专利名称：一种硅钙质磷块岩磷矿浮选工艺的制作方法
技术领域：
本发明涉及一种选矿エ艺，特别是ー种硅钙质磷块岩磷矿浮选エ艺。
背景技术：
磷矿物是ー种重要的化工矿物原料，随着社会经济的发展，磷矿物的需求量在不断増加，而随着高品位富矿资源的減少，对高品位磷精矿产品的需求就显得更加迫切。高品位磷精矿与常规质量的磷精矿相比，不但降低运输负荷，提高运输效率，降低吨P2O5的实际运输成本，而且还可大幅提高后续加工企业的经济效益。如湿法磷酸的生产企业，在生产过 程中总是希望提高磷矿的品位。磷精矿P2O5越低，生产单位质量P2O5的经济效益愈低，主要表现在反应槽的容积利用系数、过滤机生产强度的降低，设备的动力、消耗的指标的升高，最终导致该エ厂的产量降低。在磷酸生产中，磷矿品位又是影响生产エ艺条件的重要因素。当生产的磷酸浓度恒定吋，磷矿的品位越低，按物料平衡计算允许加入过滤系统的洗涤水量越少，滤渣的洗涤程度就会受到影响，导致P2O5夹在石膏中损失，就必须调整磷酸浓度，造成エ艺条件控制的波动，另外，在湿法磷酸及磷酸盐エ业中，磷精矿的Mg0、Fe203、Al203、Si02等杂质一般均会增加酸的消耗、降低产品质量和增加产品成本，还使生产装置生产能力下降，设备材料的腐蚀或磨蚀加剧，降低设备开车率；对硝酸磷肥生产企业，对磷精矿的MgO、Fe203> A1203、SiO2等杂质含量要求更高，常规质量的磷精矿无法满足エ艺要求。世界磷矿资源中储量最大的为磷块岩矿石，占总储量的70%以上，磷块岩矿石中硅钙质磷块岩比例最大。硅钙质磷块岩磷矿石通常其有用矿物为胶磷矿，脉石矿物为碳酸盐矿物、石英、玉髄、硅铝酸盐矿物、赤铁矿和褐铁矿等，硅钙质磷块岩磷矿石要获得エ业应用，必须先进行选矿富集，通常的富集方法为浮选法，浮选法又分为正反浮选、反正浮选、双反浮选等，各种方法皆可得到满足常规质量要求的磷精矿，即精矿的P2O5品位达到30-33%，杂质SiO2含量大于6%的磷精矿，但要获得P2O5品位大于36%，SiO2含量小于5. 5%的高品位磷精矿皆较困难。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是针对现有技术的不足，提供一种エ艺合理、适应性及操作性强的硅钙质磷块岩磷矿石生产高品位磷精矿的正反反浮选エ艺。本发明所要解决的技术问题是通过以下的技术方案来实现的。本发明是一种硅钙质磷块岩磷矿浮选エ艺，其特点是，其步骤如下
(I)混合正浮选将原矿破碎，湿法磨矿至细度为-200目的质量含量占92-99%，磨矿质量浓度为45-75%，加入正浮选药剂，再加水调浆至质量浓度为25-35%的矿浆；正浮选药剂为碳酸钠、水玻璃和脂肪酸，碳酸钠的用量为0. 1-8公斤/吨.原矿，水玻璃的用量为4-12公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为0. 5-5公斤/吨.原矿；
将调浆后的矿浆投入浮选系统，在15-35°C下进行正浮选；正浮选先进行粗选，粗选泡沫产品进行1-2次精选，粗选槽内产品及精选槽内产品合并为综合尾矿I ;(2)碳酸盐反浮选将正浮选精选浮出的泡沫产品在15-35°C下进行碳酸盐反浮选；反浮选加入调整剂及捕收剂；反浮选泡沫产品进行碳酸盐再选，碳酸盐再选泡沫产品为尾矿II ;所述的调整剂为无机酸的混酸，混酸用量2-15公斤/吨.原矿，捕收剂为碳酸盐反浮选捕收剂，捕收剂的用量为0. 1-1. 5公斤/吨.原矿；
