CN110293006B - 一种降低胶磷矿中倍半氧化物的选矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明提供了一种降低胶磷矿中倍半氧化物的选矿方法，所述方法包括以下步骤：（1）将（脱碳）脱镁后的粗精矿经过全粒级反浮选作业得到全粒级精矿1；（2）两次粗选选泡沫合并经过扫选，扫选泡沫为尾矿1；（3）扫选精矿采用旋流器（高频细筛）分级，细粒级为尾矿2，粗粒级经过反浮选得到粗粒级精矿2，粗粒级浮选泡沫返回至扫选作业；（5）全粒级精矿1和粗粒级精矿2合并为总磷精矿，尾矿1和尾矿2合并为总尾矿。本发明开发出一种从中低品位胶磷矿中高效去除倍半氧化物脉石矿物的选矿技术，既大幅降低了磷精矿中倍半氧化物含量，也保证了总磷精矿五氧化二磷的较高回收率。

Description

一种降低胶磷矿中倍半氧化物的选矿方法

技术领域

本发明属于胶磷矿选矿领域，涉及一种降低胶磷矿中倍半氧化物含量的选矿方法，尤其涉及一种含嵌布粒度粗细不均匀的倍半氧化物脉石矿物的胶磷矿反浮选除杂选矿方法。

背景技术

我国胶磷矿资源主要分布在湖北、云南、贵州等地，随着易采易选的磷矿资源开采殆尽，高倍半氧化物胶磷矿资源的利用迫在眉睫。目前，针对胶磷矿中高倍半氧化物的脱除主要有分级脱泥、正浮选、反浮选、重选-浮选联合、分级-反浮选等工艺。

申请号201811236854.4公开了一种高倍半胶磷矿螺旋溜槽重浮联合工艺，其对原矿磨细后采用螺旋溜槽分选，重选精矿采用双反浮选，重选尾矿采用正反浮选，双反浮选精矿和正反浮选精矿合并为总磷精矿。总磷精矿五氧化二磷回收率85%左右，倍半氧化物品位2.5%-3.0%。该工艺本质是对倍半氧化物脉石采用粗细分选-粗粒反浮选-细粒正浮选的工艺。

申请号201610683981.3公开了一种细粒嵌布的高铝硅质胶磷矿的脱泥反浮选工艺，该工艺在反浮选脱铝脱硅前采用正浮选、机械脱泥方法脱除大部分的黏土矿物，降低了反浮选作业中细粒黏土的不利影响。

公开专利中针对含铝脉石矿物的浮选主要以正浮选居多，含铝脉石矿物反浮选基本上要先脱泥，细粒含铝脉石矿物的直接反浮选过程中如何更经济的保证细粒磷矿的高效回收是个很大的难题。

总的来说，目前含高倍半氧化物的胶磷矿的选矿工艺还未见工业化，主要存在选矿工艺复杂、选矿成本较高、反浮选泡沫不好消泡、流动性不好、回水利用困难等诸多问题。

发明内容

本发明提供了一种高效分离胶磷矿和含倍半氧化物脉石矿物的选矿方法，分步分速脱除不同粒度的含倍半氧化物脉石矿物，并保证了磷精矿较高的五氧化二磷回收率。

为达此目的，本发明采用以下技术方案：

本发明提供了一种降低胶磷矿中倍半氧化物的选矿方法，所述方法包括以下步骤：

（1）将脱碳脱镁后的粗精矿经过全粒级反浮选作业依次经过两次粗选，得到精矿1（全粒级精矿），将两次粗选得到的第一尾矿和第二尾矿合并进行扫选，得到尾矿1和扫选精矿；

（2）步骤（1）中的扫选精矿经过分级作业，分级细粒作为尾矿2，分级溢流进行反浮选，得到精矿2（粗粒级精矿）和第三尾矿，第三尾矿返回至扫选作业；

（3）反浮选的泡沫经过扫选，得到扫选泡沫和扫选底流，扫选泡沫为尾矿1，扫选底流为扫选精矿；

（4）扫选精矿采用旋流器（高频细筛）分级，得到分级溢流和分级沉砂，分级溢流为尾矿2，分级沉砂进入下一步作业；

（5）分级沉砂经过粗粒级反浮选作业得到粗粒级精矿；

（6）全粒级精矿和粗粒级精矿合并为总磷精矿，尾矿1和尾矿2合并为总尾矿。

本发明中所述“第一”、“第二”和“第三”等，仅仅是为了从命名上对物料进行区分，并没有其他含义。

本发明中，所述胶磷矿为中低品位胶磷矿，五氧化二磷品位不高于≤28wt%，其含碳、含镁，并且倍半氧化物含量不低于6wt%。具体的，所述脱碳脱镁粗精矿中五氧化二磷品位为20wt%~27wt%，三氧化二铝品位为4.0wt%~6.0wt%，三氧化二铁品位为1.0wt%~4.0wt%。

