CN105750090B - 一种硅钙质胶磷矿分选方法 - Google Patents

一种硅钙质胶磷矿分选方法 Download PDF

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Abstract

本发明涉及一种硅钙质胶磷矿分选方法。其技术方案是：将硅钙质胶磷矿破碎，细磨至粒度为小于0.074mm占50~90wt%，调节至矿浆，重选，得到重选精矿和重选尾矿。将所述重选精矿调节至矿浆，加入十二烷基硫酸钠进行反浮选白云石，得到精矿Ⅰ和中矿。将所述重选尾矿调节至矿浆，依次加入碳酸钠、水玻璃和脂肪酸捕收剂，进行正浮选，得到粗精矿和尾矿Ⅰ。将所述粗精矿和所述中矿按质量比（2~8）∶1合并，调节至矿浆，依次加入调整剂和脂肪酸捕收剂，进行反浮选，得到的精矿Ⅱ。将所述精矿Ⅰ和所述精矿Ⅱ合并，得到磷精矿产品。本发明具有矿石适应性强、分选效果好、浮选药剂耗量小、选矿成本低和环境污染小的优点。

Description

一种硅钙质胶磷矿分选方法
技术领域
本发明属于胶磷矿分选技术领域。具体涉及一种硅钙质胶磷矿分选方法。
背景技术
我国磷矿资源虽储量丰富，但P2O5平均品位仅为16.95%，P2O5品位大于30%的富矿仅占6.75%。随着富磷矿和易选磷矿资源日益减少，对硅钙质胶磷矿的选矿工艺技术研究尤为重要。目前，磷矿选矿方法主要有浮选法、擦洗脱泥法、重选法、焙烧-消化法、化学浸取法、光电选矿法以及联合选矿法等，对硅钙质胶磷矿最为有效的分选工艺是浮选法，主要包括正-反浮选法、反-正浮选法及双反浮选法。浮选法虽是目前应用最广最为有效的方法，但仍存在浮选药剂耗量大、选矿成本高和环境污染严重的问题。因此，对硅钙质胶磷矿分选工艺进行优化具有重大意义。
丁海涛（丁海涛，刘志红．沉积型硅钙质磷矿石重选预先富集试验研究[J] ．贵州化工，2013,38（3）．）以沉积型硅钙质磷矿石为研究对象，分别采用摇床和溜槽进行预先富集试验，结果表明，溜槽对沉积型硅钙质磷矿石选别较好，达到了预先富集的效果，使杂质SiO2相对富集在尾矿中，可减少浮选处理量，简化工艺流程。但是，该预富集工艺得到的磷精矿MgO含量高，矿石适应性不强。
“一种胶磷矿正反浮选工艺”（CN 1730161 A）的专利技术，先对入选原矿进行正浮选，然后再对正浮选泡沫产品进行反浮选，所得槽内产品作为精矿产品。该工艺虽克服了正浮选磷矿物工艺中存在的耗碱量大和浮选矿浆温度高（42℃以上）的问题，但仍存在正反浮选矿石处理量大、反浮选耗酸量大和环境污染严重的缺陷。
“一种硅钙质胶磷矿的分支浮选工艺”（CN 102744151 A）的专利技术，先对入选原矿进行反浮选，然后将反浮选精矿进行分级，再分别对粗粒级部分进行反浮选脱硅，对细粒级部分进行正浮选脱硅，所得反浮选脱硅槽内产品和正浮选泡沫产品合并作为磷精矿产品。该工艺虽克服了双反浮选除硅作业磷精矿品位提高有限的缺点，但仍存在反浮选耗酸量大和选矿成本高的缺点。
综上所述，现有硅钙质胶磷矿分选工艺虽分选效果较好，在一定程度上降低了选矿成本，但仍存在矿石适应性不强、浮选药剂耗量大和选矿成本高的缺陷。
发明内容
本发明旨在克服现有技术缺陷，目的在于提供一种矿石适应性强、分选效果好、浮选药剂耗量小、选矿成本低和环境污染小的硅钙质胶磷矿分选方法。
为实现上述目的，本发明采用的技术方案的具体步骤是：
