CN104826740A

CN104826740A - 一种磷矿的浮选工艺

Info

Publication number: CN104826740A
Application number: CN201510228524.0A
Authority: CN
Inventors: 许元兴
Original assignee: URUMQI JINSHI WEILONG MINING INDUSTRY Co Ltd
Current assignee: URUMQI JINSHI WEILONG MINING INDUSTRY Co Ltd
Priority date: 2015-05-07
Filing date: 2015-05-07
Publication date: 2015-08-12

Abstract

本发明公开了一种磷矿的浮选工艺，(1)将胶磷矿原矿进行研磨；(2)将步骤(1)的磨矿产物进行反浮选脱镁，得到含镁的浮选泡沫和浮选底流；(3)将步骤(2)的浮选底流进行反浮选脱硫，得到第一个含硫的浮选泡沫和浮选底流；(4)将步骤(3)的浮选底流进行反浮选脱硅，得到含硅的浮选泡沫和浮选底流；(5)将步骤(4)的浮选底流进行强磁选脱铁，得到磁性产物和非磁性产物；(6)步骤(5)的非磁性产物进行再磨；(7)将步骤(6)的磨矿产物与脱硫浮选药剂作用，进行反浮选脱硫，得到第二个含硫的浮选泡沫和浮选底流；(8)将步骤(7)的浮选底流与脱铝浮选药剂作用进行反浮选脱铝，得到含铝的浮选泡沫和浮选底流。

Description

一种磷矿的浮选工艺

技术领域

本发明涉及一种磷矿浮选工艺。

背景技术

浮选法是磷矿选矿的主要方法之一。由于磷矿地质成因、杂质种类及含量的不同，磷矿浮选可有多种多样的工艺，例如常用的单一正浮选流程，单一反浮选流程，正-反浮选流程，反-正浮选流程，双反浮选流程等。

CN101020159A公开了一种磷矿浮选工艺，其特征在于采用分级正－反浮选流程，将原矿浆按颗粒粒度大小分为粗、细二个部分，浮选流程也由此开始分为二支路，分为粗、细二个粒级而分别进行正－反浮选。粗、细粒级可以根据各自的浮选特性而分别得到优化，粗粒级通过高浓度调浆而节约药剂；细粒级因加入分散剂而提高了浮选效率。分级浮选可避免混合浮选时粗细粒间的相互干扰，提高了分选效率和浮选精矿质量，降低浮选药剂消耗。所用的正浮选调整剂为碳酸钠或水玻璃，正浮选捕收剂为脂肪酸皂，反浮选调整剂为无机酸，反浮选捕收剂脂肪酸皂。分散剂为Dextrin糊精、六偏磷酸钠或木质磺酸钙。

CN101791592A涉及一种低品位难选磷矿的正浮选方法，方法具体包括：a.破碎磨矿，将原矿按1∶1的磨矿浓度磨至-0.074mm 55～60％的抛尾细度；b.正浮选：先粗选，加入抑制剂碳酸钠、高模数水玻璃、捕收剂ZJ油酸组合物搅拌，选出粗选精矿、粗选中矿和粗选尾矿；后精选，向粗选精矿加入高模数水玻璃，进行3～4次精选，选出精选中矿和产品磷精矿；后扫选，向粗选尾矿加入ZJ油酸组合物，进行2～3次扫选，选出扫选中矿和尾矿；c.再磨再选，进一步解离后再选，选出尾矿和余下的磷精矿。该方法特别适于P₂O₅＜20％的贫沉积硅-钙质磷块岩类磷矿石的浮选应用。其中ZJ油酸组合物含有大豆油酸、高碳脂肪醇、AE非离子型表面活性剂。

CN101829634A公开了一种高铁铝低品位磷矿浮选工艺，其特征在于：将原矿石破碎，湿法磨矿至-400目含量占90-99％，磨矿浓度为40-70％，加入浮选药剂水玻璃和脂肪酸，再加水调浆；将调浆后的物料投入浮选系统，先进行粗选，粗选泡沫产品进行3次精选；第3次精选泡沫产品即为磷精矿；第1、2次精选时浮选药剂为水玻璃和萘磺化缩合物；第3次精选的浮选药剂水玻璃。它可以用于选别铁铝含量较高、嵌布粒度微细的低品位磷矿，所得磷精矿P₂O₅品位大于35％，Fe₂O₃+Al₂O₃含量小于3.5％。

