CN108672092A - 高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法 - Google Patents
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Abstract
一种高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，属于矿物加工技术领域，该方法为：(1)将高硅高钙高铁低品级水镁石进行磨矿；(2)将磨矿后的物料进行磁选脱除含铁脉石矿物；(3)将磁选精矿，加水调浆后加入抑制剂、捕收剂和起泡剂进行反浮选粗选，得到的反浮选粗精矿进行1～2次反浮选精选，获得脱硅精矿；(4)在脱硅精矿中加水调浆，调节pH值，再加入抑制剂、捕收剂并搅拌，进行正浮选粗选，得到的脱钙精矿进行1～2次正浮选精选，获得水镁石精矿。该方法所处理的矿石中钙、硅、铁等脉石矿物含量高，提纯后获得的水镁石精矿纯度高，选别效果好，对我国高硅高钙高铁型低品级水镁石资源的开发和高效利用具有重要意义。
Description
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法。
背景技术
水镁石又名氢氧镁石，是一种重要的非金属矿产资源，在工业中主要用来生产镁质耐火材料，如钢铁工业所需的镁碳砖、镁铬砖等；还可以聚丙烯为基体制作高档无机阻燃剂、镁胶合剂、陶瓷等。
我国是水镁石资源储量较为丰富的国家，目前已经探明的水镁石资源储量已超过3000万吨，储量居世界首位，主要分布在陕西宁强、辽宁凤城、吉林集安等地区。我国的水镁石资源多数自然品位较高，致使许多水镁石矿山仅开采优质水镁石矿石，大量低品级水镁石都未能有效利用，造成水镁石这种不可再生资源的极大浪费。随着优质水镁石矿产资源的日益匮乏以及镁质耐火材料市场的不断扩大，对高硅高钙高铁低品级水镁石资源进行有效开发利用的需求迫在眉睫，发明一种高效的高硅高钙高铁低品级水镁石的提纯方法是目前急需解决的问题。
专利CN201210003429.7公开了一种高硅高钙低品级水镁石的分步浮选方法，其要点是运用分步浮选方法，第一步反浮选分选出大部分含钙脉石矿物，第二步正浮选分选出水镁石，但该专利未提出对高硅高钙高铁型水镁石矿的提纯方法，由于水镁石中含铁脉石矿物的存在会恶化浮选环境，降低反浮选及正浮选过程中捕收剂对矿物的捕收能力，导致浮选精矿的指标下降。目前针对高硅高钙高铁型低品位水镁石提纯方法的研究尚未可见，其选矿提纯方法也亟待进一步研究。
发明内容
针对现有的浮选工艺难以处理高硅高钙高铁低品级水镁石的问题，本发明提供一种高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，目的是通过将高硅高钙高铁低品级水镁石用球磨机磨至单体解离，再采用强磁选工艺进行选别，脱除矿石中所含的铁矿物，再采用浮选工艺进行处理，获得适用于生产高档耐火材料的高品级水镁石。
本发明的一种高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，包括以下步骤：
步骤1：球磨
将高硅高钙高铁低品级水镁石，进行磨矿至单体解离，得到高硅高钙高铁低品级水镁石粉，其中，细度≤0.074mm的高硅高钙高铁低品级水镁石粉重量占总高硅高钙高铁低品级水镁石粉重量的70～85％；
所述的高硅高钙高铁低品级水镁石，含有的成分及各个成分的质量百分比为：MgO50～60％，SiO2 1～10％，CaO 1～10％，TFe 1～10％，LOI 20～30％，余量为杂质；
步骤2：强磁选
将高硅高钙高铁低品级水镁石粉，采用强磁选机进行磁选，磁场强度为0.8～1.0T，脱除高硅高钙高铁低品级水镁石粉中的含铁脉石矿物，得到含铁品位≤0.5％的磁选精矿；
步骤3：反浮选脱除含硅矿物
(1)向磁选精矿中，加水，得到磁选精矿的质量浓度为20～30％的原矿浆；