（1）将硅钙质胶磷矿破碎，细磨至粒度小于0.074mm占50~90wt%，得到磨矿产品，再将所述磨矿产品调至浓度为10~30wt%的矿浆，重选，得到重选精矿和重选尾矿。
（2）将所述重选精矿调至浓度为25~40wt%的矿浆，送入搅拌槽Ⅰ，再向搅拌槽Ⅰ中加入十二烷基硫酸钠，每吨重选精矿中的十二烷基硫酸钠加入量为0.1~1.0kg；再进行反浮选白云石作业，得到槽内产品Ⅰ和泡沫产品Ⅰ，槽内产品Ⅰ即为精矿Ⅰ，泡沫产品Ⅰ脱水后即为中矿。
（3）将所述重选尾矿调至浓度为20~35wt%的矿浆，送入搅拌槽Ⅱ，再向搅拌槽Ⅱ中依次加入碳酸钠、水玻璃和脂肪酸捕收剂，每吨重选尾矿中的碳酸钠、水玻璃和脂肪酸捕收剂加入量相应地为2~4kg、0.2~2.0kg和0.6~1.6kg；再进行正浮选作业，得到槽内产品Ⅱ和泡沫产品Ⅱ，槽内产品Ⅱ即为尾矿Ⅰ，泡沫产品Ⅱ脱水后即为粗精矿。
（4）按所述粗精矿∶所述中矿的质量比为（2~8）∶1配矿，得到混合矿，将所述混合矿调至浓度为20~35wt%的矿浆，送入搅拌槽Ⅲ，再向搅拌槽Ⅲ中依次加入调整剂和脂肪酸捕收剂，每吨混合矿中的调整剂和脂肪酸捕收剂加入量相应地为3~11kg和0.1~0.8kg；再进行反浮选作业，得到槽内产品Ⅲ和泡沫产品Ⅲ，槽内产品即为精矿Ⅱ，泡沫产品即为尾矿Ⅱ。
（5）将所述精矿Ⅰ和所述精矿Ⅱ合并，得到磷精矿产品，将所述尾矿Ⅰ和所述尾矿Ⅱ合并，得到磷尾矿产品。
所述硅钙质胶磷矿P2O5品位为20~28%，MgO品位为1~6%。
所述重选为溜槽分选、摇床分选、重介质分选和水介质旋流器分选中的一种。
所述调整剂为硫酸和磷酸中的一种或两种。
本发明与现有技术相比，具有以下积极效果：
1、本发明适用于P2O5品位为20~28wt%、MgO品位为1~6wt%的硅钙质胶磷矿，矿石适应性强。
2、本发明采用十二烷基硫酸钠作为白云石捕收剂反浮选白云石，无需加任何调整剂，具有药剂耗量小及分选效果明显的优势。
3、本发明采用重选方法和反浮选白云石方法，可预分选出30~60%合格磷精矿，大大降低了后续正-反浮选的处理量，减少了浮选药剂的消耗，降低了选矿成本并保护了环境。
4、本发明所获得的磷精矿产品P2O5品位大于30%和MgO品位小于1%，P2O5回收率大于80%。
因此，本发明具有矿石适应性强、分选效果好、浮选药剂耗量小、选矿成本低和环境污染小的特点。
附图说明
图1为本发明中的溜槽分选所用分选设备的一种结构示意图；
图2是图1的横向冲洗水管8的示意图。
具体实施方式
为了更好地理解本发明，下面结合实施例对本发明的内容做进一步的说明，但本发明的内容不仅仅局限于下面的实施例。凡根据本发明的实质内容所作的任何简单修改及等效结构变换或修饰，均应涵盖在本发明的保护范围之内。
实施例1
一种硅钙质胶磷矿分选方法。本实施例所述硅钙质胶磷矿P2O5品位为26~28%，MgO品位为1~3%。
本实施例采用的技术方案的具体步骤是：
（1）将硅钙质胶磷矿破碎，细磨至粒度小于0.074mm占50~65wt%，得到磨矿产品，再将所述磨矿产品调至浓度为20~30wt%的矿浆，重选，得到重选精矿和重选尾矿。
（2）将所述重选精矿调至浓度为35~40wt%的矿浆，送入搅拌槽Ⅰ，再向搅拌槽Ⅰ中加入十二烷基硫酸钠，每吨重选精矿中的十二烷基硫酸钠加入量为0.1~.5kg；再进行反浮选白云石作业，得到槽内产品Ⅰ和泡沫产品Ⅰ，槽内产品Ⅰ即为精矿Ⅰ，泡沫产品Ⅰ脱水后即为中矿。