CN101905190A涉及一种胶磷矿的选矿方法，其特征在于其选矿过程的步骤包括：(1)将胶磷矿原矿进行粗磨；(2)将磨矿产物进行反浮选脱镁；(3)将步骤(2)的浮选底流与脱硫浮选药剂作用进行反浮选脱硫；(4)将步骤(3)的浮选底流与脱硅浮选药剂作用进行反浮选脱硅；(5)将步骤(4)的浮选底流进行强磁选脱铁；(6)步骤(5)的非磁性产物进行再磨；(7)将步骤(6)的磨矿产物与脱硫浮选药剂作用，进行反浮选脱硫；(8)将步骤(7)的浮选底流与脱铝浮选药剂作用进行反浮选脱铝，得到含铝的浮选泡沫和浮选底流，该浮选底流为最终磷精矿。该方法以磷精矿为目的、能在常温乃至低温进行浮选、分选性高、能耗低、有效提高了P₂O₅回收率。步骤(2)反浮选脱镁采用的捕收剂为硬脂酸或油酸，两次脱硫反浮选采用的捕收剂为丁黄药；脱铝反浮选采用的捕收剂为十二胺。其发明目的是在于对磷矿中三氧化物的除杂。

CN102441498A公开了一种磷矿双反浮选工艺，其特征在于，其步骤如下：(1)反浮选脱镁：磷矿经磨到浮选要求的粒度后，加入反浮选脱镁调整剂5~20kg/t原矿和脱镁捕收剂0.8~3.5kg/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3 kg/t原矿的脱镁调整剂后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，脱镁中矿返回镁粗选，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿；(2)脱镁粗精矿脱泥、调浆：脱镁粗精矿进入脱泥装置将小于10-38微米的颗粒脱出，脱泥后的沉砂质量浓度为30~70%，小于10-38微米的颗粒含量不大于25%；沉砂进入搅拌槽，加入脱硅调整剂0.5~2.5kg/t原矿、脱硅捕收剂50~400kg/t原矿以及非极性油20~100kg/t原矿后，进行高浓度调浆，调浆时间不小于5分钟；(3)反浮选脱硅：向调浆后的矿浆中加水，控制质量浓度在20~30%，进行硅粗选作业，硅粗选槽内为精矿；硅粗选泡沫进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿，脱硅中矿返回硅粗选，硅再选泡沫为硅质矿物尾矿；所述脱泥装置为水力旋流器或脱泥斗；脱泥装置溢流与精矿合并成综合磷精矿；所述脱镁调整剂为硫酸或磷酸，或者由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；脱硅调整剂为碳酸钠，脱硅捕收剂为有机胺类的一种或几种，有机胺类包括伯胺、多胺、醚胺、醚多胺，非极性油为柴油或煤油。

基于上述现有技术可以看出，从最终产品的性能来看，每种工艺都有自身的优势：针对不同的产品要求，工艺特点明显不同。对于以磷精矿为目的选矿方法中，目前众多的现有技术能够获得的P₂O₅品位大于35％，MgO含量低于10%，SiO₂含量低于10%，Al₂O₃和Fe₂O₃总含量低于2.5%的一级优等品磷精矿，P₂O₅回收率在80%以上。但是，上述指标仅仅是达标，工艺整体上仍有很大的提升空间。基于上述考虑，本发明试图尝试一种新的磷矿的浮选工艺，以进一步提高磷精矿的品位和回收率等各项指标。

