CN112619885A - 一种含镁高硅钙质胶磷矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供了一种含镁高硅钙质胶磷矿的选矿方法,包括以下步骤:a)将含镁高硅钙质胶磷矿破碎后加水搅拌成一次矿浆,进行第一次旋流分级,分别得到一次细矿和一次粗矿;b)将步骤a)得到的一次粗矿加水进行一次磨矿,得到二次矿浆;然后将所述二次矿浆加水搅拌后,进行第二次旋流分级,分别得到二次细矿和二次粗矿;c)将步骤b)得到的二次粗矿加水进行二次磨矿,得到三次矿浆;d)将步骤c)得到的三次矿浆与步骤a)得到的一次细矿在浮选机中混合,加入酸溶液调浆,再加入捕收剂反选脱镁,浮选后分别得到精矿与脱镁尾矿。与现有技术相比,本发明提供的选矿方法具有优良的浮选效果,能够得到优质精矿,且工艺简单、成本低,经济效益显著。
Description
技术领域
本发明涉及矿物加工技术领域,更具体地说,是涉及一种含镁高硅钙质胶磷矿的选矿方法。
背景技术
我国磷矿资源量较大,但磷矿平均品位仅为16.95%,w(P2O5)大于30%的富矿仅占6.75%(8.57亿t),大量的是中低品位磷矿石,尤其是难选的磷块岩储量多。低品位磷块岩不能直接用于湿法磷酸和磷肥工业,需要进行选矿加工。在磷矿的选矿工艺中,占主导地位的选矿方法有浮选、擦洗脱泥、焙烧-消化、重介质选矿及联合选矿工艺,此外还有化学选矿、光电选矿以及生物选矿等。
胶磷矿(Phosphate rock)是以磷酸盐成分为主的含有少量Si、Al、Fe等元素的集合体。根据不同类型胶磷矿的性质,有合适的选矿方法;其中,浮选工艺是适应更为广泛的选矿方法;而联合选矿工艺是针对性较强的选矿方法,因其能简化流程、降低能耗和药耗,发展前景广阔。
对于含镁高硅钙质胶磷矿,传统的选矿方法一般是采用正反浮选,需要分别在碱性和酸性两种相反的条件下进行,工艺复杂,条件苛刻,成本较高。因含镁高硅钙质胶磷矿的矿物堪布粒度细小,为了达到分选效果,需要将矿石磨得很细;然而在将矿物磨得很细的同时,很多硬度较小的矿物被过磨而泥化,表面能过高,使矿物的可选性降低,浮选矿浆粘稠,浮选效果不良,药剂消耗增加。
发明内容
有鉴于此,本发明的目的在于提供一种含镁高硅钙质胶磷矿的选矿方法,本发明提供的选矿方法具有优良的浮选效果,能够得到优质精矿,并且工艺简单、成本低,经济效益显著。
本发明提供了一种含镁高硅钙质胶磷矿的选矿方法,包括以下步骤:
a)将含镁高硅钙质胶磷矿破碎后加水搅拌成一次矿浆,进行第一次旋流分级,分别得到一次细矿和一次粗矿;
b)将步骤a)得到的一次粗矿加水进行一次磨矿,得到二次矿浆;然后将所述二次矿浆加水搅拌后,进行第二次旋流分级,分别得到二次细矿和二次粗矿,二次细矿直接抛尾,达到第一次分选的效果;
c)将步骤b)得到的二次粗矿加水进行二次磨矿,得到三次矿浆;
d)将步骤c)得到的三次矿浆与步骤a)得到的一次细矿在浮选机中混合,加入酸溶液调浆,再加入捕收剂反选脱镁,浮选后分别得到精矿与脱镁尾矿。
优选的,步骤a)中所述将含镁高硅钙质胶磷矿破碎后加水搅拌成一次矿浆的过程具体为:
将含镁高硅钙质胶磷矿用破碎机破碎至100%<2mm,按质量比磷矿:水=1:(0.3~0.5)加水搅拌成一次矿浆。
优选的,步骤a)中所述第一次旋流分级采用旋流器;所述旋流器的压力为20KPa~80KPa,旋流器顶流溢流出<0.074mm的一次细矿,底流为0.074mm~2mm粒径的一次粗矿。
优选的,步骤b)中所述将步骤a)得到的一次粗矿加水进行一次磨矿的过程还包括:
加入助磨剂;按质量比一次粗矿:水:助磨剂=1000:(600~1000):(0.1~1)。
