CN109453891A - 一种高倍半胶磷矿螺旋溜槽重浮联合工艺 - Google Patents

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Abstract

本发明属于胶磷矿分选技术领域，具体涉及一种半胶磷矿螺旋溜槽重浮联合工艺，本工艺包括磨细后的磷矿石经螺旋溜槽分选，所获得的重选精矿、重选尾矿分别进行双反浮选、正反浮选。螺旋溜槽重选是将磨到一定细度的原矿，通过螺旋溜槽分选后获得重选精矿和重选尾矿。联合浮选是将上述重选精矿进行双反浮选，获得双反浮精矿，将上述重选尾矿进行正反浮选，获得正反浮精矿，然后将双反浮精矿和正浮选精矿合并得到磷精矿最终产品。本工艺能避免浮选过程中粗、细颗粒夹杂给浮选分选带来的负面影响，分选效率高，能有效降低精矿中的铁、铝、镁等杂质，分选成本低。

Description

一种高倍半胶磷矿螺旋溜槽重浮联合工艺
技术领域
本发明属于胶磷矿浮选技术领域，具体涉及一种高倍半胶磷矿螺旋溜槽重浮联合工艺。
背景技术
磷矿中倍半氧化物R2O3含量大于3%，会给后续湿法磷酸工艺带来不利影响，表现为当磷矿被硫酸分解时，铁铝杂质进入磷酸溶液中，会致使溶液的黏度增大，P2O5的转化率降低，影响硫酸钙的结晶。磷矿选矿方法主要有浮选法、重选法、擦洗脱泥法、化学浸出法、光电选矿法以及联合选矿法等，对含高倍半氧化物的胶磷矿最为有效的方法是浮选法，但浮选存在选矿成本高，产生的废水不宜处理等问题。而磷矿重选工艺具有选矿成本低，无药剂污染和预先富集效果明显的优点。为充分利用重选工艺和浮选工艺的优点，对高倍半胶磷矿进行重浮联合工艺研究具有重要意义。
“一种中低品位胶磷矿重浮联合分选方法”（CN105880032A）专利技术，采用“一种硫酸渣分离提纯分选设备”分选中低品位胶磷矿，得到重选精矿和重选尾矿，若分离的重选精矿MgO含量大于1%，则给入单一反浮脱碳酸盐，得到精矿I，重选尾矿则给入正反浮选，得到精矿II，将精矿I和精矿II合并得到最终精矿。该法仅适用于高镁低倍半的胶磷矿，矿石的适应性不强。
杨茂椿（杨茂椿.海口中低品位胶磷矿重浮联合流程试验研究[J]云南冶金，1998（1））根据云南省滇池地区中低品位胶磷矿高镁低倍半这一特性，采用复合旋流器粗选，螺旋溜槽精选、重选中矿在磨与重选尾矿合并进入正反浮选的重-浮联合工艺，重选精矿和正反浮选精矿合并为最终精矿。该方法对高倍半氧化物的胶磷矿难以实现有效的分选，矿石适应性不强。
发明内容
本发明的目的是提供一种高倍半胶磷矿螺旋溜槽重选及浮选联合工艺，本发明工艺能避免浮选过程中粗、细颗粒夹杂给浮选分选带来的负面影响，分选效率高，能有效降低精矿中的铁、铝、镁等杂质，选矿成本低。
为实现上述目的，本发明所采用的技术方案如下：
一种高倍半胶磷矿螺旋溜槽重浮联合工艺，其特征在于，磷矿磨细后经螺旋溜槽重选工艺和经螺旋溜槽重选工艺分选出来的重选精矿的双反浮选以及重选尾矿的正反浮选工艺，具体步骤为：
（1）螺旋溜槽重选工艺