步骤（1）所述全粒级反浮选须要加入脱倍半氧化物的捕收剂，捕收剂为阳离子胺类捕收剂；

所述阳离子胺类捕收剂为十二胺、C_8-16烷基丙基醚胺、N-十二烷基-1 ,3-丙二胺中的一种。

所述捕收剂的添加量为第一次粗选200-300g/t，第二次粗选50-200 g/t。

步骤（4）所述分级作业是经振动和/或旋流分离后得到的细粒溢流为尾矿2，所述的细粒级粒径小于10μm。

步骤（5）所述粗粒反浮选作业包括至少1次反浮选粗选，所述粗粒级反浮选须要加入脱倍半氧化物的捕收剂，捕收剂为阳离子胺类捕收剂；

所述阳离子胺类捕收剂为十二胺、C_8-16烷基丙基醚胺、N-十二烷基-1 ,3-丙二胺中的一种。

所述捕收剂的添加量为50-200g/t。

本发明的另一技术方案中，所述的步骤（1）所述全粒级反浮选包括至少2次反浮选粗选和至少1次反浮选扫选；

进一步地，步骤（1）所述全粒级反浮选具体包括以下步骤：

（a）将待处理的矿浆进行全粒级反浮选粗选两次，得到全粒级精矿1、第一尾矿和第二尾矿；

（b）步骤（a）得到的第一尾矿和第二尾矿和步骤（2）所述粗粒反浮选粗选作业的第三尾矿合并进行至少一次全粒级反浮选扫选，得到尾矿1和扫选精矿。

所述步骤（b）粗粒反浮选作业包括至少1次反浮选粗选，所述全粒级粗选和粗粒级反浮选须要加入脱倍半氧化物的捕收剂，捕收剂为阳离子胺类捕收剂；

所述阳离子胺类捕收剂为十二胺、C_8-16烷基丙基醚胺、N-十二烷基-1 ,3-丙二胺中的一种。

所述捕收剂的添加量为全粒级粗选每次100-300g/t，粗粒级反浮选50-200g/t。

含本发明中，所述倍半氧化物是指含有三氧化二铝和三氧化二铁的脉石矿物，包括含铁和（或）含铝的硅酸盐矿物，包括但不限于伊利石、长石、高岭石、褐铁矿、黄铁矿等。

本发明所述方法是针对脱碳脱镁的粗精矿进行倍半氧化物脉石矿物脱除的选矿方法，所述回收率是针对脱碳脱镁的粗精矿计算的。

以下作为本发明优选的技术方案，但不作为本发明提供的技术方案的限制，通过以下技术方案，可以更好地达到和实现本发明的技术目的和有益效果。

脱碳脱镁粗精矿的矿浆浓度为25wt%~30wt%，和脱倍半氧化物捕收剂进行混合后进行全粒级反浮选粗选1，得到第一精矿和第一尾矿；第一精矿进行全粒级反浮选粗选2，得到全粒级精矿1和第二尾矿；反浮选泡沫为第一尾矿和第二尾矿合并后的尾矿，反浮选泡沫经过不少于一次的扫选作业，最终产出的泡沫产品为尾矿1，扫选作业的槽内产品为扫选精矿；扫选精矿采用旋流器（高频细筛）分级，分级溢流为尾矿2，分级沉砂与脱倍半氧化物捕收剂混合后进行粗粒级反浮选粗选，得到粗粒级精矿2和第三尾矿，第三尾矿返回至全粒级反浮选扫选作业；精矿2和精矿1合并为总磷精矿。

