CN105880032B - 一种中低品位胶磷矿重浮联合分选方法 - Google Patents
一种中低品位胶磷矿重浮联合分选方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN105880032B CN105880032B CN201610300785.3A CN201610300785A CN105880032B CN 105880032 B CN105880032 B CN 105880032B CN 201610300785 A CN201610300785 A CN 201610300785A CN 105880032 B CN105880032 B CN 105880032B
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- concentrate
- product
- gravity
- ore
- iii
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Active
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 39
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 113
- 230000005484 gravity Effects 0.000 claims abstract description 58
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims abstract description 43
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 38
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 22
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 claims abstract description 22
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 claims abstract description 22
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 7
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 24
- 235000014113 dietary fatty acids Nutrition 0.000 claims description 22
- 239000000194 fatty acid Substances 0.000 claims description 22
- 229930195729 fatty acid Natural products 0.000 claims description 22
- 150000004665 fatty acids Chemical class 0.000 claims description 22
- 235000019353 potassium silicate Nutrition 0.000 claims description 12
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 12
- NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N sodium silicate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-][Si]([O-])=O NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- 235000017550 sodium carbonate Nutrition 0.000 claims description 11
- 239000006260 foam Substances 0.000 claims description 9
- NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-N Phosphoric acid Chemical compound OP(O)(O)=O NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 238000003801 milling Methods 0.000 claims description 7
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 6
- 229910000147 aluminium phosphate Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 4
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 3
- 229910052593 corundum Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 239000010431 corundum Substances 0.000 claims description 3
- 239000011152 fibreglass Substances 0.000 claims description 3
- 239000003365 glass fiber Substances 0.000 claims 1
- 230000002787 reinforcement Effects 0.000 claims 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 abstract description 16
