CN101972710A - 一种中低品位磷块岩双反浮选工艺 - Google Patents
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Abstract
一种中低品位磷块岩双反浮选工艺,其特征在于,磷块岩原矿经磨到浮选要求的粒度后,加入反浮选脱镁调整剂和捕收剂,进行镁粗选作业,镁粗选槽内为脱镁粗精矿;镁粗选泡沫加入调整剂后,进行镁再选作业,镁再选槽内为脱镁中矿,镁再选泡沫为碳酸盐尾矿;在脱镁后的槽内矿浆中加入脱硅分散剂和脱硅捕收剂,进行脱硅粗选Ⅰ作业;再加入脱硅捕收剂和非极性油进行脱硅粗选Ⅱ作业,硅粗选槽内为精矿;硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后,加入脱硅捕收剂,进行硅再选,硅再选槽内为脱硅中矿,硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿;脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。本发明工艺可以增加对硅质脉石矿物捕收,提高分选效率,降低反浮选脱硅捕收剂耗量。
Description
技术领域
本发明涉及一种磷块岩的浮选工艺,尤其是涉及一种中低品位磷块岩双反浮选工艺。
背景技术
磷块岩是重要的不可再生的资源。它在农业中的应用是不可替代和不可再生的。磷块岩需要通过浮选法加工,以降低伴生脉石矿物(如石英、玉髓、黏土、长石、云母、白云石和方解石)的含量,以满足酸法加工磷肥用磷矿要求。
我国磷矿资源以成矿年代古老、含P2O5中低品位、硅钙质难选沉积磷块岩矿石为主体。浮选此类型的磷矿石,不仅要求除去碳酸盐脉石矿物(主要是白云石),而且要求排出部分硅酸盐脉石矿物(主要是石英、玉髓、长石类)。单一反浮选(脱镁或脱硅)和单一正浮选(脱硅)难以满足磷肥用矿质量要求。对这种类型矿石的选别,目前普遍采用联合浮选法进行富集,通常应用的浮选工艺是正-反浮选(如中国公开专利文献CN 101020159A和CN 2005100412816)和双反浮选。与正浮选脱硅相比,反浮选硅质脉石矿物的浮选流程,符合“少浮多抑”浮选原则,可以在常温下实现,分选效率高。磷块岩双反浮选是磷矿浮选发展的趋势。
磷块岩传统双反浮选是由反浮选脱镁和反浮选脱硅联合组成,矿石磨细后,在弱酸性条件下(pH=5~6),用脂肪酸皂类捕收剂浮出白云石等碳酸盐矿物,槽内矿浆中加入有机胺类阳离子捕收剂浮出石英、玉髓等硅质矿物,最 终获得优质磷精矿。在反浮选脱硅中,胺类阳离子捕收剂对矿泥敏感,RNH3 +易吸附矿泥颗粒表面,导致捕收剂消耗量增大,而且常会产生大量粘性泡沫。胺类捕收剂的选择性相对较差,同时兼具起泡性能,用量添加过多,常会使浮选过程恶化,降低浮选分离效率。
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,提供一种增加对硅质脉石矿物捕收、提高分选效率、降低反浮选脱硅捕收剂耗量的中低品位磷块岩双反浮选工艺。
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。本发明是一种中低品位磷块岩双反浮选工艺,其特点是,其步骤是:
(1)磷块岩原矿经磨到浮选要求的粒度后,加入反浮选脱镁调整剂5~15kg/t原矿和脱镁捕收剂0.8~2.5kg/t原矿,进行镁粗选作业,镁粗选槽内为脱镁粗精矿;镁粗选泡沫加入不高于1kg/t原矿的调整剂后,进行镁再选作业,镁再选槽内为脱镁中矿,脱镁中矿循序返回镁粗选,镁再选泡沫为碳酸盐尾矿;镁粗选浮选时间为5~8分钟,镁再选时间为4~6分钟;所述脱镁调整剂选自硫酸、磷酸或者硫酸与磷酸按质量比1∶0.5-2组成的混合物,脱镁捕收剂为烷基脂肪酸的皂化物;