a.破碎：磷原矿经过粗碎、细碎和筛分组成的两段一闭路破碎工艺破碎得到粒级为小于2mm的筛下物原矿。所述的原矿中P2O5品位为22.0%-26.0%，倍半氧化物R2O3含量4.0-8.0%，MgO含量1.5-2.2%。
b.磨矿：将上诉粒度小于2mm的筛下物原矿给入磨矿机进行磨矿，磨矿后得到-0.074mm占60-80wt%的物料。
c.将上述磨矿后的物料配成15-20wt%浓度的矿浆给入螺旋溜槽选矿机进行分选，分选得到重选精矿和重选尾矿。分选得到螺旋溜槽重选精矿及螺旋溜槽重选尾矿，上述重选精矿产率为50-55%，P2O5品位为24-29%，上述重选尾矿产率为45-50%，P2O5品位为15-22%。
（2）重选精矿的双反浮选
将上述螺旋溜槽重选精矿物料加水配成质量浓度为20-30wt%的矿浆后再加入脱镁药剂，脱镁粗选得到的泡沫产品加入脱镁反浮选扫选药剂，进行脱镁反浮选扫选，反浮选扫选得到的泡沫产品为脱镁尾矿；脱镁扫选得到的底流产品和脱镁粗选的底流产品合并加入脱硅药剂进行脱硅粗选，脱镁粗选得到的泡沫产品，进行脱硅扫选，脱硅扫选不加药，脱硅选扫选得到的泡沫产品为脱硅尾矿，将脱硅粗选和脱硅扫选得到的底流合并得到双反浮精矿；浮选结束后分别得到双反浮选精矿、脱硅尾矿、脱镁尾矿。
（3）重选尾矿的正反浮选
将上述螺旋溜槽重选尾矿物料加水配成质量浓度为20-30wt%的矿浆后加入正浮选粗选药剂，进行正浮粗选；正浮粗选结束后泡沫产品继续进行正浮精选，得到的泡沫产品为正浮选精矿，正浮粗选和正浮精选的底流合并为正浮尾矿；将正浮精矿加入反浮粗选药剂，反浮粗选后得到的泡沫产品加入反浮扫选药剂进行反浮扫选，反浮扫选得到的泡沫产品为反浮尾矿，反浮粗选和反浮扫选得到的底流产品合并为正反浮精矿；浮选结束后分别得到正反浮选精矿、正浮尾矿、反浮尾矿。
（4）将双反浮选精矿和正反浮选精矿混合后，得到磷精矿产品。
步骤（2）中以1t螺旋溜槽重选精矿为基准，所述的脱镁药剂包括磷酸及脱镁捕收剂，其中磷酸用量4.0-6.0kg/t，脱镁捕收剂（棉油脂肪酸和OP-10表面活性剂的复配产物）用量0.2-0.4kg/t；反浮选脱镁扫选药剂为磷酸，磷酸用量0.4-0.6kg/t。
步骤（2）中脱硅药剂为脱硅捕收剂（十二胺），脱硅捕收剂（十二胺）用量为0.1-0.3kg/t，反浮选脱硅扫选不加药。
步骤（3）中以1t螺旋溜槽重选精矿为基准，正浮选粗选药剂包括碳酸钠、水玻璃、正浮选捕收剂（植物性脂肪酸皂与混合型聚氧乙烯醚的混合物），其中，碳酸钠用量为4.0-6.0kg/t，水玻璃用量为5.0-8.0kg/t，正浮选捕收剂（植物性脂肪酸皂与混合型聚氧乙烯醚的混合物）用量为1.5-2.0kg/t；正浮选精选不加药。
步骤（3）中反浮选粗选药剂包括硫酸、磷酸、捕收剂JA-68，其中硫酸用量为8.0-12.0kg/t，磷酸用量为2.0-4.0kg/t，脱镁捕收剂（棉油脂肪酸皂和OP-10表面活性剂的复配产物）用量为0.4-0.6kg/t。
步骤（3）中反浮扫选药剂为磷酸，磷酸用量为2.5-3.5kg/t。
所述的反浮选脱镁捕收剂为棉油脂肪酸和OP-10表面活性剂的复配产物，其中，棉油脂肪酸和OP-10表面活性剂的质量比为8-10：1。