发明内容

本发明的目的是进一步提高磷精矿的品味和回收率等各项指标。从优化的角度，优化得出一种磷矿的浮选方法，其包含以下步骤：

(1)将胶磷矿原矿进行研磨；

(2)将步骤(1)的磨矿产物进行反浮选脱镁，得到含镁的浮选泡沫和浮选底流；

(3)将步骤(2)的浮选底流与脱硫浮选药剂作用进行反浮选脱硫，得到第一个含硫的浮选泡沫和浮选底流；

(4)将步骤(3)的浮选底流进行反浮选脱硅，得到含硅的浮选泡沫和浮选底流；

(5)将步骤(4)的浮选底流进行强磁选脱铁，得到磁性产物和非磁性产物；

(6)步骤(5)的非磁性产物进行再磨；

(7)将步骤(6)的磨矿产物与脱硫浮选药剂作用，进行反浮选脱硫，得到第二个含硫的浮选泡沫和浮选底流；

(8)将步骤(7)的浮选底流与脱铝浮选药剂作用进行反浮选脱铝，得到含铝的浮选泡沫和浮选底流，该浮选底流为最终磷精矿。

具体地，上述方法优选包含如下步骤：

(1)将胶磷矿原矿进行研磨；优选地，磨矿细度为-400目占60-80%；

(2)将步骤(1)的磨矿产物与NaSiF₆和脱镁浮选药剂作用进行反浮选脱镁，得到含镁的浮选泡沫和浮选底流；优选地，其中NaSiF₆用量为步骤(1)的磨矿产物质量的0.5-1%；

(3)将步骤(2)的浮选底流与脱硫浮选药剂作用进行反浮选脱硫，得到第一个含硫的浮选泡沫和浮选底流；其中，优选将步骤(2)的浮选底流用量7-10wt%的CaO和CaF组合物与脱硫浮选药剂一起使用，进行反浮选脱硫；

(4)将步骤(3)的浮选底流与二氧化硅包覆磁性氧化铁纳米粒子和脱硅浮选药剂作用进行反浮选脱硅，得到含硅的浮选泡沫和浮选底流；其中优选二氧化硅包覆磁性氧化铁纳米粒子的用量为步骤(3)浮选底流质量的0.5-1%；

(6)步骤(5)的非磁性产物进行再磨；优选磨矿细度为-400目占85%以上；

(7)将步骤(6)的磨矿产物与脱硫浮选药剂作用，进行反浮选脱硫，得到第二个含硫的浮选泡沫和浮选底流；其中，优选将步骤(6)的磨矿产物用量1-5wt%的CaO和CaF组合物与脱硫浮选药剂一起使用，进行反浮选脱硫；

本发明人通过大量实验发现，通过上述步骤的优化，可以对最终产品的性能进行改进，值得注意的是，这种结果不受制于任何原理解释。

优选地，步骤(4)的反浮选脱硅作业，反浮选次数为1～3次；如果超过3次，则二氧化硅包覆磁性氧化铁纳米粒子的功效受到影响。

优选地，步骤(5)中磁场场强范围2000-2500kA/m。通过实验，发明人惊奇地发现，当采用磁场场强范围为1600 kA/m以下时，最终产品中的三价铁含量通常高于场强范围为2000kA/m以上时。这一结果并非是仅仅由于磁场场强变大，而是由于步骤(1)-(4)整体结果导致的，特别是步骤(4)中二氧化硅包覆磁性氧化铁纳米粒子的使用。

优选地，步骤(6)的磨矿细度为 -400目占100%。

优选地，步骤(8)的反浮选脱铝作业，反浮选次数为5次。

优选地，步骤(2)反浮选脱镁采用的捕收剂为硬脂酸或油酸，在矿浆pH为5时进行浮选。

优选地，步骤(3)和步骤(7)两次脱硫反浮选采用的捕收剂为丁黄药，在矿浆自然pH下进行浮选。

优选地，步骤(4)脱硅反浮选和步骤(8)脱铝反浮选采用的捕收剂为十二胺，在矿浆自然pH下进行浮选。

本发明方法特别适用于中低品位硅钙质胶磷矿的选矿，其原矿组成一般为：P₂O₅品位为10％～25％，MgO含量为1％～10％，SiO₂含量为15％～20％，Al₂O₃和Fe₂O₃含量为3.5％～5.5％，也适用于其它品位硅钙质型胶磷矿。能够获得P₂O₅含量在39％以上，MgO含量低于0.2％，SiO₂含量低于7％，Al₂O₃和Fe₂O₃总含量低于1％的高级优等品磷精矿，并且能保证P₂O₅的回收率在90％以上。

