g，其中MgO为30.04%，N为0.65%。 10）对选冶联合工艺进行成本核算。将P2O5品位为16.73%的低品位硅钙质胶磷矿浮选提高到29.53%，药剂成本为每吨精矿41.26元。对高钙镁胶磷矿用化学脱镁将P2O5品位从P2O5含量为21.39%提高到30%左右，原料总成本为每吨精矿288.22元，总产品价格为每吨精矿519.06元，差价为230.84元。选冶联合工艺成本为48.9元。后续脱镁液处理为各种副产，脱镁液原料消耗每吨精矿145.24元，得到的副产价格预计为每吨精矿145.48元，差价为0.24元。
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