CN106269265A - 一种处理高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺 - Google Patents

一种处理高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺 Download PDF

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CN106269265A CN201610683984.7A CN201610683984A CN106269265A CN 106269265 A CN106269265 A CN 106269265A CN 201610683984 A CN201610683984 A CN 201610683984A CN 106269265 A CN106269265 A CN 106269265A
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    • B03D2203/06—Phosphate ores

Abstract

本发明是一种处理高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺，属于矿物加工技术领域，该分级分步浮选工艺主要分为2段，第一段采用分级作业将磨好的高铝高铁硅钙质型胶磷矿矿浆分为粗细两个粒级，第二段分别采用阳离子反浮选和阴离子正浮选除去粗细粒级原矿中的含硅矿物和含铝矿物，再利用阴离子反浮选除去原矿中的含镁矿物和含铁矿物。本发明工艺不仅针对高硅高铝的硅钙质胶磷矿，也针对单一高铝或高硅的硅钙质型胶磷矿，与采用常规正‑反浮选流程或者双反浮选流程相比，具有选矿工艺流程稳定，分选效果好，精矿产品含铁、铝半氧化物低等优点。

Description

一种处理高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，特别涉及一种处理高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺。
背景技术：
在我国，磷矿资源主要集中在云贵川湘鄂等地，以沉积型磷块岩为主，其中以中低品级胶磷矿为主，其中有一部分低品级硅质胶磷矿中含铝含铁倍半氧化物（R2O3）较高，在传统的湿法生产磷酸中，铁、铝元素不仅能造成会使磷酸形成淤渣，还能极大地影响硫酸钙结晶的成长，最终造成后续浓缩过程中P2O5损失较大，因此，为了降低对湿法磷酸及酸法制肥过程的影响，需要尽可能的降低磷精矿中含铁、铝倍半氧化物的含量。
目前针对高铝高铁低品级硅钙质型胶磷矿，常规采用的工艺流程为正-反浮选工艺流程和预先脱泥-双反浮选工艺流程，正-反浮选工艺存在磨矿细度较细、精矿产品粒度较细，精矿输送和脱水作业困难、精矿选矿成本较高等缺点。而采用预先脱泥-双反浮选工艺流程存在药剂选择性较差，流程受矿泥影响较大，脱泥作业P2O5损失严重，最终精矿P2O5回收率较低的缺点。
发明内容：
本发明主要致力于针对现有技术的不足，提出一种工艺更为合理、高效、高分选性的脱除胶磷矿中硅酸盐类、碳酸盐类、含铁、铝类脉石矿物的处理高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺。
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。本发明是一种处理高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺，其特点是，该分级分步浮选工艺主要分为2段，第一段采用分级作业将磨好的高铝高铁硅钙质型胶磷矿矿浆分为粗细两个粒级，第二段分别采用阳离子反浮选和阴离子正浮选除去粗细粒级原矿中的含硅矿物和含铝矿物，再利用阴离子反浮选除去原矿中的含镁矿物和含铁矿物。
本发明所述的一种高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺，其具体步骤如下：
（1）将高铝高铁硅钙质型胶磷矿给入破碎磨矿作业，待磨矿细度实现有用矿物和脉石矿物达到单体解离后给入分级作业，分级成粗粒级和细粒级两部分；
（2）粗粒级部分给入脱硅反浮选搅拌槽，加入调整剂、捕收剂调浆后进入反浮选浮选槽进行反浮选脱硅，泡沫产品为脱硅反浮选尾矿，槽内产品为脱硅反浮选精矿；
