CN109967223A - 磷灰石矿降杂选磷工艺 - Google Patents

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Abstract

本发明属于选矿技术领域，提供了一种磷灰石矿降杂选磷工艺，包括三段破碎工序、第一段球磨与细筛闭路、粗云母脱出浮选、第二段球磨与旋流器闭路、强磁粗选、强磁扫选、脱泥旋流器、细云母脱出浮选、脱硫反浮选和磷浮选。本发明工艺通过粗云母脱出浮选和细云母脱出浮选脱出矿物中的含镁云母，以磁选和脱硫反浮选脱出矿物中的硫，降低磷精矿中氧化镁和硫的含量，能够有效的提高磷精矿的品质，磷灰石矿经过本发明的工艺处理后，可获得品质较好的磷精矿。

Description

磷灰石矿降杂选磷工艺
技术领域
本发明属于选矿技术领域，特别是涉及一种磷灰石矿降杂选磷工艺。
背景技术
我国是磷肥需求量最大的国家，磷肥及磷化工在我国农业及化工行业中占据重要的位置。磷灰石作为含磷矿物之一在磷的来源中占据主要地位。
当前我国磷矿物的富磷矿山日渐减少，剩下的大多为贫磷矿山。我国很多磷灰石矿呈现低磷、高硫、高镁的特征，磷灰石矿山大多原矿中P2O5的含量＜10％，硫含量在2％～4％之间，硫主要以磁黄铁矿、黄铁矿和黄铜矿等形式存在；MgO主要以云母的形式存在，矿石中云母含量较高，有些矿山中MgO的含量高达3～5％。而磷化工特别是国外发达国家的磷化工对原料磷精矿的质量要求特别严格，一般要求P2O5的含量＞35％，S品位＜0.15％，MgO含量＜1％。
通过上述分析可知，我国现有的磷灰石矿石大多已经是P2O5低、S含量和MgO含量高，这就为获得合格品质的磷精矿的选矿带来了巨大难度。所以有必要开发一种工艺简单，能够有效的提高磷精矿的P2O5的含量，并同时降低磷精矿中硫和氧化镁含量的一种磷灰石矿降杂选磷工艺。
发明内容
为从含P2O5低、S含量和MgO含量高的磷灰石矿获得品质较好的磷精矿，本发明提供了一种磷灰石矿降杂选磷工艺，包括三段破碎工序、第一段球磨与细筛闭路、粗云母脱出浮选、第二段球磨与旋流器闭路、强磁粗选、强磁扫选、脱泥旋流器、细云母脱出浮选、脱硫反浮选和磷浮选；
原矿经三段破碎工序后，粒度为0-2mm的破碎产品给入第一段球磨与筛分闭路中的第一段球磨，第一段球磨磨矿后产品给入细筛，细筛的粒度超过0.2mm的筛上产品给入粗云母脱出浮选，粗云母脱出浮选为反浮选，粗云母脱出浮选的底流精矿返回第一段球磨，细筛的粒度为0-0.2mm的筛下产品给入第二段球磨与旋流器闭路中的旋流器，旋流器的沉砂给入第二段球磨，第二段球磨磨矿后产品返回旋流器，旋流器的P80为50微米的溢流产品给入强磁粗选，强磁粗选的尾矿给入强磁扫选，强磁粗选的精矿和强磁扫选的精矿给入脱泥旋流器，脱泥旋流器的沉砂给入细云母脱出浮选，细云母脱出浮选为反浮选，细云母脱出浮选的底流精矿给入脱硫反浮选，脱硫反浮选的精矿给入磷浮选，磷浮选的精矿为磷精矿；
粗云母脱出浮选的尾矿、强磁扫选的尾矿、脱泥旋流器的溢流矿泥，细云母脱出浮选的尾矿、脱硫反浮选的尾矿和磷浮选的尾矿共同构成工艺尾矿抛尾。