(2)将原矿浆加入浮选设备中并搅拌均匀后，依次加入抑制剂水玻璃、胺类捕收剂和起泡剂松醇油三种浮选药剂，每次加药后均搅拌2～4min，随后进行反浮选粗选，分选出含硅的尾矿，获得反浮选粗精矿；其中，每种浮选药剂加入量为：每吨磁选精矿中，抑制剂水玻璃加入量为500～1000g，胺类捕收剂加入量为100～300g，起泡剂松醇油加入量为5～15g；
(3)向反浮选粗精矿中，加入胺类捕收剂并搅拌均匀后，进行1～2次反浮选精选，得到脱硅精矿；其中，每吨反浮选粗精矿，加入胺类捕收剂50～100g；
步骤4：正浮选脱除含钙矿物
(1)向脱硅精矿中加水，制得质量浓度为20～30％的脱硅矿浆，向脱硅矿浆中加入NaOH，调节脱硅矿浆的pH值为10～11；
(2)向pH值为10～11的脱硅矿浆中，在搅拌速度为1800～2000rpm下，依次加入抑制剂六偏磷酸钠、捕收剂油酸钠，每次加药后均搅拌2～4min，再进行正浮选粗选，分选出含钙的尾矿，获得正浮选粗精矿；其中，每吨脱硅精矿中，抑制剂六偏磷酸钠的加入量为50～200g，油酸钠的加入量为800～2000g；
(3)向正浮选粗精矿中加水调浆，得到重量浓度为20～40％的正浮选粗精矿浆；
向正浮选粗精矿浆中，加入捕收剂油酸钠并搅拌均匀，然后进行1～2次正浮选精选，得到水镁石精矿；其中，每吨正浮选粗精矿中，加入捕收剂油酸钠的质量为300～500g。
所述的步骤3(2)中，原矿浆加入浮选设备中，搅拌均匀的工艺为：搅拌速度为1500～2000rpm，搅拌时间为2～4min。
所述的步骤3(2)中，所述的胺类捕收剂优选为十二胺。
所述的步骤3(2)中，反浮选粗选的时间优选为3～5min。
所述的步骤3(3)中，向反浮选粗精矿中，加入胺类捕收剂后，搅拌均匀的工艺条件为：搅拌速度为1500～2000rpm，搅拌时间为2～4min。
所述的步骤3(3)中，所述的胺类捕收剂优选为十二胺。
所述的步骤3(3)中，反浮选精选的时间优选为2～3min。
所述的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，所述的步骤3(3)中，进行1次反浮选精选时，第一次反浮选精选得到的一次反浮选尾矿返回步骤3(2)中的加入有抑制剂水玻璃、胺类捕收剂、起泡剂松醇油三种浮选药剂的原矿浆中，共同进行反浮选粗选。
所述的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，所述的步骤3(3)中，当进行2次反浮选精选时，第一次反浮选精选得到的一次反浮选尾矿返回步骤3(2)中的加入有抑制剂水玻璃、胺类捕收剂、起泡剂松醇油三种浮选药剂的原矿浆中，共同进行反浮选粗选；第二次反浮选精选得到的二次反浮选尾矿返回步骤3(3)中的加入有胺类捕收剂的反浮选粗精矿中，共同进行第一次反浮选精选。
所述的步骤4(2)中，正浮选粗选的时间优选为2～3min。
所述的步骤4(3)中，所述的向正浮选粗精矿浆中，加入捕收剂油酸钠后，搅拌均匀的工艺参数为：搅拌速度为1500～2000rpm，搅拌时间为2～4min。
所述的步骤4(3)中，正浮选精选的时间优选为2～3min。
所述的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，所述的步骤4(3)中，当进行1次正浮选精选时，第一次正浮选精选得到的一次正浮选尾矿返回步骤4(2)中的加入有抑制剂六偏磷酸钠、捕收剂油酸钠的脱硅矿浆中，共同进行正浮选粗选。
所述的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，所述的步骤4(3)中，当进行2次正浮选精选时，第一次正浮选精选得到的一次正浮选尾矿返回步骤4(2)中的加入有抑制剂六偏磷酸钠、捕收剂油酸钠的脱硅矿浆中，共同进行正浮选粗选；第二次正浮选精选得到的二次正浮选尾矿返回步骤4(3)中的加入有捕收剂油酸钠的正浮选粗精矿浆中，共同进行第一次正浮选精选。
所述的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法中，对反浮选粗精矿和正浮选粗精矿分别进行反浮选精选和正浮选精选的具体次数取决于原料性质及最终产品的要求。