（3）细粒级部分给入脱硅正浮选搅拌槽，加入调整剂、捕收剂、抑制剂调浆后进入正浮选浮选槽进行正浮选脱硅，泡沫产品为脱硅正浮选精矿，槽内产品为脱硅正浮选尾矿；
（4）脱硅反浮选的精矿和脱硅正浮选的精矿采用混合在一起的方法或者分别给入反浮选脱镁搅拌槽，加入捕收剂、抑制剂调浆后进入反浮选脱镁浮选槽进行反浮选脱镁，泡沫产品为脱镁反浮选尾矿，槽内产品为脱镁反浮选精矿也是最终的磷精矿。
本发明所述的一种高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺，其进一步优选的技术方案或者技术特征是：
1、所述的高铝高铁硅钙质型胶磷矿矿石类型为高铝高铁硅钙质胶磷矿或者单一高铝或高硅的硅钙质型胶磷矿。
2、步骤（2）中，在粗粒级部分脱硅反浮选系统中，选用碳酸钠作为pH调整剂，选用胺类有机物作捕收剂。
3、步骤（3）中，在细粒级部分脱硅正浮选系统中，选用碳酸钠作为pH调整剂，水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂，多糖类或多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物；浮选浓度为20%~49%，进一步优选为25%~40%，调整剂碳酸钠的用量为50 g/t ~3000g/t 原矿，进一步优选为500 g/t ~1500g/t 原矿，水玻璃的用量为1000g/t ~7000g/t 原矿，进一步优选为3000 g/t ~5000g/t 原矿，多糖类或多酚类有机高分子的用量为30 g/t ~500g/t 原矿，进一步优选为100 g/t ~200g/t 原矿，捕收剂的用量为500 g/t ~3000g/t 原矿，进一步优选为1000 g/t ~2000g/t 原矿。
4、步骤（4）中，脱镁反浮选系统中，抑制剂选自硫酸、磷酸或者二者的混合酸，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物。
5、脱硅正浮选、脱硅反浮选、脱镁反浮选的流程结构由粗选作业与精选作业、扫选作业任意搭配组成。
6、步骤（1）中，分级成粗粒级和细粒级两部分时，磨矿细度-0.074mm占25%~89%，分机作业选用旋流器或者筛分设备作为分级设备，分级粒度按照20μm~100μm控制。
7、步骤（2）中，在脱硅反浮选系统中，浮选浓度为20%~45%，进一步优选为30%~35%，调整剂的用量为500 g/t ~2900g/t 原矿，进一步优选为1000g/t ~2000g/t 原矿，捕收剂的用量为50 g/t ~600g/t 原矿，进一步优选为150g/t ~300g/t 原矿。
8、步骤（4）中，抑制剂的用量为2 kg/t ~9 kg/t 原矿，进一步优选为5 kg/t ~6kg/t 原矿，捕收剂的用量为500 g/t ~3000g/t 原矿，进一步优选为1000 g/t ~2000g/t原矿。
本发明方法的原理是：高铝高铁低品级硅钙质型胶磷矿矿石中矿物成分单一，以低碳氟磷灰石为主，少量碳磷灰石、磷灰石，脉石矿物主要分为含镁碳酸盐类矿物、硅酸盐类矿物、含铁类矿物三部分，含镁碳酸盐类矿物主要为白云石和方解石，硅酸盐类矿物主要为石英、含铝硅酸盐类黏土矿物，含铁类矿物主要为黄铁矿和赤铁矿；若采用正-反浮选工艺，存在磨矿细度细、药剂用量较大，选矿药剂成本较大，精矿过滤难得缺点，而采用预先脱泥-双反浮选工艺流程存在药剂选择性较差，流程受矿泥影响较大，脱泥作业P2O5损失严重，最终精矿P2O5回收率较低的缺点。
本发明方法更适用的中高铝硅质胶磷矿的矿石组成为：P2O5品位为16.1%~28.9%，MgO质量含量为1.5%~7.9%，SiO2质量含量为11.1%~31.9%，Al2O3质量含量为3.0%~9.8%，Fe2O3质量含量为0.8%~3.8%；经过本发明方法可以获得胶磷矿精矿中P2O5品位为28.0%~36.9%，MgO质量含量为0.3%~1.5%，含铝含铁倍半氧化物（R2O3）质量含量为1.5%~3.2%。