优选的,所述助磨剂选自聚丙烯酸钠、聚合氯化铝、烷基磺胺乙酸钠和羟乙基磺酸钠中的一种或多种。
优选的,步骤b)中所述将所述二次矿浆加水搅拌的过程还包括:
加入分散剂;按质量比二次矿浆:水:分散剂=1000:(100~300):(0.02~0.1)。
优选的,所述分散剂选自聚甘油、乙酸铵、水玻璃、磷酸钠、烷基磺酸钠和醇醚磺基琥珀酸单酯二钠中的一种或多种。
优选的,步骤b)中所述第二次旋流分级采用旋流器;所述旋流器的压力为30KPa~100KPa,旋流器顶流溢流出<0.038mm的二次细矿(直接抛尾),底流为二次粗矿。
优选的,步骤c)中所述将步骤b)得到的二次粗矿加水进行二次磨矿的过程具体为:
将步骤b)得到的二次粗矿加水按质量比二次粗矿:水=1000:(600~1000)进行二次磨矿,研磨5min~20min后得到三次矿浆。
优选的,步骤d)中所述酸溶液选自0.1wt%~10wt%的H2SO4溶液和/或0.1wt%~10wt%的H3PO4溶液。
本发明提供了一种含镁高硅钙质胶磷矿的选矿方法,包括以下步骤:a)将含镁高硅钙质胶磷矿破碎后加水搅拌成一次矿浆,进行第一次旋流分级,分别得到一次细矿和一次粗矿;b)将步骤a)得到的一次粗矿加水进行一次磨矿,得到二次矿浆;然后将所述二次矿浆加水搅拌后,进行第二次旋流分级,分别得到二次细矿和二次粗矿;c)将步骤b)得到的二次粗矿加水进行二次磨矿,得到三次矿浆;d)将步骤c)得到的三次矿浆与步骤a)得到的一次细矿在浮选机中混合,加入酸溶液调浆,再加入捕收剂反选脱镁,浮选后分别得到精矿与脱镁尾矿。与现有技术相比,本发明采用特定工艺步骤,先将被磨细的较软的矿物分离出去,剩下粗的较硬的矿物继续研磨至适合细度再进行浮选,避免了矿物因过磨而泥化,保证了优良的浮选效果,能够得到优质精矿;并且本发明提供的选矿方法工艺简单、成本低,经济效益显著。
附图说明
图1为本发明实施例1提供的含镁高硅钙质胶磷矿的选矿方法的工艺流程图。
具体实施方式
下面将结合本发明实施例,对本发明的技术方案进行清楚、完整地描述,显然,所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例,而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例,本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例,都属于本发明保护的范围。
本发明提供了一种含镁高硅钙质胶磷矿的选矿方法,包括以下步骤:
a)将含镁高硅钙质胶磷矿破碎后加水搅拌成一次矿浆,进行第一次旋流分级,分别得到一次细矿和一次粗矿;
b)将步骤a)得到的一次粗矿加水进行一次磨矿,得到二次矿浆;然后将所述二次矿浆加水搅拌后,进行第二次旋流分级,分别得到二次细矿和二次粗矿;
c)将步骤b)得到的二次粗矿加水进行二次磨矿,得到三次矿浆;
d)将步骤c)得到的三次矿浆与步骤a)得到的一次细矿在浮选机中混合,加入酸溶液调浆,再加入捕收剂反选脱镁,浮选后分别得到精矿与脱镁尾矿。
本发明首先将含镁高硅钙质胶磷矿破碎后加水搅拌成一次矿浆,进行第一次旋流分级,分别得到一次细矿和一次粗矿。本发明对所述含镁高硅钙质胶磷矿的来源没有特殊限制,采用本领域技术人员熟知的满足含镁高硅钙质磷矿化学组分要求的磷矿即可。
在本发明中,所述将含镁高硅钙质胶磷矿破碎后加水搅拌成一次矿浆的过程优选具体为:
将含镁高硅钙质胶磷矿用破碎机破碎至100%<2mm,按质量比磷矿:水=1:(0.3~0.5)加水搅拌成一次矿浆;
更优选为:
将含镁高硅钙质胶磷矿用破碎机破碎至粒径100%<2mm,按质量比磷矿:水=1:0.4加水搅拌成一次矿浆。