所述的正浮选捕收剂为棉油酸脂肪酸皂与混合型聚氧乙烯醚的质量比值为8-12：1；所述的混合型聚氧乙烯醚为等质量的表面活性剂OP-10和NP-4的混合物。
与现有技术相比，本工艺利用磷灰石和铁铝杂质比重差异，磷灰石比重（3.1-3.2）较大，而铁铝硅酸盐（2.4-2.7）比重较小的物理性质差异，首先利用螺旋溜槽重选，将有用矿物磷灰石富集到重选精矿，将铁铝杂质富集到重选尾矿中，然后分别针对杂质含量较少的易选矿物（重选精矿）采用成本相对较低的双反浮选，将杂质含量较多的难选矿物（重选尾矿）采用分选效果好、成本相对较高的正反浮选处理。本工艺可以降低浮选药剂的消耗，避免浮选矿浆中矿物粗、细夹杂对浮选产生的影响，具有分选效果好，能有效降低精矿中的铁、铝、镁等杂质，分选成本低的优势。
附图说明
图1 为本发明中一种胶磷矿螺旋溜槽重选及浮选联合工艺流程图。
具体实施方式
为了更好的理解本发明，下面结合实施例进一步阐明本发明的内容，但本发明的内容不仅仅局限下面的实例。
实施例1
本实施例对原矿P2O5品位为23.32%，倍半氧化物R2O3含量7.32%,MgO含量1.92%的低镁高倍半胶磷矿进行螺旋溜槽重选及浮选联合工艺，工艺流程见图1，具体工艺步骤如下：
（1）螺旋溜槽重选工艺
a.将P2O5品位为24.62%的原矿经过粗碎、细碎和筛分组成的两段一闭路破碎工艺破碎得到粒级小于2mm的筛下物原矿。
b.将上诉粒度小于2mm的筛下物原矿给入磨矿机进行磨矿，磨矿到物料细度为-0.074mm占80.0wt%。
c.将上述物料加水搅拌配成矿浆，矿浆的质量浓度为15wt%，给入螺旋溜槽选矿机进行分选，分选得到螺旋溜槽重选精矿和螺旋溜槽重选尾矿，上述重选精矿产率为52.12%，P2O5品位为27.53%，上述重选尾矿产率为47.88%，P2O5品位为18.73%。
（2）重选精矿的双反浮选工艺
将上诉螺旋溜槽重选精矿物料配成30wt%矿浆浓度，再矿浆中加入脱镁药剂调浆，进行脱镁粗选，所述的脱镁粗选药剂及其用量为：磷酸用量5.0kg/t，反浮选脱镁捕收剂（棉油脂肪酸与OP-10表面活性剂质量比为10：1）用量0.2kg/t；脱镁粗选得到的泡沫产品，给入脱镁扫选，脱镁扫选的药剂用量为磷酸0.4kg/t，反浮选扫选得到的泡沫产品为脱镁尾矿；脱镁扫选得到的底流产品和脱镁粗选的底流产品合并进入到脱硅粗选，脱硅粗选的药剂及其用量为：脱硅捕收剂（十二胺）用量0.2kg/t；脱镁粗选得到的泡沫产品，给入脱硅扫选，脱硅扫选不加药，脱硅选扫选得到的泡沫产品为脱硅尾矿，将脱硅粗选和脱硅扫选得到的底流合并得到双反浮精矿。
（3）重选尾矿的正反浮选工艺
将上诉螺旋溜槽重选尾矿物料配成24wt%矿浆浓度，在矿浆中加入正浮选粗选药剂调浆，进行正浮粗选，浮选温度为20℃，所述的正浮粗选药剂及其用量为碳酸钠用量6.0kg/t，水玻璃用量5.0kg/t，正浮选捕收剂（植物性脂肪酸皂与混合型聚氧乙烯醚的质量比为8：1）用量1.5kg/t；正浮粗选结束后泡沫产品继续进行正浮精选，得到的泡沫产品为正浮选精矿，正浮粗选和正浮精选的底流合并为正浮尾矿；将正浮精矿给入反浮粗选，反浮粗选的药剂及其用量为pH调整剂硫酸用量为10.0kg/t，抑制剂磷酸用量为3.0kg/t，反浮选脱镁捕收剂（棉油脂肪酸与OP-10表面活性剂的质量比为10：1）用量0.4kg/t，反浮粗选结束得到的泡沫产品给入反浮扫选，反浮扫选的药剂及其用量为硫酸用量3.0kg/t，反浮扫选得到的泡沫产品为反浮尾矿，反浮粗选和反浮扫选得到的底流产品合并为正反浮精矿。