所述的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法中，获得的水镁石精矿，其含有的成分及各个成分的重量百分比分别为：MgO：65～68％，SiO2≤0.6％，CaO≤0.6％，TFe≤0.5％，LOI 29～31％，余量为杂质。
所述的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法中，获得的水镁石精矿中的MgO回收率按重量百分比为65～85％。
所述的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法中，利用强磁选机在0.8～1.0T的磁场强度下，通过磁场作用力，脱除水镁石粉中的含铁脉石矿物，使磁选精矿中含铁品位≤0.5％，从而降低含铁矿物对后续浮选作业的影响。
与现有技术相比，本发明的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，其特点和有益效果是：
1.本发明的方法与现有技术相比，所处理的矿石中脉石矿物种类多，矿石品位低，原矿中的SiO2、CaO、TFe的含量均较高。
2.本发明的高硅高钙高铁低品级水镁石的提纯方法，第一步先强磁选脱除大部分含铁脉石矿物，改善后续的浮选环境；第二步反浮选脱除了大部分的含硅脉石矿物；第三步正浮选分选出水镁石，脱除含钙脉石矿物。
3.本发明的高硅高钙高铁低品级水镁石的提纯方法，对我国同类型低品级水镁石的开发利用提供了一种方法，且该提纯工艺运行平稳，精矿产品质量高，最终可获得MgO品位最低为65％，回收率70～85％的水镁石精矿。
4.本发明的高硅高钙高铁低品级水镁石提纯方法所处理的矿石中钙、硅、铁等脉石矿物含量高，提纯后获得的水镁石精矿纯度高，选别效果好，对我国高硅高钙高铁型低品级水镁石资源的开发利用提供了一种提纯方法，对该类水镁石的的高效利用具有重要意义。
附图说明
图1是本发明实施例的高硅高钙高铁低品级水镁石的提纯方法工艺流程图。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明作进一步的详细说明。
本发明实施例中采用的十二胺、油酸钠、六偏磷酸钠、NaOH均为化学纯，水玻璃、松醇油为工业级产品。
本发明实施例中采用的强磁选设备为XCQS型强磁选机，反浮选设备为XFDⅣ型单槽式浮选机，采用的正浮选设备为XFLB型微型闭路连续浮选机。
本发明实施例中选用的高硅高钙高铁低品级水镁石为辽宁凤城地区矿产，矿石中主要脉石矿物为蛇纹石、白云石、磁铁矿、赤铁矿等，且脉石矿物嵌布粒度较细，有用矿物与脉石矿物较难单体解离。
本发明实施例的高硅高钙高铁低品级水镁石的提纯方法工艺流程图见图1。
实施例1
本实施例选用的高硅高钙高铁低品级水镁石，矿石中主要成分按重量百分比含MgO为51.28％，SiO2为7.35％，CaO为3.59％，TFe为2.07％，LOI为22.12％，余量为杂质；
一种高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，具体包括以下步骤：
步骤1：球磨
将高硅高钙高铁低品级水镁石经球磨机进行磨矿至单体解离，得到高硅高钙高铁低品级水镁石粉，其中，细度≤0.074mm的高硅高钙高铁低品级水镁石粉重量占总高硅高钙高铁低品级水镁石粉重量的70％；
步骤2：强磁选
将高硅高钙高铁低品级水镁石粉，采用强磁选机进行磁选，磁场强度为0.8T，脱除高硅高钙高铁低品级水镁石粉中的含铁脉石矿物，即分选出含铁尾矿，得到含铁品位≤0.5％的磁选精矿；
步骤3：反浮选脱除含硅矿物
(1)将磁选精矿放入浮选设备中，加水，得到重量浓度为30％的原矿浆；
(2)将原矿浆加入浮选设备中并搅拌均匀后，在搅拌速度1600rpm条件下，先加入抑制剂水玻璃并搅拌3min，水玻璃加入量为500g/t磁选精矿，再加入捕收剂十二胺并搅拌3min，十二胺的加入量为100g/t磁选精矿，再加入起泡剂松醇油并搅拌3min，松醇油的加入量为15g/t磁选精矿，然后进行3min反浮选粗选，分选出含硅尾矿，获得反浮选粗精矿；