本发明对所述搅拌的装置没有特殊限制,采用本领域技术人员熟知的搅拌槽即可。在本发明中,所述一次矿浆的含固量优选为50wt%~80wt%,更优选为65wt%~75wt%。
在本发明中,所述第一次旋流分级优选采用旋流器,具体采用本领域技术人员熟知的水力旋流器即可。在本发明中,所述旋流器的压力优选为20KPa~80KPa,更优选为40KPa~45KPa,在此基础上,该旋流器顶流溢流出<0.074mm的一次细矿,底流为0.074mm~2mm粒径的一次粗矿,实现对粒径<0.074mm的一次细矿的去除;并且,去除的粒径<0.074mm的一次细矿进入后续浮选机进行进一步处理。
得到所述一次粗矿后,本发明将得到的一次粗矿加水进行一次磨矿,得到二次矿浆;然后将所述二次矿浆加水搅拌后,进行第二次旋流分级,分别得到二次细矿和二次粗矿。
在本发明中,所述将步骤a)得到的一次粗矿加水进行一次磨矿的过程优选还包括:
加入助磨剂。在本发明中,所述助磨剂优选选自聚丙烯酸钠、聚合氯化铝、烷基磺胺乙酸钠和羟乙基磺酸钠中的一种或多种,更优选为聚丙烯酸钠、聚合氯化铝、烷基磺胺乙酸钠和羟乙基磺酸钠中的两种。在本发明优选的实施例中,所述助磨剂为质量比为2.5:3的聚丙烯酸钠和烷基磺胺乙酸钠,或质量比为2:3的聚合氯化铝和羟乙基磺酸钠,或质量比为1:2的聚丙烯酸钠和羟乙基磺酸钠。本发明对所述助磨剂的来源没有特殊限制,采用本领域技术人员熟知的上述聚丙烯酸钠、聚合氯化铝、烷基磺胺乙酸钠和羟乙基磺酸钠的市售商品即可。
在本发明中,所述一次粗矿、水和助磨剂的质量比优选为1000:(600~1000):(0.1~1),更优选为1000:(700~800):0.4。
在本发明中,所述一次磨矿的时间优选为2min~10min,更优选为4min~6min;在此基础上,所述一次磨矿的磨矿细度优选为10%~30%≤0.038mm,更优选为15%~20%≤0.038mm。
在本发明中,所述将所述二次矿浆加水搅拌的过程优选还包括:
加入分散剂。在本发明中,所述分散剂优选选自聚甘油、乙酸铵、水玻璃、磷酸钠、烷基磺酸钠和醇醚磺基琥珀酸单酯二钠中的一种或多种,更优选为聚甘油、乙酸铵、水玻璃、磷酸钠、烷基磺酸钠和醇醚磺基琥珀酸单酯二钠中的三种。在本发明优选的实施例中,所述分散剂为质量比为1:6:3的聚甘油、水玻璃和醇醚磺基琥珀酸单酯二钠,或质量比为2:1:2的乙酸铵、磷酸钠和烷基磺酸钠,或质量比为1:2:1的聚甘油、水玻璃和醇醚磺基琥珀酸单酯二钠。本发明对所述分散剂的来源没有特殊限制,采用本领域技术人员熟知的上述聚甘油、乙酸铵、水玻璃、磷酸钠、烷基磺酸钠和醇醚磺基琥珀酸单酯二钠的市售商品即可。
在本发明中,所述二次矿浆、水和分散剂的质量比优选为1000:(100~300):(0.02~0.1),更优选为1000:(150~250):(0.04~0.06)。
本发明在磨矿阶段,一方面,通过添加上述助磨剂,促进矿物单体解离,先分离出被优先磨细的较软的硅质脉石矿物,另一方面,再添加分散剂,提高分离效果,从而得到含硅较少的磷矿,有利于后续浮选得到优质精矿。
在本发明中,所述第二次旋流分级优选采用旋流器,具体采用本领域技术人员熟知的水力旋流器即可。在本发明中,所述旋流器的压力优选为30KPa~100KPa,更优选为50KPa~55KPa,在此基础上,该旋流器顶流溢流出<0.038mm的二次细矿,底流为二次粗矿,实现对粒径<0.038mm的二次细矿的去除;并且,去除的粒径<0.038mm的二次细矿,因含磷较低,可当作尾矿直接抛尾。
得到所述二次粗矿后,本发明将得到的二次粗矿加水进行二次磨矿,得到三次矿浆。在本发明中,所述将得到的二次粗矿加水进行二次磨矿的过程优选具体为:
将步骤b)得到的二次粗矿加水按质量比二次粗矿:水=1000:(600~1000)进行二次磨矿,研磨5min~20min后得到三次矿浆;
更优选为:
将步骤b)得到的二次粗矿加水按质量比二次粗矿:水=1000:(700~800)进行二次磨矿,研磨7min~10min后得到三次矿浆。在此基础上,所述二次磨矿的磨矿细度优选为60%~90%≤0.074mm,更优选为70%~75%≤0.074mm。
得到所述三次矿浆后,本发明将得到的三次矿浆与步骤a)得到的一次细矿在浮选机中混合,加入酸溶液调浆,再加入捕收剂反选脱镁,浮选后分别得到精矿与脱镁尾矿。在本发明中,所述酸溶液优选选自0.1wt%~10wt%的H2SO4溶液和/或0.1wt%~10wt%的H3PO4溶液,更优选为1wt%~10wt%的H2SO4溶液和1wt%~10wt%的H3PO4溶液。在本发明优选的实施例中,所述1wt%~10wt%的H2SO4溶液优选为5wt%的H2SO4溶液,所述1wt%~10wt%的H3PO4溶液优选为5wt%的H3PO4溶液。本发明对所述酸溶液的来源没有特殊限制,采用本领域技术人员熟知的市售商品或自制品均可。
本发明对所述捕收剂的种类和来源没有特殊限制,采用本领域技术人员熟知的由12~18碳原子的脂肪酸及其衍生物经过皂化后再复配所得的捕收剂即可。
在本发明中,上述三次矿浆、一次细矿、酸溶液和捕收剂的配比优选按照三次矿浆和一次细矿混合的矿浆折干后,与酸(折纯)、捕收剂的质量比为1000:9:(0.6~1);其中,酸溶液优选为质量比为5:4的5wt%的H2SO4溶液和5wt%的H3PO4溶液。
在本发明中,所述含镁硅钙质胶磷矿中的硅质脉石矿物有石英、长石、黏土类矿物;这些硅质脉石矿物堪布粒度很细,一般在20-40μm,属于细粒级堪布,普通的磨矿方式很难将其单体解离。本发明发现磷矿中的不同矿物的硬度存在较大差异,如黏土类矿物的硬度(莫氏硬度,下同)只有2左右,白云石3.5-4,磷灰石5,长石6,石英7;此外,本发明还发现在磨矿过程中,最先被磨细的是硬度最低的黏土类矿物。因此,如果所有矿物全部一起研磨,当较硬的磷灰石、石英等矿物被磨细时,黏土类矿物就会被磨得太细而泥化;先磨细的矿物如果不及时分离出来,在磨机内会使矿浆黏度升高,且会对粗硬的矿粒起到缓冲保护作用,降低了研磨体对粗硬矿粒的冲击摩擦作用,使粗硬矿粒难以被磨细,严重影响了磨矿效率;且这些泥化的黏土矿物因粒度超细,表面能过高,会粘附聚集在其他矿粒表面,无法分离。
针对上述本发明发现的技术问题,本发明采用分段研磨、多次分离的方法,把每个阶段的细矿粒先分离出来,只让粗矿继续研磨,避免了矿物过磨现象,也降低了研磨矿浆的黏度,减少细矿对粗矿的缓冲保护作用,保证所有矿物都能得到充分的研磨,并有一个适合的解离粒度,尽量减少超细颗粒的产生,便于对不同矿物的分离。本发明提供的选矿方法优选采取分段研磨并添加助磨剂,降低矿物的表面张力,降低不同矿物单体间的结合力,有助于矿石被磨细并实现不同矿物的单体解离;将先被磨细的较软的矿物先分离出去,剩下粗的较硬的矿物继续研磨至适合细度,同时在磨细的矿浆中添加分散剂,减少不同矿物之间的粘附夹带现象,提高矿粒的分散性,提高分离效果,再进行浮选,避免了矿物因过磨而泥化,保证了优良的浮选效果;同时先分离出去的细矿,主要是较软的硅钙质脉石矿物(包括被优先磨细的黏土类矿物),因含磷较低可以直接当做尾矿抛弃,这样就达到了磷矿脱硅提质的目的,剩下的粗矿粒的硅含量明显降低,品质得到提高,再进行反选脱镁就能得到优质精矿与脱镁尾矿;不必再用复杂且成本较高的正反浮选工艺,节约了成本,提高了经济效益。