(3)硅酸盐反浮选对碳酸盐反浮选槽内产品进行脱泥，脱泥后的粗粒产品加入硅酸盐捕收剂进行硅酸盐反浮选，浮选温度为15-35°C，反浮选泡沫产品再进行硅酸盐再选，再选泡沫产品为尾矿III ;硅酸盐反浮选捕收剂为十二胺，其用量为0. 02-0. 15公斤/吨.原矿；碳酸盐反浮选再选槽内产品、脱泥作业的细粒级产品、硅酸盐反浮选槽内产品、硅酸盐反浮选再选槽内产品合并为综合精矿。本发明所述的硅钙质磷块岩磷矿浮选エ艺中，进ー步优选的技术方案或者技术特征是
I、步骤(I)中，正浮选粗选泡沫产品进行2次精选，第I次精选时碳酸钠用量0. 5-3公 斤/吨.原矿，水玻璃为1-5公斤/吨.原矿；第2次精选时碳酸钠用量0. 5-3公斤/吨.原矿，水玻璃为1-5公斤/吨.原矿。2、浮选时间分别为正浮选段为9-20分钟，碳酸盐反浮选段为6-12分钟，硅酸盐反浮选段为5-10分钟。进ー步优选为正浮选段的浮选时间为12-15分钟；碳酸盐反浮选段为6-10分钟，硅酸盐反浮选段为6-9分钟。3、正浮选精选时药剂碳酸钠的用量为1-3公斤/吨.原矿，水玻璃的用量为1-3公斤/吨.原矿；碳酸盐反浮选时混酸用量为4-10公斤/吨.原矿，捕收剂用量为0. 1-0.7公斤/吨.原矿；硅酸盐反浮选十二胺用量为0. 03-0. 10公斤/吨.原矿。本发明ー种硅钙质磷块岩磷矿浮选エ艺中混合正浮选浮选出磷矿物及可浮性好的碳酸盐矿物，排除较易排除的硅质矿物、可浮性差的碳酸盐矿物、泥质及其它矿物；再对浮出的泡沫产品进行碳酸盐反浮选，浮选碳酸盐矿物；最后对浮选槽产品进行脱泥，再进行硅酸盐反浮选，进一歩排出硅、铁、铝等杂质矿物；它是ー种正反反浮选エ艺。本发明エ艺步骤(2)中所述的调整剂为无机酸的混酸，可以为现有技术中公开的任何一种碳酸盐反浮选用混酸，如硫酸与磷酸的混酸，重量比可为I :1、1 :2、2 :1等等，具体值根据需要确定。所述的捕收剂可以为现有技术中公开的任何ー种碳酸盐反浮选捕收剂。本发明エ艺可以用于选别中高品位硅钙质磷块岩磷矿石。本发明エ艺克服了现有技术浮选エ艺最終磷精矿P2O5品位只能达到30-33%、杂质含量较高的问题。经实验检测，本发明エ艺浮选所得磷精矿P2O5品位大于36%，MgO含量小于0. 50%, Fe203+Al203含量小于
I.80%, SiO2含量小于5.5%，精矿质量达优质精矿标准。与现有技术相比，本发明エ艺设计合理，可操作性强，浮选所得产品优良。
图I为本发明的エ艺流程示意图。
具体实施例方式以下參照附图，进一歩描述本发明的具体技术方案，以便于本领域的技术人员进一歩地理解本发明，而不构成对其权利的限制。
实施例1，參照图1，一种硅钙质磷块岩磷矿浮选エ艺，其步骤如下
(1)将原矿石破碎，湿法磨矿至-200目含量占92%，磨矿浓度为53%，加入浮选药剂，再加水调浆至29%的矿浆浓度；所述的浮选药剂为碳酸钠、水玻璃和脂肪酸，碳酸钠用量为4公斤/吨.原矿，水玻璃的用量为6公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为3.8公斤/吨.原矿；