(3)向反浮选粗精矿中，加入捕收剂十二胺并在搅拌速度1600rpm条件下搅拌3min，搅拌均匀后，进行2次反浮选精选，得到脱硅精矿；其中，每吨反浮选粗精矿，加入捕收剂十二胺100g；每次反浮选精选3min；
第一次反浮选精选得到的一次反浮选尾矿返回步骤3(2)中的加入有抑制剂水玻璃、捕收剂十二胺和起泡剂松醇油三种浮选药剂的原矿浆中，共同进行反浮选粗选；第二次反浮选精选得到的一次反浮选尾矿返回步骤3(3)中的加入有捕收剂十二胺的反浮选粗精矿中，共同进行第一次反浮选精选。
步骤4：正浮选脱除含钙矿物
(1)向脱硅精矿中加水，制得质量浓度为30％的脱硅矿浆，在搅拌速度为2000rpm的条件下调浆2min，向脱硅矿浆中加入NaOH，调节脱硅矿浆的pH值为10并调浆2min；
(2)向pH值为10的脱硅矿浆中，在搅拌速度为2000rpm下，加入抑制剂六偏磷酸钠并搅拌3min，六偏磷酸钠加入量为200g/t脱硅精矿，再加入捕收剂油酸钠搅拌3min，油酸钠的加入量为2000g/t脱硅精矿，然后进行3min正浮选粗选，分选出含钙尾矿和正浮选粗精矿；
(3)向正浮选粗精矿中加入水调浆，得到重量浓度为30％的正浮选粗精矿浆；
向正浮选粗精矿浆中，加入捕收剂油酸钠，在搅拌速度为2000rpm条件下搅拌2min，搅拌均匀后，进行1次正浮选精选3min，得到水镁石精矿；其中，每吨正浮选粗精矿中，加入捕收剂油酸钠的质量为300g。
本实施例的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法中，获得的水镁石精矿，其含有的成分及各个成分的重量百分比分别为：MgO为67.71％，SiO2为0.46％，CaO为0.52％，TFe为0.23％，LOI为31％，余量为杂质；
第一次正浮选精选得到的一次正浮选尾矿返回步骤4(2)中的加入有抑制剂六偏磷酸钠、捕收剂油酸钠的脱硅矿浆中，共同进行正浮选粗选。
本实施例所获得的水镁石精矿中MgO重量占原料中MgO总重量的73.38％。
实施例2
本实施例所使用的高硅高钙高铁型低品级水镁石原料中主要成分按重量百分比含MgO为58.28％，SiO2为2.13％，CaO为1.36％，TFe为7.52％，LOI为27.63％，余量为杂质；
一种高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，包括以下步骤：
步骤1：球磨
将高硅高钙高铁低品级水镁石进行磨矿至单体解离，得到高硅高钙高铁低品级水镁石粉，其中，细度≤0.074mm的高硅高钙高铁低品级水镁石粉重量占总高硅高钙高铁低品级水镁石粉重量的85％；
步骤2：强磁选
将高硅高钙高铁低品级水镁石粉，采用强磁选机进行磁选，磁场强度为1.0T，脱除高硅高钙高铁低品级水镁石粉中的含铁脉石矿物，即分选出含铁尾矿，得到含铁品位≤0.5％的磁选精矿；
步骤3：反浮选脱除含硅矿物
(1)将磁选精矿放入浮选设备中，然后加水制成重量浓度30％的原矿浆；
(2)将原矿浆加入浮选设备中并搅拌均匀后，在搅拌速度2000rpm条件下，先加入抑制剂水玻璃并搅拌2min，水玻璃加入量为1000g/t磁选精矿，再加入捕收剂十二胺并搅拌2min，十二胺的加入量为300g/t磁选精矿，再加入起泡剂松醇油并搅拌2min，松醇油的加入量为5g/t磁选精矿，然后进行3min反浮选粗选，分选出含硅尾矿，获得反浮选粗精矿；
(3)向反浮选粗精矿中，加入捕收剂十二胺，在搅拌速度2000rpm条件下搅拌2min，搅拌均匀后，进行1次反浮选精选，得到脱硅精矿；其中，每吨反浮选粗精矿，加入捕收剂十二胺为50g，每次反浮选精选3min；
第一次反浮选精选得到的一次反浮选尾矿返回步骤3(2)中的加入有抑制剂水玻璃、捕收剂十二胺和起泡剂松醇油三种浮选药剂的原矿浆中，共同进行反浮选粗选；
步骤4：正浮选脱除含钙矿物
(1)向脱硅精矿中加水，制得质量浓度为30％的脱硅矿浆，在搅拌速度为1800rpm的条件下调浆2min，然后向脱硅矿浆中加入NaOH调节矿浆pH值为11并调浆2min；