(2)在脱镁后的槽内矿浆中,加入脱硅分散剂80~350g/t原矿和脱硅捕收剂30~100g/t原矿,进行脱硅粗选Ⅰ作业;再加入脱硅捕收剂100~250g/t原矿和非极性油10~30g/t原矿,进行脱硅粗选Ⅱ作业,硅粗选槽内为精矿;硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后,加入不高于50g/t原矿的脱硅捕收剂,进行硅再选,硅再选槽内为脱硅中矿,硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿;硅粗选Ⅰ的时间为1~3分钟,硅粗选Ⅱ的时间为2~4分钟,硅再选的时间为2~4分钟;所述脱硅分散剂为碱金属的磷酸盐,脱硅捕 收剂为烷基脂肪胺或烷基醚胺的醋酸盐或盐酸盐,非极性油为柴油或煤油;脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。
以上所述的中低品位磷块岩双反浮选工艺的步骤(1)中,当所述的脱镁调整剂为硫酸与磷酸的混合物时,其质量比优选为1∶1。步骤(2)中所述碱金属的磷酸盐优选为六偏磷酸钠、三聚磷酸钠或者焦磷酸钠。
本发明的双反浮选中脱硅工艺与一般反浮选脱硅采用的“分批加药”或“分批浮选”工艺不同。后者只是通过简单地分多次添加捕收剂,降低反浮选脱硅捕收剂总用量。而本发明的脱硅反浮选工艺是有针对性的药剂分两次添加。在脱硅粗选Ⅰ作业添加碱金属磷酸盐类分散剂,增加磷酸盐矿物与硅质脉石矿物的静电斥力,有利于细泥和颗粒小硅质脉石矿物的分散,增加分选的选择性。在矿粒充分分散后,加入少量的脱硅捕收剂,优先在细泥和细粒硅质脉石矿物表面吸附,这样粗选Ⅰ可以排出大量的细泥和细粒硅质脉石矿物,减少其对后续浮选作业的影响。在硅粗选Ⅱ作业加入脱硅捕收剂和非极性油的组合,将粗粒硅质脉石矿物浮出。非极性油呈液滴状附着矿粒上,提高气泡和颗粒的粘附力和弹性,增加了可浮性矿物的疏水性,利于粗颗粒上浮。非极性油同时能改善泡沫的矿化作用和排水速率,利于泡沫的兼并,因而减少了颗粒的机械夹带,达到更好的选择性。
本发明的脱硅中矿与硅粗选后的精矿合并成综合磷精矿产品,并不返回浮选作业,即反浮选脱硅是开路浮选流程。这样不仅可以使脱硅反浮选流程简单通畅,易控制和操作,而且避免了脱硅中矿(含一定量矿泥)返回对反浮选脱硅的影响。由于本发明工艺在脱硅粗选作业中,增强了对硅质脉石矿物的捕收且提高了分选的选择性,使脱硅粗选后的精矿质量优于普通双反浮选,使合并后的综合磷精矿也能满足磷肥用矿要求。
附图说明
图1为本发明的一种结构示意图。图中:X1、X2为尾矿,K为精矿,П为脱硅中矿。
具体实施方式
以下参照附图,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。参照图1。一种中低品位磷块岩双反浮选工艺,其步骤是:
(1)磷块岩原矿经磨到浮选要求的粒度后,加入反浮选脱镁调整剂5kg/t原矿和脱镁捕收剂0.8kg/t原矿,进行镁粗选作业,镁粗选槽内为脱镁粗精矿;镁粗选泡沫加入1kg/t原矿的调整剂后,进行镁再选作业,镁再选槽内为脱镁中矿,脱镁中矿循序返回镁粗选,镁再选泡沫为碳酸盐尾矿;镁粗选浮选时间为5分钟,镁再选时间为4分钟;所述脱镁调整剂选自硫酸、磷酸或者硫酸与磷酸按质量比1∶0.5组成的混合物,脱镁捕收剂为烷基脂肪酸的皂化物;
(2)在脱镁后的槽内矿浆中,加入脱硅分散剂80g/t原矿和脱硅捕收剂30g/t原矿,进行脱硅粗选Ⅰ作业;再加入脱硅捕收剂100g/t原矿和非极性油10g/t原矿,进行脱硅粗选Ⅱ作业,硅粗选槽内为精矿;硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后,加入脱硅捕收剂10g/t原矿,进行硅再选,硅再选槽内为脱硅中矿,硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿;硅粗选Ⅰ的时间为1分钟,硅粗选Ⅱ的时间为2分钟,硅再选的时间为2分钟;所述脱硅分散剂为碱金属的磷酸盐,脱硅捕收剂为烷基脂肪胺或烷基醚胺的醋酸盐或盐酸盐,非极性油为柴油或煤油;脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。