本发明提供了一种含镁高硅钙质胶磷矿的选矿方法,包括以下步骤:a)将含镁高硅钙质胶磷矿破碎后加水搅拌成一次矿浆,进行第一次旋流分级,分别得到一次细矿和一次粗矿;b)将步骤a)得到的一次粗矿加水进行一次磨矿,得到二次矿浆;然后将所述二次矿浆加水搅拌后,进行第二次旋流分级,分别得到二次细矿和二次粗矿;c)将步骤b)得到的二次粗矿加水进行二次磨矿,得到三次矿浆;d)将步骤c)得到的三次矿浆与步骤a)得到的一次细矿在浮选机中混合,加入酸溶液调浆,再加入捕收剂反选脱镁,浮选后分别得到精矿与脱镁尾矿。与现有技术相比,本发明采用特定工艺步骤,先将被磨细的较软的矿物分离出去,剩下粗的较硬的矿物继续研磨至适合细度再进行浮选,避免了矿物因过磨而泥化,保证了优良的浮选效果,能够得到优质精矿;并且本发明提供的选矿方法工艺简单、成本低,经济效益显著。
为了进一步说明本发明,下面通过以下实施例进行详细说明。本发明以下实施例所用的原矿为贵州某矿山采出的磷矿,化学组分按质量百分比为:P2O5:25.07%,CaO:38.27%,MgO:2.56%,SiO2:16.03%,Fe2O3:1.82%,Al2O3:2.98%,CO2:5.87%;从上述化学组分可以看出,该磷矿是典型的含镁高硅钙质磷矿。
实施例1
请参阅图1,图1为本发明实施例1提供的含镁高硅钙质胶磷矿的选矿方法的工艺流程图;具体过程如下:
(1)将磷矿用破碎机破碎至100%<2mm,按质量比磷矿:水=5:2加水搅拌成一次矿浆,再打入水力旋流器1分级,旋流器压力控制在40-45KPa,旋流器顶流溢流出的细矿浆即为<0.074mm的一次细矿,进入后续浮选机,旋流器底流即为0.074mm~2mm粒径的一次粗矿。
(2)将步骤(1)得到的一次粗矿加水和助磨剂(质量比为2.5:3的聚丙烯酸钠和烷基磺胺乙酸钠)按质量比一次粗矿:水:助磨剂=1000:750:0.4进行一次磨矿,研磨4分钟后得到二次矿浆;然后按质量比二次矿浆:水:分散剂=1000:200:0.05加水和分散剂(质量比为1:6:3的聚甘油、水玻璃和醇醚磺基琥珀酸单酯二钠)搅拌,再打入水力旋流器2分级,旋流器压力控制在50-55KPa,旋流器顶流溢流出的细矿浆即为<0.038mm的二次细矿,直接抛尾,旋流器底流即为二次粗矿。
(3)将步骤(2)得到的二次粗矿加水按质量比二次粗矿:水=1000:720进行二次磨矿,研磨9分钟后得到三次矿浆。
(4)将步骤(3)得到的三次矿浆、步骤(1)得到的一次细矿在浮选机中混合,加入5wt%的H2SO4溶液与5wt%的H3PO4溶液调浆,再加入捕收剂脂肪酸皂反选脱镁,其中矿浆折干后与酸(折纯)和捕收剂的质量比为:矿粉:H2SO4:H3PO4:脂肪酸皂=1000:5:4:0.8,浮选后分别得到精矿与脱镁尾矿。
实施例2
采用实施例1提供的选矿方法,区别在于:步骤(2)中所述助磨剂为质量比为2:3的聚合氯化铝和羟乙基磺酸钠;所述分散剂为质量比为2:1:2的乙酸铵、磷酸钠和烷基磺酸钠。
实施例3
采用实施例1提供的选矿方法,区别在于:步骤(2)中所述助磨剂为质量比为1:2的聚丙烯酸钠和羟乙基磺酸钠;所述分散剂为质量比为1:2:1的聚甘油、水玻璃和醇醚磺基琥珀酸单酯二钠。
实施例4
采用实施例3提供的选矿方法,区别在于:步骤(2)中未加分散剂。
实施例5
采用实施例3提供的选矿方法,区别在于:步骤(2)中未加助磨剂,同时,研磨时间由4分钟提高至6分钟。
实施例6
采用实施例1提供的选矿方法,区别在于:步骤(2)中未加助磨剂,同时,研磨时间由4分钟提高至6分钟,且未加分散剂。
对比例1
采用传统的磨矿和反浮选方法:将磷矿用破碎机破碎至100%<2mm,按质量比磷矿:水=10:7加水直接磨矿,研磨20分钟,得到73.24%≤0.074mm的矿浆;然后按照实施例1步骤(4),加入5wt%的H2SO4溶液与5wt%的H3PO4溶液调浆,再加入捕收剂脂肪酸皂反选脱镁,其中矿浆折干后与酸(折纯)和捕收剂的质量比为:矿粉:H2SO4:H3PO4:脂肪酸皂=1000:5:4:0.8,浮选后分别得到精矿与脱镁尾矿。