具体实施方式

下面结合具体实施例对本发明作进一步说明，但本发明并不限于以下实施例。

下述实施例中所述实验方法，如无特殊说明，均为常规方法；所述试剂和材料，如无特殊说明，均可从商业途径获得。

二氧化硅包覆磁性氧化铁纳米粒子可以根据现有技术进行制备，也可以商业购买。制备方法例如CN104078229A中所述。将2mmol乙酰丙酮铁和25mL三甘醇加入到三口瓶中充分混合，通氮气2min后加热搅拌，匀速(1℃/min)升温至180℃，保温10min，随后快速升温(5℃/min)至沸腾，保持沸腾30min停止反应，冷却至室温，加入10ml无水乙醇稀释，再加入30ml乙酸乙脂絮凝，用磁铁分离后，再用乙酸乙脂清洗3次，再超声分散到去离子水中即得到Fe₃O₄纳米粒子溶胶。将上述所得到的Fe₃O₄纳米粒子溶胶的浓度调节至1g/L，取50ml加入圆底三口烧瓶中；再加入10mg柠檬酸钠，混合均匀；加入0.3g单质硅粉，再加入2ml氨水(25～28％)；将烧瓶置于带有搅拌装置的水浴中，不断搅拌，并加入至85℃；反应4小时，冷却至室温，停止搅拌，得到二氧化硅包覆Fe₃O₄纳米粒子。

实施例1：

硅钙质胶磷矿原矿P₂O₅ 23.58％、MgO 2.7％、SiO₂ 17.6％、Al₂O₃ 3.75％、Fe₂O₃1.68％。其选矿除杂过程包括：

(1)将胶磷矿原矿进行研磨；磨矿细度为-400目占75%；加水控制矿浆浓度为35％；

(2)将步骤(1)的磨矿产物与NaSiF₆和脱镁浮选药剂作用进行反浮选脱镁，得到含镁的浮选泡沫和浮选底流；其中NaSiF₆用量为步骤(1)的磨矿产物质量的0.5wt%；粗磨产物反浮选脱镁采用的药剂量为：调整剂硫酸10kg/t、硬脂酸350g/t，一次粗选6分钟，浮选泡沫为含镁尾矿；

(3)将步骤(2)的浮选底流与脱硫浮选药剂作用进行反浮选脱硫，得到第一个含硫的浮选泡沫和浮选底流；其中，将步骤(2)的浮选底流用量7wt%的CaO和CaF组合物与脱硫浮选药剂一起使用，进行反浮选脱硫；槽内矿浆第一次反浮选脱硫采用的药剂量为：黄药50g/t，一次粗选6分钟，浮选泡沫为第一个含硫尾矿，

(4)将步骤(3)的浮选底流与二氧化硅包覆磁性氧化铁纳米粒子和脱硅浮选药剂作用进行反浮选脱硅，得到含硅的浮选泡沫和浮选底流；其中二氧化硅包覆磁性氧化铁纳米粒子的用量为步骤(3)浮选底流质量的0.5%；槽内矿浆反浮选脱硅粗选2次，每次3分钟，每次粗选的药剂制度为：十二胺35g/t，浮选泡沫合并为含硅尾矿；

(5)将步骤(4)的浮选底流进行强磁选脱铁，得到磁性产物和非磁性产物；槽内矿浆磁选的磁场强度为2200kA/m，磁性产物为含铁尾矿；

(6)步骤(5)的非磁性产物进行再磨；磨矿细度为-400目占90%；

(7)将步骤(6)的磨矿产物与脱硫浮选药剂作用，进行反浮选脱硫，得到第二个含硫的浮选泡沫和浮选底流；其中，将步骤(6)的磨矿产物用量1wt%的CaO和CaF组合物与脱硫浮选药剂一起使用，进行反浮选脱硫；药剂量为：黄药50g/t；

(8)将步骤(7)的浮选底流与脱铝浮选药剂作用进行反浮选脱铝，得到含铝的浮选泡沫和浮选底流，该浮选底流为最终磷精矿。槽内矿浆反浮选脱铝粗选5次，每次4分钟，每次粗选的药剂量为：十二胺40g/t，浮选泡沫合并为含铝尾矿。