优选地，所述脱硫反浮选包括脱硫粗浮选、脱硫精浮选和三次脱硫扫浮选；细云母脱出浮选的底流精矿给入脱硫粗浮选，脱硫粗浮选的底流精矿给入脱硫精浮选，脱硫粗浮选的泡沫尾矿给入第一次脱硫扫浮选，第一次脱硫扫浮选的泡沫尾矿给入第二次脱硫扫浮选，第二次脱硫扫浮选的泡沫尾矿给入第三次脱硫扫浮选，第三次脱硫扫浮选的底流精矿返回第一次脱硫扫浮选，第一次脱硫扫浮选的底流精矿、第二次脱硫扫浮选的底流精矿和脱硫精浮选的泡沫尾矿返回脱硫粗浮选，脱硫精浮选的底流精矿即为脱硫反浮选的精矿，第三次脱硫扫浮选的尾矿即为脱硫反浮选的尾矿。
进一步地，所述脱硫粗浮选中每吨给矿加入PH调整剂硫酸900-1100g、活化剂硫酸氢钠180-220g、捕收剂戊基黄原酸钠108-132g和起泡剂甲基异丁基甲醇18-22g；脱硫精浮选中每吨给矿加入捕收剂戊基黄原酸钠55-66g和起泡剂甲基异丁基甲醇9-11g；所述第一次脱硫扫浮选中每吨给矿加入捕收剂戊基黄原酸钠72-88g和起泡剂甲基异丁基甲醇13-16g。
优选地，所述磷浮选包括磷粗浮选、磷扫浮选和两次磷精浮选，磷浮选为正浮选；脱硫反浮选的底流精矿给入磷粗浮选，磷粗浮选的泡沫精矿给入第一次磷精浮选，第一次磷精浮选的精矿给入第二次磷精浮选，磷粗浮选的尾矿给入磷扫浮选，第二次磷精浮选的底流尾矿返回第一次磷精浮选，第一次磷精浮选的底流尾矿和磷扫浮选的泡沫精矿返回磷粗浮选，第二次磷精浮选的泡沫精矿即为磷浮选的精矿，磷扫浮选的尾矿即为磷浮选的尾矿。
进一步地，所述磷粗浮选中每吨给矿加入磷灰石捕收剂塔尔油135-165g、脉石抑制剂水玻璃72-88g和起泡剂甲氧基聚丙二醇18-22g。
进一步地，所述第一次磷精浮选中每吨给矿加入捕收剂塔尔油81-99g、脉石抑制剂水玻璃45-55g和起泡剂甲氧基聚丙二醇13-16g。
进一步地，所述磷扫浮选中每吨给矿加入起泡剂甲氧基聚丙二醇9-11g。
优选地，所述强磁粗选的磁场强度为7200-8800GS，强磁扫选的磁场强度为9000-11000GS。
优选地，所述粗云母脱出浮选中每吨给矿加入PH调整剂硫酸180-220g、醚胺捕收剂55-66g和起泡剂2#油13-16g；所述细云母脱出浮选中每吨给矿加入醚胺捕收剂27-33g和起泡剂2#油13-16g。
优选地，所述原矿中主要有用矿物为磷灰石，原矿中主要脉石矿物为含硫矿物磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿及含MgO的云母；P2O5的含量为9.5％、S含量为3.5％和MgO的含量为3.2％的原矿经上述的磷灰石矿降杂选磷工艺处理后，获得P2O5含量39.00％、S品位为0.13％、MgO含量0.72％和P2O5回收率为53％的磷精矿。
本发明工艺通过粗云母脱出浮选和细云母脱出浮选脱出矿物中的含镁云母，以磁选和脱硫反浮选脱出矿物中的硫，降低磷精矿中氧化镁和硫的含量，能够有效的提高磷精矿的品质。本发明的工艺简单，磷灰石矿经过本发明的工艺处理后，可获得品质较好的磷精矿。
附图说明
图1为磷灰石矿降杂选磷工艺实施例的流程示意图；
图2为磷灰石矿降杂选磷工艺实施例的脱硫反浮选流程示意图；
图3为磷灰石矿降杂选磷工艺实施例的磷浮选流程示意图。
具体实施方式
为了更进一步阐述本发明为解决技术问题所采取的技术手段及功效，以下结合附图和具体实施例对本发明做进一步详细描述，但不作为本发明要求的保护范围限定。
