CN114100865A - 一种超细颗粒磷矿的浮选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明是一种超细颗粒磷矿的浮选方法,属于磷矿石选矿技术,浮选采用正浮选,粗粒矿浆与细粒矿浆分别浮选,浮选前将细粒矿浆浓缩到68%~72%的浓度后再与药剂混合调浆。粗粒矿浆浮选时捕收剂优选采用雾化方式添加。本发明通过将细粒矿浆浓缩后与药剂混合,矿浆与药剂可以充分混合,增强浮选效果,降低药剂消耗量,粗粒浮选药剂喷雾添加,与矿浆充分接触从而充分发挥药剂作用,药剂消耗量小,粗粒浮选捕收剂脂肪酸的用量可以降低30%以上。在原矿入选品位不变的情况下,粗粒浮选时药剂雾化添加时精矿P2O5品位可以达到30.5%,回收率为93%;细粒浮选浓缩后调浆浮选时精矿P2O5品位29.8%时,回收率为87%,回收率提高23%左右,较常规浮选条件下浮选指标有明显提高,有较大的社会效益及经济效益。
Description
技术领域
本发明涉及一种磷矿的浮选工艺,属于磷矿石选矿技术,特别是一种超细颗粒磷矿的浮选方法。
背景技术
磷矿选矿厂现有浮选工艺:正浮选采用粗、细粒级分别浮选,各阶段回水回收利用。磨矿为一段闭路磨矿,产品粒度-200目78%。浮选为正、反浮选,正浮选为粗、细粒级分别浮选,粗、细粒级均为一次粗选。反浮选为一次粗选和一次扫选。一段磨矿料浆进入分级I给料槽,经过给料泵送至I级旋流器组,旋流器沉砂自流进入磨机再磨,溢流进入分级II给料槽,再经泵送至II级旋流器组进行粒度分级。II级旋流器溢流进入矿浆搅拌槽,矿浆混合均匀后进入浮选机组,浮选机槽内矿浆自流进入正浮选尾矿槽。泡沫产品自流进入正浮选精矿浆槽。II级旋流器底流进入矿浆搅拌槽,矿浆混合均匀后进入浮选机组,浮选机槽内矿浆自流进入正浮选尾矿槽。泡沫产品自流进入正浮选精矿浆槽由泵送入过滤机过滤。正浮选精矿经过滤后经胶带机运至反浮选前调浆搅拌槽,调浆后进入混合搅拌槽,矿浆混合均匀后进入浮选机组,浮选机槽内矿浆自流进入反浮选精矿浆槽。泡沫产品自流进入扫选浮选机组泡沫自流进入反浮选尾矿浆槽。槽内产品返回粗选浮选机组。
上述工艺主要存在以下缺点:
1、细粒浮选浓度低,与药剂混合效果不好,浮选效果不理想;
2、细粒粒度在-20μm占45%,与粗粒混合在一起浮选效果差;
3、细粒没有变浓度调浆,浮选效果差;
4、太细的颗粒,形成乳化,浓度低与药剂作用不充分。
所以,研发一种省药、浮选指标好的工艺具有重要的现实与经济意义。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是针对现有浮选技术的不足,提出一种增强浮选效果,提高浮选指标的超细颗粒磷矿的浮选方法。
本发明所要解决的技术问题是通过以下技术方案来实现的。本发明是一种超细颗粒磷矿的浮选方法,其特点是:浮选采用正浮选,粗粒矿浆-150μm+20μm与细粒矿浆-20μm分别浮选,浮选前将细粒矿浆浓缩到68%~72%的浓度后再与药剂混合调浆。
本发明所述的一种超细颗粒磷矿的浮选方法,其进一步优选的技术方案是:风化矿或细粒回收矿经湿法磨矿后再旋流分级,得到产品粒度为-150μm+20μm、质量浓度为50%-60%的粗粒矿浆,以及粒度为-20μm、质量浓度为35%-40%的细粒矿浆。
本发明所述的一种超细颗粒磷矿的浮选方法,其进一步优选的技术方案是:浮选前将细粒(-20μm)浓缩到70%的浓度后再与药剂混合调浆。
本发明所述的一种超细颗粒磷矿的浮选方法,其进一步优选的技术方案是:粗粒(-150μm+20μm)浮选时捕收剂采用雾化方式添加。
本发明所述的一种超细颗粒磷矿的浮选方法,其进一步优选的技术方案是:其步骤如下:
(1)风化矿或细粒回收矿经磨矿后产品粒度-200目70%;
(2)磨矿后的矿浆经分级后粗粒、细粒矿浆分开浮选,粗粒矿浆进入矿浆搅拌槽,捕收剂雾化添加与粗粒矿浆混合均匀后进入浮选机组,浮选机槽内矿浆自流进入正浮选尾矿槽;泡沫产品自流进入正浮选精矿浆槽;