（3）将所述重选尾矿调至浓度为30~35wt%的矿浆，送入搅拌槽Ⅱ，再向搅拌槽Ⅱ中依次加入碳酸钠、水玻璃和脂肪酸捕收剂，每吨重选尾矿中的碳酸钠、水玻璃和脂肪酸捕收剂加入量相应地为2~3kg、0.2~0.8kg和0.6~1.0kg；再进行正浮选作业，得到槽内产品Ⅱ和泡沫产品Ⅱ，槽内产品Ⅱ即为尾矿Ⅰ，泡沫产品Ⅱ脱水后即为粗精矿。
（4）按所述粗精矿∶所述中矿的质量比为（2~5）∶1配矿，得到混合矿，将所述混合矿调至浓度为25~35wt%的矿浆，送入搅拌槽Ⅲ，再向搅拌槽Ⅲ中依次加入调整剂和脂肪酸捕收剂，每吨混合矿中的调整剂和脂肪酸捕收剂加入量相应地为3~6kg和0.1~0.3kg；再进行反浮选作业，得到槽内产品Ⅲ和泡沫产品Ⅲ，槽内产品即为精矿Ⅱ，泡沫产品即为尾矿Ⅱ。
（5）将所述精矿Ⅰ和所述精矿Ⅱ合并，得到磷精矿产品，将所述尾矿Ⅰ和所述尾矿Ⅱ合并，得到磷尾矿产品。
本实施例所述重选为重介质分选。
本实施例所述调整剂为磷酸。
本实施例采用重选方法和反浮选白云石方法，可预分选出45~60%合格磷精矿；所获得的磷精矿产品P2O5品位大于30%和MgO品位小于1%，P2O5回收率大于90%。
实施例2
一种硅钙质胶磷矿分选方法。本实施例所述硅钙质胶磷矿P2O5品位为24~26%，MgO品位为2~4%。
本实施例采用的技术方案的具体步骤是：
（1）将硅钙质胶磷矿破碎，细磨至粒度小于0.074mm占55~70wt%，得到磨矿产品，再将所述磨矿产品调至浓度为15~25wt%的矿浆，重选，得到重选精矿和重选尾矿。
（2）将所述重选精矿调至浓度为28~32wt%的矿浆，送入搅拌槽Ⅰ，再向搅拌槽Ⅰ中加入十二烷基硫酸钠，每吨重选精矿中的十二烷基硫酸钠加入量为0.3~0.7kg；再进行反浮选白云石作业，得到槽内产品Ⅰ和泡沫产品Ⅰ，槽内产品Ⅰ即为精矿Ⅰ，泡沫产品Ⅰ脱水后即为中矿。
（3）将所述重选尾矿调至浓度为28~32wt%的矿浆，送入搅拌槽Ⅱ，再向搅拌槽Ⅱ中依次加入碳酸钠、水玻璃和脂肪酸捕收剂，每吨重选尾矿中的碳酸钠、水玻璃和脂肪酸捕收剂加入量相应地为2.5~3.5kg、0.6~1.4kg和0.8~1.2kg；再进行正浮选作业，得到槽内产品Ⅱ和泡沫产品Ⅱ，槽内产品Ⅱ即为尾矿Ⅰ，泡沫产品Ⅱ脱水后即为粗精矿。
（4）按所述粗精矿∶所述中矿的质量比为（3~6）∶1配矿，得到混合矿，将所述混合矿调至浓度为20~30wt%的矿浆，送入搅拌槽Ⅲ，再向搅拌槽Ⅲ中依次加入调整剂和脂肪酸捕收剂，每吨混合矿中的调整剂和脂肪酸捕收剂加入量相应地为4~7kg和0.2~0.5kg；再进行反浮选作业，得到槽内产品Ⅲ和泡沫产品Ⅲ，槽内产品即为精矿Ⅱ，泡沫产品即为尾矿Ⅱ。
（5）将所述精矿Ⅰ和所述精矿Ⅱ合并，得到磷精矿产品，将所述尾矿Ⅰ和所述尾矿Ⅱ合并，得到磷尾矿产品。
本实施例所述重选为摇床分选。
本实施例所述调整剂为硫酸和磷酸的混合物。
本实施例采用重选方法和反浮选白云石方法，可预分选出35~50%合格磷精矿；所获得的磷精矿产品P2O5品位大于30%和MgO品位小于1%，P2O5回收率大于85%。
实施例3
一种硅钙质胶磷矿分选方法。本实施例所述硅钙质胶磷矿P2O5品位为22~24%，MgO品位为3~5%。
本实施例采用的技术方案的具体步骤是：
（1）将硅钙质胶磷矿破碎，细磨至粒度小于0.074mm占60~85wt%，得到磨矿产品，再将所述磨矿产品调至浓度为10~20wt%的矿浆，重选，得到重选精矿和重选尾矿。
