专利名称：一种胶磷矿的浮选方法
技术领域：
本发明是关于磷矿的选矿方法，更具体地说，本发明涉及一种胶磷矿的 浮选方法。
背景技术：
磷矿物是重要的化工原料，随着社会技术经济的发展，对磷矿石的需求 不断增长，而易采富矿和易选磷矿的储量却日益减少。因此，如何对贫而难 选的磷矿进行即有效又经济的富集，已引起世界磷矿界的普遍关注。特别是 对储量大、选矿难度大的沉积硅钙质型中低品位磷矿的选矿.技术更为瞩目。 沉积磷块岩矿(其中含磷矿物主要为胶磷矿)是世界磷矿资源中最主要的磷
矿石，占世界磷矿总储量的70%以上，其中储量最大最难选的为中低品位 硅钙质胶磷矿。在这类磷矿石的选矿过程中，必须同时排除碳酸盐和硅酸盐 杂质，才能满足磷肥加工的要求。
目前国内外对这种磷矿石的选别大多釆用浮选法进行富集，常规的浮选 方法有正反浮选、反正浮选和双反浮选等，每种工艺都有自身的优势，同 时也存在明显的不足，主要根据矿物特性和选矿指标来选用浮选工艺。使用 的浮选设备主要为常规槽式浮选机，这类浮选设备在搅拌速度和充气量的调 节方面，主要根据经验来调节，不利于浮选工艺的推广，而使所形成的生产. 工艺分选效果差，富集比低，工艺流程复杂、药剂消耗髙，生产成本偏高， 限制了我国丰富的磷矿资源有效利用。
*本申请人曾提出了一种从磷矿石中除去镁杂质方法(申请号 200710065792.0，申请曰2007-4-9 )。该方法可满足胶磷矿的脱镁要求。
用此方法,中品位高镁磷矿脱镁后就可满足湿法磷酸生产对磷矿的指标要 求。但对于硅含量高、镁含量低的中品位或低品位的胶磷矿，仅去除原矿中 的氧化镁杂质，磷精矿指标仍达不到湿法磷酸生产的要求。为了达到湿法磷 酸生产用矿指标，不仅要去除磷矿中的氧化镁杂质，还要脱硅以提高磷矿品 位。为此，提出胶磷矿浮选的新方法一一胶磷矿柱正反浮选工艺。
发明内容
本发明的目的是针对现有技术的不足之处，提供一种分选效果好，富集 比高，工艺合理，药剂消耗低的胶磷矿的浮选方法。 本发明的目的通过以下技术方案予以实现。
*除非另有说明，本发明所釆用的百分数均为重量百分数。
本发明提供了一种胶磷矿的浮选方法，该方法采用以下步骤 (1)选择微泡浮选柱为浮选分离装置；
(2 )将胶磷矿原矿经破碎、磨矿和分级，磨矿细度为-200目> 80% ,使 组成矿物单体解离，控制料浆浓度为25%~45%;
(3) 将步骤(2)的矿浆引入矿化槽中，并加入常规的正浮选药剂与矿 浆充分混合；
(4) 将步骤(3)的所得物引入步骤(1)所述的微泡浮选柱中，进行 正浮选脱硅作业；
(5) 矿浆经过位于浮选柱柱身中上部分的一个或多个给矿点进入浮选 柱，并且沿着气体发泡器系统产生的细小气泡的上升群下行，与气泡发生碰 撞或粘附的含磷酸盐的颗粒将上升到浮选柱的顶端，最终到达矿浆捕收区和 矿沫清洁区之间的界面而排出柱外，即得到粗精矿；
(6) 下降到浮选柱底部的颗粒即为含硅的尾矿，排出浮选柱后送往尾
矿库；
(7) 将步骤(5)得到的粗精矿浆引入另一矿化槽中，并加入常规的反
浮选药剂与矿浆充分混合；
(8) 将步骤(7)的所得物引入所述的微泡浮选柱中，进行反浮选脱镁
作业；
(9) 矿浆同样经过位于浮选柱柱身中上部分的一个或多个给矿点进入 浮选柱，并且沿着气体发泡器系统产生的细小气泡的上升群下行，与气泡发 生碰撞或粘附的含镁的颗粒将上升到浮选柱的顶端，最终到达矿浆捕收区和 矿沫清洁区之间的界面而排出柱外，从而达到除镁的效果；
(10) 下降到浮选柱底部的颗粒即为磷精矿，排出柱后经浓缩、过滤即 得到成品磷精矿矿浆，作为湿法磷酸及磷复肥生产原料。