与现有技术相比，本发明专利有以下优点：（1）通过分级作业分成两个粗细两个粒级，大大改善了正浮选脱硅作业和反浮选脱硅作业的浮选环境，提高了有用矿物与脉石矿物之间的分选性，不仅有效性克服了正浮选脱硅流程对粗粒有用矿物捕收能力不足的缺点，还解决了胺类药剂对硅酸盐类矿物选择性捕收能力差的问题；（2）大大改善了采用直接浮选工艺中存在的由于细粒机械夹杂导致的浮选精矿品位较低的问题；（3）磨矿的能耗在选矿成本中占有很大的一部分，通过分级浮选，很好的避免了矿物的过磨，很好的实现了在较低的磨矿细度下实现了有用矿物与脉石的有效分离，改善了精矿的过滤作业，有效的降低了选矿的磨矿成本；（4）本发明专利较好的实现了“浮少抑多”，大大降低了选矿的药剂成本，进一步降低了选矿成本；（5）通过在正浮选脱硅作业中添加水玻璃和多糖类和多酚类有机高分子分别作为铝硅酸类矿物和含铁脉石矿物的抑制剂，提高了有用矿物与脉石矿物之间的浮游差，大大降低了磷精矿中的含铝含铁倍半氧化物（R2O3）的含量。
具体实施方式：
实施例1，一种处理高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺，该分级分步浮选工艺主要分为2段，第一段采用分级作业将磨好的高铝高铁硅钙质型胶磷矿矿浆分为粗细两个粒级，第二段分别采用阳离子反浮选和阴离子正浮选除去粗细粒级原矿中的含硅矿物和含铝矿物，再利用阴离子反浮选除去原矿中的含镁矿物和含铁矿物。
实施例2，一种高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺，其具体步骤如下：
（1）将高铝高铁硅钙质型胶磷矿给入破碎磨矿作业，待磨矿细度实现有用矿物和脉石矿物达到单体解离后给入分级作业，分级成粗粒级和细粒级两部分；分级成粗粒级和细粒级两部分时，磨矿细度-0.074mm占25%，分机作业选用旋流器或者筛分设备作为分级设备，分级粒度按照20μm控制。
（2）粗粒级部分给入脱硅反浮选搅拌槽，加入调整剂、捕收剂调浆后进入反浮选浮选槽进行反浮选脱硅，泡沫产品为脱硅反浮选尾矿，槽内产品为脱硅反浮选精矿；在粗粒级部分脱硅反浮选系统中，选用碳酸钠作为pH调整剂，选用胺类有机物作捕收剂。浮选浓度为20%，调整剂的用量为500 g/t原矿，捕收剂的用量为50 g/t 原矿。
（3）细粒级部分给入脱硅正浮选搅拌槽，加入调整剂、捕收剂、抑制剂调浆后进入正浮选浮选槽进行正浮选脱硅，泡沫产品为脱硅正浮选精矿，槽内产品为脱硅正浮选尾矿；在细粒级部分脱硅正浮选系统中，选用碳酸钠作为pH调整剂，水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂，多糖类或多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物；浮选浓度为20%，调整剂碳酸钠的用量为50 g/t原矿，水玻璃的用量为1000 g/t原矿，多糖类或多酚类有机高分子的用量为30 g/t 原矿，捕收剂的用量为500 g/t原矿。
（4）脱硅反浮选的精矿和脱硅正浮选的精矿采用混合在一起的方法或者分别给入反浮选脱镁搅拌槽，加入捕收剂、抑制剂调浆后进入反浮选脱镁浮选槽进行反浮选脱镁，泡沫产品为脱镁反浮选尾矿，槽内产品为脱镁反浮选精矿也是最终的磷精矿；脱镁反浮选系统中，抑制剂选自硫酸、磷酸或者二者的混合酸，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物。抑制剂的用量为2 kg/t原矿，捕收剂的用量为500 g/t原矿。
所述的高铝高铁硅钙质型胶磷矿矿石类型为高铝高铁硅钙质胶磷矿或者单一高铝或高硅的硅钙质型胶磷矿。脱硅正浮选、脱硅反浮选、脱镁反浮选的流程结构由粗选作业与精选作业搭配组成。
实施例3，一种高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺，其具体步骤如下：
（1）将高铝高铁硅钙质型胶磷矿给入破碎磨矿作业，待磨矿细度实现有用矿物和脉石矿物达到单体解离后给入分级作业，分级成粗粒级和细粒级两部分；分级成粗粒级和细粒级两部分时，磨矿细度-0.074mm占89%，分机作业选用旋流器或者筛分设备作为分级设备，分级粒度按照100μm控制。
（2）粗粒级部分给入脱硅反浮选搅拌槽，加入调整剂、捕收剂调浆后进入反浮选浮选槽进行反浮选脱硅，泡沫产品为脱硅反浮选尾矿，槽内产品为脱硅反浮选精矿；在粗粒级部分脱硅反浮选系统中，选用碳酸钠作为pH调整剂，选用胺类有机物作捕收剂。浮选浓度为45%，调整剂的用量为2900g/t 原矿，捕收剂的用量为600g/t 原矿。
