CN113731637B - 一种低品位混合型胶磷矿浮选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种低品位混合型胶磷矿浮选方法，涉及胶磷矿浮选技术领域。所述浮选方法先将胶磷矿磨至细度‑0.074mm含量大于80％，向矿浆中加入常规正浮选调整剂，再经多次(至少2～3次)加入常规正浮选捕收剂调浆，后充气浮选，每次浮选1～7分钟，多次浮选获得的泡沫产品合并为正浮选粗精矿，底流产品作为正浮选粗尾矿；向正浮选粗尾矿中再次添加常规正浮选捕收剂调浆，充气浮选2～6分钟，浮选泡沫产品作为中矿1返回粗选再次浮选，底流产品进行0.074mm分级，+0.074mm粒级作为中矿2返回再磨；‑0.074mm粒级作为正浮选尾矿；将正浮选粗精矿加入常规反浮选调整剂和捕收剂脱除碳酸盐矿物，得到最终磷精矿和反浮选尾矿；反浮选尾矿和正浮选尾矿合并为最终尾矿。
Description
技术领域
本发明涉及胶磷矿浮选技术领域，具体涉及一种低品位混合型胶磷矿浮选方法。
背景技术
磷矿作为不可再生资源，是农业肥料和磷基化学制剂中的一个重要组分。随着经济的发展，磷矿石的需求也在持续快速增长。虽然我国为磷矿资源大国，但在已探明的磷矿中，主要以沉积型磷矿(胶磷矿)为主，占总量的80％，且多数为中低品位胶磷矿，此类矿石具有品位低、结构构造复杂、嵌布粒度细、难解离等特征。而且随着磷矿资源的不断开采和利用，矿石属性愈加贫、细、杂，使得其更加难选。其中，混合型(硅(钙)—钙(硅)质型)磷矿在云南地区分布最广。该类矿石通过浮选实现磷的富集，需要脱除大部碳酸盐矿物和少量硅质及硅酸盐矿物才能富集磷精矿。目前浮选常用的有正-反浮选或反-正浮选、双反浮选工艺，但总体指标如精矿产率、回收率偏低，难以产业化应用。
发明内容
本发明的目的在于提供一种低品位混合型胶磷矿浮选方法，解决现有浮选方法指标难控制、回收率低的问题。
为解决上述的技术问题，本发明采用以下技术方案：一种低品位混合型胶磷矿浮选方法，其特征在于包括如下步骤：
(1)将胶磷矿破碎后，磨矿分级得到细度-0.074mm含量大于80％的原料矿浆，矿浆浓度为20％～35％；
(2)向矿浆中依次加入碳酸钠和水玻璃作为调整剂，再经多次(至少2～3次)加入常规正浮选捕收剂调浆后进行充气浮选，浮选充气量为0.05～0.1m3/h，每次浮选前均添加正浮选捕收剂，正浮选捕收剂添加后每次浮选1～7分钟，多次浮选获得的泡沫产品合并作为正浮选粗精矿，底流产品作为正浮选粗尾矿；
(3)将(2)中的正浮选粗尾矿中添加与前面一致的常规正浮选捕收剂，调浆矿化后，充气浮选2～6分钟，浮选泡沫作为中矿Ⅰ返回步骤(2)再次浮选利用，底流产品用旋流器进行0.074mm分级，旋流器沉砂即+0.074mm粒级作为中矿Ⅱ返回步骤(1)进行再次磨矿，旋流器溢流即-0.074mm粒级作为正浮选尾矿；
(4)将(2)获得的正浮选粗精矿矿浆浓度调至25％～35％，加入常规反浮选用调整剂和反浮选捕收剂，进行反浮选，得到最终磷精矿和反浮选尾矿。反浮选尾矿与(3)中正浮选尾矿合并为最终尾矿。
更进一步的技术方案是所述磨矿分为一段磨矿和二段磨矿，一段磨矿分级后得到细度-0.074mm含量大于60％的矿浆，+0.074mm粒级返回一段磨矿再磨；一段磨矿分级后的合格矿浆进入二段磨矿再磨，分级得到细度-0.074mm含量大于80％的原料矿浆，+0.074mm粒级返回二段磨矿再磨。+0.074mm粒级返回磨机再磨，有利于提高矿石单体解离度，提高磷回收率。