与现有技术相比，本发明具有以下有益效果：

（1）本发明所述方法根据不同粒度倍半氧化物脉石矿物的浮游特性进行分步分速脱除。

（2）本发明首次开发出从反浮选扫选精矿中采用分级作业，直接抛除粗粒级的倍半氧化物脉石矿物，能抛早抛，避免其作为中矿返回至原流程，影响磷精矿品质。

（3）本发明所述方法获得的总磷精矿的五氧化二磷回收率为80 wt%~90 wt%，三氧化二铝品位0.8 wt %~1.5 wt %、三氧化二铁品位为0.4wt%~0.8wt%、倍半氧化物含量不高于2.3 wt%。

附图说明

图1是本发明实施例1中一种降低胶磷矿中倍半氧化物选矿方法的流程示意图。

具体实施方式

实施例1：

本实施例提供了一种降低胶磷矿中倍半氧化物选矿方法，所述胶磷矿为湖北某中低品位胶磷矿，矿石中的含磷矿物主要为胶磷矿，倍半氧化物脉石矿物主要为钾长石、钠长石、黄铁矿等，长石主要是粗粒嵌布，部分以细粒嵌布。

如图1所示，所述方法包括以下步骤：

（1）原矿经过反浮选脱镁后的粗精矿五氧化二磷品位26.35 wt%，三氧化二铝品位4.67 wt%，三氧化二铁品位2.18wt%，粗精矿浓度28.50 wt %；

（2）脱镁粗精矿170g与脱倍半氧化物捕收剂0.04g混合后进行全粒级反浮选粗选1，得到第一精矿和第一尾矿；然后向第一精矿加入脱倍半氧化物捕收剂0.02g混合后进行全粒级反浮选粗选2，得到全粒级精矿1和第二尾矿；反浮选泡沫为第一尾矿和第二尾矿合并后的尾矿，反浮选泡沫经过两次扫选作业，最终产出的泡沫产品为尾矿1，扫选作业的槽内产品为扫选精矿；扫选精矿采用旋流器分级，分级溢流为尾矿2，分级沉砂加入脱倍半氧化物捕收剂0.01g混合后进行粗粒级反浮选粗选，得到精矿2（粗粒级精矿）和第三尾矿，第三尾矿返回至全粒级反浮选扫选作业；精矿2和精矿1合并为总磷精矿。

本实施例最终得到的总磷精矿的五氧化二磷回收率为83wt%，三氧化二铝品位1.35 wt %、三氧化二铁品位为0.7wt%、倍半氧化物含量2.05wt%。

实施例2：

本实施例提供了一种降低胶磷矿中倍半氧化物选矿方法，所述胶磷矿为湖北某中低品位含碳胶磷矿，矿石中的含磷矿物主要为胶磷矿，倍半氧化物脉石矿物主要为长石、黄铁矿等，其它脉石矿物还有石英、有机碳等；长石主要是粗粒嵌布，黄铁矿和长石共生密切。

如图1所示，所述方法包括以下步骤：

（1）原矿经过反浮选脱碳脱镁后的粗精矿五氧化二磷品位27.52wt%，三氧化二铝品位4.12wt%，三氧化二铁品位2.65wt%，粗精矿浓度29 wt %；

（2）脱镁粗精矿170g与脱倍半氧化物捕收剂0.04g混合后进行全粒级反浮选粗选1，得到第一精矿和第一尾矿；然后向第一精矿加入脱倍半氧化物捕收剂0.01g混合后进行全粒级反浮选粗选2，得到全粒级精矿1和第二尾矿；反浮选泡沫为第一尾矿和第二尾矿合并后的尾矿，反浮选泡沫经过一次扫选作业，最终产出的泡沫产品为尾矿1，扫选作业的槽内产品为扫选精矿；扫选精矿采用旋流器分级，分级溢流为尾矿2，分级沉砂加入脱倍半氧化物捕收剂0.01g混合后进行粗粒级反浮选粗选1，然后向粗粒级反浮选粗选1的精矿中加入脱倍半氧化物捕收剂0.01g进行粗粒级反浮选粗选2，得到粗粒级精矿2，两次粗粒级反浮选泡沫合并为第三尾矿，第三尾矿返回至全粒级反浮选扫选作业；精矿2和精矿1合并为总磷精矿。