(2)将调浆后的矿浆投入浮选系统，按下述方法在20°C下先进行正浮选正浮选先进行粗选，粗选泡沫产品进行2次精选，粗选槽内产品、第I次精选槽内产品、第2次精选槽内 产品合并为综合尾矿I，第2次精选泡沫产品进行碳酸盐反浮选，碳酸盐反浮选泡沫再进行碳酸盐再选，碳酸盐再选泡沫产品为尾矿II，碳酸盐反浮选粗选槽内产品进行脱泥，脱泥后的粗粒产品进行硅酸盐粗选，粗选泡沫产品再进行硅酸盐再选，再选泡沫产品为尾矿III，碳酸盐反浮选再选槽内产品、脱泥作业的细粒级产品、硅酸盐反浮选槽内产品、硅酸盐反浮选再选槽内广品合并为综合精矿；
正浮选第1、2次精选时碳酸钠用量2. 5公斤/吨.原矿，水玻璃为2. 0公斤/吨.原矿。碳酸盐反浮选调整剂为无机酸的混酸，捕收剂为碳酸盐反浮选捕收剂。混酸用量6公斤/吨.原矿，捕收剂用量为0.4公斤/吨.原矿，硅酸盐反浮选捕收剂为十二胺，用量为0.06公斤/吨.原矿。实施例2，參照图I，一种硅钙质磷块岩磷矿浮选エ艺，其步骤如下
(1)将原矿石破碎，湿法磨矿至-200目含量占95%，磨矿浓度为50%，加入浮选药剂，再加水调浆至27%的矿浆浓度；所述的浮选药剂为碳酸钠、水玻璃和脂肪酸，碳酸钠用量为3. 5公斤/吨.原矿，水玻璃的用量为6. 5公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为3. 0公斤/吨.原矿；
(2)将调浆后的矿浆投入浮选系统，按下述方法在25°C下先进行正浮选正浮选先进行粗选，粗选泡沫产品进行2次精选，粗选槽内产品、第I次精选槽内产品、第2次精选槽内产品合并为综合尾矿I，第2次精选泡沫产品进行碳酸盐反浮选，碳酸盐反浮选泡沫再进行碳酸盐再选，碳酸盐再选泡沫产品为尾矿II，碳酸盐反浮选粗选槽内产品进行脱泥，脱泥后的粗粒产品进行硅酸盐粗选，粗选泡沫产品再进行硅酸盐再选，再选泡沫产品为尾矿III，碳酸盐反浮选再选槽内产品、脱泥作业的细粒级产品、硅酸盐反浮选槽内产品、硅酸盐反浮选再选槽内产品合并为综合精矿。正浮选精选时碳酸钠用量为2. 0公斤/吨.原矿，水玻璃为2. 0公斤/吨.原矿。碳酸盐反浮选调整剂为无机酸的混酸，捕收剂为碳酸盐反浮选捕收剂。混酸用量8公斤/吨.原矿，捕收剂用量为0. 3公斤/吨.原矿，硅酸盐反浮选捕收剂为十二胺，用量为0. 10公斤/吨.原矿。实施例3，參照图I，一种硅钙质磷块岩磷矿浮选エ艺，其步骤如下
(1)将原矿石破碎，湿法磨矿至-200目含量占97%，磨矿浓度为75%，加入浮选药剂，再加水调浆至25%的矿浆浓度；所述的浮选药剂为碳酸钠、水玻璃和脂肪酸，碳酸钠用量为4公斤/吨.原矿，水玻璃的用量为7公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为2. 5公斤/吨.原矿；
(2)将调浆后的矿浆投入浮选系统，按下述方法在30°C下先进行正浮选正浮选先进行粗选，粗选泡沫产品进行2次精选，粗选槽内产品、第I次精选槽内产品、第2次精选槽内产品合并为综合尾矿I，第2次精选泡沫产品进行碳酸盐反浮选，碳酸盐反浮选泡沫再进行碳酸盐再选，碳酸盐再选泡沫产品为尾矿II，碳酸盐反浮选粗选槽内产品进行脱泥，脱泥后的粗粒产品进行硅酸盐粗选，粗选泡沫产品再进行硅酸盐再选，再选泡沫产品为尾矿III，碳酸盐反浮选再选槽内产品、脱泥作业的细粒级产品、硅酸盐反浮选槽内产品、硅酸盐反浮选再选槽内产品合并为综合精矿。正浮选精选时碳酸钠用量为I. 5公斤/吨.原矿，水玻璃为2. 5公斤/吨.原矿。碳酸盐反浮选调整剂为无机酸的混酸，捕收剂为碳酸盐反浮选捕收剂。混酸用量7公斤/吨.