（4）通过双反浮选工艺获得的浮选精矿P2O5品位为33.03%，倍半氧化物R2O3品位2.76%，MgO含量0.50%，浮选回收率为93.62%，通过正反浮选工艺获得的浮选精矿P2O5品位32.59%，倍半氧化物R2O3含量2.47%，MgO含量0.53%，浮选回收率为77.52%，将双反浮选精矿和正反浮选精矿混合后，得到的综合精矿品位为32.82%，倍半氧化物R2O3品位2.62%，MgO含量0.51%，浮选回收率为85.91%。
实施例2
本实施例对原矿P2O5品位为24.62%，倍半氧化物R2O3含量6.72%，MgO含量1.61%的低镁高倍半胶磷矿进行螺旋溜槽重选及浮选联合工艺，工艺流程见图1，具体工艺步骤与实施例1大致相同，不同之处在于：
（1）将粒度小于2mm的筛下物原矿给入磨矿机进行磨矿，磨矿到物料细度为-0.074mm占70.0wt%。
（2）将上述物料加水搅拌配成矿浆，矿浆的质量浓度为15wt%，给入螺旋溜槽选矿机进行分选，分选得到粗颗粒的螺旋溜槽重选精矿细颗粒的螺旋溜槽重选尾矿，上述重选精矿产率为58.11%，P2O5品位为27.01%，上述重选尾矿产率为41.89%，P2O5品位为21.33%。
（3）反浮脱镁粗选药剂及其用量为：磷酸用量5.5kg/t，反浮选脱镁捕收剂（棉油脂肪酸和OP-10表面活性剂的质量比为9：1）用量0.4kg/t；脱镁扫选药剂及其用量为：磷酸用量0.4kg/t；反浮选脱硅药剂及其用量为：脱硅捕收剂（十二胺）用量0.3kg/t。
（4）正浮选粗选药剂及其用量：调整剂碳酸钠用量5.0kg/t，抑制剂水玻璃用量5.0kg/t，正浮选捕收剂（植物性脂肪酸皂与混合型聚氧乙烯醚的的质量比为9：1）用量1.3kg/t；正浮选精选不加药。所述反浮选粗选药剂及其用量：调整剂硫酸用量9.0kg/t，抑制剂磷酸用量2.5kg/t，反浮选脱镁捕收剂（棉油脂肪酸与OP-10表面活性剂的质量比为9：1）用量0.25kg/t；反浮扫选药剂及其用量：硫酸用量3.0 kg/t。
（5）通过双反浮选工艺获得的浮选精矿P2O5品位为33.12%，倍半氧化物R2O3品位2.31%，MgO含量0.61%，浮选回收率为93.12%，通过正反浮选工艺获得的浮选精矿P2O5品位33.63%，倍半氧化物R2O3品位2.12%，MgO含量0.49%，浮选回收率为79.02%，将双反浮选精矿和正反浮选精矿混合后，得到的综合精矿品位为33.34%，倍半氧化物R2O3品位2.23%，MgO含量0.56%，浮选回收率为87.21%。
实施例3
本实施例对原矿P2O5品位为25.62%，倍半氧化物R2O3含量4.72%，MgO含量1.92%的低镁高倍半胶磷矿进行螺旋溜槽重选及浮选联合工艺，工艺流程见图1，具体工艺步骤与实施例1大致相同，不同之处在于：