本实施例最终得到的总磷精矿的五氧化二磷回收率为82.65wt%，三氧化二铝品位1.42 wt %、三氧化二铁品位为0.85wt%、倍半氧化物含量2.27wt%。

实施例3：

本实施例提供了一种降低胶磷矿中倍半氧化物选矿方法，所述胶磷矿为贵州某中低品位胶磷矿，矿石中的含磷矿物主要为胶磷矿，倍半氧化物脉石矿物主要为伊利石、高岭石、长石、黄铁矿等，其它脉石矿物还有石英等；伊利石主要是细粒嵌布，长石主要是粗粒嵌布。

如图1所示，所述方法包括以下步骤：

（1）原矿经过反浮选脱镁后的粗精矿五氧化二磷品位26.57wt%，三氧化二铝品位3.25wt%，三氧化二铁品位2.74wt%，粗精矿浓度28 wt %；

（2）脱镁粗精矿170g与脱倍半氧化物捕收剂0.02g混合后进行全粒级反浮选粗选1，得到第一精矿和第一尾矿；然后向第一精矿加入脱倍半氧化物捕收剂0.01g混合后进行全粒级反浮选粗选2，得到第二精矿和第二尾矿；然后向第二精矿加入脱倍半氧化物捕收剂0.01g混合后进行全粒级反浮选粗选3，得到全粒级精矿1和第三尾矿；反浮选泡沫为第一尾矿、第二尾矿和第三尾矿合并后的尾矿，反浮选泡沫经过两次空白扫选作业，最终产出的泡沫产品为尾矿1，扫选作业的槽内产品为扫选精矿；扫选精矿采用高频筛分级，筛下产品为尾矿2，筛上产品与脱倍半氧化物捕收剂0.01g混合后进行粗粒级反浮选粗选1，然后向粗粒级反浮选粗选1的精矿中加入脱倍半氧化物捕收剂0.01g进行粗粒级反浮选粗选2，得到粗粒级精矿2，两次粗粒级反浮选泡沫合并为第四尾矿，第四尾矿返回至全粒级反浮选扫选作业；精矿2和精矿1合并为总磷精矿。

本实施例最终得到的总磷精矿的五氧化二磷回收率为84.68wt%，三氧化二铝品位1.21 wt %、三氧化二铁品位为0.91wt%、倍半氧化物含量2.12wt%。

申请人申明，本发明通过上述实施例来说明本发明的详细应用方法，但本发明并不局限于上述详细应用方法，即不意味着本发明必须依赖上述详细方法才能实施。所属技术领域的技术人员应该明了，对本发明的任何改进，对本发明产品原料的等效替换及辅助成分的添加、具体操作条件和方式的选择等，均落在本发明的保护范围和公开范围之内。

Claims (3)

1.一种降低胶磷矿中倍半氧化物的选矿方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：

（1）将脱碳脱镁粗精矿进行包括反浮选粗选和反浮选扫选的全粒级反浮选，将待处理的矿浆进行全粒级反浮选粗选两次，得到全粒级精矿1、第一尾矿和第二尾矿；将得到的第一尾矿和第二尾矿合并进行全粒级反浮选扫选，得到尾矿1和扫选精矿，所述全粒级反浮选中加入脱倍半氧化物的捕收剂，捕收剂为阳离子胺类捕收剂；

（2）步骤（1）中的扫选精矿经过分级作业，扫选精矿采用旋流器分级，分级溢流为尾矿2，分级沉砂加入脱倍半氧化物捕收剂混合后进行粗粒级反浮选粗选，得到精矿2和第三尾矿，第三尾矿返回至全粒级反浮选扫选作业；

（3）精矿1和精矿2合并为总磷精矿，尾矿1和尾矿2合并为总尾矿，

上述步骤（1）或步骤（2）中所述阳离子胺类捕收剂为十二胺、C_8-16烷基丙基醚胺、N-十二烷基-1 ,3-丙二胺中的任意一种；所述捕收剂的添加量为50-200g/t。

2.根据权利要求1所述的降低胶磷矿中倍半氧化物的选矿方法，其特征在于，所述脱碳脱镁粗精矿中五氧化二磷品位为20wt%~27wt%，三氧化二铝品位为4.0wt%~6.0wt%，三氧化二铁品位为1.0wt%~4.0wt%。

3.根据权利要求1所述的降低胶磷矿中倍半氧化物的选矿方法，其特征在于，步骤（2）所述分级作业是经振动和/或旋流分离后得到的细粒溢流为尾矿2，所述的细粒粒径小于10μm。

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