原矿，捕收剂用量为0.25公斤/吨.原矿，硅酸盐反浮选捕收剂为十二胺，其用量为0.07公斤/吨.原矿。实施例4，參照图I，一种硅钙质磷块岩磷矿浮选エ艺，其步骤如下 (1)将原矿石破碎，湿法磨矿至-200目含量占99%，磨矿浓度为45%，加入浮选药剂，再加水调浆至35%的矿浆浓度；所述的浮选药剂为碳酸钠、水玻璃和脂肪酸，碳酸钠用量为3公斤/吨.原矿，水玻璃的用量为8公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为2. 5公斤/吨.原矿；
(2)将调浆后的矿浆投入浮选系统，按下述方法在35°C下先进行正浮选正浮选先进行粗选，粗选泡沫产品进行2次精选，粗选槽内产品、第I次精选槽内产品、第2次精选槽内产品合并为综合尾矿I，第2次精选泡沫产品进行碳酸盐反浮选，碳酸盐反浮选泡沫再进行碳酸盐再选，碳酸盐再选泡沫产品为尾矿II，碳酸盐反浮选粗选槽内产品进行脱泥，脱泥后的粗粒产品进行硅酸盐粗选，粗选泡沫产品再进行硅酸盐再选，再选泡沫产品为尾矿III，碳酸盐反浮选再选槽内产品、脱泥作业的细粒级产品、硅酸盐反浮选槽内产品、硅酸盐反浮选再选槽内产品合并为综合精矿。正浮选第1、2次精选碳酸钠用量3公斤/吨.原矿，水玻璃为3公斤/吨.原矿。碳酸盐反浮选调整剂为无机酸的混酸，捕收剂为碳酸盐反浮选捕收剂。混酸用量2公斤/吨.原矿，捕收剂用量为0.2公斤/吨.原矿，硅酸盐反浮选捕收剂为十二胺，其用量为0. 02公斤/吨.原矿。 实施例5，參照图I，一种硅钙质磷块岩磷矿浮选エ艺，其步骤如下
(1)混合正浮选将原矿破碎，湿法磨矿至细度为-200目的质量含量占96%，磨矿质量浓度为65%，加入正浮选药剂，再加水调浆至质量浓度为30%的矿浆；正浮选药剂为碳酸钠、水玻璃和脂肪酸，碳酸钠的用量为0. I公斤/吨.原矿，水玻璃的用量为4公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为0. 5公斤/吨.原矿；
将调浆后的矿浆投入浮选系统，在15°C下进行正浮选；正浮选先进行粗选，粗选泡沫产品进行I次精选，粗选槽内产品及精选槽内产品合并为综合尾矿I ;
(2)碳酸盐反浮选将正浮选精选浮出的泡沫产品在15°C下进行碳酸盐反浮选；反浮选加入调整剂及捕收剂；反浮选泡沫产品进行碳酸盐再选，碳酸盐再选泡沫产品为尾矿II ;所述的调整剂为无机酸的混酸，混酸用量2公斤/吨.原矿，捕收剂为碳酸盐反浮选捕收剂，捕收剂的用量为0. I公斤/吨.原矿；
(3)硅酸盐反浮选对碳酸盐反浮选槽内产品进行脱泥，脱泥后的粗粒产品加入硅酸盐捕收剂进行硅酸盐反浮选，浮选温度为15°C，反浮选泡沫产品再进行硅酸盐再选，再选泡沫产品为尾矿III ;硅酸盐反浮选捕收剂为十二胺，其用量为0.02公斤/吨.原矿；碳酸盐反浮选再选槽内产品、脱泥作业的细粒级产品、硅酸盐反浮选槽内产品、硅酸盐反浮选再选槽内广品合并为综合精矿。正浮选粗选泡沫产品进行精选时碳酸钠用量0. 5公斤/吨.原矿，水玻璃为I公斤/吨.原矿；正浮选段为9分钟，碳酸盐反浮选段为6分钟，硅酸盐反浮选段为5分钟。实施例6，參照图I，一种硅钙质磷块岩磷矿浮选エ艺，其步骤如下