选矿除杂的结果：获得P₂O₅含量39.85％，MgO含量0.18％，SiO₂含量6.50％，Al₂O₃和Fe₂O₃总含量0.78％的高级优等品磷精矿，并且P₂O₅的回收率91.31％。

实施例2：

步骤(4)的反浮选脱硅作业，反浮选次数为4次，其它同实施例1。选矿除杂的结果：获得P₂O₅含量39.11％，MgO含量0.18％，SiO₂含量6.34％，Al₂O₃和Fe₂O₃总含量0.99％的高级优等品磷精矿，并且P₂O₅的回收率90.20％。

实施例3：

步骤(5)的磁场强度为1600 kA/m，其它同实施例1。选矿除杂的结果：获得P₂O₅含量39.23％，MgO含量0.19％，SiO₂含量6.41％，Al₂O₃和Fe₂O₃总含量0.98％的高级优等品磷精矿，并且P₂O₅的回收率90.18％。

对比例1：

步骤(2)未使用NaSiF₆，其它同实施例1。选矿除杂的结果：获得P₂O₅含量35.55％，MgO含量1.01％，SiO₂含量6.41％，Al₂O₃和Fe₂O₃总含量0.98％的优等品磷精矿，并且P₂O₅的回收率86.18％。

对比例2：

步骤(3)和(7)未使用CaO和CaF，其它同实施例1。选矿除杂的结果：获得P₂O₅含量33.55％，MgO含量0.19％，SiO₂含量7.12％，Al₂O₃和Fe₂O₃总含量0.88％的优等品磷精矿，并且P₂O₅的回收率87.15％。

对比例3：

步骤(4)未使用二氧化硅包覆磁性氧化铁纳米粒子，其它同实施例1。选矿除杂的结果：获得P₂O₅含量34.17％，MgO含量1.03％，SiO₂含量7.11％，Al₂O₃和Fe₂O₃总含量2.88％的优等品磷精矿，并且P₂O₅的回收率89.33％。

通过实施例1与对比例1-3的比较可见，每一个步骤，每一种物质的使用都会对最终产品的等级产生重要影响。

通过实施例1与实施例2的比较可见，步骤(4)的反浮选脱硅作业，反浮选次数超过3次，并未提高产品等级。

通过实施例1与实施例3的比较可见，步骤(5)的磁场强度对最终产品的等级有重要影响。当采用磁场场强范围为1600 kA/m以下时，最终产品中的三价铁含量通常高于场强范围为2000kA/m以上时。

Claims

1.一种磷矿的浮选方法，其包含以下步骤：

(1)将胶磷矿原矿进行研磨；

(6)步骤(5)的非磁性产物进行再磨；

2.权利要求1所述的磷矿的浮选方法，其包含以下步骤：

3.如权利要求1所述的制备方法，其特征在于：优选地，步骤(4)的反浮选脱硅作业，反浮选次数为1～3次。

4.如权利要求1所述的制备方法，其特征在于：步骤(5)中磁场场强范围2000-2500kA/m。

5.如权利要求1-4任一项所述的制备方法，其特征在于：步骤(2)反浮选脱镁采用的捕收剂为硬脂酸或油酸，在矿浆pH为5时进行浮选。

6.如权利要求1-5任一项所述的制备方法，其特征在于：步骤(3)和步骤(7)两次脱硫反浮选采用的捕收剂为丁黄药，在矿浆自然pH下进行浮选。

7.如权利要求1-6任一项所述的制备方法，其特征在于：步骤(4)脱硅反浮选和步骤(8)脱铝反浮选采用的捕收剂为十二胺，在矿浆自然pH下进行浮选。

8.如权利要求1-7任一项所述的制备方法，其特征在于：步骤(8)的反浮选脱铝作业，采用少量多次的加药方式，即每次添加较小用量的捕收剂、进行多次粗选，粗选次数为4～7次。

9.如权利要求1-8任一项所述的制备方法，其特征在于：能够获得P₂O₅含量在39％以上，MgO含量低于0.2％，SiO₂含量低于7％，Al₂O₃和Fe₂O₃总含量低于1％的高级优等品磷精矿，并且能保证P₂O₅的回收率在90％以上。