对比例2
采用传统的磨矿和正反浮选方法:将磷矿用破碎机破碎至100%<2mm,按质量比磷矿:水=10:7加水直接磨矿,研磨25分钟,得到85.73%≤0.074mm的矿浆;然后加碳酸钠、水玻璃为抑制剂,加油酸钠为捕收剂进行正浮选得到正选尾矿和正选精矿,正选精矿加入5wt%的H2SO4溶液与5wt%的H3PO4溶液调浆,再加入脂肪酸皂反选脱镁,分别得到反选尾矿和精矿;其中,矿浆折干后与浮选药剂按质量比为:矿粉:碳酸钠:水玻璃:油酸钠:H2SO4:H3PO4:脂肪酸皂=1000:6:3:0.6:7:4:0.7。
过程产品指标检测:
按照实施例1~5、对比例1~2所述的方法进行磨矿和选矿分离;得到的二次矿浆中二次细矿的含量如表1,三次矿浆的细度如表2所示,过程产品化学组成如表3所示。
表1二次矿浆中二次细矿的含量
项目 | 二次细矿(<0.038mm)占比/wt% | 一次磨矿时间/分钟 |
实施例1 | 17.28 | 4 |
实施例2 | 17.75 | 4 |
实施例3 | 18.11 | 4 |
实施例4 | 18.08 | 4 |
实施例5 | 16.84 | 6 |
实施例6 | 16.67 | 6 |
表2三次矿浆和入选矿浆细度
项目 | 类别 | <0.074mm占比/wt% | 二次磨矿时间/分钟 | 总磨矿时间/分钟 |
实施例1 | 三次矿浆 | 71.78 | 9 | 13 |
实施例2 | 三次矿浆 | 72.05 | 9 | 13 |
实施例3 | 三次矿浆 | 72.37 | 9 | 13 |
实施例4 | 三次矿浆 | 72.46 | 9 | 13 |
实施例5 | 三次矿浆 | 71.29 | 9 | 15 |
实施例6 | 三次矿浆 | 70.88 | 9 | 15 |
对比例1 | 入选矿浆 | 73.24 | - | 20 |
对比例2 | 入选矿浆 | 85.73 | - | 25 |
表3过程产品化学组成,wt%
根据表1的数据分析,由实施例5~6与实施例1~4的对比可知,加入助磨剂有助于磨矿过程,使磷矿石更容易被磨细,从而实现不同矿物的解离;其中以实施例3的助磨剂配方效果最好,即按重量比聚丙烯酸钠:羟乙基磺酸钠=1:2是最优配方。
根据表2的数据分析,实施例1~4生产的磷矿品质较好,达到了磷肥用磷矿杂质含量要求标准ZBD51001-86中一类矿的要求,实施例1~3的P2O5收率均达到了90%以上,经济效益较好。
根据表2的数据分析,由实施例5与实施例6对比可知,加入分散剂能明显提高不同矿物的分选效果,提高分选效率,分散剂以实施例3中按重量比聚甘油:水玻璃:醇醚磺基琥珀酸单酯二钠=1:2:1的配方效果最优。
由实施例4、5、6对比可知,助磨剂对提高分选效率的作用强于分散剂;但两者各司其职,缺一不可;共同作用时效果最优。
实施例1~3所产生的二次细矿,P2O5含量均低于9%,可直接作为尾矿抛尾。
由对比例1可知,用传统的磷矿反浮选工艺,无法脱出磷矿中的硅质矿物,精矿品位低,SiO2等杂质含量高,难以利用。
由对比例2可知,使用传统的正反浮选工艺,可以脱出磷矿中的硅质矿物,但分选效率远不及本发明的分选效率高,且所用的浮选药剂多,正选加的碳酸钠等碱性药剂会消耗反选所需的酸,总体药剂成本高,综合经济效益较低。
综上,使用本发明的方法,节约了磨矿时间和能耗,提高了磨矿效率;且矿浆经过简单的分级即可脱出大部分的黏土类硅质矿物,分选效率高;再结合简单的反浮选工艺,即可得到优质的磷精矿,综合经济效益良好,适合在行业内推广。