(2)向pH值为11的脱硅矿浆中，在搅拌速度为1800rpm下，然后加入抑制剂六偏磷酸钠并搅拌2min，六偏磷酸钠加入量为50g/t脱硅精矿，再加入捕收剂油酸钠搅拌3min，油酸钠的加入量为800g/t脱硅精矿，然后进行4min正浮选粗选，分选出含钙尾矿和正浮选粗精矿；
(3)向正浮选粗精矿中加入水调浆，得到重量浓度为20％的正浮选粗精矿浆；
向正浮选粗精矿浆中，加入捕收剂油酸钠，在搅拌速度为1800rpm条件下搅拌3min，搅拌均匀后，进行2次正浮选精选4min，得到水镁石精矿；其中，每吨正浮选粗精矿中，加入捕收剂油酸钠的质量为500g。
本实施例的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法中，获得的水镁石精矿，其含有的成分及各个成分的重量百分比分别为：MgO为67.23％，SiO2为0.23％，CaO为0.31％，TFe为0.36％，LOI为29％，余量为杂质；
第一次正浮选精选获得的一次正浮选尾矿返回步骤4(2)中的加入有抑制剂六偏磷酸钠和捕收剂油酸钠的脱硅矿浆中，共同进行正浮选粗选，第二次正浮选精选获得的二次正浮选尾矿返回到加入有捕收剂油酸钠的正浮选粗选精矿浆中，共同进行第一次正浮选精选；
本实施例所获得的水镁石精矿中MgO重量占原料中MgO总重量的83.51％。
实施例3
本实施例所使用的高硅高钙高铁型低品级水镁石原料中主要成分按重量百分比含MgO为54.57％，SiO2为5.14％，CaO为6.78％，TFe为4.81％，LOI为25.53％，余量为杂质；
一种高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，包括以下步骤：
步骤1：球磨
将高硅高钙高铁低品级水镁石经球磨机至单体解离，得到高硅高钙高铁低品级水镁石粉，其中，细度≤0.074mm的高硅高钙高铁低品级水镁石粉重量占总高硅高钙高铁低品级水镁石粉重量的80％；
步骤2：强磁选
将高硅高钙高铁低品级水镁石粉，采用强磁选机进行磁选，磁场强度为0.8T，脱除高硅高钙高铁低品级水镁石粉中的含铁脉石矿物，即分选出含铁尾矿，得到含铁品位≤0.5％的磁选精矿；
步骤3：反浮选脱除含硅矿物
(1)将磁选精矿放入浮选设备中，然后加水制成重量浓度20％的原矿浆；
(2)将原矿浆加入浮选设备中并搅拌均匀后，在搅拌速度1800rpm条件下，先加入抑制剂水玻璃并搅拌4min，水玻璃加入量为800g/t磁选精矿，再加入捕收剂十二胺并搅拌4min，十二胺的加入量为200g/t磁选精矿，再加入起泡剂松醇油并搅拌4min，松醇油的加入量为10g/t磁选精矿，然后进行4min反浮选粗选，分选出含硅尾矿，获得反浮选粗精矿；
(3)向反浮选粗精矿中，加入捕收剂十二胺并在搅拌速度1800rpm条件下搅拌4min，搅拌均匀后，进行2次反浮选精选，得到脱硅精矿；其中，每吨反浮选粗精矿，加入捕收剂十二胺70g；每次反浮选精选4min；
第一次反浮选精选得到的一次反浮选尾矿返回步骤3(2)中的加入有抑制剂水玻璃、捕收剂十二胺和起泡剂松醇油三种浮选药剂的原矿浆中，共同进行反浮选粗选；第二次反浮选精选得到的二次反浮选尾矿返回步骤3(3)中的加入有捕收剂十二胺的反浮选粗精矿中，共同进行第一次反浮选精选。
步骤4：正浮选脱除含钙矿物
(1)向脱硅精矿中加水，制得质量浓度为20％的脱硅矿浆，在搅拌速度为2000rpm的条件下调浆4min，然后加入NaOH调节矿浆pH值为10并调浆4min；
(2)向pH值为10的脱硅矿浆中，在搅拌速度为2000rpm下，然后加入抑制剂六偏磷酸钠并搅拌4min，六偏磷酸钠加入量为150g/t脱硅精矿，再加入捕收剂油酸钠搅拌4min，油酸钠的加入量为1500g/t脱硅精矿，然后进行4min正浮选粗选，分选出含钙尾矿和正浮选粗精矿；
(3)向正浮选粗精矿中加入水调浆，得到重量浓度为40％的正浮选粗精矿浆；
向正浮选粗精矿浆中，加入捕收剂油酸钠在搅拌速度为2000rpm条件下搅拌4min，搅拌均匀后，进行2次正浮选精选4min，得到水镁石精矿；其中，每吨正浮选粗精矿中，加入捕收剂油酸钠的质量为400g。