实施例2。参照图1。一种中低品位磷块岩双反浮选工艺,其步骤是:
(1)磷块岩原矿经磨到浮选要求的粒度后,加入反浮选脱镁调整剂15kg/t 原矿和脱镁捕收剂2.5kg/t原矿,进行镁粗选作业,镁粗选槽内为脱镁粗精矿;镁粗选泡沫加入0.1kg/t原矿的调整剂后,进行镁再选作业,镁再选槽内为脱镁中矿,脱镁中矿循序返回镁粗选,镁再选泡沫为碳酸盐尾矿;镁粗选浮选时间为8分钟,镁再选时间为6分钟;所述脱镁调整剂选自硫酸、磷酸或者硫酸与磷酸按质量比1∶2组成的混合物,脱镁捕收剂为烷基脂肪酸的皂化物;
(2)在脱镁后的槽内矿浆中,加入脱硅分散剂350g/t原矿和脱硅捕收剂100g/t原矿,进行脱硅粗选Ⅰ作业;再加入脱硅捕收剂100~250g/t原矿和非极性油30g/t原矿,进行脱硅粗选Ⅱ作业,硅粗选槽内为精矿;硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后,加入脱硅捕收剂50g/t原矿,进行硅再选,硅再选槽内为脱硅中矿,硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿;硅粗选Ⅰ的时间为3分钟,硅粗选Ⅱ的时间为4分钟,硅再选的时间为4分钟;所述脱硅分散剂为碱金属的磷酸盐,脱硅捕收剂为烷基脂肪胺或烷基醚胺的醋酸盐或盐酸盐,非极性油为柴油或煤油;脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。
实施例3。参照图1。一种中低品位磷块岩双反浮选工艺,其步骤是:
(1)磷块岩原矿经磨到浮选要求的粒度后,加入反浮选脱镁调整剂10kg/t原矿和脱镁捕收剂1.5kg/t原矿,进行镁粗选作业,镁粗选槽内为脱镁粗精矿;镁粗选泡沫加入0.5kg/t原矿的调整剂后,进行镁再选作业,镁再选槽内为脱镁中矿,脱镁中矿循序返回镁粗选,镁再选泡沫为碳酸盐尾矿;镁粗选浮选时间为6分钟,镁再选时间为5分钟;所述脱镁调整剂选自硫酸、磷酸或者硫酸与磷酸按质量比1∶1组成的混合物,脱镁捕收剂为烷基脂肪酸的皂化物;
(2)在脱镁后的槽内矿浆中,加入脱硅分散剂200g/t原矿和脱硅捕收剂 70g/t原矿,进行脱硅粗选Ⅰ作业;再加入脱硅捕收剂150g/t原矿和非极性油20g/t原矿,进行脱硅粗选Ⅱ作业,硅粗选槽内为精矿;硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后,加入脱硅捕收剂1g/t原矿,进行硅再选,硅再选槽内为脱硅中矿,硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿;硅粗选Ⅰ的时间为2分钟,硅粗选Ⅱ的时间为3分钟,硅再选的时间为3分钟;所述脱硅分散剂为碱金属的磷酸盐,脱硅捕收剂为烷基脂肪胺或烷基醚胺的醋酸盐或盐酸盐,非极性油为柴油或煤油;脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。
实施例4。实施例1或2或3所述的中低品位磷块岩双反浮选工艺,的步骤(2)中所述碱金属的磷酸盐为六偏磷酸钠、三聚磷酸钠或者焦磷酸钠。
实施例5。参照图1。中低品位磷块岩双反浮选实验一。四川某地磷块岩矿石,采用双反浮选工艺,它包括如下步骤:
(1)将原矿经磨到-200目含量75%后,加入硫酸和磷酸的混合物(1∶1)7.0kg/t和捕收剂脂肪酸皂1.25kg/t,进行镁粗选作业。镁粗选泡沫加入0.50kg/t混酸后,进行镁再选作业,镁再选槽内为脱镁中矿,镁再选泡沫为碳酸盐尾矿X1。
(2)在脱镁后的槽内矿浆中,加入六偏磷酸钠120g/t和捕收剂十二烷基醚丙胺(ON12)的醋酸盐40g/t,进行脱硅粗选Ⅰ作业;再加入捕收剂ON12120g/t和柴油24g/t,进行脱硅粗选Ⅱ作业。硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后,加入捕收剂20g/t,进行硅再选,硅再选槽内为脱硅中矿П,硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿X2。