（3）细粒级部分给入脱硅正浮选搅拌槽，加入调整剂、捕收剂、抑制剂调浆后进入正浮选浮选槽进行正浮选脱硅，泡沫产品为脱硅正浮选精矿，槽内产品为脱硅正浮选尾矿；在细粒级部分脱硅正浮选系统中，选用碳酸钠作为pH调整剂，水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂，多糖类或多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物；浮选浓度为49%，调整剂碳酸钠的用量为3000g/t 原矿，水玻璃的用量为7000g/t 原矿，多糖类或多酚类有机高分子的用量为500g/t 原矿，捕收剂的用量为3000g/t 原矿。
（4）脱硅反浮选的精矿和脱硅正浮选的精矿采用混合在一起的方法或者分别给入反浮选脱镁搅拌槽，加入捕收剂、抑制剂调浆后进入反浮选脱镁浮选槽进行反浮选脱镁，泡沫产品为脱镁反浮选尾矿，槽内产品为脱镁反浮选精矿也是最终的磷精矿；脱镁反浮选系统中，抑制剂选自硫酸、磷酸或者二者的混合酸，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物。抑制剂的用量为9 kg/t 原矿，捕收剂的用量为3000g/t 原矿。
所述的高铝高铁硅钙质型胶磷矿矿石类型为高铝高铁硅钙质胶磷矿或者单一高铝或高硅的硅钙质型胶磷矿。脱硅正浮选、脱硅反浮选、脱镁反浮选的流程结构由粗选作业与精选作业、扫选作业搭配组成。
实施例4，一种高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺，其具体步骤如下：
（1）将高铝高铁硅钙质型胶磷矿给入破碎磨矿作业，待磨矿细度实现有用矿物和脉石矿物达到单体解离后给入分级作业，分级成粗粒级和细粒级两部分；分级成粗粒级和细粒级两部分时，磨矿细度-0.074mm占50%，分机作业选用旋流器或者筛分设备作为分级设备，分级粒度按照60μm控制。
（2）粗粒级部分给入脱硅反浮选搅拌槽，加入调整剂、捕收剂调浆后进入反浮选浮选槽进行反浮选脱硅，泡沫产品为脱硅反浮选尾矿，槽内产品为脱硅反浮选精矿；在粗粒级部分脱硅反浮选系统中，选用碳酸钠作为pH调整剂，选用胺类有机物作捕收剂。浮选浓度为30%，调整剂的用量为1200g/t 原矿，捕收剂的用量为300g/t 原矿。
（3）细粒级部分给入脱硅正浮选搅拌槽，加入调整剂、捕收剂、抑制剂调浆后进入正浮选浮选槽进行正浮选脱硅，泡沫产品为脱硅正浮选精矿，槽内产品为脱硅正浮选尾矿；在细粒级部分脱硅正浮选系统中，选用碳酸钠作为pH调整剂，水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂，多糖类或多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物；浮选浓度为35%，调整剂碳酸钠的用量为1500g/t 原矿，水玻璃的用量为4000g/t原矿，多糖类或多酚类有机高分子的用量为200g/t 原矿，捕收剂的用量为1500g/t 原矿。
（4）脱硅反浮选的精矿和脱硅正浮选的精矿采用混合在一起的方法或者分别给入反浮选脱镁搅拌槽，加入捕收剂、抑制剂调浆后进入反浮选脱镁浮选槽进行反浮选脱镁，泡沫产品为脱镁反浮选尾矿，槽内产品为脱镁反浮选精矿也是最终的磷精矿；脱镁反浮选系统中，抑制剂选自硫酸、磷酸或者二者的混合酸，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物。抑制剂的用量为5 kg/t 原矿，捕收剂的用量为1500g/t 原矿。
所述的高铝高铁硅钙质型胶磷矿矿石类型为高铝高铁硅钙质胶磷矿或者单一高铝或高硅的硅钙质型胶磷矿。脱硅正浮选、脱硅反浮选、脱镁反浮选的流程结构由粗选作业与精选作业、扫选作业任意搭配组成。
实施例5，一种高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺，其具体步骤如下：
（1）将高铝高铁硅钙质型胶磷矿给入破碎磨矿作业，待磨矿细度实现有用矿物和脉石矿物达到单体解离后给入分级作业，分级成粗粒级和细粒级两部分，磨矿细度-0.074mm占45.00%，分机作业选用旋流器或者筛分设备作为分级设备，分级粒度按照74μm控制；
