CN104437885A

CN104437885A - 一种胶磷矿分级反浮选脱硅方法

Info

Publication number: CN104437885A
Application number: CN201410633923.0A
Authority: CN
Inventors: 刘养春; 徐会会; 宋文义; 刘升林; 朱孔金
Original assignee: Bluestar Lehigh Engineering Institute
Current assignee: Bluestar Lehigh Engineering Institute
Priority date: 2014-11-12
Filing date: 2014-11-12
Publication date: 2015-03-25

Abstract

本发明是一种胶磷矿分级反浮选脱硅方法，其步骤如下：胶磷矿反浮选脱镁后的槽内产品进入分级设备，将槽内产品按颗粒大小分为粗粒级和细粒级两部分；所述的粗粒级部分为颗粒粒度大于或者等于分级设备分离粒度，细粒级部分为颗粒小于分级设备分离粒度；粗粒级部分进入搅拌槽，分别加入调整剂和捕收剂进行调浆，调浆后的物料进入反浮选系统进行反浮选脱硅，槽内产品为粗颗粒反浮选脱硅精矿；细粒级部分进入洗矿机脱除细泥，进入搅拌槽分别加入调整剂和捕收剂进行调浆，调浆后的物料进入反浮选系统进行反浮选脱硅，槽内产品为细颗粒反浮选脱硅精矿与粗颗粒脱硅精矿合并为最终磷精矿。本发明只将细粒部分进行脱泥处理，避免了粗细粒之间相互干扰和大量有用矿的损失，节省了脱泥成本。提高了分选效率，保证了精矿的质量，降低了磷精矿的综合成本。

Description

一种胶磷矿分级反浮选脱硅方法

技术领域

本发明涉及一种磷矿浮选工艺，特别是一种含泥较多的胶磷矿分级反浮选脱硅方法。

背景技术

硅质胶磷矿是世界磷矿资源的主要组成部分，是磷矿资源中储量最大最为难处理的矿石。目前，采用浮选的方法将有用矿石富集是处理此类矿石最为常用也是最为有效的方法。对于易选别的高品位磷矿，通过单一的正浮选或反浮选流程就可得到高品质的磷精矿，而对于中低品位的胶磷矿，需要同时排除碳酸盐脉石矿物和大部分的硅酸盐脉石，才能满足磷肥的加工要求。经过多年的研究攻关，碳酸盐的脱除工艺已经比较成熟，由于硅酸盐的杂质种类复杂，嵌布粒度不一，难于脱除，尤其是含泥的胶磷矿，硅酸盐脉石粒度细，比表面积大，在磷矿脉石中占了绝大部分，如果不脱除此类脉石，磷精矿中的有用成分难以富集。脉石硅酸盐的脱除分为正浮选脱硅和反浮选脱硅。正浮选脱硅主要使用脂肪酸为捕收剂将磷酸盐和碳酸盐矿物浮选出来，硅酸盐脉石留在矿浆内以达到有用矿石富集的目的。正浮选脱硅可获得好的浮选指标，但是也存在明显的不足：上浮量太大，占原矿的70%以上，浮选过程不易控制；使用的脂肪酸类捕收剂，用量大，受温度影响明显，常需要高温浮选；选矿成本高。反浮选脱硅主要使用阳离子捕收剂将硅酸盐脉石浮出，磷酸盐矿留在矿浆中以达到分离的目的。该工艺可在常温、较粗粒度的条件下进行。对于难选的硅钙质胶磷矿，反浮选脱硅是最理想的工艺流程，不仅符合“浮少抑多”的浮选原则，且还具有所需药剂种类少，药剂用量较低，分选效率高，工艺指标优，最终精矿为槽内产品易于脱水等优点。但反浮选也存在脱硅也存在较大的局限性，矿泥对阳离子选硅捕收剂影响较大，导致泡沫过多、过粘，使得浮选过程难以正常进行。为了解决细泥的问题，采用的方法主要有：加入消泡剂或者絮凝剂，此方法药剂量大，成本高，且效果比较差。机械脱泥，磷矿处理量大，成本高，有用矿损失过多。

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，提供一种新的胶磷矿分级反浮选脱硅方法，该方法能有效避免矿泥对反浮选脱硅的影响，同时能够有效的降低选矿成本，是一种分选性好，流程合理适合于含泥较多的中低品位胶磷矿的浮选工艺。