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 10
- 239000002245 particle Substances 0.000 abstract description 8
- 230000018044 dehydration Effects 0.000 abstract 1
- 238000006297 dehydration reaction Methods 0.000 abstract 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 7
- 238000003912 environmental pollution Methods 0.000 description 6
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 5
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 5
- 239000002367 phosphate rock Substances 0.000 description 5
- 239000011521 glass Substances 0.000 description 4
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 3
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 3
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000007547 defect Effects 0.000 description 2
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 238000007667 floating Methods 0.000 description 2
- 239000008187 granular material Substances 0.000 description 2
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000010354 integration Effects 0.000 description 2
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 2
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 2
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 2
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 2
- 230000008092 positive effect Effects 0.000 description 2
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 2
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 238000011109 contamination Methods 0.000 description 1
- 239000003814 drug Substances 0.000 description 1
- 238000004134 energy conservation Methods 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 1
- OJMIONKXNSYLSR-UHFFFAOYSA-N phosphorous acid Chemical compound OP(O)O OJMIONKXNSYLSR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- 230000009466 transformation Effects 0.000 description 1
Classifications
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D2203/00—Specified materials treated by the flotation agents; Specified applications
- B03D2203/02—Ores
- B03D2203/04—Non-sulfide ores
- B03D2203/06—Phosphate ores
Landscapes
- Separation Of Solids By Using Liquids Or Pneumatic Power (AREA)
- Paper (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明涉及一种中低品位胶磷矿重浮联合分选方法。其技术方案是：将中低品位胶磷矿破碎，细磨至粒度为小于0.074mm占50~90wt%，调节矿浆，采用“一种硫酸渣分离提纯分选设备”分选，得到重选精矿和重选尾矿。若重选精矿中MgO品位小于1%，则重选精矿直接作为精矿，即为精矿Ⅰ′；若重选精矿中MgO品位大于1%，则将重选精矿调节为矿浆，进行反浮选碳酸盐，得到精矿Ⅰ″；精矿Ⅰ′和精矿Ⅰ″统称为精矿Ⅰ。将所述重选尾矿调节为矿浆，进行正浮选，得到的泡沫产品脱水后即为粗精矿。将所述粗精矿调节为矿浆，进行反浮选，得到精矿Ⅱ。将精矿Ⅰ和精矿Ⅱ合并，得到磷精矿产品。本发明具有分选效果好和入选粒度细的优点。
Description
技术领域
本发明属于胶磷矿重浮联合分选技术领域。具体涉及一种中低品位胶磷矿重浮联合分选方法。
背景技术