更进一步的技术方案是所述步骤(2)中先向矿浆中加入碳酸钠调整pH值到9～10，再加入模数为2.8～3.1的水玻璃，用量为2～8kg/t。碳酸钠为pH调整剂，水玻璃为含硅脉石矿物的抑制剂。
更进一步的技术方案是所述步骤(2)中按0.5～0.9kg/t原矿添加胶磷矿捕收剂，调浆矿化后，进行第1段正浮选1～2分钟；再添加0.4～0.8kg/t胶磷矿捕收剂，调浆矿化后，进行第2段正浮选2～4分钟；再添加0.3～0.8kg/t胶磷矿捕收剂，调浆矿化，进行第3段正浮选1～2分钟；3次正浮选的泡沫合并作为正浮选粗精矿。通过分段加药，降低药剂用量，提高浮选指标。
更进一步的技术方案是所述步骤(4)中调节剂为质量浓度为10％～40％的硫酸，控制矿浆pH为4～5.5；捕收剂为常规反浮选捕收剂，用量为0.3～1.5kg/t矿浆。
更进一步的技术方案是所述胶磷矿中P2O5含量为18％～22％、MgO含量为2％～5％，SiO2含量为22％～29％。
与现有技术相比，本发明的有益效果是：本发明通过利用矿石可浮性差异以及不同粒级矿石中矿物分布特性，最大限度回收有用矿物，提高精矿产率和回收率，降低尾矿品位，操作简单，正浮选尾矿中P2O5含量降低1～3％，精磷矿回收率增加2～4％。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合附图及实施例，对发明进行进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。
实施例1
对低品位混合型胶磷矿P2O5含量平均为18％～19％、MgO含量平均在3％～4％，SiO2含量为27％～29％，破碎、磨矿分级后得到细度-0.074mm含量为87％左右、矿浆浓度为25％～30％原料矿浆。
所述磨矿分为一段磨矿和二段磨矿，一段磨矿分级后得到细度-0.074mm含量大于60％的矿浆，+0.074mm粒级返回一段磨矿再磨；一段磨矿分级后的合格矿浆进入二段磨矿再磨，分级得到细度-0.074mm含量为87％左右的原料矿浆，+0.074mm粒级返回二段磨矿再磨。
添加工业碳酸钠调整pH值到9.5～10，再按2～5kg/t添加模数为2.8～3.1的水玻璃，按0.5～0.8kg/t原矿添加胶磷矿捕收剂，调浆矿化后，进行第1段正浮选1～2分钟；再添加0.5～0.8kg/t胶磷矿捕收剂，调浆矿化后，进行第2段正浮选2～4分钟；3次正浮选的泡沫合并作为正浮选粗精矿。
在底流正浮选粗尾矿中添加0.3～0.6kg/t常规胶磷矿正浮选捕收剂，调浆矿化后，浮选3～6分钟，泡沫产品(扫选精矿)作为中矿Ⅰ返回到第1段正浮选，底流矿浆流入矿浆收集槽，用矿浆输送泵把粗精矿送入旋流器，以0.074mm为切分粒度分级，具体如下：
1)旋流器分级的沉砂(+0.074mm粒级)作为中矿Ⅱ，返回到二段磨矿再次磨矿后回收利用；与不回收该粒级相比，正浮粗选精矿产率增加2.8％，精矿P2O5回收率增加2.2％；
2)旋流器分级的溢流矿浆(-0.074mm粒级)作为正浮选尾矿与反浮选尾矿合并成最终尾矿；与尾矿不分级回收相比，该方法使正浮选尾矿P2O5品位由8.26％降至6.96％，降低了1.3％，降幅达15.74％。