本实施例的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法中，获得的水镁石精矿，其含有的成分及各个成分的重量百分比分别为：MgO为67.98％，SiO2为0.33％，CaO为0.27％，TFe为0.21％，LOI为30.75％余量为杂质；
第一次正浮选精选获得的一次正浮选尾矿返回步骤4(2)中的加入有抑制剂六偏磷酸钠和捕收剂油酸钠的脱硅矿浆中，共同进行正浮选粗选，第二次正浮选精选获得的二次正浮选尾矿返回到加入有捕收剂油酸钠的正浮选粗选精矿浆中，共同进行第一次正浮选精选；
本实施例所获得的水镁石精矿中MgO重量占原料中MgO总重量的81.19％。
Claims (10)
1.一种高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，其特征在于，包括以下步骤：
步骤1：球磨
将高硅高钙高铁低品级水镁石，进行磨矿至单体解离，得到高硅高钙高铁低品级水镁石粉，其中，细度≤0.074mm的高硅高钙高铁低品级水镁石粉重量占总高硅高钙高铁低品级水镁石粉重量的70～85％；
所述的高硅高钙高铁低品级水镁石，含有的成分及各个成分的质量百分比为：MgO 50～60％，SiO2 1～10％，CaO 1～10％，TFe 1～10％，LOI 20～30％，余量为杂质；
步骤2：强磁选
将高硅高钙高铁低品级水镁石粉，采用强磁选机进行磁选，磁场强度为0.8～1.0T，脱除高硅高钙高铁低品级水镁石粉中的含铁脉石矿物，得到含铁品位≤0.5％的磁选精矿；
步骤3：反浮选脱除含硅矿物
(1)向磁选精矿中，加水，得到磁选精矿的质量浓度为20～30％的原矿浆；
(2)将原矿浆加入浮选设备中并搅拌均匀后，依次加入抑制剂水玻璃、胺类捕收剂和起泡剂松醇油三种浮选药剂，每次加药后均搅拌2～4min，随后进行反浮选粗选，分选出含硅的尾矿，获得反浮选粗精矿；其中，每种浮选药剂加入量为：每吨磁选精矿中，抑制剂水玻璃加入量为500～1000g，胺类捕收剂加入量为100～300g，起泡剂松醇油加入量为5～15g；
(3)向反浮选粗精矿中，加入胺类捕收剂并搅拌均匀后，进行1～2次反浮选精选，得到脱硅精矿；其中，每吨反浮选粗精矿，加入胺类捕收剂50～100g；
步骤4：正浮选脱除含钙矿物
(1)向脱硅精矿中加水，制得质量浓度为20～30％的脱硅矿浆，向脱硅矿浆中加入NaOH，调节脱硅矿浆的pH值为10～11；
(2)向pH值为10～11的脱硅矿浆中，在搅拌速度为1800～2000rpm下，依次加入抑制剂六偏磷酸钠、捕收剂油酸钠，每次加药后均搅拌2～4min，再进行正浮选粗选，分选出含钙的尾矿，获得正浮选粗精矿；其中，每吨脱硅精矿中，抑制剂六偏磷酸钠的加入量为50～200g，油酸钠的加入量为800～2000g；
(3)向正浮选粗精矿中加水调浆，得到重量浓度为20～40％的正浮选粗精矿浆；
向正浮选粗精矿浆中，加入捕收剂油酸钠并搅拌均匀，然后进行1～2次正浮选精选，得到水镁石精矿；其中，每吨正浮选粗精矿中，加入捕收剂油酸钠的质量为300～500g。
2.如权利要求1所述的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，其特征在于，所述的步骤3(2)中，原矿浆加入浮选设备中，搅拌均匀的工艺为：搅拌速度为1500～2000rpm，搅拌时间为2～4min。
3.如权利要求1所述的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，其特征在于，所述的步骤3(2)中，反浮选粗选的时间为3～5min。
4.如权利要求1所述的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，其特征在于，所述的步骤3(3)中，向反浮选粗精矿中，加入胺类捕收剂后，搅拌均匀的工艺条件为：搅拌速度为1500～2000rpm，搅拌时间为2～4min。
5.如权利要求1所述的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，其特征在于，所述的步骤3(3)中，反浮选精选的时间为2～3min。