（3）将粒度小于2mm的筛下物原矿给入磨矿机进行磨矿，磨矿到物料细度为-0.074mm占65.0wt%。
（4）将上述物料加水搅拌配成矿浆，矿浆的质量浓度为15wt%，给入螺旋溜槽选矿机进行分选，分选得到螺旋溜槽重选精矿和螺旋溜槽重选尾矿，上述重选精矿产率为62.21%，P2O5品位为28.02%，上述重选尾矿产率为37.79%，P2O5品位为21.18%。
（3）反浮脱镁粗选药剂及其用量为：抑制剂磷酸用量6.0kg/t，反浮选脱镁捕收剂（棉油脂肪酸与OP-10表面活性剂的质量比为10：1）用量0.45kg/t；脱镁扫选药剂及其用量为：磷酸用量为0.4kg/t；反浮选脱硅药剂及其用量为：脱硅捕收剂（十二胺）用量0.3kg/t。
（4）正浮选粗选药剂及其用量：调整剂碳酸钠用量5.0kg/t，抑制剂水玻璃用量5.0kg/t，正浮选捕收剂（植物性脂肪酸皂与混合型聚氧乙烯醚的质量比为9.5：1）用量1.2kg/t；所述反浮选粗选药剂及其用量：调整剂硫酸用量8.0kg/t，抑制剂磷酸用量2.0kg/t，反浮选脱镁捕收剂（棉油脂肪酸与OP-10表面活性剂的质量比为10：1）用量0.2kg/t；反浮扫选药剂及其用量：硫酸用量4.0 kg/t。
（5）通过双反浮选工艺获得的浮选精矿P2O5品位为33.85%，倍半氧化物R2O3品位1.82%，MgO含量0.65%，浮选回收率为92.86%，通过正反浮选工艺获得的浮选精矿P2O5品位33.73%，倍半氧化物R2O3品位1.73%，MgO含量0.43%，浮选回收率为78.88%，将双反浮选精矿和正反浮选精矿混合后，得到的综合精矿品位为33.81%，倍半氧化物R2O3品位1.80%，MgO含量0.56%，浮选回收率为87.57%。
上述实施例仅仅只是为了清楚的说明所做的实例，而并非对实施方案的限制。对于所属领域的相关技术人员来说，在上述说明的基础上还可以做出其他不同形式变动。与现有技术相比，本工艺利用磷灰石和铁铝杂质比重差异，磷灰石比重（3.1-3.2）较大，而铁铝硅酸盐（2.4-2.7）比重较小的物理性质差异，首先利用螺旋溜槽重选，将有用矿物磷灰石富集到重选精矿，将铁铝杂质富集到重选尾矿中，然后分别针对杂质含量较少的易选矿物（重选精矿）采用成本相对较低的双反浮选，将杂质含量较多的难选矿物（重选尾矿）采用分选效果好、成本相对较高的正反浮选处理。本工艺可以降低浮选药剂的消耗，避免浮选矿浆中矿物粗、细夹杂对浮选产生的影响，具有分选效果好，能有效降低精矿中的铁、铝、镁等杂质，选矿成本低的优势。

Claims (10)

1.一种高倍半胶磷矿螺旋溜槽重浮联合工艺，其特征在于，具体步骤为：
（1）螺旋溜槽重选
将磨矿细度-0.074mm占60-80wt%的原矿配成质量浓度15-20wt%的矿浆给入螺旋溜槽选矿机进行分选，得到重选精矿和重选尾矿；
（2）重选精矿的双反浮选
将上述螺旋溜槽重选精矿物料加水调浆后再加入脱镁药剂，脱镁粗选得到的泡沫产品加入脱镁反浮选扫选药剂，进行脱镁反浮选扫选，反浮选扫选得到的泡沫产品为脱镁尾矿；脱镁扫选得到的底流产品和脱镁粗选的底流产品合并加入脱硅药剂进行脱硅粗选，脱镁粗选得到的泡沫产品，进行脱硅扫选，脱硅扫选不加药，脱硅选扫选得到的泡沫产品为脱硅尾矿，将脱硅粗选和脱硅扫选得到的底流合并得到双反浮精矿；
