CN109967225A - 磷灰石矿选矿工艺 - 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选矿工艺,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、弱磁选、脱泥旋流器、细云母脱出浮选和磷浮选。采用本发明的工艺对含Fe和Mg的磷灰石矿进行处理,通过磁选除铁,再通过粗云母脱出浮选和细云母脱出浮选除含镁云母,有效降低了矿石中的铁与镁的含量,提高了磷精矿的品质。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
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选矿工艺。
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。我国的磷灰石矿山大多原矿中P2O5的含量<10%,含铁矿物如硅酸铁,碳酸铁,磁铁矿含量较高,原矿中铁含量一般可达10%以上;矿石中云母含量较高,且一般云母中含有较多的MgO,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%,Fe品位<1.5%,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、铁含量和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铁和氧化镁含量的磷灰石选矿工艺。
发明内容
为从含P2O5低、Fe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选矿工艺,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、弱磁选、脱泥旋流器、细云母脱出浮选和磷浮选;
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,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弱磁选,弱磁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进入磷浮选,磷浮选的精矿为磷精矿;
粗云母脱出浮选的尾矿、弱磁选的尾矿、脱泥旋流器的溢流矿泥,细云母脱出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;细云母脱出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,第二次磷精浮选的底流尾矿返回第一次磷精浮选,磷粗浮选的底流尾矿给入磷扫浮选,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、铁矿物抑制剂玉米淀粉90-110g和起泡剂甲氧基聚丙二醇18-22g。
进一步地,所述第一次磷精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、铁矿物抑制剂玉米淀粉45-55g和起泡剂甲氧基聚丙二醇13-16g。
进一步地,所述磷扫选中每吨给矿加入起泡剂甲氧基聚丙二醇9-11g。
优选地,所述弱磁选的磁场强度为1100-1300GS。
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。
优选地,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硅酸铁、碳酸铁石英、磁铁矿及含MgO的云母;P2O5的含量为9.5%、Fe品位为11%和MgO的含量为3.2%的原矿经上述的磷灰石矿选矿工艺处理后,获得P2O5含量40.00%、Fe品位为1.3%、MgO含量0.72%和P2O5回收率为51%的磷精矿。
采用本发明的工艺对含P2O5低、Fe含量和MgO含量高的磷灰石矿进行处理,通过磁选除铁,再通过粗云母脱出浮选和细云母脱出浮选除含镁云母,有效降低了矿石中的铁与镁的含量,提高了磷精矿的品质。本发明的工艺能够有效的提高磷精矿的P2O5的含量,并同时降低磷精矿中铁和氧化镁含量,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为磷灰石矿选矿工艺实施例的流程示意图;
图2为磷灰石矿选矿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所示的磷灰石矿选矿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、弱磁选S1007、脱泥旋流器S1008、细云母脱出浮选S1009和磷浮选S1100;
原矿中P2O5的含量为9.5%、Fe品位为11%和MgO的含量为3.2%,主要有用矿物为磷灰石,主要脉石矿物为含硅酸铁、碳酸铁石英、磁铁矿及含MgO的云母,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的筛下产品产率为85.6%、P2O5含量10.71%、Fe品位为11.60%、MgO含量1.48%和P2O5回收率为96.5%,细筛S1003的粒度为0-0.2mm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弱磁选S1007,弱磁选S1007的磁场强度为1200GS,弱磁选S1007的精矿产率73.2%、P2O5含量11.98%、Fe品位为6.4%、MgO含量1.67%和P2O5回收率为92.3%,弱磁选S1007的精矿给入脱泥旋流器S1008,脱泥旋流器S1008的沉砂给入细云母脱出浮选S1009,细云母脱出浮选S1009为反浮选,细云母脱出浮选S1009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S1009的底流精矿产率64.7%、P2O5含量12.7%、Fe品位为6.21%、MgO含量1.05%和P2O5回收率为86.5%,细云母脱出浮选S1009的底流精矿进入磷浮选S1100,磷浮选S1100的精矿为磷精矿,磷精矿的产率12.11%、P2O5含量40.00%、Fe品位为1.3%、MgO含量0.72%和P2O5回收率为51%;
