CN108672102B - 一种磷矿的浮选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种磷矿的浮选方法,该方法步骤如下:采取钙镁质低品位磷矿原矿,通过破碎筛分至颗粒状,取磷矿入球磨机中,加自来水,加含氟化合物,制成磷矿矿浆;矿浆中加入硫酸,搅拌;加入抑制剂,搅拌;加入捕收剂,搅拌;使用浮选机进行浮选,脱除白云石,得到磷矿精矿产品。本发明的浮选方法所得产品品位合格,回收率高,工艺简单,应用范围广,对比传统磷矿反浮选工艺,将浮选PH值由5提高至6,硫酸用量大幅度减少,能够有效地避免结垢等浮选体系不必要的耗损,适用于磷矿中白云石、方解石等含钙碳酸盐与氟磷灰石等磷矿物的的浮选分离。
Description
技术领域
本发明涉及一种磷矿的浮选方法,属于磷矿浮选技术领域。
背景技术
我国磷矿资源丰富,分布较为集中,但矿石多以中低品位为主,约90%磷矿品位在26%以下,富矿资源少且采选难度大。白云石等含钙碳酸盐是钙镁质胶磷矿中的主要脉石矿物,选矿目的以脱除碳酸盐为主。在传统的磷矿反浮选脱镁中,常用硫酸作调整剂将矿浆pH值调至5左右,磷酸做氟磷灰石的抑制剂,脂肪酸作捕收剂抛除白云石。由于在工业中大量的使用硫酸不仅会造成环境的污染,更会腐蚀浮选体系的金属造成浪费。
发明内容
本发明要解决的技术问题是:提供一种磷矿的浮选方法,提高磷矿浮选体系的pH值,减少工业中硫酸的用量,浮选工艺简单、分选效果明显,以解决上述现有技术中存在的问题。
本发明采取的技术方案为:一种磷矿的浮选方法,该方法包括以下步骤:
(1)将原矿钙镁质低品位磷矿进行破碎,破碎后产品加入球磨机,加氟化钠和自来水入球磨机至磨矿浓度为60%进行磨矿,控制磨矿时间,磨至粒度小于0.074mm的矿粒质量分数占比为72-78%;
(2)控制温度在常温环境,加自来水调浆至矿浆中固体浓度为300g/L,向矿浆中加入pH调整剂硫酸,搅拌,调整矿浆的pH值为6;
(3)加入抑制剂,搅拌;
(4)再加入反浮选捕收剂搅拌;
(5)浮选,通过浮选机进行浮选,分离氟磷灰石与碳酸盐,得到磷精矿产品。
步骤(1)中氟化钠相对原矿用量为1.38-1.42kg/t。
步骤(3)中抑制剂采用磷酸,用量相对原矿的用量为7.8-8.2kg/t。
步骤(4)中捕收剂用量相对原矿的用量为0.28-0.32kg/t。
本发明的有益效果:与现有技术相比,本发明在加入氟化钠后,浮选pH值为6的条件下,一次反浮选就可以得到低镁、低钙的磷精矿,在有效的回收磷矿的同时,pH值由5提高至6,能够大幅度的减少硫酸的使用,不仅能节省资金,有效的减轻甚至解决工业中因为酸用量过多引起的结垢等浮选体系的一系列问题。
附图说明
图1是本发明的钙镁质低品位磷矿浮选工艺的流程图。
具体实施方式
下面结合附图及具体的实施例对本发明进行进一步介绍。
实施例1:如图1所示,一种磷矿的浮选方法,该方法包括以下步骤:
(1)将原矿钙镁质低品位磷矿进行破碎,破碎后产品加入球磨机,加氟化钠和自来水入球磨机至磨矿浓度为60%进行磨矿,控制磨矿时间,磨至粒度小于0.074mm的矿粒质量分数占比为75%,氟化钠相对原矿用量为1.38kg/t;
(2)控制温度在常温环境,加自来水调浆至矿浆中固体浓度为300g/L,向矿浆中加入pH调整剂硫酸,搅拌,调整矿浆的pH值为6;
(3)加入抑制剂,搅拌,抑制剂采用磷酸,用量相对原矿的用量为7.8kg/t;
(4)再加入反浮选捕收剂GJBW搅拌,捕收剂用量GJBW相对原矿的用量为0.28kg/t;
(5)浮选,通过浮选机进行浮选,分离氟磷灰石与碳酸盐,得到磷精矿产品。
本实施例中,在矿浆pH值为6时获得的磷精矿产品中P2O5品位和P2O5回收率分别为31.95%、91.23%,而未加氟化钠同等条件下,精矿品位和回收率分别为:27.8% 、90.17%。本发明的浮选方法所得产品品位合格,回收率高,工艺简单,适用性强,对比传统磷矿反浮选工艺,提高了浮选矿浆的pH值,工业中硫酸用量大大减少,能够有效地避免结垢等浮选体系不必要的耗损。
实施例2:如图1所示,一种磷矿的浮选方法,该方法包括以下步骤:
(1)将原矿钙镁质低品位磷矿进行破碎,破碎后产品加入球磨机,加氟化钠和自来水入球磨机至磨矿浓度为60%进行磨矿,控制磨矿时间,磨至粒度小于0.074mm的矿粒质量分数占比为75%,氟化钠相对原矿用量为1.42kg/t;
(2)控制温度在常温环境,加自来水调浆至矿浆中固体浓度为300g/L,向矿浆中加入pH调整剂硫酸,搅拌,调整矿浆的pH值为6;
(3)加入抑制剂,搅拌,抑制剂采用磷酸,用量相对原矿的用量为8.2kg/t;
(4)再加入反浮选捕收剂GJBW搅拌,捕收剂用量GJBW相对原矿的用量为0.32kg/t;
(5)浮选,通过浮选机进行浮选,分离氟磷灰石与碳酸盐,得到磷精矿产品。
本实施例中,在矿浆pH值为6时获得的磷精矿产品中P2O5品位和P2O5回收率分别为32.45%、92.32%。,而未加氟化钠同等条件下,精矿品位和回收率分别为:27.8% 、90.17%。本发明的浮选方法所得产品品位合格,回收率高,工艺简单,适用性强,对比传统磷矿反浮选工艺,提高了浮选矿浆的pH值,工业中硫酸用量大大减少,能够有效地避免结垢等浮选体系不必要的耗损。
实施例3:如图1所示,一种磷矿的浮选方法,该方法包括以下步骤:
(1)将原矿钙镁质低品位磷矿进行破碎,破碎后产品加入球磨机,加氟化钠和自来水入球磨机至磨矿浓度为60%进行磨矿,控制磨矿时间,磨至粒度小于0.074mm的矿粒质量分数占比为75%,氟化钠相对原矿用量为1.40kg/t;
(2)控制温度在常温环境,加自来水调浆至矿浆中固体浓度为300g/L,向矿浆中加入pH调整剂硫酸,搅拌,调整矿浆的pH值为6;
(3)加入抑制剂,搅拌,抑制剂采用磷酸,用量相对原矿的用量为8kg/t;
(4)再加入反浮选捕收剂GJBW搅拌,捕收剂用量GJBW相对原矿的用量为0.3kg/t;
(5)浮选,通过浮选机进行浮选,分离氟磷灰石与碳酸盐,得到磷精矿产品。
本实施例中,在矿浆pH值为6时获得的磷精矿产品中P2O5品位和P2O5回收率分别为32.19%、91.93%。而未加氟化钠同等条件下,精矿品位和回收率分别为:27.8% 、90.17%。本发明的浮选方法所得产品品位合格,回收率高,工艺简单,适用性强,对比传统磷矿反浮选工艺,提高了浮选矿浆的pH值,工业中硫酸用量大大减少,能够有效地避免结垢等浮选体系不必要的耗损。
本发明的浮选方法所得产品品位合格,回收率高,工艺简单,应用范围广,对比传统磷矿反浮选工艺,提高了浮选矿浆的pH值,硫酸用量大幅度减少,能够有效地避免结垢等浮选体系不必要的耗损,适用于磷矿中白云石、方解石等含钙碳酸盐与氟磷灰石等磷矿物的的浮选分离。
以上所述,仅为本发明的具体实施方式,但本发明的保护范围并不局限于此,任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内,可轻易想到变化或替换,都应涵盖在本发明的保护范围之内,因此,本发明的保护范围应以所述权利要求的保护范围为准。
Claims (3)
1.一种磷矿的浮选方法,其特征在于:该方法包括以下步骤:
(1)将原矿钙镁质低品位磷矿进行破碎,破碎后产品加入球磨机,加氟化钠和自来水入球磨机至磨矿浓度为60%进行磨矿,控制磨矿时间,磨至粒度小于0.074mm的矿粒质量分数占比为75%;氟化钠相对原矿用量为1.38-1.42kg/t
(2)控制温度在常温环境,加自来水调浆至矿浆中固体浓度为300g/L,向矿浆中加入pH调整剂硫酸,搅拌,调整矿浆的pH值为6;
(3)加入抑制剂,搅拌;
(4)再加入反浮选捕收剂搅拌;
(5)浮选,通过浮选机进行浮选,分离氟磷灰石与碳酸盐,得到磷精矿产品。
2.根据权利要求1所述的一种磷矿的浮选方法,其特征在于:步骤(3)中抑制剂采用磷酸,用量相对原矿的用量为7.8-8.2kg/t。
3.根据权利要求1所述的一种磷矿的浮选方法,其特征在于:步骤(4)中捕收剂用量相对原矿的用量为0.28-0.32kg/t。
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贵州某硅钙质磷矿石正浮选试验研究;罗国菊等;《化工矿物与加工》;20161115(第11期);第3-5页 * |
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