（2）粗粒级部分给入脱硅反浮选搅拌槽，加入调整剂、捕收剂调浆后进入反浮选浮选槽进行反浮选脱硅，泡沫产品为脱硅反浮选尾矿，槽内产品为脱硅反浮选精矿，磷矿浆的浮选浓度为25.00%，在脱硅反浮选系统中，调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂，用量为1000g/t 原矿，捕收剂选用胺类有机物，用量为300g/t 原矿。
（3）细粒级部分给入脱硅正浮选搅拌槽，加入调整剂、捕收剂调浆后进入正浮选浮选槽进行正浮选脱硅，泡沫产品为脱硅正浮选精矿，槽内产品为脱硅正浮选尾矿，磷矿浆的浮选浓度为26%，在脱硅正浮选系统中，调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂，水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂，多糖类和多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物。在脱硅正浮选系统中，调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂，用量为1500 g/tg/t 原矿，水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂，用量为3000g/t 原矿，多糖类和多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂，用量为200g/t 原矿，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物，用量为1500 g/t原矿。
（4）脱硅反浮选的精矿和脱硅正浮选的精矿可以混合在一起也可以分别给入反浮选脱镁搅拌槽，加入调整剂、捕收剂调浆后进入反浮选脱镁浮选槽进行反浮选脱镁，泡沫产品为脱镁反浮选尾矿，槽内产品为脱镁反浮选精矿也是最终的磷精矿，在脱镁反浮选系统中，抑制剂选用无机酸，无机酸为硫酸、磷酸或者二者的混合酸，用量为5 kg/t 原矿，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物，用量为800g/t 原矿。
（5）脱硅正浮选流程为由粗选作业、一次精选作业共同组成，脱硅反浮选流程为由粗选作业、一次再选作业共同组成，脱镁反浮选流程由粗选作业、一次再选作业共同完成。
上述方法中高铝硅质胶磷矿的矿石组成为P2O5品位为21.50%， MgO质量含量为5.50%，SiO2质量含量为14.25%，Al2O3质量含量为4.72%，Fe2O3质量含量为1.25%；
上述方法中获得胶磷矿精矿中P2O5品位为31.25%，MgO质量含量为0.75%，含铝含铁倍半氧化物（R2O3）质量含量为2.80%。
实施例6，一种高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺，其具体步骤如下：
（1）将高铝高铁硅钙质型胶磷矿给入破碎磨矿作业，待磨矿细度实现有用矿物和脉石矿物达到单体解离后给入分级作业，分级成粗粒级和细粒级两部分，磨矿细度-0.074mm占52.00%，分机作业选用旋流器或者筛分设备作为分级设备，分级粒度按照60μm控制；
（2）粗粒级部分给入脱硅反浮选搅拌槽，加入调整剂、捕收剂调浆后进入反浮选浮选槽进行反浮选脱硅，泡沫产品为脱硅反浮选尾矿，槽内产品为脱硅反浮选精矿，磷矿浆的浮选浓度为26.50%，在脱硅反浮选系统中，调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂，用量为1200g/t 原矿，捕收剂选用胺类有机物，用量为400g/t 原矿。
（3）细粒级部分给入脱硅正浮选搅拌槽，加入调整剂、捕收剂调浆后进入正浮选浮选槽进行正浮选脱硅，泡沫产品为脱硅正浮选精矿，槽内产品为脱硅正浮选尾矿，磷矿浆的浮选浓度为26%，在脱硅正浮选系统中，调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂，水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂，多糖类和多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物。在脱硅正浮选系统中，调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂，用量为1500 g/tg/t 原矿，水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂，用量为3000g/t 原矿，多糖类和多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂，用量为250g/t 原矿，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物，用量为900 g/t原矿。