（3）重选尾矿的正反浮选
将上述螺旋溜槽重选尾矿物料加水调浆后加入正浮选粗选药剂，进行正浮粗选；正浮粗选结束后泡沫产品继续进行正浮精选，得到的泡沫产品为正浮选精矿，正浮粗选和正浮精选的底流合并为正浮尾矿；将正浮精矿加入反浮粗选药剂，反浮粗选后得到的泡沫产品加入反浮扫选药剂进行反浮扫选，反浮扫选得到的泡沫产品为反浮尾矿，反浮粗选和反浮扫选得到的底流产品合并为正反浮精矿；
（4）将双反浮选精矿和正反浮选精矿混合后，得到磷精矿产品。
2.根据权利要求1所述的高倍半胶磷矿螺旋溜槽重浮联合工艺，其特征在于，步骤（1）中原矿P2O5品位为22.0%-26.0%，倍半氧化物R2O3含量4.0-8.0%，MgO含量1.5-2.2%。
3.根据权利要求1所述的高倍半胶磷矿螺旋溜槽重浮联合工艺，其特征在于，步骤（1）中分选得到螺旋溜槽重选精矿及螺旋溜槽重选尾矿，上述重选精矿产率为50-55%，P2O5品位为24-29%，上述重选尾矿产率为45-50%，P2O5品位为15-22%。
4.根据权利要求1所述的高倍半胶磷矿螺旋溜槽重浮联合工艺，其特征在于，步骤（2）中所述的脱镁药剂包括磷酸及反浮选脱镁捕收剂，其中磷酸用量4.0-6.0kg/t，脱镁捕收剂用量0.2-0.4kg/t；反浮选脱镁扫选药剂为磷酸，磷酸用量0.4-0.6kg/t。
5.根据权利要求1所述的高倍半胶磷矿螺旋溜槽重浮联合工艺，其特征在于，步骤（2）中脱硅捕收剂为十二胺，十二胺用量0.1-0.3kg/t，反浮选脱硅扫选不加药。
6.根据权利要求1所述的高倍半胶磷矿螺旋溜槽重浮联合工艺，其特征在于，步骤（3）中正浮选粗选药剂包括碳酸钠、水玻璃、正浮选捕收剂，其中，碳酸钠用量为4.0-6.0kg/t，水玻璃用量为5.0-8.0kg/t，正浮选捕收剂用量为1.5-2.0kg/t；正浮选精选不加药。
7.根据权利要求1所述的高倍半胶磷矿螺旋溜槽重浮联合工艺，其特征在于，步骤（3）中反浮选粗选药剂包括硫酸、磷酸、脱镁捕收剂，其中硫酸用量为8.0-12.0kg/t，磷酸用量为2.0-4.0kg/t，脱镁捕收剂用量为0.4-0.6kg/t。
8.根据权利要求1所述的高倍半胶磷矿螺旋溜槽重浮联合工艺，其特征在于，步骤（3）中反浮扫选药剂为磷酸，磷酸用量为2.5-3.5kg/t。
9.根据权利要求4或7所述的高倍半胶磷矿螺旋溜槽重浮联合工艺，其特征在于，所述的反浮选脱镁捕收剂为棉油脂肪酸和OP-10表面活性剂的复配产物，其中，棉油脂肪酸和OP-10表面活性剂的质量比为8-10：1。
10.根据权利要求6所述的高倍半胶磷矿螺旋溜槽重浮联合工艺，其特征在于，所述的正浮选捕收剂为棉油酸脂肪酸皂与混合型聚氧乙烯醚的质量比值为8-12：1；所述的混合型聚氧乙烯醚为等质量的表面活性剂OP-10和NP-4的混合物。
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