(3)脱镁中矿循序返回脱镁粗选,脱硅中矿与精矿合并成综合精矿。
(4)镁粗选浮选时间6分钟,镁再选5分钟,硅粗选Ⅰ1.5分钟,硅粗选Ⅱ2分钟,硅再选2.5分钟。
表1是本实验一工艺与传统双反浮选(脱硅分批浮选)在相同的脱镁工艺条件下的对比试验结果。
表1 四川某地磷块岩矿石试验结果
由表1试验结果可见,在反浮选脱镁相同的工艺下,采用本发明工艺脱硅,硅质脉石矿物尾矿X2产率增加、P2O5%品位降低。脱硅选矿效率增加,且捕收剂ON12用量下降。
实施例6。参照图1。中低品位磷块岩双反浮选实验二。
湖北某地磷块岩矿石,采用双反浮选工艺,它包括如下步骤:
(1)将原矿经磨到-200目含量60%后,加入磷酸8.0kg/t和捕收剂脂肪酸皂2.40kg/t,进行镁粗选作业。镁粗选泡沫加入0.50kg/t磷酸后,进行镁再选作业,镁再选槽内为脱镁中矿,镁再选泡沫为碳酸盐尾矿X1。
(2)在脱镁后的槽内矿浆中,加入三聚磷酸钠200g/t和捕收剂十二胺(DAA)的盐酸盐50g/t,进行脱硅粗选Ⅰ作业;再加入十二胺的盐酸盐150g/t和煤油35g/t,进行脱硅粗选Ⅱ作业。硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后,加入捕收剂10g/t,进行硅再选,硅再选槽内为脱硅中矿П,硅再选泡沫为硅质脉石 矿物尾矿X2。
(3)脱镁中矿循序返回脱镁粗选,脱硅中矿与精矿合并成综合精矿。
(4)镁粗选浮选时间7分钟,镁再选6分钟,硅粗选Ⅰ2分钟,硅粗选Ⅱ2分钟,硅再选3分钟。
表2是本实验二与传统双反浮选(脱硅分批浮选)在相同的脱镁工艺条件下的对比试验结果。
表2 湖北某地磷块岩矿石试验结果
Claims (3)
1.一种中低品位磷块岩双反浮选工艺,其特征在于,其步骤是:
(1)磷块岩原矿经磨到浮选要求的粒度后,加入反浮选脱镁调整剂5~15kg/t原矿和脱镁捕收剂0.8~2.5kg/t原矿,进行镁粗选作业,镁粗选槽内为脱镁粗精矿;镁粗选泡沫加入不高于1kg/t原矿的调整剂后,进行镁再选作业,镁再选槽内为脱镁中矿,脱镁中矿循序返回镁粗选,镁再选泡沫为碳酸盐尾矿;镁粗选浮选时间为5~8分钟,镁再选时间为4~6分钟;所述脱镁调整剂选自硫酸、磷酸或者硫酸与磷酸按质量比1∶0.5-2组成的混合物,脱镁捕收剂为烷基脂肪酸的皂化物;
(2)在脱镁后的槽内矿浆中,加入脱硅分散剂80~350g/t原矿和脱硅捕收剂30~100g/t原矿,进行脱硅粗选Ⅰ作业;再加入脱硅捕收剂100~250g/t原矿和非极性油10~30g/t原矿,进行脱硅粗选Ⅱ作业,硅粗选槽内为精矿;硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后,加入不高于50g/t原矿的脱硅捕收剂,进行硅再选,硅再选槽内为脱硅中矿,硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿;硅粗选Ⅰ的时间为1~3分钟,硅粗选Ⅱ的时间为2~4分钟,硅再选的时间为2~4分钟;所述脱硅分散剂为碱金属的磷酸盐,脱硅捕收剂为烷基脂肪胺或烷基醚胺的醋酸盐或盐酸盐,非极性油为柴油或煤油;脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。
2.根据权利要求1所述的中低品位磷块岩双反浮选工艺,其特征在于:步骤(1)中,当所述的脱镁调整剂为硫酸与磷酸的混合物时,其质量比为1∶1。
3.根据权利要求1所述的中低品位磷块岩双反浮选工艺,其特征在于:步骤(2)中所述碱金属的磷酸盐为六偏磷酸钠、三聚磷酸钠或者焦磷酸钠。
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