（4）脱硅反浮选的精矿和脱硅正浮选的精矿可以混合在一起也可以分别给入反浮选脱镁搅拌槽，加入调整剂、捕收剂调浆后进入反浮选脱镁浮选槽进行反浮选脱镁，泡沫产品为脱镁反浮选尾矿，槽内产品为脱硅反浮选精矿也是最终的磷精矿，在脱镁反浮选系统中，，抑制剂选用无机酸，无机酸为硫酸、磷酸或者二者的混合酸，用量为6 kg/t 原矿，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物，用量为900g/t 原矿。
（5）脱硅正浮选流程为由粗选作业组成，脱硅反浮选流程为由粗选作业、一次再选作业共同组成，脱镁反浮选流程由粗选作业、一次再选作业共同完成。
上述方法中高铝硅质胶磷矿的矿石组成为P2O5品位为23.50%， MgO质量含量为2.50%，SiO2质量含量为17.25%，Al2O3质量含量为5.72%，Fe2O3质量含量为1.45%；
上述方法中获得胶磷矿精矿中P2O5品位为31.25%，MgO质量含量为0.75%，含铝含铁倍半氧化物（R2O3）质量含量为2.30%。
实施例7，一种高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺，其具体步骤如下：
（1）将高铝高铁硅钙质型胶磷矿给入破碎磨矿作业，待磨矿细度实现有用矿物和脉石矿物达到单体解离后给入分级作业，分级成粗粒级和细粒级两部分，磨矿细度-0.074mm占62.00%，分机作业选用旋流器或者筛分设备作为分级设备，分级粒度按照43μm控制；
（2）粗粒级部分给入脱硅反浮选搅拌槽，加入调整剂、捕收剂调浆后进入反浮选浮选槽进行反浮选脱硅，泡沫产品为脱硅反浮选尾矿，槽内产品为脱硅反浮选精矿，磷矿浆的浮选浓度为23.00%，在脱硅反浮选系统中，调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂，用量为1500g/t 原矿，捕收剂选用胺类有机物，用量为400g/t 原矿。
（3）细粒级部分给入脱硅正浮选搅拌槽，加入调整剂、捕收剂调浆后进入正浮选浮选槽进行正浮选脱硅，泡沫产品为脱硅正浮选精矿，槽内产品为脱硅正浮选尾矿，磷矿浆的浮选浓度为25.00%，在脱硅正浮选系统中，调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂，水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂，多糖类和多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物。在脱硅正浮选系统中，调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂，用量为2000 g/tg/t 原矿，水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂，用量为1500g/t 原矿，多糖类和多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂，用量为300g/t 原矿，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物，用量为1200 g/t原矿。
（4）脱硅反浮选的精矿和脱硅正浮选的精矿可以混合在一起也可以分别给入反浮选脱镁搅拌槽，加入调整剂、捕收剂调浆后进入反浮选脱镁浮选槽进行反浮选脱镁，泡沫产品为脱镁反浮选尾矿，槽内产品为脱硅反浮选精矿也是最终的磷精矿，在脱镁反浮选系统中，，抑制剂选用无机酸，无机酸为硫酸、磷酸或者二者的混合酸，用量为7kg/t 原矿，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物，用量为1300g/t 原矿。