我国磷矿资源储量丰富，但P2O5的平均品位仅为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，对中低品位胶磷矿的选矿技术研究尤为重要。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，对中低品位胶磷矿最为有效的分选方法是浮选法，但浮选法存在浮选温度高、浮选药剂耗量大、选矿成本高和环境污染严重等问题。由于磷矿重选工艺具有选矿成本低、无药剂污染和预富集效果明显的优点，为充分利用浮选工艺和重选工艺的优点，对中低品位胶磷矿进行重浮联合分选工艺研究具有重大意义。
杨茂椿（杨茂椿．滇池地区中低品位胶磷矿重浮选矿试验研究[J]．化工矿物与加工，2004（5））根据滇池地区中低品位胶磷矿的矿物特性，确定以重浮联合流程选别中低品位胶磷矿。结果表明，重选预选工艺减少了入浮选量，在一定程度上降低了选矿成本，减小了浮选对环境的污染。但重浮联合分选工艺中所采用的传统溜槽和摇床难以对细粒级入选原矿进行有效分选。
“一种用重力、离心力、浮选组合脱出磷矿杂质的工艺方法”（CN 102716799 A）的专利技术，采用水介质旋流器-卧螺离心机-反浮选的选矿工艺流程，有效地降低了胶磷矿反浮选的药剂耗量，节约了选矿成本。但该工艺分选效果较差，所得Ⅰ级精矿碳酸盐杂质较高，所得Ⅱ级精矿硅酸盐杂质含量高。
“重浮联合分选磷矿的工艺”（CN 103240169 A）的专利技术，采用重介质选矿工艺和浮选工艺的联合工艺，先将磷矿石破碎到适合重介质选矿的粗颗粒物料，再用重介质选矿工艺分选排出部分尾矿，然后将重介质选矿得到的粗颗粒精矿磨碎到适合浮选的粒度进行浮选，将浮选出的尾矿与重介质分选出的尾矿混合到一起作为尾矿处理，浮选出的精矿为最终的精矿产品。该工艺虽具有节能、选矿费用低和分选效率高的优点，但采用的重介质选矿工艺适用的粒度范围较窄，对细粒级胶磷矿分选效果较差，并且直接抛掉重介质分选出的尾矿会导致回收率较低。
综上所述，现有重浮联合工艺虽能在一定程度上降低选矿成本和减轻环境污染，但仍存在对细粒级入选原矿分选效果较差和分选指标不够理想的缺陷。
发明内容
本发明旨在克服现有技术缺陷，目的是提供一种分选效果较好和入选粒度细的中低品位胶磷矿重浮联合分选方法。
为实现上述目的，本发明采用的技术方案的具体步骤是：
（1）将中低品位胶磷矿破碎，细磨至粒度为小于0.074mm占50~90wt%，得到磨矿产品；将所述磨矿产品调至浓度为10~30wt%的矿浆，送入“一种硫酸渣分离提纯分选设备”，调节冲洗水量至0~1.5L/min，分选，得到重选精矿和重选尾矿。
（2）若所述重选精矿中的MgO品位小于1%，则重选精矿直接作为精矿，即为精矿Ⅰ′；若所述重选精矿中的MgO品位大于1%，则将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中依次加入调整剂和脂肪酸捕收剂，每吨重选精矿中调整剂和脂肪酸捕收剂的加入量相应地为3~9kg和0.1~0.6kg；进行反浮选碳酸盐作业，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即为尾矿Ⅰ；所述精矿Ⅰ′和所述精矿Ⅰ″统称为精矿Ⅰ。
（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，每吨重选尾矿中碳酸钠、水玻璃和脂肪酸捕收剂的加入量相应地为2~4kg、0.2~2.0kg和0.6~1.6kg；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Ⅱ，泡沫产品Ⅱ脱水后即为粗精矿。
（4）将所述粗精矿调至浓度为20~35wt%的矿浆，送入搅拌槽Ⅲ，再向搅拌槽Ⅲ中加入调整剂，每吨粗精矿中调整剂的加入量为3~11kg；进行反浮选作业，得到槽内产品Ⅲ和泡沫产品Ⅲ，槽内产品Ⅲ即为精矿Ⅱ，泡沫产品Ⅲ即为尾矿Ⅲ。
（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、所述尾矿Ⅱ和所述尾矿Ⅲ合并，得到磷尾矿产品。
所述中低品位胶磷矿P2O5品位为21~28%。
所述“一种硫酸渣分离提纯分选设备”（CN200410060867.2）的结构是：将分矿器与给矿槽固定连接并安装在上支架上，上支架与螺旋槽支柱固定连接，螺旋溜槽与螺旋槽支柱固定连接，螺旋溜槽的上端位于上支架下、下端与截矿槽相接，截矿槽和接矿斗连接，在螺旋溜槽的内侧设置有横向冲洗水管；
其中：所述的横向冲洗水管外接高压水源，在横向冲洗水管的内侧开有若干出水孔，横向冲洗水管形状为管式螺旋状；所述的螺旋溜槽为1～4头；所述的螺旋溜槽的螺旋片高h与外径D之比为：h/D＝0.33～0.40；所述的螺旋溜槽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。
所述调整剂为硫酸和磷酸中的一种或两种。
由于采用上述技术方案，本发明与现有技术相比，具有以下积极效果：
1、本发明采用的“一种硫酸渣分离提纯分选设备”，入选粒度细，适合入选粒度为小于0.074mm占50~90wt%的胶磷矿分选，并且具有矿石处理量大、操作简单、成本低和无污染的优势。
2、本发明能减少正浮选矿石处理量30~60%，降低了正浮选的药剂用量和浮选加温成本，节约了选矿成本并减轻了环境污染。
3、本发明获得的磷精矿产品P2O5品位为30~33%和MgO品位为0.6~1.0%，P2O5回收率大于80%，分选效果好。
因此，本发明具有分选效果好、入选粒度细、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“一种硫酸渣分离提纯分选设备”的结构示意图；
图2是图1的横向冲洗水管8的结构示意图。
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。
为避免重复，先将所述“一种硫酸渣分离提纯分选设备”的结构描述如下，实施例中不再赘述：
所述“一种硫酸渣分离提纯分选设备”（CN200410060867.2）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；
其中：所述的横向冲洗水管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；所述的螺旋溜槽5为1～4头；所述的螺旋溜槽5的螺旋片高h与外径D之比为：h/D＝0.33～0.40；所述的螺旋溜槽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。
实施例1