其中，所述的磷矿原矿中P20s品位为18%~30%， MgO含量为2%~8 / ;所 述的浮选柱为静态微泡浮选柱。
经处理过的磷矿石，PA品位可以提高3%~10%, MgO含量为0.5%~ 1. 5 / ，磷回收率为80 %~95% 。
本发明浮选过程中入选物料与常规浮选入选物料相同，所釆用的药剂种 类与常规浮选工艺的药剂相同；浮选捕收剂选自常用的氧化石腊皂、塔尔油、
脂肪酸、皂类或其衍生物中的一种，或它们的混合物；调整剂选自碳酸钠、 氢氧化钠、多聚磷酸盐、水玻璃、小分子有机物、硫酸或磷酸中的一种，或 它们的混合物。
与现有技术相比，本发明具有以下有益效果.-
1. 本发明突破传统的浮选方法，对胶磷矿创造性釆用正浮选脱硅，反浮 选除镁杂质的工艺流程，由此形成一种全新的胶磷矿浮选方法。
2. 采用静态微泡浮选柱与传统的浮选机相比具有以下优点①设备结构 简单，处理能力大，占地面积小，投资比浮选机节省20%以上；②装机容量 小、能耗低，操作简便，易磨损件少，药剂用量省，生产成本低，运行费用 可降低30%~50%;③浮选效率高，作业次数和循环矿量少，流程简化，易实 现自动化。 一个柱式分离作业可代替浮选机的3~5次作业；④具有浮选机无 法比拟的精选区，富集比高，适应于处理浮选泡沬量大的浮选过程。
3. 浮选柱具有矿沫清洗系统。矿沫清洗能够进一步去除浮选矿沬上的无 用矿物。从浮选柱顶端加入的洗水经矿沬区过滤，可冲洗泡沫之间混入的颗 粒。和常用的浮选设备不同，浮选柱不釆用机械搅拌、运行无运动部件。淘 汰激烈搅拌能够提高选择性，而且有助于回收粗的颗粒。柱外充气设备可任 意调节充气量，操作简便。
4. 本发明将静态微泡浮选柱应用于磷矿正反浮选除硅和镁，。由于一次 柱式浮选分离作业可代替多次常规浮选作业。与常规浮选工艺比，药剂消耗 可降低10%~20% ,水耗可降低20%~40%，动力消耗可降低30%~50%,
可充分利用我国丰富的磷矿资源，降低浮选生产成本，提高企业经济效益， 具有良好的开发应用前景。
图l为本发明的工艺流程示意图。
具体实施例方式
下面结合附图与试验例并通过具体实施例，对本发明作进一步详细描 述，但它们并不是对本发明保护范围的限定。 试验例1
选择微泡浮选柱为浮选分离装置；将胶磷矿原矿经破碎、磨矿和分级，
磨矿细度为-200目>80%，组成矿物达到单体解离，控制料浆浓度为32%。 将矿浆引入矿化槽中，加入常规的正浮选药剂与矿浆充分混合；将所得物引 入所述的微泡浮选柱中，进行正浮选脱硅作业；矿浆经过位于浮选柱柱身中 上部分的一个或多个给矿点进入浮选柱，并且沿着气体发泡器系统产生的细 小气泡的上升群下行，与气泡发生碰撞或粘附的含磷酸盐的颗粒将上升到浮 选柱的顶端，最终到达矿浆捕收区和矿沬清洁区之间的界面而排出柱外，即 得到粗精矿；下降到浮选柱底部的颗粒即为含硅的尾矿，排出浮选柱后送往 尾矿库；得到的粗精矿浆引入另一矿化槽中，并加入常规的反浮选药剂与矿 浆充分混合后引入所述的微泡浮选柱中，进行反浮选脱镁作业；矿浆同样经 过位于浮选柱柱身中上部分的一个或多个给矿点进入浮选柱，并且沿着气体 发泡器系统产生的细小气泡的上升群下行，与气泡发生碰撞或粘附的含镁的 颗粒将上升到浮选柱的顶端，最终到达矿浆捕收区和矿沬清洁区之间的界面 而排出柱外，从而达到除镁的效果。下降到浮选柱底部的颗粒即为磷精矿， 排出柱后经浓缩、过滤即得到成品磷精矿矿浆，作为湿法磷酸及磷复肥生产 原料。
其中，所述的磷矿原矿中P20s品位为22.3%, MgO含量为2.42%;所述的 浮选柱为静态微泡浮选柱。经处理过的磷矿石，PA品位提高了 7.96%, MgO