(3)细粒矿浆进入过滤机进行浓缩,浓缩后的70%浓度矿浆进入矿浆搅拌槽与药剂混合均匀后进入浮选机组,浮选机槽内矿浆自流进入正浮选尾矿槽,泡沫产品自流进入正浮选精矿浆槽,过滤机滤液水作为循环水使用。
本发明所述的一种超细颗粒磷矿的浮选方法,其进一步优选的技术方案是:粗粒(-150μm+20μm)浮选雾化添加的捕收剂脂肪酸用量为0.95~1.0kg/t·原矿。
本发明所述的一种超细颗粒磷矿的浮选方法,其进一步优选的技术方案是:细粒(-20μm)浮选药剂用量为:
捕收剂脂肪酸的用量为0.9~1.0kg/t·原矿;
碳酸钠的用量为0.54~0.60kg/t·原矿;
瓜耳胶的用量为0.17~0.18 kg/t·原矿;
硅酸钠的用量为1.3~1.4 kg/t·原矿。
与现有技术相比,本发明方法具有以下有益效果:
1、本发明通过将细粒浓缩后与药剂混合,矿浆与药剂可以充分混合,增强浮选效果,可增加浮选指标。
2、优选将粗粒浮选药剂喷雾添加,可与矿浆充分接触从而充分发挥药剂作用。
3、本发明方法可以节省药剂,药剂消耗量小,粗粒(-150μm+20μm)浮选雾化添加时,捕收剂脂肪酸的用量可以降低30%以上。细粒(-20μm)浮选的药剂用量也大大降低。
4、本发明在原矿入选品位不变(20.98%)的情况下,粗粒(-150μm+20μm)浮选时药剂雾化添加时精矿P2O5品位可以达到30.5%,回收率为93%,回收率提高5%以上且P2O5品位可以提高0.5%左右;细粒(-20μm)浮选浓缩后调浆浮选时精矿P2O5品位29.8%时,回收率为87%,回收率提高23%左右,较常规浮选条件下浮选指标有明显提高,有较大的社会效益及经济效益。
5、本发明方法安全系数高、易于环保、易于工业化,经济效益和社会效益显著。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
以下结合附图,应用实施例对本发明作进一步说明,以使本领域技术人员进一步地理解本发明,而不构成对本发明权利的限制。
实施例1,超细颗粒磷矿的浮选方法对比实验:
实验例一:参照图1,
风化矿或细粒回收矿经湿法磨矿后进行旋流分级,得到产品粒度为-150μm+20μm、质量浓度为50%-60%左右的粗粒矿浆和粒度为-20μm、质量浓度为35-40%左右的的细粒矿浆。浮选为正浮选,粗、细粒矿浆分别浮选,粗粒矿浆浮选为一次粗选。
粗粒矿浆(-150μm+20μm)进入矿浆搅拌槽,捕收剂雾化添加与粗粒矿浆混合均匀后进入浮选机组,浮选机槽内矿浆自流进入正浮选尾矿槽。泡沫产品自流进入正浮选精矿浆槽。
细粒矿浆(-20μm)进入过滤机进行浓缩,浓缩至质量浓度为70%后矿浆进入矿浆搅拌槽与药剂混合均匀后进入浮选机组,浮选机槽内矿浆自流进入正浮选尾矿槽,泡沫产品自流进入正浮选精矿浆槽,过滤机滤液水作为循环水使用。
原矿入选品位20.98%,粗粒(-150μm+20μm)浮选精矿P2O5品位达到30.5%,回收率为93%;细粒(-20μm)浮选精矿P2O5品位29.8%时,回收率为87%。
粗粒(-150μm+20μm)浮选雾化添加时0.95kg/t·原矿;
细粒(-20μm)浮选变浓度浮选药剂用量:
捕收剂脂肪酸的用量为0.9kg/t·原矿;
碳酸钠的用量为0.54kg/t·原矿;
瓜耳胶的用量为0.17 kg/t·原矿;
硅酸钠的用量为1.3 kg/t·原矿。
对比例一:
风化矿或细粒回收矿经湿法磨矿后进行旋流分级,得到产品粒度为-150μm+20μm、质量浓度为50%-60%左右的粗粒矿浆和粒度为-20μm、质量浓度为35-40%左右的的细粒矿浆。浮选为正浮选,粗、细粒矿浆分别浮选,粗粒矿浆浮选为一次粗选。
粗粒矿浆(-150μm+20μm)进入矿浆搅拌槽,捕收剂常规添加与粗粒矿浆混合均匀后进入浮选机组,浮选机槽内矿浆自流进入正浮选尾矿槽。泡沫产品自流进入正浮选精矿浆槽。