粗云母脱出浮选S1004的尾矿、弱磁选S1007的尾矿、脱泥旋流器S1008的溢流矿泥,细云母脱出浮选S1009的尾矿和磷浮选S1100的尾矿共同构成工艺尾矿,工艺尾矿的产率87.89%、P2O5含量5.3%、Fe品位为12.34%、MgO含量3.54%和P2O5回收率为49%,工艺尾矿抛尾。
在图1所示的实施例中,本发明通过三段破碎工序、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、弱磁选、脱泥旋流器、细云母脱出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。采用了磁选和磷浮选除铁,在弱磁选的时候除去了矿石中的磁铁矿,以磷浮选除去了绝大部分非磁性的铁矿物。将磷选矿和非磁性铁的脱出公用相同的磷浮选,相对于分别单独浮选的作业,降低了设备的投资,降低了运营成本和能耗。在磷选别前设置了脱泥作业,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。经磷浮选获得了产率12.11%、P2O5含量40.00%、Fe品位为1.3%、MgO含量0.72%、P2O5回收率为51%的磷精矿,这对于含P2O5低、含铁量及MgO高的原矿而言,不仅获得了较高品位和回收率的磷精矿,而且其铁含量和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所示的磷灰石矿选矿工艺可选实施例的磷浮选流程,所述磷浮选S1100包括磷粗浮选S1101、磷扫浮选S1102和两次磷精浮选,磷浮选S1100为正浮选;细云母脱出浮选S1009的底流精矿给入磷粗浮选S1101,磷粗浮选S1101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、铁矿物抑制剂玉米淀粉100g/t给矿和起泡剂甲氧基聚丙二醇20g/t,磷粗浮选S1101的泡沫精矿给入第一次磷精浮选S1103,第一次磷精浮选S1103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、铁矿物抑制剂玉米淀粉50g/t给矿和起泡剂甲氧基聚丙二醇15g/t,第一次磷精浮选S1103的精矿给入第二次磷精浮选S1104,第二次磷精浮选S1104的底流尾矿返回第一次磷精浮选S1103,磷粗浮选S1101的底流尾矿给入磷扫浮选S1102,磷扫浮选S1102加入起泡剂甲氧基聚丙二醇10g/t,第一次磷精浮选S1103的底流尾矿和磷扫浮选S1102的泡沫精矿返回磷粗浮选S1101,第二次磷精浮选S1104的泡沫精矿即为磷浮选S1100的精矿,得到磷精矿;磷扫浮选S1102的尾矿即为磷浮选S1100的尾矿,归入工艺尾矿抛尾。
在图2所示的实施例中,采用磷浮选工艺进一步除铁,在磷粗浮选和第一次磷精浮选中通过加入铁矿物抑制剂玉米淀粉,除去了绝大部分非磁性的铁矿物,与前面弱磁选除铁结合,两种方式的联合确保了除铁的优质效果,磷精矿中铁含量为1.3%,除铁效果非常明显。
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 (9)
1.一种磷灰石矿选矿工艺,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、弱磁选、脱泥旋流器、细云母脱出浮选和磷浮选;
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,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弱磁选,弱磁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进入磷浮选,磷浮选的精矿为磷精矿;
粗云母脱出浮选的尾矿、弱磁选的尾矿、脱泥旋流器的溢流矿泥,细云母脱出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所述的磷灰石矿选矿工艺,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;细云母脱出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,第二次磷精浮选的底流尾矿返回第一次磷精浮选,磷粗浮选的底流尾矿给入磷扫浮选,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。
3.根据权利要求1所述的磷灰石矿选矿工艺,其特征在于:所述弱磁选的磁场强度为1100-1300GS。
4.根据权利要求1所述的磷灰石矿选矿工艺,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。
5.根据权利要求1所述的磷灰石矿选矿工艺,其特征在于: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所述的磷灰石矿选矿工艺,其特征在于:所述磷粗选中每吨给矿加入塔尔油135-165g、水玻璃72-88g、玉米淀粉90-110g和甲氧基聚丙二醇18-22g。
7.根据权利要求2所述的磷灰石矿选矿工艺,其特征在于:所述第一次磷精选中每吨给矿加入塔尔油81-99g、水玻璃45-55g、玉米淀粉45-55g和甲氧基聚丙二醇13-16g。
8.根据权利要求2所述的磷灰石矿选矿工艺,其特征在于:所述磷扫选中每吨给矿加入甲氧基聚丙二醇9-11g。
9.根据权利要求1-8之一所述的磷灰石矿选矿工艺,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硅酸铁、碳酸铁石英、磁铁矿及含MgO的云母;P2O5的含量为9.5%、Fe品位为11%和MgO的含量为3.2%的原矿经权利要求1-8之一所述的磷灰石矿选矿工艺处理后,获得P2O5含量40.00%、Fe品位为1.3%、MgO含量0.72%和P2O5回收率为51%的磷精矿。
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GR01 | Patent grant | ||
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