一种中低品位胶磷矿重浮联合分选方法。本实施例所述中低品位胶磷矿P2O5品位为25~27%。本实施例所述分选方法的步骤是：
（1）将中低品位胶磷矿破碎，细磨至粒度为小于0.074mm占65~75wt%，得到磨矿产品；将所述磨矿产品调至浓度为20~30wt%的矿浆，送入“一种硫酸渣分离提纯分选设备”，调节冲洗水量至0.1~0.6L/min，分选，得到重选精矿和重选尾矿。
（2）所述重选精矿中的MgO品位大于1%，则将重选精矿调至浓度为30~40wt%的矿浆，送入搅拌槽Ⅰ，再向搅拌槽Ⅰ中依次加入调整剂和脂肪酸捕收剂，每吨重选精矿中调整剂和脂肪酸捕收剂的加入量相应地为3~6kg和0.1~0.4kg；进行反浮选碳酸盐作业，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即为尾矿Ⅰ。
（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，每吨重选尾矿中碳酸钠、水玻璃和脂肪酸捕收剂的加入量相应地为2.0~2.5kg、0.2~0.8kg和0.6~1.0kg；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Ⅱ，泡沫产品Ⅱ脱水后即为粗精矿。
（4）将所述粗精矿调至浓度为30~35wt%的矿浆，送入搅拌槽Ⅲ，再向搅拌槽Ⅲ中加入调整剂，每吨粗精矿中调整剂的加入量为3~7kg；进行反浮选作业，得到槽内产品Ⅲ和泡沫产品Ⅲ，槽内产品Ⅲ即为精矿Ⅱ，泡沫产品Ⅲ即为尾矿Ⅲ。
（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、所述尾矿Ⅱ和所述尾矿Ⅲ合并，得到磷尾矿产品。
所述调整剂为磷酸。
本实施例能减少正浮选矿石处理量40~55%；所获得的磷精矿产品P2O5品位为30~33%和MgO品位为0.6~1.0%，P2O5回收率大于87%。
实施例2
一种中低品位胶磷矿重浮联合分选方法。本实施例所述中低品位胶磷矿P2O5品位为23~26%。本实施例所述分选方法的步骤是：
（1）将中低品位胶磷矿破碎，细磨至粒度为小于0.074mm占60~80wt%，得到磨矿产品；将所述磨矿产品调至浓度为15~25wt%的矿浆，送入“一种硫酸渣分离提纯分选设备”，调节冲洗水量为零，分选，得到重选精矿和重选尾矿。
（2）所述重选精矿中的MgO品位大于1%，则将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中依次加入调整剂和脂肪酸捕收剂，每吨重选精矿中调整剂和脂肪酸捕收剂的加入量相应地为4~7kg和0.2~0.5kg；进行反浮选碳酸盐作业，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即为尾矿Ⅰ。
（3）将所述重选尾矿调至浓度为25~30wt%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，每吨重选尾矿中碳酸钠、水玻璃和脂肪酸捕收剂的加入量相应地为3.5~4.0kg、0.6~1.2kg和1.0~1.4kg；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Ⅱ，泡沫产品Ⅱ脱水后即为粗精矿。
（4）将所述粗精矿调至浓度为25~30wt%的矿浆，送入搅拌槽Ⅲ，再向搅拌槽Ⅲ中加入调整剂，每吨粗精矿中调整剂的加入量为6~10kg；进行反浮选作业，得到槽内产品Ⅲ和泡沫产品Ⅲ，槽内产品Ⅲ即为精矿Ⅱ，泡沫产品Ⅲ即为尾矿Ⅲ。
（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、所述尾矿Ⅱ和所述尾矿Ⅲ合并，得到磷尾矿产品。
所述调整剂为硫酸和磷酸的混合物。
本实施例能减少正浮选矿石处理量35~50%；所获得的磷精矿产品P2O5品位为30~33%和MgO品位为0.6~1.0%，P2O5回收率大于85%。
实施例3
一种中低品位胶磷矿重浮联合分选方法。本实施例所述中低品位胶磷矿P2O5品位为21~24%。本实施例所述分选方法的步骤是：
（1）将中低品位胶磷矿破碎，细磨至粒度为小于0.074mm占70~90wt%，得到磨矿产品；将所述磨矿产品调至浓度为10~20wt%的矿浆，送入“一种硫酸渣分离提纯分选设备”，调节冲洗水量至1.0~1.5L/min，分选，得到重选精矿和重选尾矿。
（2）所述重选精矿中的MgO品位大于1%，则将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中依次加入调整剂和脂肪酸捕收剂，每吨重选精矿中调整剂和脂肪酸捕收剂的加入量相应地为6~9kg和0.3~0.6kg；进行反浮选碳酸盐作业，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即为尾矿Ⅰ。
（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，每吨重选尾矿中碳酸钠、水玻璃和脂肪酸捕收剂的加入量相应地为2.5~3.0kg、1.4~2.0kg和1.2~1.6kg；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Ⅱ，泡沫产品Ⅱ脱水后即为粗精矿。
（4）将所述粗精矿调至浓度为20~25wt%的矿浆，送入搅拌槽Ⅲ，再向搅拌槽Ⅲ中加入调整剂，每吨粗精矿中调整剂的加入量为7~11kg；进行反浮选作业，得到槽内产品Ⅲ和泡沫产品Ⅲ，槽内产品Ⅲ即为精矿Ⅱ，泡沫产品Ⅲ即为尾矿Ⅲ。
（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、所述尾矿Ⅱ和所述尾矿Ⅲ合并，得到磷尾矿产品。
所述调整剂为硫酸。
本实施例能减少正浮选矿石处理量30~40%；所获得的磷精矿产品P2O5品位为30~32%和MgO品位为0.6~1.0%，P2O5回收率大于80%。
实施例4
一种中低品位胶磷矿重浮联合分选方法。本实施例所述中低品位胶磷矿P2O5品位为26~28%。本实施例所述分选方法的步骤是：
（1）将中低品位胶磷矿破碎，细磨至粒度为小于0.074mm占50~70wt%，得到磨矿产品；将所述磨矿产品调至浓度为20~30wt%的矿浆，送入“一种硫酸渣分离提纯分选设备”，调节冲洗水量至0.5~1.0L/min，分选，得到重选精矿和重选尾矿。