正浮选粗精矿加水调整矿浆浓度到30％左右，加入质量浓度10％的硫酸，控制矿浆pH为4，按0.3～0.9kg/t矿浆加入常规反浮选捕收剂，进行反浮选脱除碳酸盐矿物。经过反浮选后获得P2O5含量大于28.5％、MgO含量小于0.9％的磷精矿，最终磷精矿P2O5回收率大于81％。
实施例2
对低品位混合型胶磷矿P2O5含量平均为21％～22％、MgO含量平均在2％～3％，SiO2含量为29％～32％,破碎、磨矿分级后得到细度-0.074mm含量为91％左右、矿浆浓度为30％～35％原料矿浆。
所述磨矿分为一段磨矿和二段磨矿，一段磨矿分级后得到细度-0.074mm含量大于60％的矿浆，+0.074mm粒级返回一段磨矿再磨；一段磨矿分级后的合格矿浆进入二段磨矿再磨，分级得到细度-0.074mm含量为91％左右的原料矿浆，+0.074mm粒级返回二段磨矿再磨。
添加工业碳酸钠调整pH值到9.5～10，再按3～7kg/t添加模数为2.8～3.1的添加水玻璃，按0.5～0.8kg/t原矿添加常规胶磷矿正浮选捕收剂，调浆矿化后，进行第1段正浮选1～2分钟；添加0.4～0.6kg/t常规胶磷矿正浮选捕收剂，调浆矿化后，进行第2段正浮选2～4分钟；再添加0.3～0.4kg/t常规胶磷矿正浮选捕收剂，调浆矿化，进行第3段正浮选1～2分钟；3次正浮选的泡沫合并作为正浮选粗精矿。
在底流正浮选粗尾矿中添加0.2～0.4kg/t常规胶磷矿正浮选捕收剂，调浆矿化后，浮选3～6分钟，泡沫产品(扫选精矿)作为中矿Ⅰ返回到第1段正浮粗选作业再选，底流矿浆流入矿浆收集槽，用矿浆输送泵把粗精矿送入旋流器，以0.074mm为切分粒度分级，具体如下：
1)旋流器分级的沉砂(+0.074mm粒级)作为中矿Ⅱ，返回到二段磨矿再次磨矿后回收利用；与不回收该粒级相比，正浮粗选精矿产率增加2.9％，精矿P2O5回收率增加3.4％；
2)旋流器分级的溢流(-0.074mm粒级)矿浆作为正浮选尾矿与反浮选尾矿合并成最终尾矿；与尾矿不分级回收相比，该方法使正浮选尾矿P2O5品位由11.34％降至8.54％，降低了2.8％，降幅达24.69％。
正浮选粗精矿加水调整矿浆浓度到30％左右，加入质量浓度28％的硫酸，控制矿浆pH为4.9，按0.7～1.2kg/t矿浆加入常规反浮选捕收剂，进行反浮选脱除碳酸盐矿物。经过反浮选后获得P2O5含量大于29.6％、MgO含量小于0.8％的磷精矿，最终磷精矿P2O5回收率为84％。
实施例3
对低品位混合型胶磷矿P2O5含量平均为19％～20％、MgO含量平均在4％～5％，SiO2含量为22％～24％,破碎、磨矿分级后得到细度-0.074mm含量为85％左右、矿浆浓度为30％～35％原料矿浆。
所述磨矿分为一段磨矿和二段磨矿，一段磨矿分级后得到细度-0.074mm含量大于60％的矿浆，+0.074mm粒级返回一段磨矿再磨；一段磨矿分级后的合格矿浆进入二段磨矿再磨，分级得到细度-0.074mm含量为85％左右的原料矿浆，+0.074mm粒级返回二段磨矿再磨。
添加工业碳酸钠调整pH值到9～10，再按5～8kg/t添加模数为2.8～3.1的添加水玻璃，按0.6～0.9kg/t原矿添加常规胶磷矿正浮选捕收剂，调浆矿化后，进行第1段正浮选2～4分钟；添加0.2～0.4kg/t常规胶磷矿正浮选捕收剂，调浆矿化后，进行第2段正浮选2～6分钟；2次正浮选的泡沫合并作为正浮选粗精矿。
在底流正浮选粗尾矿中添加0.2～0.4kg/t常规胶磷矿正浮选捕收剂，调浆矿化后，浮选2～4分钟，泡沫产品(扫选精矿)作为中矿Ⅰ返回到第1段正浮选，底流矿浆流入矿浆收集槽，用矿浆输送泵把粗精矿送入旋流器，以0.074mm为切分粒度分级，具体如下：