细粒矿浆(-20μm)进入过滤机进行浓缩,浓缩后的70%浓度矿浆进入矿浆搅拌槽与药剂混合均匀后进入浮选机组,浮选机槽内矿浆自流进入正浮选尾矿槽,泡沫产品自流进入正浮选精矿浆槽,过滤机滤液水作为循环水使用。
原矿入选品位20.98%,粗粒(-150μm+20μm)浮选精矿P2O5品位为30.1%,回收率为89%;细粒(-20μm)浮选时精矿P2O5品位29.8%时,回收率为87%。
捕收剂脂肪酸正常用量为1.3kg/t·原矿;
细粒(-20μm)浮选变浓度浮选药剂用量:
捕收剂脂肪酸的用量为0.9kg/t·原矿;
碳酸钠的用量为0.54kg/t·原矿;
瓜耳胶的用量为0.17 kg/t·原矿;
硅酸钠的用量为1.3 kg/t·原矿。
对比例二:
风化矿或细粒回收矿经磨矿后产品粒度-200目70%(-150μm)。浮选为正浮选,粗细粒级分别浮选,粗粒级浮选为一次粗选,细粒级过滤调浆加药后进行浮选。磨矿后的矿浆经分级后粗细矿浆分开浮选,粗粒矿浆(-150μm+20μm)进入矿浆搅拌槽,捕收剂雾化添加与粗粒矿浆混合均匀后进入浮选机组,浮选机槽内矿浆自流进入正浮选尾矿槽。泡沫产品自流进入正浮选精矿浆槽。细粒矿浆(-20μm)进入矿浆搅拌槽与药剂混合均匀后进入浮选机组,浮选机槽内矿浆自流进入正浮选尾矿槽,泡沫产品自流进入正浮选精矿浆槽。
原矿入选品位20.98%,粗粒(-150μm+20μm)浮选所得精矿P2O5品位可以达到30.5%,回收率为93%;细粒(-20μm)浮选所得精矿P2O5品位29.8%时,回收率为64.4%。
粗粒(-150μm+20μm)浮选雾化添加时1.0kg/t·原矿;
细粒(-20μm)浮选药剂用量:
捕收剂脂肪酸的用量为1.3kg/t·原矿;
碳酸钠的用量为0.8kg/t·原矿;
瓜耳胶的用量为0.25 kg/t·原矿;
硅酸钠的用量为2 kg/t·原矿。
通过以上对比实验可以看出,本发明方法浮选回收率高,药剂消耗量明显降低,通过雾化添加捕收剂可以进一步提高收率,降低药剂消耗量,取得较大的社会效益及经济效益。
Claims (7)
1.一种超细颗粒磷矿的浮选方法,其特征在于:浮选采用正浮选,将-150μm+20μm的粗粒矿浆与-20μm的细粒矿浆分别浮选,浮选前将细粒矿浆浓缩到68%~72%的质量浓度后再与药剂混合调浆。
2.根据权利要求1所述的一种超细颗粒磷矿的浮选方法,其特征在于:风化矿或细粒回收矿经湿法磨矿后再旋流分级,得到产品粒度为-150μm+20μm、质量浓度为50%-60%的粗粒矿浆,以及粒度为-20μm、质量浓度为35%-40%的细粒矿浆。
3.根据权利要求1所述的一种超细颗粒磷矿的浮选方法,其特征在于:浮选前将细粒浓缩到70%的浓度后再与药剂混合调浆。
4.根据权利要求1所述的一种超细颗粒磷矿的浮选方法,其特征在于:粗粒浮选时捕收剂采用雾化方式添加。
5.根据权利要求4所述的一种超细颗粒磷矿的浮选方法,其特征在于:其步骤如下:(1)风化矿或细粒回收矿经磨矿后产品粒度-200目70%;
(2)磨矿后的矿浆经分级后粗粒、细粒矿浆分开浮选,粗粒矿浆进入矿浆搅拌槽,捕收剂雾化添加与粗粒矿浆混合均匀后进入浮选机组,浮选机槽内矿浆自流进入正浮选尾矿槽;泡沫产品自流进入正浮选精矿浆槽;
(3)细粒矿浆进入过滤机进行浓缩,浓缩后的70%浓度矿浆进入矿浆搅拌槽与药剂混合均匀后进入浮选机组,浮选机槽内矿浆自流进入正浮选尾矿槽,泡沫产品自流进入正浮选精矿浆槽,过滤机滤液水作为循环水使用。
6.根据权利要求1-5中任何一项所述的一种超细颗粒磷矿的浮选方法,其特征在于:粗粒浮选雾化添加的捕收剂脂肪酸用量为0.95~1.0kg/t·原矿。
7.根据权利要求1-5中任何一项所述的一种超细颗粒磷矿的浮选方法,其特征在于:细粒浮选药剂用量为:
捕收剂脂肪酸的用量为0.9~1.0kg/t·原矿;
碳酸钠的用量为0.54~0.60kg/t·原矿;
瓜耳胶的用量为0.17~0.18 kg/t·原矿;
硅酸钠的用量为1.3~1.4 kg/t·原矿。