（2）将所述重选精矿调至浓度为25~35wt%的矿浆，送入搅拌槽Ⅰ，再向搅拌槽Ⅰ中加入十二烷基硫酸钠，每吨重选精矿中的十二烷基硫酸钠加入量为0.5~1.0kg；再进行反浮选白云石作业，得到槽内产品Ⅰ和泡沫产品Ⅰ，槽内产品Ⅰ即为精矿Ⅰ，泡沫产品Ⅰ脱水后即为中矿。
（3）将所述重选尾矿调至浓度为20~25wt%的矿浆，送入搅拌槽Ⅱ，再向搅拌槽Ⅱ中依次加入碳酸钠、水玻璃和脂肪酸捕收剂，每吨重选尾矿中的碳酸钠、水玻璃和脂肪酸捕收剂加入量相应地为2.5~4.0kg、0.8~1.6kg和1.0~1.4kg；再进行正浮选作业，得到槽内产品Ⅱ和泡沫产品Ⅱ，槽内产品Ⅱ即为尾矿Ⅰ，泡沫产品Ⅱ脱水后即为粗精矿。
（4）按所述粗精矿∶所述中矿的质量比为（4~7）∶1配矿，得到混合矿，将所述混合矿调至浓度为20~30wt%的矿浆，送入搅拌槽Ⅲ，再向搅拌槽Ⅲ中依次加入调整剂和脂肪酸捕收剂，每吨混合矿中的调整剂和脂肪酸捕收剂加入量相应地为5~9kg和0.3~0.7kg；再进行反浮选作业，得到槽内产品Ⅲ和泡沫产品Ⅲ，槽内产品即为精矿Ⅱ，泡沫产品即为尾矿Ⅱ。
（5）将所述精矿Ⅰ和所述精矿Ⅱ合并，得到磷精矿产品，将所述尾矿Ⅰ和所述尾矿Ⅱ合并，得到磷尾矿产品。
本实施例所述重选为溜槽分选，溜槽分选所采用的设备为“一种硫酸渣分离提纯分选设备”（CN200410060867.2）。所述“一种硫酸渣分离提纯分选设备”的结构如图1和图2所示，将分矿器1与给矿槽3固定连接并安装在上支架2上，上支架2与螺旋槽支柱4固定连接，螺旋溜槽5与螺旋槽支柱4固定连接，螺旋溜槽5的上端位于上支架2下、下端与截矿槽6相接，截矿槽6和接矿斗7连接，在螺旋溜槽5的内侧设置有横向冲洗水管8，横向冲洗水管8外接高压水源，在横向冲洗水管8的内侧开有若干出水孔，横向冲洗水管8形状为管式螺旋状。
本实施例采用的螺旋溜槽5为3头，断面曲线采用复合立方抛物线断面曲线，上部断面曲线的横向下斜角大于下部。螺旋片高h与外径D之比为：h/D＝0.35。螺旋溜槽5由玻璃纤维增强塑料或玻璃钢制成，内衬为刚玉型耐磨材料。
本实施例所述调整剂为硫酸。
本实施例采用重选方法和反浮选白云石方法，可预分选出30~50%合格磷精矿；所获得的磷精矿产品P2O5品位大于30%和MgO品位小于1%，P2O5回收率大于80%。
实施例4
一种硅钙质胶磷矿分选方法。本实施例所述硅钙质胶磷矿P2O5品位为20~22%，MgO品位为4~6%。
本实施例采用的技术方案的具体步骤是：
（1）将硅钙质胶磷矿破碎，细磨至粒度小于0.074mm占70~90wt%，得到磨矿产品，再将所述磨矿产品调至浓度为10~20wt%的矿浆，重选，得到重选精矿和重选尾矿。
（2）将所述重选精矿调至浓度为25~30wt%的矿浆，送入搅拌槽Ⅰ，再向搅拌槽Ⅰ中加入十二烷基硫酸钠，每吨重选精矿中的十二烷基硫酸钠加入量为0.7~1.0kg；再进行反浮选白云石作业，得到槽内产品Ⅰ和泡沫产品Ⅰ，槽内产品Ⅰ即为精矿Ⅰ，泡沫产品Ⅰ脱水后即为中矿。
（3）将所述重选尾矿调至浓度为23~28wt%的矿浆，送入搅拌槽Ⅱ，再向搅拌槽Ⅱ中依次加入碳酸钠、水玻璃和脂肪酸捕收剂，每吨重选尾矿中的碳酸钠、水玻璃和脂肪酸捕收剂加入量相应地为3~4kg、1.0~2.0kg和1.0~1.6kg；再进行正浮选作业，得到槽内产品Ⅱ和泡沫产品Ⅱ，槽内产品Ⅱ即为尾矿Ⅰ，泡沫产品Ⅱ脱水后即为粗精矿。