如图1所示的磷灰石矿降杂选磷工艺可选实施例流程，包括三段破碎工序S1001、第一段球磨S1002与细筛S1003闭路、粗云母脱出浮选S1004、第二段球磨S1006与旋流器S1005闭路、强磁粗选S1007、强磁扫选S1008、脱泥旋流器S1009、细云母脱出浮选S1010、脱硫反浮选S1100和磷浮选S1200；
原矿中主要脉石矿物为含硫矿物磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿及含MgO的云母，P2O5的含量为9.5％、S含量为3.5％和MgO的含量为3.2％的原矿经三段破碎工序S1001后，粒度为0-2mm的破碎产品给入第一段球磨S1002与细筛S1003闭路中的第一段球磨S1002，第一段球磨S1002磨矿后产品给入细筛S1003，细筛S1003的粒度超过0.2mm的筛上产品给入粗云母脱出浮选S1004，粗云母脱出浮选S1004为反浮选，粗云母脱出浮选S1004中加入PH调整剂硫酸200g/t给矿、醚胺捕收剂flotigam3135为60g/t给矿和起泡剂2#油15g/t给矿，粗云母脱出浮选S1004的底流精矿返回第一段球磨S1002，细筛S1003的粒度为0-0.2mm的筛下产率85.6％、P2O5含量10.71％、S品位为3.65％、MgO含量1.48％和P2O5回收率为96.5％，细筛S1003的筛下产品给入第二段球磨S1006与旋流器S1005闭路中的旋流器S1005，旋流器S1005的沉砂给入第二段球磨S1006，第二段球磨S1006磨矿后产品返回旋流器S1005，旋流器S1005的P80为50微米的溢流产品给入强磁粗选S1007，强磁粗选S1007的磁场强度为8000GS，强磁粗选S1007的尾矿给入强磁扫选S1008，强磁扫选S1008的磁场强度为10000GS，强磁粗选S1007的精矿和强磁扫选S1008的精矿的综合产率73.2％、P2O5含量11.98％、S品位为1.89％、MgO含量1.67％和P2O5回收率为92.3％，强磁粗选S1007的精矿和强磁扫选S1008的精矿给入脱泥旋流器S1009，脱泥旋流器S1009的沉砂给入细云母脱出浮选S1010，细云母脱出浮选S1010为反浮选，细云母脱出浮选S1010中加入醚胺捕收剂flotigam3135为30g/t给矿和起泡剂2#油15g/t给矿，细云母脱出浮选S1010的底流精矿产率64.7％、P2O5含量12.7％、S品位为1.65％、MgO含量1.05％和P2O5回收率为86.5％，细云母脱出浮选S1010的底流精矿给入脱硫反浮选S1100，脱硫反浮选S1100的精矿给入磷浮选S1200，磷浮选S1200的精矿为磷精矿，磷精矿的产率12.9％、P2O5含量39.00％、S品位为0.13％、MgO含量0.72％和P2O5回收率为53％；
粗云母脱出浮选S1004的尾矿、强磁扫选S1008的尾矿、脱泥旋流器S1009的溢流矿泥，细云母脱出浮选S1010的尾矿、脱硫反浮选S1100的尾矿和磷浮选S1200的尾矿共同构成工艺尾矿，工艺尾矿的产率87.09％、P2O5含量5.13％、S品位为4.00％、MgO含量3.57％和P2O5回收率为47％，工艺尾矿抛尾。