（2）所述重选精矿中的MgO品位小于1%，则重选精矿直接作为精矿Ⅰ′。
（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，每吨重选尾矿中碳酸钠、水玻璃和脂肪酸捕收剂的加入量相应地为3.0~3.5kg、1.0~1.6kg和0.8~1.2kg；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Ⅱ，泡沫产品Ⅱ脱水后即为粗精矿。
（4）将所述粗精矿调至浓度为35~40wt%的矿浆，送入搅拌槽Ⅲ，再向搅拌槽Ⅲ中加入调整剂，每吨粗精矿中调整剂的加入量为4~8kg；进行反浮选作业，得到槽内产品Ⅲ和泡沫产品Ⅲ，槽内产品Ⅲ即为精矿Ⅱ，泡沫产品Ⅲ即为尾矿Ⅲ。
（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、所述尾矿Ⅱ和所述尾矿Ⅲ合并，得到磷尾矿产品。
所述调整剂为硫酸。
本实施例能减少正浮选矿石处理量45~60%；所获得的磷精矿产品P2O5品位为30~33%和MgO品位为0.6~1.0%，P2O5回收率大于92%。
本具体实施方式与现有技术相比，具有以下积极效果：
1、本具体实施方式采用的“一种硫酸渣分离提纯分选设备”，入选粒度细，适合入选粒度为小于0.074mm占50~90wt%的胶磷矿分选，并且具有矿石处理量大、操作简单、成本低和无污染的优势。
2、本具体实施方式能减少正浮选矿石处理量30~60%，降低了正浮选的药剂用量和浮选加温成本，节约了选矿成本并减轻了环境污染。
3、本具体实施方式获得的磷精矿产品P2O5品位为30~33%和MgO品位为0.6~1.0%，P2O5回收率大于80%，分选效果好。
因此，本具体实施方式具有分选效果好、入选粒度细、选矿成本低和环境污染小的特点。
Claims (3)
1.一种中低品位胶磷矿重浮联合分选方法，其特征在于所述方法的具体步骤是：
(1)将中低品位胶磷矿破碎，细磨至粒度为小于0.074mm占50～90wt％，得到磨矿产品，将所述磨矿产品调至浓度为10～30wt％的矿浆，送入“一种硫酸渣分离提纯分选设备”，调节冲洗水量至0～1.5L/min，分选，得到重选精矿和重选尾矿；
(2)若所述重选精矿中的MgO品位小于1％，则重选精矿直接作为精矿，即为精矿Ⅰ′；若所述重选精矿中的MgO品位大于1％，则将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中依次加入调整剂和脂肪酸捕收剂，每吨重选精矿中调整剂和脂肪酸捕收剂的加入量相应地为3～9kg和0.1～0.6kg；进行反浮选碳酸盐作业，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即为尾矿Ⅰ；所述精矿Ⅰ′和所述精矿Ⅰ″统称为精矿Ⅰ；
(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，每吨重选尾矿中碳酸钠、水玻璃和脂肪酸捕收剂的加入量相应地为2～4kg、0.2～2.0kg和0.6～1.6kg；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Ⅱ，泡沫产品Ⅱ脱水后即为粗精矿；
(4)将所述粗精矿调至浓度为20～35wt％的矿浆，送入搅拌槽Ⅲ，再向搅拌槽Ⅲ中加入调整剂，每吨粗精矿中调整剂的加入量为3～11kg；进行反浮选作业，得到槽内产品Ⅲ和泡沫产品Ⅲ，槽内产品Ⅲ即为精矿Ⅱ，泡沫产品Ⅲ即为尾矿Ⅲ；
(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、所述尾矿Ⅱ和所述尾矿Ⅲ合并，得到磷尾矿产品；
所述“一种硫酸渣分离提纯分选设备”的结构是：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)；
其中：所述的横向冲洗水管(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；所述的螺旋溜槽(5)为1～4头；所述的螺旋溜槽(5)的螺旋片高h与外径D之比为：h/D＝0.33～0.40；所述的螺旋溜槽(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。
2.根据权利要求1所述的中低品位胶磷矿重浮联合分选方法，其特征在于所述中低品位胶磷矿的P2O5品位为21～28％。
3.根据权利要求1所述的中低品位胶磷矿重浮联合分选方法，其特征在于所述调整剂为硫酸和磷酸中的一种或两种。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201610300785.3A CN105880032B (zh) | 2016-05-09 | 2016-05-09 | 一种中低品位胶磷矿重浮联合分选方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201610300785.3A CN105880032B (zh) | 2016-05-09 | 2016-05-09 | 一种中低品位胶磷矿重浮联合分选方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN105880032A CN105880032A (zh) | 2016-08-24 |
| CN105880032B true CN105880032B (zh) | 2019-04-09 |
Family
ID=56702412
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN201610300785.3A Active CN105880032B (zh) | 2016-05-09 | 2016-05-09 | 一种中低品位胶磷矿重浮联合分选方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN105880032B (zh) |
Families Citing this family (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN107470012B (zh) * | 2017-07-05 | 2020-04-07 | 昆明理工大学 | 一种磷灰石纯矿物的提取方法 |