所公开的实施例的上述说明,使本领域专业技术人员能够实现或使用本发明。对这些实施例的多种修改对本领域的专业技术人员来说将是显而易见的,本文中所定义的一般原理可以在不脱离本发明的精神或范围的情况下,在其它实施例中实现。因此,本发明将不会被限制于本文所示的这些实施例,而是要符合与本文所公开的原理和新颖特点相一致的最宽的范围。
Claims (10)
1.一种含镁高硅钙质胶磷矿的选矿方法,包括以下步骤:
a)将含镁高硅钙质胶磷矿破碎后加水搅拌成一次矿浆,进行第一次旋流分级,分别得到一次细矿和一次粗矿;
b)将步骤a)得到的一次粗矿加水进行一次磨矿,得到二次矿浆;然后将所述二次矿浆加水搅拌后,进行第二次旋流分级,分别得到二次细矿和二次粗矿;
c)将步骤b)得到的二次粗矿加水进行二次磨矿,得到三次矿浆;
d)将步骤c)得到的三次矿浆与步骤a)得到的一次细矿在浮选机中混合,加入酸溶液调浆,再加入捕收剂反选脱镁,浮选后分别得到精矿与脱镁尾矿。
2.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,步骤a)中所述将含镁高硅钙质胶磷矿破碎后加水搅拌成一次矿浆的过程具体为:
将含镁高硅钙质胶磷矿用破碎机破碎至100%<2mm,按质量比磷矿:水=1:(0.3~0.5)加水搅拌成一次矿浆。
3.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,步骤a)中所述第一次旋流分级采用旋流器;所述旋流器的压力为20KPa~80KPa,旋流器顶流溢流出<0.074mm的一次细矿,底流为0.074mm~2mm粒径的一次粗矿。
4.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,步骤b)中所述将步骤a)得到的一次粗矿加水进行一次磨矿的过程还包括:
加入助磨剂;按质量比一次粗矿:水:助磨剂=1000:(600~1000):(0.1~1)。
5.根据权利要求4所述的选矿方法,其特征在于,所述助磨剂选自聚丙烯酸钠、聚合氯化铝、烷基磺胺乙酸钠和羟乙基磺酸钠中的一种或多种。
6.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,步骤b)中所述将所述二次矿浆加水搅拌的过程还包括:
加入分散剂;按质量比二次矿浆:水:分散剂=1000:(100~300):(0.02~0.1)。
7.根据权利要求6所述的选矿方法,其特征在于,所述分散剂选自聚甘油、乙酸铵、水玻璃、磷酸钠、烷基磺酸钠和醇醚磺基琥珀酸单酯二钠中的一种或多种。
8.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,步骤b)中所述第二次旋流分级采用旋流器;所述旋流器的压力为30KPa~100KPa,旋流器顶流溢流出<0.038mm的二次细矿,底流为二次粗矿。
9.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,步骤c)中所述将步骤b)得到的二次粗矿加水进行二次磨矿的过程具体为:
将步骤b)得到的二次粗矿加水按质量比二次粗矿:水=1000:(600~1000)进行二次磨矿,研磨5min~20min后得到三次矿浆。
10.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,步骤d)中所述酸溶液选自0.1wt%~10wt%的H2SO4溶液和/或0.1wt%~10wt%的H3PO4溶液。
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