在图1所示的实施例中，通过三段破碎工序、第一段球磨与细筛闭路、粗云母脱出浮选、第二段球磨与旋流器闭路、强磁粗选、强磁扫选、脱泥旋流器、细云母脱出浮选、脱硫反浮选和磷浮选的流程，在第一球磨与细筛闭路中引入了粗云母脱出浮选，不仅利用了云母大多以粗粒形式存在的特性，在0.2mm-2mm粒度时除去了大量的云母，保障了后续磷浮选的精矿的氧化镁的低含量，而且浮选尾矿直接甩尾，大大的降低了第二段球磨磨矿的处理量，节省了能耗。并在第二段球磨后进行细云母脱出浮选，进一步的脱出剩余云母，更彻底的脱出氧化镁，为磷精矿获得0.72％的氧化镁含量提供了保障。除硫采用了磁选除硫和浮选除硫的综合工艺，在磁选的时候采用强磁粗选和强磁扫选作业的方式对第二段球磨与旋流器闭路的产品行初级除硫作业，高场强的强磁选有效的去除了弱磁性含硫矿物磁黄铁矿，将精矿中硫的含量由一段磨矿筛下的3.65％降到1.89％，采用磁选的方式脱出弱磁性硫，充分的利用了磁选机处理量大，对弱磁性矿物的选择性强的特点，即节省了投资效果又好。除硫采用了磁选除硫和浮选除硫的综合工艺，在脱硫的同时，也脱去了和硫化合的铁和铜，进一步优化了选别指标。在细云母脱出浮选前设置了脱泥作业，0-20μm的矿泥脱去，不仅避免了矿泥对后续磷精矿的污染，而且降低了磷选别的处理量，降低了设备投资和能耗。在脱含镁云母和脱硫后采用磷浮选获得了产率12.9％、P2O5含量39.00％、S品位为0.13％、MgO含量0.72％和P2O5回收率为53％的磷精矿，这对于含P2O5低、含S量及MgO高的原矿而言，不仅获得了较高品位和回收率的磷精矿，而且其S含量和MgO的含量都低于国际市场上对磷精矿的苛刻要求，为优质磷精粉，获得较好的经济效益打下了坚实的基础。
如图2所示的磷灰石矿降杂选磷工艺可选实施例的脱硫反浮选流程，所述脱硫反浮选S1100包括脱硫粗浮选S1101、脱硫精浮选S1102和三次脱硫扫浮选；细云母脱出浮选S1010的底流精矿给入脱硫粗浮选S1101，脱硫粗浮选S1101加入PH调整剂1000g/t给矿、活化剂硫酸氢钠200g/t给矿、捕收剂戊基黄原酸钠120g/t给矿和起泡剂甲基异丁基甲醇20g/t给矿；脱硫粗浮选S1101的底流精矿给入脱硫精浮选S1102，脱硫精浮选S1102加入捕收剂戊基黄原酸钠60g/t给矿和起泡剂甲基异丁基甲醇10g/t给矿；脱硫精浮选S1102的底流精矿产率56.3％、P2O5含量14.09％、S品位为0.14％、MgO含量1.03％和P2O5回收率为83.5％；脱硫粗浮选S1101的泡沫尾矿给入第一次脱硫扫浮选S1103，第一次脱硫扫浮选S1103加入捕收剂戊基黄原酸钠80g/t给矿和起泡剂甲基异丁基甲醇15g/t给矿；第一次脱硫扫浮选S1103的泡沫尾矿给入第二次脱硫扫浮选S1104，第二次脱硫扫浮选S1104的泡沫尾矿给入第三次脱硫扫浮选S1105，第三次脱硫扫浮选S1105的底流精矿返回第一次脱硫扫浮选S1103，第一次脱硫扫浮选S1103的底流精矿、第二次脱硫扫浮选S1104的底流精矿和脱硫精浮选S1102的泡沫尾矿返回脱硫粗浮选S1101，脱硫精浮选S1102的底流精矿即为脱硫反浮选S1100的精矿，给入磷浮选S1200；第三次脱硫扫浮选S1105的尾矿即为脱硫反浮选S1100的尾矿，归入工艺尾矿抛尾。