(1)混合正浮选将原矿破碎，湿法磨矿至细度为-200目的质量含量占99%，磨矿质量浓度为75%，加入正浮选药剂，再加水调浆至质量浓度为35%的矿浆；正浮选药剂为碳酸钠、水玻璃和脂肪酸，碳酸钠的用量为8公斤/吨.原矿，水玻璃的用量为12公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为5公斤/吨.原矿；
将调浆后的矿浆投入浮选系统，在35°C下进行正浮选；正浮选先进行粗选，粗选泡沫 产品进行2次精选，粗选槽内产品及精选槽内产品合并为综合尾矿I ;
(2)碳酸盐反浮选将正浮选精选浮出的泡沫产品在35°C下进行碳酸盐反浮选；反浮选加入调整剂及捕收剂；反浮选泡沫产品进行碳酸盐再选，碳酸盐再选泡沫产品为尾矿
II;所述的调整剂为无机酸的混酸，混酸用量15公斤/吨.原矿，捕收剂为碳酸盐反浮选捕收剂，捕收剂的用量为I. 5公斤/吨.原矿；
(3)硅酸盐反浮选对碳酸盐反浮选槽内产品进行脱泥，脱泥后的粗粒产品加入硅酸盐捕收剂进行硅酸盐反浮选，浮选温度为35°C，反浮选泡沫产品再进行硅酸盐再选，再选泡沫产品为尾矿III ;硅酸盐反浮选捕收剂为十二胺，其用量为0. 15公斤/吨.原矿；碳酸盐反浮选再选槽内产品、脱泥作业的细粒级产品、硅酸盐反浮选槽内产品、硅酸盐反浮选再选槽内产品合并为综合精矿。正浮选粗选泡沫产品进行2次精选，第I次精选时碳酸钠用量3公斤/吨.原矿，水玻璃为5公斤/吨.原矿；第2次精选时碳酸钠用量0. 5公斤/吨.原矿，水玻璃为5公斤/吨.原矿。浮选时间分别为正浮选段的浮选时间为15分钟；碳酸盐反浮选段为7分钟，硅酸盐反浮选段为9分钟。实施例7，參照图1，一种硅钙质磷块岩磷矿浮选エ艺实验一，其步骤如下
(1)将原矿石破碎，湿法磨矿至-200目含量占92.5%，磨矿浓度为55%，加入浮选药剂，再加水调浆至29%的矿浆浓度；所述的浮选药剂为碳酸钠水玻璃和脂肪酸，碳酸钠用量为3公斤/吨.原矿水玻璃的用量为7公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为4. 0公斤/吨.原矿；检测得知原矿 P2O5 品位 30. 91%，MgO 含量 I. 10%, Fe203+Al203 含量 3. 12%，SiO2 含量 14. 08% ；
(2)将调浆后的矿浆投入浮选系统，按下述方法在18°C下先进行正浮选正浮选先进行粗选，粗选泡沫产品进行2次精选，粗选槽内产品、第I次精选槽内产品、第2次精选槽内产品合并为综合尾矿I，第2次精选泡沫产品进行碳酸盐反浮选，碳酸盐反浮选泡沫再进行碳酸盐再选，碳酸盐再选泡沫产品为尾矿II，碳酸盐反浮选粗选槽内产品进行脱泥，脱泥后的粗粒产品进行硅酸盐粗选，粗选泡沫产品再进行硅酸盐再选，再选泡沫产品为尾矿III，碳酸盐反浮选再选槽内产品、脱泥作业的细粒级产品、硅酸盐反浮选槽内产品、硅酸盐反浮选再选槽内产品合并为综合精矿。正浮选I次精选碳酸钠用量2. 0公斤/吨.原矿，水玻璃为2. 0公斤/吨.原矿。正浮选2次精选碳酸钠用量I. 0公斤/吨.原矿，水玻璃为I. 5公斤/吨.原矿。碳酸盐反浮选调整剂为无机酸的混酸，捕收剂为碳酸盐反浮选捕收剂。混酸用量6公斤/吨.原矿，捕收剂用量为0. 4公斤/吨.原矿，硅酸盐反浮选捕收剂为12胺。用量为0. 060公斤/吨.原矿。检测结果表明经过浮选可获得综合精矿产率69. 27%, P2O5品位36. 34%，MgO含量0. 31%, Fe203+Al203 含量 I. 44%, SiO2 含量 5. 12%, P2O5 回收率 81. 23% 的开路试验結果。实施例8，參照图 1，一种硅钙质磷块岩磷矿浮选エ艺实验ニ，其步骤如下