本发明所要解决的技术问题是通过以下技术方案实现的。本发明是一种胶磷矿分级反浮选脱硅方法，其特点是，其步骤如下：胶磷矿反浮选脱镁后的槽内产品进入分级设备，将槽内产品按颗粒大小分为粗粒级和细粒级两部分；所述的粗粒级部分为颗粒粒度大于或者等于分级设备分离粒度，细粒级部分为颗粒小于分级设备分离粒度；粗粒级部分进入搅拌槽，分别加入调整剂和捕收剂进行调浆，调浆后的物料进入反浮选系统进行反浮选脱硅，槽内产品为粗颗粒反浮选脱硅精矿；细粒级部分进入洗矿机脱除细泥，进入搅拌槽分别加入调整剂和捕收剂进行调浆，调浆后的物料进入反浮选系统进行反浮选脱硅，槽内产品为细颗粒反浮选脱硅精矿与粗颗粒脱硅精矿合并为最终磷精矿。

本发明所述的胶磷矿分级反浮选脱硅方法，进一步优选的技术方案或者技术特征是：

1.该方法所适用的胶磷矿的优选组成为：P₂O₅的含量为15%~30%，MgO的含量为1%~10%，SiO₂含量为10%~40%。也可应用于其它品位含泥较高的磷矿浮选。

2.所述分级设备的分离粒度优选介于35~40微米。、

3.粗粒级部分或细粒级的反浮选脱硅系统流程优选为粗选作业，或者由粗选和再选作业共同组成。

4.本发明所述的浮选调整剂可以为常用的浮选调整剂，优选为焦磷酸钠、三聚磷酸钠或者六偏磷酸钠，其用量分别优选为0.5~3Kg/t·浮选物料。

5.所述的反浮选脱硅捕收剂可以为常用的反浮选脱硅捕收剂，优选为多胺类阳离子捕收剂，其用量优选为0.4~1Kg/t·浮选物料。

本发明所述的一种胶磷矿分级反浮选脱硅方法，是在传统双反流程浮选工艺的基础上进一步完善，使胶磷矿双反流程更为合理。在反浮选脱镁流程和反浮选脱硅流程中增加了分级作业，只将细粒部分进行脱泥处理，避免了粗细粒之间相互干扰和大量有用矿的损失，节省了脱泥成本。提高了分选效率，保证了精矿的质量，降低了磷精矿的综合成本。

附图说明

图1是本发明胶磷矿分级反浮选脱硅方法的一种工艺流程图；

图2是本发明胶磷矿分级反浮选脱硅方法的另一种工艺流程图。

具体实施方式

参照如下工艺流程图，发明由以下实施例进一步说明，但不受这些实施例的限制。

实施例1，一种胶磷矿分级反浮选脱硅方法，其步骤如下：胶磷矿反浮选脱镁后的槽内产品进入分级设备，将槽内产品按颗粒大小分为粗粒级和细粒级两部分；所述的粗粒级部分为颗粒粒度大于或者等于分级设备分离粒度，细粒级部分为颗粒小于分级设备分离粒度；粗粒级部分进入搅拌槽，分别加入调整剂和捕收剂进行调浆，调浆后的物料进入反浮选系统进行反浮选脱硅，槽内产品为粗颗粒反浮选脱硅精矿；细粒级部分进入洗矿机脱除细泥，进入搅拌槽分别加入调整剂和捕收剂进行调浆，调浆后的物料进入反浮选系统进行反浮选脱硅，槽内产品为细颗粒反浮选脱硅精矿与粗颗粒脱硅精矿合并为最终磷精矿。

实施例2，实施例1所述的胶磷矿分级反浮选脱硅方法中：该方法所适用的胶磷矿的组成为：P₂O₅的含量为15%~30%，MgO的含量为1%~10%，SiO₂含量为10%~40%。所述分级设备的分离粒度介于35~40微米。粗粒级部分或细粒级的反浮选脱硅系统流程为粗选作业，或者由粗选和再选作业共同组成。所述的浮选调整剂为焦磷酸钠、三聚磷酸钠或者六偏磷酸钠，其用量分别为0.5~3Kg/t·浮选物料。所述的反浮选脱硅捕收剂为多胺类阳离子捕收剂，其用量为0.4~1Kg/t·浮选物料。