在图2所示的实施例中，除硫采用了磁选除硫和浮选除硫的综合工艺，在细云母脱出浮选后针对非磁性硫矿物，如黄铁矿，黄铜矿采用了脱硫反浮选，通过在酸性条件下加入的硫化物活化剂将黄铁矿，黄铜矿活化，获得了浮选精矿中，硫含量仅0.14％，浮选效果非常好，脱硫比较彻底，获得了非常优秀的指标。脱硫浮选采用了扫选跨越式返回的方式，即第三次脱硫扫浮选的底流精矿返回第一次脱硫扫浮选，第二次脱硫扫浮选的底流精矿的返回脱硫粗浮选，返回的底流精矿增加了一次扫选的时间，优化了脱硫浮选的指标。
如图3所示的磷灰石矿降杂选磷工艺可选实施例的磷浮选流程，所述磷浮选S1200包括磷粗浮选S1201、磷扫浮选S1202和两次磷精浮选，磷浮选S1200为正浮选；脱硫反浮选的底流精矿给入磷粗浮选S1201，磷粗浮选S1201加入磷灰石捕收剂塔尔油150g/t给矿、脉石抑制剂水玻璃80g/t给矿和起泡剂甲氧基聚丙二醇20g/t，磷粗浮选S1201的泡沫精矿给入第一次磷精浮选S1203，第一次磷精浮选S1203中加入捕收剂塔尔油90g/t给矿、脉石抑制剂水玻璃50g/t给矿和起泡剂甲氧基聚丙二醇15g/t，第一次磷精浮选S1203的精矿给入第二次磷精浮选S1204，磷粗浮选S1201的尾矿给入磷扫浮选S1202，磷扫浮选S1202加入起泡剂甲氧基聚丙二醇10g/t，第二次磷精浮选S1204的底流尾矿返回第一次磷精浮选S1203，第一次磷精浮选S1203的底流尾矿和磷扫浮选S1202的泡沫精矿返回磷粗浮选S1201，第二次磷精浮选S1204的泡沫精矿即为磷浮选S1200的精矿，得到磷精矿；磷扫浮选S1202的尾矿即为磷浮选S1200的尾矿，归入工艺尾矿抛尾。
上述所提到的‘每吨给矿’是指给入本工序的矿石重量，与‘/t给矿’意义相同。
当然，本发明还可有其它多种实施例，在不背离本发明精神及其实质的情况下，本领域技术人员可根据本发明作出各种相应的改变和变形，但这些相应的改变和变形都属于本发明的权利要求的保护范围。

Claims (10)

1.一种磷灰石矿降杂选磷工艺，包括三段破碎工序，其特征在于：还包括第一段球磨与细筛闭路、粗云母脱出浮选、第二段球磨与旋流器闭路、强磁粗选、强磁扫选、脱泥旋流器、细云母脱出浮选、脱硫反浮选和磷浮选；
原矿经三段破碎工序后，粒度为0-2mm的破碎产品给入第一段球磨与筛分闭路中的第一段球磨，第一段球磨磨矿后产品给入细筛，细筛的粒度超过0.2mm的筛上产品给入粗云母脱出浮选，粗云母脱出浮选为反浮选，粗云母脱出浮选的底流精矿返回第一段球磨，细筛的粒度为0-0.2mm的筛下产品给入第二段球磨与旋流器闭路中的旋流器，旋流器的沉砂给入第二段球磨，第二段球磨磨矿后产品返回旋流器，旋流器的P80为50微米的溢流产品给入强磁粗选，强磁粗选的尾矿给入强磁扫选，强磁粗选的精矿和强磁扫选的精矿给入脱泥旋流器，脱泥旋流器的沉砂给入细云母脱出浮选，细云母脱出浮选为反浮选，细云母脱出浮选的底流精矿给入脱硫反浮选，脱硫反浮选的精矿给入磷浮选，磷浮选的精矿为磷精矿；