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Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4366050A (en) * | 1981-01-19 | 1982-12-28 | Amax Inc. | Scheelite flotation |
CN101020159A (zh) * | 2007-03-20 | 2007-08-22 | 武汉工程大学 | 一种磷矿浮选工艺 |
CN101838737A (zh) * | 2009-12-01 | 2010-09-22 | 西部矿业股份有限公司 | 氧化亚铁硫杆菌浸出低品位磷矿的方法 |
AU2011205157B1 (en) * | 2010-10-25 | 2011-10-27 | Legend International Holdings, Inc. | Method of beneficiation of phosphate |
CN102744151A (zh) * | 2012-07-06 | 2012-10-24 | 中蓝连海设计研究院 | 一种硅钙质胶磷矿的分支浮选工艺 |
CN104261361A (zh) * | 2014-09-11 | 2015-01-07 | 云南红富化肥有限公司 | 一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法 |
CN104841569A (zh) * | 2015-06-12 | 2015-08-19 | 中蓝连海设计研究院 | 一种中低品位硅钙质胶磷矿浮选工艺 |
-
2020
- 2020-08-31 CN CN202010900286.4A patent/CN114100865B/zh active Active
Patent Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4366050A (en) * | 1981-01-19 | 1982-12-28 | Amax Inc. | Scheelite flotation |
CN101020159A (zh) * | 2007-03-20 | 2007-08-22 | 武汉工程大学 | 一种磷矿浮选工艺 |
CN101838737A (zh) * | 2009-12-01 | 2010-09-22 | 西部矿业股份有限公司 | 氧化亚铁硫杆菌浸出低品位磷矿的方法 |
AU2011205157B1 (en) * | 2010-10-25 | 2011-10-27 | Legend International Holdings, Inc. | Method of beneficiation of phosphate |
CN102744151A (zh) * | 2012-07-06 | 2012-10-24 | 中蓝连海设计研究院 | 一种硅钙质胶磷矿的分支浮选工艺 |
CN104261361A (zh) * | 2014-09-11 | 2015-01-07 | 云南红富化肥有限公司 | 一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法 |
CN104841569A (zh) * | 2015-06-12 | 2015-08-19 | 中蓝连海设计研究院 | 一种中低品位硅钙质胶磷矿浮选工艺 |
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
张树立: "卡拉套磷矿区选矿加工现状", 化工矿物与加工, no. 04 * |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN114100865B (zh) | 2023-09-19 |
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