实施例3，一种胶磷矿分级反浮选脱硅方法实验一，参考流程图1，其步骤如下：

将含泥较多的胶磷矿在反浮选脱镁系统中将碳酸盐脉石脱除，槽内产品送入分级设备，将槽内产品按颗粒粒度的大小分为粗粒级和细粒级两部分，所述粗粒级部分的颗粒粒度大于或等于38微米级，细粒级部分的颗粒粒度小于38微米粒级。粗粒级部分进入搅拌槽，分别添加脱硅调整剂和捕收剂进行调浆，脱硅调整剂为焦磷酸钠、三聚磷酸钠或六偏磷酸钠，其用量为1.5Kg/t，脱硅捕收剂（多胺类阳离子捕收剂，下同）用量为0.6kg/t。调浆后的物料加水稀释至35%左右的矿浆进入反浮选系统进行反浮选脱硅。得到的泡沫产品再选为粗粒级脱硅尾款和中矿，中矿返回到粗粒级反浮选脱硅系统，槽内产品为粗粒级部分反浮选脱硅精矿。细粒级部分送入洗矿机脱除细泥，脱除细泥的细粒级部分进入搅拌槽分别添加脱硅调整剂和捕收剂进行调浆，脱硅调整剂为焦磷酸钠、三聚磷酸钠或六偏磷酸钠，其用量为2.0Kg/t，脱硅捕收剂用量为0.4kg/t。调浆后的物料加水稀释至35%左右进入反浮选系统进行反浮选脱硅。得到的泡沫产品再选为细粒级脱硅尾款和中矿，中矿返回到细粒级反浮选脱硅系统，槽内产品为细粒级部分反浮选脱硅精矿，与粗颗粒脱硅精矿合并为最终磷精矿。

反浮选脱镁流程可采用以下工艺：胶磷矿经破碎磨矿至一定细度，加入调整剂磷酸和脱镁捕收剂进行调浆，调浆后的物料加水稀释至35%左右的矿浆进入反浮选脱镁系统进行反浮选脱镁，流程由粗选和泡沫再选作业共同组成，泡沫产品为碳酸盐脉石浮选尾款，槽内产品为反浮选脱镁精矿。

实施例4，一种胶磷矿分级反浮选脱硅方法实验二，参考流程图2，其步骤如下：

将含泥较多的胶磷矿在反浮选脱镁系统中将碳酸盐脉石脱除，槽内产品送入分级设备，将槽内产品按颗粒粒度的大小分为粗粒级和细粒级两部分，所述粗粒级部分的颗粒粒度大于或等于38微米级，细粒级部分的颗粒粒度小于38微米粒级。粗粒级部分进入搅拌槽，分别加入脱硅调整剂和捕收剂进行调浆，脱硅调整剂为焦磷酸钠、三聚磷酸钠或六偏磷酸钠，其用量为1.5Kg/t，脱硅捕收剂用量为0.6kg/t。调浆后的物料加水稀释至35%左右的矿浆进入反浮选系统进行反浮选脱硅。得到的泡沫产品再选为粗粒级脱硅尾款和中矿，槽内产品为粗粒级部分反浮选脱硅精矿与中矿合并为粗粒级最终精矿。细粒级部分送入洗矿机脱除细泥，脱除细泥的细粒级部分进入搅拌槽分别加入脱硅调整剂和捕收剂进行调浆，脱硅调整剂为焦磷酸钠、三聚磷酸钠或六偏磷酸钠，其用量为2.0Kg/t，脱硅捕收剂用量为0.4kg/t。调浆后的物料加水稀释至35%左右进入反浮选系统进行反浮选脱硅。得到的泡沫产品再选为细粒级脱硅尾款和中矿，槽内产品为细粒级部分反浮选脱硅精矿与中矿合并为细粒级最终精矿，将粗粒级最终精矿与细粒级最终精矿合并为最终磷精矿。

实施例5，云南某胶磷矿分级反浮选脱硅试验。

来自云南的某胶磷矿，矿样中含有高岭土、粘土等泥物质。原矿中P₂O₅的含量为23.36%、MgO的含量为3.78%。矿样破碎至-2mm入棒磨机，磨矿浓度为60%，磨矿细度-200目为75%，使用实施例1中的常规方法脱除碳酸盐脉石，槽内产品为脱镁精矿送入38微米级的分级设备，将槽内产品按颗粒粒度的大小分为粗粒级和细粒级两部分，所述粗粒级部分的颗粒粒度大于或等于38微米级，细粒级部分的颗粒粒度小于38微米粒级。粗粒级部分进入搅拌槽，分别加入脱硅调整剂和捕收剂进行调浆，脱硅调整剂为三聚磷酸钠，其用量为1.5Kg/t，脱硅捕收剂用量为0.6kg/t。调浆后的物料加水稀释至35%左右的矿浆进入反浮选系统进行反浮选脱硅，脱硅流程为粗选作业。得到的泡沫产品为粗粒级脱硅尾款，槽内产品为粗粒级部分反浮选脱硅精矿。细粒级部分送入洗矿机脱除细泥，脱除细泥的细粒级部分进入搅拌槽分别加入脱硅调整剂和捕收剂进行调浆，脱硅调整剂为三聚磷酸钠，其用量为2.0Kg/t，脱硅捕收剂用量为0.4kg/t。调浆后的物料加水稀释至35%左右进入反浮选系统进行反浮选脱硅，脱硅流程为粗选作业。得到的泡沫产品为细粒级脱硅尾款，槽内产品为细粒级部分反浮选脱硅精矿，与粗颗粒级部分脱硅精矿合并为最终磷精矿。选别后可获得磷精矿P₂O₅为31.87%，MgO为0.51%，P₂O₅的回收率为83.76%。