(1)将原矿石破碎，湿法磨矿至-200目含量占93.14%，磨矿浓度为51%，加入浮选药齐U，再加水调浆至27%的矿浆浓度；所述的浮选药剂为碳酸钠、水玻璃和脂肪酸，碳酸钠用量为3. 0公斤/吨.原矿，水玻璃的用量为7. 0公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为3. 0公斤/吨 原矿；检测得知原矿P2O5品位32. 01%，MgO含量0. 84%，Fe203+Al203含量3. 09%, SiO2含量 11. 10% ；
(2)将调浆后的矿浆投入浮选系统，按下述方法在23°C下先进行正浮选，正浮选先进行粗选，粗选泡沫产品进行2次精选，粗选槽内产品、第I次精选槽内产品、第2次精选槽内产品合并为综合尾矿I，第2次精选泡沫产品进行碳酸盐反浮选，碳酸盐反浮选泡沫再进行碳酸盐再选，碳酸盐再选泡沫产品为尾矿II，碳酸盐反浮选粗选槽内产品进行脱泥，脱泥后的粗粒产品进行硅酸盐粗选，粗选泡沫产品再进行硅酸盐再选，再选泡沫产品为尾矿III，碳酸盐反浮选再选槽内产品、脱泥作业的细粒级产品、硅酸盐反浮选槽内产品、硅酸盐反浮选再选槽内产品合并为综合精矿。正浮选I次精选碳酸钠用量2. 0公斤/吨.原矿，水玻璃为2. 5公斤/吨.原矿。正浮选2次精选碳酸钠用量2. 0公斤/吨.原矿，水玻璃为I. 5公斤/吨.原矿。碳酸盐反浮选调整剂为无机酸的混酸，捕收剂为碳酸盐反浮选捕收剂。混酸用量6公斤/吨.原矿，捕收剂用量为0.4公斤/吨.原矿，硅酸盐反浮选捕收剂为12胺。用量为0.06公斤/吨.原矿。检测结果表明经过浮选可获得综合精矿产率75. 32%, P2O5品位36. 40%，MgO含量0. 15%, Fe203+Al203 含量 I. 50%, SiO2 含量 5. 32%, P2O5 回收率 85. 22% 的开路试验結果。
实施例9，參照图I，一种硅钙质磷块岩磷矿浮选エ艺实验三，其步骤如下
(1)将原矿石破碎，湿法磨矿至-200目含量占94.32%，磨矿浓度为49%，加入浮选药剂，再加水调浆至26%的矿浆浓度；所述的浮选药剂为碳酸钠、水玻璃和脂肪酸，碳酸钠用量为3公斤/吨.原矿水玻璃的用量为7公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为2. 5公斤/吨.原矿；检测得知原矿P2O5品位29. 46%，MgO含量I. 07%, Fe203+Al203含量3. 38%，SiO2含量14. 10% ；
(2)将调浆后的矿浆投入浮选系统，按下述方法在28°C下先进行正浮选正浮选先进行粗选，粗选泡沫产品进行2次精选，粗选槽内产品、第I次精选槽内产品、第2次精选槽内产品合并为综合尾矿I，第2次精选泡沫产品进行碳酸盐反浮选，碳酸盐反浮选泡沫再进行碳酸盐再选，碳酸盐再选泡沫产品为尾矿II，碳酸盐反浮选粗选槽内产品进行脱泥，脱泥后的粗粒产品进行硅酸盐粗选，粗选泡沫产品再进行硅酸盐再选，再选泡沫产品为尾矿III，碳酸盐反浮选再选槽内产品、脱泥作业的细粒级产品、硅酸盐反浮选槽内产品、硅酸盐反浮选再选槽内产品合并为综合精矿。正浮选I次精选碳酸钠用量I. 0公斤/吨.原矿，水玻璃为2. 5公斤/吨.原矿。正浮选2次精选碳酸钠用量I. O公斤/吨.原矿，水玻璃为I. 5公斤/吨.原矿。碳酸盐反浮选调整剂为无机酸的混酸，捕收剂为碳酸盐反浮选捕收剂。混酸用量7公斤/吨.原矿，捕收剂用量为0.30公斤/吨.原矿，硅酸盐反浮选捕收剂为12胺。用量为0.075公斤/吨.原矿。检测结果表明经过浮选可获得综合精矿产率65. 66%, P2O5品位36. 14%，MgO含量