（4）按所述粗精矿∶所述中矿的质量比为（5~8）∶1配矿，得到混合矿，将所述混合矿调至浓度为20~25wt%的矿浆，送入搅拌槽Ⅲ，再向搅拌槽Ⅲ中依次加入调整剂和脂肪酸捕收剂，每吨混合矿中的调整剂和脂肪酸捕收剂加入量相应地为6~11kg和0.5~0.8kg；再进行反浮选作业，得到槽内产品Ⅲ和泡沫产品Ⅲ，槽内产品即为精矿Ⅱ，泡沫产品即为尾矿Ⅱ。
（5）将所述精矿Ⅰ和所述精矿Ⅱ合并，得到磷精矿产品，将所述尾矿Ⅰ和所述尾矿Ⅱ合并，得到磷尾矿产品。
本实施例所述重选为水介质旋流器分选。
本实施例所述调整剂为硫酸。
本实施例采用重选方法和反浮选白云石方法，可预分选出30~45%合格磷精矿；所获得的磷精矿产品P2O5品位大于30%和MgO品位小于1%，P2O5回收率大于80%。
本具体实施方式与现有技术相比，具有以下积极效果：
1、本具体实施方式适用于P2O5品位为20~28wt%、MgO品位为1~6wt%的硅钙质胶磷矿，矿石适应性强。
2、本具体实施方式采用十二烷基硫酸钠作为白云石捕收剂反浮选白云石，无需加任何调整剂，具有药剂耗量小及分选效果明显的优势。
3、本具体实施方式采用重选方法和反浮选白云石方法，可预分选出30~60%合格磷精矿，大大降低了后续正-反浮选的处理量，减少了浮选药剂的消耗，降低了选矿成本并保护了环境。
4、本具体实施方式所获得的磷精矿产品P2O5品位大于30%和MgO品位小于1%，P2O5回收率大于80%。
因此，本具体实施方式具有矿石适应性强、分选效果好、浮选药剂耗量小、选矿成本低和环境污染小的特点。

Claims (4)

1.一种硅钙质胶磷矿分选方法，其特征在于所述方法的具体步骤是：
(1)将硅钙质胶磷矿破碎，细磨至粒度小于0.074mm占50～90wt％，得到磨矿产品，再将所述磨矿产品调至浓度为10～30wt％的矿浆，重选，得到重选精矿和重选尾矿；
(2)将所述重选精矿调至浓度为25～40wt％的矿浆，送入搅拌槽Ⅰ，再向搅拌槽Ⅰ中加入十二烷基硫酸钠，每吨重选精矿中的十二烷基硫酸钠加入量为0.1～1.0kg；再进行反浮选白云石作业，得到精矿Ⅰ和泡沫产品Ⅰ，泡沫产品Ⅰ脱水后即为中矿；
(3)将所述重选尾矿调至浓度为20～35wt％的矿浆，送入搅拌槽Ⅱ，再向搅拌槽Ⅱ中依次加入碳酸钠、水玻璃和脂肪酸捕收剂，每吨重选尾矿中的碳酸钠、水玻璃和脂肪酸捕收剂加入量相应地为2～4kg、0.2～2.0kg和0.6～1.6kg；再进行正浮选作业，得到尾矿Ⅰ和泡沫产品Ⅱ，泡沫产品Ⅱ脱水后即为粗精矿；
(4)按所述粗精矿∶所述中矿的质量比为(2～8)∶1配矿，得到混合矿，将所述混合矿调至浓度为20～35wt％的矿浆，送入搅拌槽Ⅲ，再向搅拌槽Ⅲ中依次加入调整剂和脂肪酸捕收剂，每吨混合矿中的调整剂和脂肪酸捕收剂加入量相应地为3～11kg和0.1～0.8kg；再进行反浮选作业，得到精矿Ⅱ和泡沫产品Ⅲ，泡沫产品即为尾矿Ⅱ；
(5)将所述精矿Ⅰ和所述精矿Ⅱ合并，得到磷精矿产品，将所述尾矿Ⅰ和所述尾矿Ⅱ合并，得到磷尾矿产品。
2.根据权利要求1所述的硅钙质胶磷矿分选方法，其特征在于所述硅钙质胶磷矿P2O5品位为20～28％，MgO品位为1～6％。
3.根据权利要求1所述的硅钙质胶磷矿分选方法，其特征在于所述重选为溜槽分选、摇床分选、重介质分选和水介质旋流器分选中的一种。
4.根据权利要求1所述的硅钙质胶磷矿分选方法，其特征在于所述调整剂为硫酸和磷酸中的一种或两种。
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