粗云母脱出浮选的尾矿、强磁扫选的尾矿、脱泥旋流器的溢流矿泥，细云母脱出浮选的尾矿、脱硫反浮选的尾矿和磷浮选的尾矿共同构成工艺尾矿抛尾。
2.根据权利要求1所述的磷灰石矿降杂选磷工艺，其特征在于：所述脱硫反浮选包括脱硫粗浮选、脱硫精浮选和三次脱硫扫浮选；细云母脱出浮选的底流精矿给入脱硫粗浮选，脱硫粗浮选的底流精矿给入脱硫精浮选，脱硫粗浮选的泡沫尾矿给入第一次脱硫扫浮选，第一次脱硫扫浮选的泡沫尾矿给入第二次脱硫扫浮选，第二次脱硫扫浮选的泡沫尾矿给入第三次脱硫扫浮选，第三次脱硫扫浮选的底流精矿返回第一次脱硫扫浮选，第一次脱硫扫浮选的底流精矿、第二次脱硫扫浮选的底流精矿和脱硫精浮选的泡沫尾矿返回脱硫粗浮选，脱硫精浮选的底流精矿即为脱硫反浮选的精矿，第三次脱硫扫浮选的尾矿即为脱硫反浮选的尾矿。
3.根据权利要求1所述的磷灰石矿降杂选磷工艺，其特征在于：所述磷浮选包括磷粗浮选、磷扫浮选和两次磷精浮选，磷浮选为正浮选；脱硫反浮选的底流精矿给入磷粗浮选，磷粗浮选的泡沫精矿给入第一次磷精浮选，第一次磷精浮选的精矿给入第二次磷精浮选，磷粗浮选的尾矿给入磷扫浮选，第二次磷精浮选的底流尾矿返回第一次磷精浮选，第一次磷精浮选的底流尾矿和磷扫浮选的泡沫精矿返回磷粗浮选，第二次磷精浮选的泡沫精矿即为磷浮选的精矿，磷扫浮选的尾矿即为磷浮选的尾矿。
4.根据权利要求1所述的磷灰石矿降杂选磷工艺，其特征在于：所述强磁粗选的磁场强度为7200-8800GS，强磁扫选的磁场强度为9000-11000GS。
5.根据权利要求1所述的磷灰石矿降杂选磷工艺，其特征在于：所述粗云母脱出浮选中每吨给矿加入硫酸180-220g、醚胺55-66g和2#油13-16g；所述细云母脱出浮选中每吨给矿加入醚胺27-33g和2#油13-16g。
6.根据权利要求2所述的磷灰石矿降杂选磷工艺，其特征在于：所述脱硫粗浮选中每吨给矿加入硫酸900-1100g、硫酸氢钠180-220g、戊基黄原酸钠108-132g和甲基异丁基甲醇18-22g；脱硫精浮选中每吨给矿加入戊基黄原酸钠55-66g和甲基异丁基甲醇9-11g；所述第一次脱硫扫浮选中每吨给矿加入戊基黄原酸钠72-88g和甲基异丁基甲醇13-16g。
7.根据权利要求3所述的磷灰石矿降杂选磷工艺，其特征在于：所述磷粗浮选中每吨给矿加入塔尔油135-165g、水玻璃72-88g和甲氧基聚丙二醇18-22g。
8.根据权利要求3所述的磷灰石矿降杂选磷工艺，其特征在于：所述第一次磷精浮选中每吨给矿加入塔尔油81-99g、水玻璃45-55g和甲氧基聚丙二醇13-16g。
9.根据权利要求3所述的磷灰石矿降杂选磷工艺，其特征在于：所述磷扫浮选中每吨给矿加入甲氧基聚丙二醇9-11g。
10.根据权利要求1-9之一所述的磷灰石矿降杂选磷工艺，其特征在于：所述原矿中主要有用矿物为磷灰石，原矿中主要脉石矿物为含硫矿物磁黄铁矿、黄铁矿、黄铜矿及含MgO的云母；P2O5的含量为9.5％、S含量为3.5％和MgO的含量为3.2％的原矿经权利要求1-9之一所述的磷灰石矿降杂选磷工艺处理后，获得P2O5含量39.00％、S品位为0.13％、MgO含量0.72％和P2O5回收率为53％的磷精矿。
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