含量为0.57% ，磷回收率为89.56 % 。 试验例2
重复试验例1,有以下不同点控制料浆浓度为30%,所述的磷矿原矿 中P20s品位为23. 01%, Mg0含量为5.12%;经处理过的磷矿石，PA品位可以 提高8. 63%， Mg0含量为0.75% ,磷回收率为90. 75 %。
试验例3
重复试验例1，有以下不同点控制料浆浓度为31%,所述的磷矿原矿 中PA品位为21.76%, MgO含量为4.08%;经处理过的磷矿石，PA品位可以 提高9. 2%, MgO含量为0.76 % ，磷回收率为88.09 %。
试验例4
重复试验例1,有以下不同点控制料浆浓度为28% ，所述的磷矿原矿 中&05品位为23. 64%, MgO含量为4. 35%;经处理过的磷矿石，&05品位可以 提高8.17%, MgO含量为O. 74% ，磷回收率为91.16%。
云南安宁某矿区矿样，原矿P20s品位22. 30%, MgO含量2.42。/。。流程采 用正反浮选工艺磨矿细度为-200目94% ，磨矿浓度32%，浮选温度为常 温。正浮选药剂用量水玻璃7. Okg/t，捕收剂3. Okg/t。正浮选泡沬产品 进入反浮选系统。反浮选药剂用量硫酸7.0kg/t，捕收剂0.4kg/t。反浮 选后嫌精矿PA品位29. 47%, MgO含量0. 68%, ^05回收率达到84. 58%， MgO 排除率达82. 02%。
实施例2
云南昆阳某矿区矿样，原矿？205品位23. 01%, MgO含量5. 12%。流程采
用正反浮选工艺磨矿细度为-200目90% ,磨矿浓度30%,浮选温度为常 温，正浮选药剂用量水玻璃6. Okg/t,捕收剂3. Okg/t。正浮选泡沬产品 进入反浮选系统，反浮选药剂用量硫酸LOkg/t，捕收剂0.4kg/t。其PA 品位30. 22%, MgO含量0. 96%, PA回收率达到86. 68 % , MgO排除率87. 63 %。
实施例3
云南东川某矿区矿样，原矿PA品位21.76%, MgO含量4. 08%。流程采 用正反浮选工艺磨矿细度为-200目93% ，磨矿浓度31%,浮选温度为常 温，正浮选药剂用量水玻璃8.0kg/t ,捕收剂3.2kg/t。正浮选泡沫进入 反浮选系统，反浮选药剂用量硫酸8. Okg/t,捕收剂0. 6kg/t，反浮选后 得磷精矿，其PA品位29. 84%, MgO含量O. 89%, PA回收率达到85. 02 % , MgO排除率86.48 %。
矿样同实施例3,即原矿PA品位22.83%, MgO含量3. 91%。流程采用 正反浮选工艺磨矿细度为-200目92%,磨矿浓度30%，浮选温度为常温， 正浮选药剂用量水玻璃7.0kg/t ，捕收剂2.8kg/t。正浮选泡沬进入反浮 选系统，反浮选药剂用量混酸7.0kg/t,捕收剂0.4kg/t,反浮选后得磷 精矿，其PA品位31. 14%， MgO含量O. 77%, ^05回收率达到90. 02%, MgO 排除率87. 0%。
云南某矿区矿样，原矿P20s品位23. 64%， MgO含量4. 35%。流程采用正 反工艺磨矿细度为-200目90%,磨矿浓度28%，浮选温度为常温，正浮
选药剂用量水玻璃6.0kg/t ，捕收剂2.8kg/t。正浮选泡沬进入反浮选系 统，反浮选药剂用量硫酸7. Okg/t，捕收剂0.5kg/t,反浮选后得磷精矿, 其PA品位30. 83%, MgO含量O. 89%, P205回收率达到87. 38 % ， MgO排除率 86. 29 %。
实施例6