| CN109453891B (zh) * | 2018-10-23 | 2021-06-18 | 宜都兴发化工有限公司 | 一种高倍半胶磷矿螺旋溜槽重浮联合工艺 |
| CN110369120A (zh) * | 2019-07-25 | 2019-10-25 | 湖北兴发化工集团股份有限公司 | 一种磷矿重-浮联合选矿工艺 |
| CN111450987B (zh) * | 2020-03-10 | 2021-08-10 | 中国地质科学院矿产综合利用研究所 | 一种中低品位混合型胶磷矿的选矿工艺 |
| CN114377846B (zh) * | 2021-12-28 | 2023-07-04 | 湖南鑫恒环境科技有限公司 | 铁矿尾矿资源化综合利用处理装置 |
Family Cites Families (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| BR6459553D0 (pt) * | 1963-05-31 | 1973-03-08 | Ltd Tredco | Aperfeicoamentos em processo e aparelho para o tratamento de minerios |
| CN2738889Y (zh) * | 2004-09-17 | 2005-11-09 | 武汉科技大学 | 一种硫酸渣分离提纯分选设备 |
| CN100522374C (zh) * | 2006-01-27 | 2009-08-05 | 湖北宜化肥业有限公司 | 中低品位胶磷矿的选矿方法 |
| CN102716799A (zh) * | 2012-06-14 | 2012-10-10 | 昆明川金诺化工股份有限公司 | 一种用重力、离心力、浮选组合脱出磷矿杂质的工艺方法 |
| CN103240169B (zh) * | 2013-05-17 | 2014-07-16 | 煤炭科学研究总院唐山研究院 | 重浮联合分选磷矿的工艺 |
| CN104959239B (zh) * | 2015-06-26 | 2017-06-27 | 中国地质科学院矿产综合利用研究所 | 一种低品位难选风化胶磷矿分段脱泥浮选工艺 |
-
2016
- 2016-05-09 CN CN201610300785.3A patent/CN105880032B/zh active Active
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN105880032A (zh) | 2016-08-24 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN105880032B (zh) | 一种中低品位胶磷矿重浮联合分选方法 | |
| CN102744151B (zh) | 一种硅钙质胶磷矿的分支浮选工艺 | |
| CN105797868B (zh) | 从铅锌矿浮选尾矿中回收低品位氧化锌矿的选矿方法 | |
| CN102029220B (zh) | 低品位复杂铅锑锌分离浮选的方法 | |
| CN103736569B (zh) | 一种硫化矿的选矿方法 | |
| CN104261361B (zh) | 一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法 | |
| CN103934117B (zh) | 充气式浮选柱浮选铅锌硫化矿石的工艺 | |
| CN104888958B (zh) | 一种微细粒红磁混合铁矿选别工艺 | |
| CN101850295A (zh) | 一种低品位磁铁矿石生产高质量铁精矿的选矿方法 | |
| CN104148163B (zh) | 一种处理低品位锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法 | |
| CN109607527A (zh) | 一种低品位微晶石墨的选矿提纯方法 | |
| CN101961673A (zh) | 一种混合铜矿的联合选冶方法 | |
| CN106902975B (zh) | 一种高铝高硅型铝土矿的分步脱硅提质方法 | |
| CN108380397A (zh) | 一种低浓度含云母方解石型萤石尾矿的回收方法 | |
| CN105597939A (zh) | 一种低品位硅钙质胶磷矿选矿工艺 | |
| CN105750090B (zh) | 一种硅钙质胶磷矿分选方法 | |
| CN104984835A (zh) | 一种微细粒钼精选尾矿的选择性絮凝-柱浮选回收方法及系统 | |
| CN107115974A (zh) | 一种提高微细粒硫化铜矿浮选指标的选矿方法 | |
| CN105750089A (zh) | 一种镁质胶磷矿分选方法 | |
| CN106076607A (zh) | 一种处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺 | |
| CN207546767U (zh) | 一种粗颗粒浮选柱浮选的装置 | |
| CN101693226B (zh) | 高滑石型镍矿于选矿中的脱泥方法 | |
| CN105327784B (zh) | 一种选钨尾矿中伴生富含萤石及低品位锡石的分离方法 | |
| CN204911756U (zh) | 一种节水型磁铁矿分级选矿系统 | |
| CN109647615B (zh) | 提高难选锌精矿回收率的选矿方法及选矿系统 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| C06 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| C10 | Entry into substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| GR01 | Patent grant | ||
| GR01 | Patent grant |