实施例6，湖北某胶磷矿分级反浮选脱硅试验。

来自于湖北的难选硅钙质胶磷矿。原矿中P₂O₅的含量为21.53%、MgO的含量为2.38%。矿样破碎至-2mm入棒磨机，磨矿浓度为60%，磨矿细度-200目为72%，使用实例1中的常规方法脱除碳酸盐脉石，槽内产品为脱镁精矿送入38微米级的分级设备，将槽内产品按颗粒粒度的大小分为粗粒级和细粒级两部分，所述粗粒级部分的颗粒粒度大于或等于38微米级，细粒级部分的颗粒粒度小于38微米粒级。粗粒级部分进入搅拌槽，分别加入脱硅调整剂和捕收剂进行调浆，脱硅调整剂为六偏磷酸钠，其用量为1.5 Kg/t，脱硅捕收剂用量为0.8kg/t。调浆后的物料加水稀释至35%左右的矿浆进入反浮选系统进行反浮选脱硅，脱硅流程为粗选和再选作业。得到的泡沫产品再选为粗粒级脱硅尾款和中矿，槽内产品为粗粒级部分反浮选脱硅精矿与中矿合并为粗粒级最终精矿。细粒级部分送入洗矿机脱除细泥，脱除细泥的细粒级部分进入搅拌槽分别加入脱硅调整剂和捕收剂进行调浆，脱硅调整剂为六偏磷酸钠，其用量为2.0Kg/t，脱硅捕收剂用量为0.6kg/t。调浆后的物料加水稀释至35%左右进入反浮选系统进行反浮选脱硅，脱硅流程为粗选和再选作业。得到的泡沫产品再选为细粒级脱硅尾款和中矿，槽内产品为细粒级部分反浮选脱硅精矿与中矿合并为细粒级最终精矿，将粒级最终精矿与细粒级最终精矿合并为最终磷精矿。选别后可获得磷精矿P₂O₅为30.61%，MgO为0.46%，P₂O₅的回收率为85.03%。

Claims

1.一种胶磷矿分级反浮选脱硅方法，其特征在于，其步骤如下：胶磷矿反浮选脱镁后的槽内产品进入分级设备，将槽内产品按颗粒大小分为粗粒级和细粒级两部分；所述的粗粒级部分为颗粒粒度大于或者等于分级设备分离粒度，细粒级部分为颗粒小于分级设备分离粒度；粗粒级部分进入搅拌槽，分别加入调整剂和捕收剂进行调浆，调浆后的物料进入反浮选系统进行反浮选脱硅，槽内产品为粗颗粒反浮选脱硅精矿；细粒级部分进入洗矿机脱除细泥，进入搅拌槽分别加入调整剂和捕收剂进行调浆，调浆后的物料进入反浮选系统进行反浮选脱硅，槽内产品为细颗粒反浮选脱硅精矿与粗颗粒脱硅精矿合并为最终磷精矿。

2.根据权利要求1所述的胶磷矿分级反浮选脱硅方法，其特征在于：该方法所适用的胶磷矿的组成为：P₂O₅的含量为15%~30%，MgO的含量为1%~10%，SiO₂含量为10%~40%。

3.根据权利要求1所述的胶磷矿分级反浮选脱硅方法，其特征在于：所述分级设备的分离粒度介于35~40微米。

4.根据权利要求1所述的胶磷矿分级反浮选脱硅方法，其特征在于：粗粒级部分或细粒级的反浮选脱硅系统流程为粗选作业，或者由粗选和再选作业共同组成。

5. 根据权利要求1所述的胶磷矿分级反浮选脱硅方法，其特征在于：所述的浮选调整剂为焦磷酸钠、三聚磷酸钠或者六偏磷酸钠，其用量分别为0.5~3Kg/t·浮选物料。

6.根据权利要求1所述的胶磷矿分级反浮选脱硅方法，其特征在于：所述的反浮选脱硅捕收剂为多胺类阳离子捕收剂，其用量为0.4~1Kg/t·浮选物料。