（5）脱硅正浮选流程为由粗选作业、一次精选作业共同组成，脱硅反浮选流程为由粗选作业、一次再选作业共同组成，脱镁反浮选流程由粗选作业、一次再选作业共同完成。
上述方法中高铝硅质胶磷矿的矿石组成为P2O5品位为18.50%， MgO质量含量为3.60%，SiO2质量含量为17.25%，Al2O3质量含量为4.65%，Fe2O3质量含量为2.20%；
上述方法中获得胶磷矿精矿中P2O5品位为29.75%，MgO质量含量为0.85%，含铝含铁倍半氧化物（R2O3）质量含量为2.70%。
实施例8，一种高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺，其具体步骤如下：
（1）将高铝高铁硅钙质型胶磷矿给入破碎磨矿作业，待磨矿细度实现有用矿物和脉石矿物达到单体解离后给入分级作业，分级成粗粒级和细粒级两部分，磨矿细度-0.074mm占44.00%，分机作业选用旋流器或者筛分设备作为分级设备，分级粒度按照22μm控制；
（2）粗粒级部分给入脱硅反浮选搅拌槽，加入调整剂、捕收剂调浆后进入反浮选浮选槽进行反浮选脱硅，泡沫产品为脱硅反浮选尾矿，槽内产品为脱硅反浮选精矿，磷矿浆的浮选浓度为24.50%，在脱硅反浮选系统中，调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂，用量为1000g/t 原矿，捕收剂选用胺类有机物，用量为320g/t 原矿。
（3）细粒级部分给入脱硅正浮选搅拌槽，加入调整剂、捕收剂调浆后进入正浮选浮选槽进行正浮选脱硅，泡沫产品为脱硅正浮选精矿，槽内产品为脱硅正浮选尾矿，磷矿浆的浮选浓度为24.00%，在脱硅正浮选系统中，调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂，水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂，多糖类和多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物。在脱硅正浮选系统中，调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂，用量为2500 g/tg/t 原矿，水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂，用量为7000g/t 原矿，多糖类和多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂，用量为220g/t 原矿，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物，用量为1700 g/t原矿。
（4）脱硅反浮选的精矿和脱硅正浮选的精矿可以混合在一起也可以分别给入反浮选脱镁搅拌槽，加入调整剂、捕收剂调浆后进入反浮选脱镁浮选槽进行反浮选脱镁，泡沫产品为脱镁反浮选尾矿，槽内产品为脱硅反浮选精矿也是最终的磷精矿，在脱镁反浮选系统中，，抑制剂选用无机酸，无机酸为硫酸、磷酸或者二者的混合酸，用量为6.5kg/t 原矿，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物，用量为1000g/t 原矿。
（5）脱硅正浮选流程为由粗选作业、一次精选作业共同组成，脱硅反浮选流程为由粗选作业、一次再选作业共同组成，脱镁反浮选流程由粗选作业、一次再选作业共同完成。
上述方法中高铝硅质胶磷矿的矿石组成为P2O5品位为22.50%， MgO质量含量为3.80%，SiO2质量含量为20.25%，Al2O3质量含量为3.95%，Fe2O3质量含量为1.20%；
上述方法中获得胶磷矿精矿中P2O5品位为30.75%，MgO质量含量为0.85%，含铝含铁倍半氧化物（R2O3）质量含量为2.05%。

Claims (10)

1.一种处理高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺，其特征在于，该分级分步浮选工艺主要分为2段，第一段采用分级作业将磨好的高铝高铁硅钙质型胶磷矿矿浆分为粗细两个粒级，第二段分别采用阳离子反浮选和阴离子正浮选除去粗细粒级原矿中的含硅矿物和含铝矿物，再利用阴离子反浮选除去原矿中的含镁矿物和含铁矿物。