云南海口某矿区矿样，原矿PA品位20.16%, MgO含量3. 181流程采用 正反浮选工艺磨矿细度为-200目95%，磨矿浓度33%，浮选温度为常温， 正浮选药剂用量水玻璃9. Okg/t ,捕收剂3.5kg/t。正浮选泡沬进入反浮 选系统，反浮选药剂用量混酸9. Okg/t，捕收剂OJkg/t,反浮选后得磷 精矿，其PA品位29. 82%， MgO含量0.65%, P205回收率达到86. 75 % , MgO 排除率87.74 %。
权利要求
1.一种胶磷矿的浮选方法，其特征在于该方法采用以下步骤(1)选择微泡浮选柱为浮选分离装置；(2)将胶磷矿原矿经破碎、磨矿和分级，磨矿细度为-200目≥80％，使组成矿物单体解离，控制料浆浓度为25％～45％；(3)将步骤(2)的矿浆引入矿化槽中，并加入常规的正浮选药剂与矿浆充分混合；(4)将步骤(3)的所得物引入步骤(1)所述的微泡浮选柱中，进行正浮选脱硅作业；(5)矿浆经过位于浮选柱柱身中上部分的一个或多个给矿点进入浮选柱，并且沿着气体发泡器系统产生的细小气泡的上升群下行，与气泡发生碰撞或粘附的含磷酸盐的颗粒将上升到浮选柱的顶端，最终到达矿浆捕收区和矿沫清洁区之间的界面而排出柱外，即得到粗精矿；(6)下降到浮选柱底部的颗粒即为含硅的尾矿，排出浮选柱后送往尾矿库；(7)将步骤(5)得到的粗精矿浆引入另一矿化槽中，并加入常规的反浮选药剂与矿浆充分混合；(8)将步骤(7)的所得物引入所述的微泡浮选柱中，进行反浮选脱镁作业；(9)矿浆同样经过位于浮选柱柱身中上部分的一个或多个给矿点进入浮选柱，并且沿着气体发泡器系统产生的细小气泡的上升群下行，与气泡发生碰撞或粘附的含镁的颗粒将上升到浮选柱的顶端，最终到达矿浆捕收区和矿沫清洁区之间的界面而排出柱外，从而达到除镁的效果；(10)下降到浮选柱底部的颗粒即为磷精矿，排出浮选柱后经浓缩、过滤、干燥即得到所需成品。
2. 根据权利要求l所述的胶磷矿的浮选方法，其特征在于磷矿矿石的 组成为PA品位18~ 30%， Mg0含量为2 8y。;经处理过的磷矿石，P205品 位提高3%~10%， MgO含量为0. 5%~1. 5% ,磷回收率为80%~95°/。。
3. 根据权利要求1所述的胶磷矿的浮选方法，其特征在于所述的浮选柱 为静态微泡浮选柱，浮选过程中充气量根据需要方便地进行调节。.
4. 根据权利要求1所述的胶磷矿的浮选方法，其特征在于所釆用的药剂 种类与常规浮选工艺的药剂相同，即正浮选脱硅抑制剂为水玻璃；反浮选脱 镁抑制剂为硫酸或磷酸，或两者的混合物；捕收剂选自氧化石腊皂、塔尔油、 脂肪酸及其皂类或衍生物中的一种，或它们的混合物。
全文摘要
本发明公开了一种胶磷矿的浮选方法。该法将浮选柱应用于胶磷矿浮选除杂，包括胶磷矿正浮选脱硅和反浮选除镁。正反浮选工艺采用浮选柱串联连接。磷矿原矿经破碎、磨矿和分级后制成20％～40％的矿浆，在矿化槽中与正浮选药剂充分混匀后进入正浮选柱内浮选，浮选柱顶部泡沫相为粗精矿，底部的浆料为正浮尾矿，将正浮选的泡沫相在另一个矿化槽中与反浮选药剂混匀后进入反浮选柱内浮选，泡沫产品即反浮尾矿，底部浆料即为磷精矿。本发明成功地解决了胶磷矿浮选中的技术难题，具有工艺简单稳定、更易自动控制、除杂效果好，精矿质量高，磷的损失小等优点。
文档编号B03D101/06GK101099946SQ20071006603
公开日2008年1月9日 申请日期2007年7月13日 优先权日2007年7月13日
发明者刘丽芬, 刘江林, 夏敬源, 怕中能, 波 曾 申请人:云南省化工研究院;云南磷化集团有限公司