6.如权利要求1所述的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，其特征在于，所述的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，所述的步骤3(3)中，进行1次反浮选精选时，第一次反浮选精选得到的一次反浮选尾矿返回步骤3(2)中的加入有抑制剂水玻璃、胺类捕收剂、起泡剂松醇油三种浮选药剂的原矿浆中，共同进行反浮选粗选；
所述的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，所述的步骤3(3)中，当进行2次反浮选精选时，第一次反浮选精选得到的一次反浮选尾矿返回步骤3(2)中的加入有抑制剂水玻璃、胺类捕收剂、起泡剂松醇油三种浮选药剂的原矿浆中，共同进行反浮选粗选；第二次反浮选精选得到的二次反浮选尾矿返回步骤3(3)中的加入有胺类捕收剂的反浮选粗精矿中，共同进行第一次反浮选精选。
7.如权利要求1所述的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，其特征在于，所述的步骤4(3)中，所述的向正浮选粗精矿浆中，加入捕收剂油酸钠后，搅拌均匀的工艺参数为：搅拌速度为1500～2000rpm，搅拌时间为2～4min，正浮选粗选的时间为2～3min。
8.如权利要求1所述的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，其特征在于，所述的步骤4(3)中，正浮选精选的时间为2～3min。
9.如权利要求1所述的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，其特征在于，所述的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，所述的步骤4(3)中，当进行1次正浮选精选时，第一次正浮选精选得到的一次正浮选尾矿返回步骤4(2)中的加入有抑制剂六偏磷酸钠、捕收剂油酸钠的脱硅矿浆中，共同进行正浮选粗选；
所述的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，所述的步骤4(3)中，当进行2次正浮选精选时，第一次正浮选精选得到的一次正浮选尾矿返回步骤4(2)中的加入有抑制剂六偏磷酸钠、捕收剂油酸钠的脱硅矿浆中，共同进行正浮选粗选；第二次正浮选精选得到的二次正浮选尾矿返回步骤4(3)中的加入有捕收剂油酸钠的正浮选粗精矿浆中，共同进行第一次正浮选精选。
10.如权利要求1～9任意一项所述的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法，其特征在于，所述的高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法中，获得的水镁石精矿，其含有的成分及各个成分的重量百分比分别为：MgO：65～68％，SiO2≤0.6％，CaO≤0.6％，TFe≤0.5％，LOI 29～31％，余量为杂质。
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|---|---|---|---|
| PB01 | Publication | ||
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| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
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| WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication | ||
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Application publication date: 20181019 |