1)旋流器分级的沉砂(+0.074mm粒级)作为中矿Ⅱ，返回到二段磨矿再次磨矿后回收利用；与不回收该粒级相比，正浮粗选精矿产率增加1.7％，精矿P2O5回收率增加2.1％；
2)旋流器分级的溢流(-0.074mm粒级)矿浆作为正浮选尾矿进入尾矿浓密机与反浮选尾矿合并成最终尾矿；与尾矿不分级回收相比，该方法使正浮选尾矿P2O5品位由10.20％降至8.70％，降低了1.5％，降幅达14.71％。
正浮选粗精矿加水调整矿浆浓度到30％左右，加入质量浓度39％的硫酸，控制矿浆pH为5.4，按1.1～1.5kg/t矿浆加入常规反浮选捕收剂，进行反浮选脱除碳酸盐矿物。经过反浮选后获得P2O5含量大于28.3％、MgO含量小于0.8％的磷精矿，最终磷精矿P2O5回收率为80％。
尽管这里参照本发明的多个解释性实施例对本发明进行了描述，但是，应该理解，本领域技术人员可以设计出很多其他的修改和实施方式，这些修改和实施方式将落在本申请公开的原则范围和精神之内。更具体地说，在本申请公开、附图和权利要求的范围内，可以对组成部件或布局进行多种变形和改进。除了对组成部件或布局进行的变形和改进外，对于本领域技术人员来说，其他的用途也将是明显的。
Claims (1)
1.一种低品位混合型胶磷矿浮选方法，其特征在于包括如下步骤：
(1)胶磷矿中P2O5含量为18％～22％、MgO含量为2％～5％，SiO2含量为22％～29％；将胶磷矿破碎后，磨矿分级得到细度-0.074mm含量大于80％的原料矿浆，矿浆浓度为20％～35％；所述磨矿分为一段磨矿和二段磨矿，一段磨矿分级后得到细度-0.074mm含量大于60％的矿浆，+0.074mm粒级返回一段磨矿再磨；一段磨矿分级后的合格矿浆进入二段磨矿再磨，分级得到细度-0.074mm含量大于80％的原料矿浆，+0.074mm粒级返回二段磨矿再磨；
(2)先向矿浆中加入碳酸钠调整pH值到9～10，再加入模数为2.8～3.1的水玻璃，用量为2～8kg/t，按0.5～0.9kg/t原矿添加胶磷矿正浮选捕收剂，调浆矿化后，进行第1段正浮选1～2分钟；再添加0.4～0.8kg/t胶磷矿正浮选捕收剂，调浆矿化后，进行第2段正浮选2～4分钟；再添加0.3～0.8kg/t胶磷矿正浮选捕收剂，调浆矿化，进行第3段正浮选1～2分钟；3次正浮选的泡沫合并作为正浮选粗精矿，浮选充气量为0.05～0.1m3/h，多次浮选获得的泡沫产品合并作为正浮选粗精矿，底流产品作为正浮选粗尾矿；
(3)将(2)中的正浮选粗尾矿中添加与前面一致的常规正浮选捕收剂，调浆矿化后，充气浮选2～6分钟，浮选泡沫作为中矿Ⅰ返回步骤(2)再次浮选利用，底流产品用旋流器进行0.074mm分级，旋流器沉砂即+0.074mm粒级作为中矿Ⅱ返回步骤(1)进行再次磨矿，旋流器溢流即-0.074mm粒级作为正浮选尾矿；
(4)将(2)获得的正浮选粗精矿矿浆浓度调至25％～35％，加入常规反浮选用调整剂和常规反浮选捕收剂，进行反浮选脱除碳酸盐矿物，得到最终磷精矿和反浮选尾矿；反浮选尾矿与(3)中正浮选尾矿合并为最终尾矿；调整剂为质量浓度为10％～40％的硫酸，控制矿浆pH为4～5.5；捕收剂为常规使用的反浮选捕收剂，原矿用量为0.3～1.5kg/t。
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