2.根据权利要求1所述的一种高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺，其特征在于：其具体步骤如下：
（1）将高铝高铁硅钙质型胶磷矿给入破碎磨矿作业，待磨矿细度实现有用矿物和脉石矿物达到单体解离后给入分级作业，分级成粗粒级和细粒级两部分；
（2）粗粒级部分给入脱硅反浮选搅拌槽，加入调整剂、捕收剂调浆后进入反浮选浮选槽进行反浮选脱硅，泡沫产品为脱硅反浮选尾矿，槽内产品为脱硅反浮选精矿；
（3）细粒级部分给入脱硅正浮选搅拌槽，加入调整剂、捕收剂、抑制剂调浆后进入正浮选浮选槽进行正浮选脱硅，泡沫产品为脱硅正浮选精矿，槽内产品为脱硅正浮选尾矿；
（4）脱硅反浮选的精矿和脱硅正浮选的精矿采用混合在一起的方法或者分别给入反浮选脱镁搅拌槽，加入捕收剂、抑制剂调浆后进入反浮选脱镁浮选槽进行反浮选脱镁，泡沫产品为脱镁反浮选尾矿，槽内产品为脱镁反浮选精矿也是最终的磷精矿。
3.根据权利要求1或2所述的一种高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺，其特征在于：所述的高铝高铁硅钙质型胶磷矿矿石类型为高铝高铁硅钙质胶磷矿或者单一高铝或高硅的硅钙质型胶磷矿。
4.根据权利要求2所述的一种高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺，其特征在于，步骤（2）中，在粗粒级部分脱硅反浮选系统中，选用碳酸钠作为pH调整剂，选用胺类有机物作捕收剂。
5.根据权利要求2所述的一种高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺，其特征在于：步骤（3）中，在细粒级部分脱硅正浮选系统中，选用碳酸钠作为pH调整剂，水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂，多糖类或多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物；浮选浓度为20%~49%，调整剂碳酸钠的用量为50 g/t ~3000g/t 原矿，水玻璃的用量为1000 g/t ~7000g/t 原矿，多糖类或多酚类有机高分子的用量为30 g/t ~500g/t 原矿，捕收剂的用量为500 g/t ~3000g/t 原矿。
6.根据权利要求2所述的一种高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺，其特征在于，步骤（4）中，脱镁反浮选系统中，抑制剂选自硫酸、磷酸或者二者的混合酸，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物。
7.根据权利要求2所述的一种高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺，其特征在于：脱硅正浮选、脱硅反浮选、脱镁反浮选的流程结构由粗选作业与精选作业、扫选作业任意搭配组成。
8.根据权利要求2－7任何一项所述的一种高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺，其特征在于：步骤（1）中，分级成粗粒级和细粒级两部分时，磨矿细度-0.074mm占25%~89%，分机作业选用旋流器或者筛分设备作为分级设备，分级粒度按照20μm~100μm控制。
9.根据权利要求2－7任何一项所述的一种高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺，其特征在于：步骤（2）中，在脱硅反浮选系统中，浮选浓度为20%~45%，调整剂的用量为500 g/t ~2900g/t 原矿，捕收剂的用量为50 g/t ~600g/t 原矿。
10.根据权利要求2－7任何一项所述的一种高铝高铁硅钙质胶磷矿的分级分步浮选工艺，其特征在于：步骤（4）中，抑制剂的用量为2 kg/t ~9 kg/t 原矿，捕收剂的用量为500g/t ~3000g/t 原矿。
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