0.30%, Fe203+Al203 含量 I. 60%, SiO2 含量 5. 20%, P2O5 回收率 80. 11% 的开路试验結果。实施例10，參照图I，一种硅钙质磷块岩磷矿浮选エ艺实验四，其步骤如下
(1)将原矿石破碎，湿法磨矿至-200目含量占95.23%，磨矿浓度为47%，加入浮选药剂，再加水调浆至30%的矿浆浓度；所述的浮选药剂为碳酸钠、水玻璃和脂肪酸，碳酸钠用量为3公斤/吨.原矿水玻璃的用量为7公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为2. 5公斤/吨.原矿；检测得知原矿P2O5品位27. 83%，MgO含量I. 55%，Fe203+Al203含量3. 52%，SiO2含量 16. 08% ；
(2)将调浆后的矿浆投入浮选系统，按下述方法在31°C下先进行正浮选正浮选先进行粗选，粗选泡沫产品进行2次精选，粗选槽内产品、第I次精选槽内产品、第2次精选槽内产品合并为综合尾矿I，第2次精选泡沫产品进行碳酸盐反浮选，碳酸盐反浮选泡沫再进行碳酸盐再选，碳酸盐再选泡沫产品为尾矿II，碳酸盐反浮选粗选槽内产品进行脱泥，脱泥后的粗粒产品进行硅酸盐粗选，粗选泡沫产品再进行硅酸盐再选，再选泡沫产品为尾矿III，碳酸盐反浮选再选槽内产品、脱泥作业的细粒级产品、硅酸盐反浮选槽内产品、硅酸盐反浮选再选槽内产品合并为综合精矿。正浮选I次精选碳酸钠用量I. 5公斤/吨.原矿，水玻璃为2. 5公斤/吨.原矿。正浮选2次精选碳酸钠用量I. 5公斤/吨.原矿，水玻璃为I. 5公斤/吨.原矿。碳酸盐反浮选调整剂为无机酸的混酸，捕收剂为碳酸盐反浮选捕收剂。混酸用量6公斤/吨.原矿，捕收剂用量为0. 2公斤/吨.原矿，硅酸盐反浮选捕收剂为12胺。用量为0. 080公斤/吨.原矿。检测结果表明经过浮选可获得综合精矿产率55. 76%, P2O5品位36. 45%，MgO含量
0.23%, Fe203+Al203 含量 I. 48%, SiO2 含量 4. 87%, P2O5 回收率 76. 34% 的开路试验結果。
权利要求
1.一种硅钙质磷块岩磷矿浮选エ艺，其特征在于，其步骤如下 (1)混合正浮选将原矿破碎，湿法磨矿至细度为-200目的质量含量占92-99%，磨矿质量浓度为45-75%，加入正浮选药剂，再加水调浆至质量浓度为25-35%的矿浆；正浮选药剂为碳酸钠、水玻璃和脂肪酸，碳酸钠的用量为0. 1-8公斤/吨.原矿，水玻璃的用量为4-12公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为0. 5-5公斤/吨.原矿； 将调浆后的矿浆投入浮选系统，在15-35°C下进行正浮选；正浮选先进行粗选，粗选泡沫产品进行1-2次精选，粗选槽内产品及精选槽内产品合并为综合尾矿I ; (2)碳酸盐反浮选将正浮选精选浮出的泡沫产品在15-35°C下进行碳酸盐反浮选；反浮选加入调整剂及捕收剂；反浮选泡沫产品进行碳酸盐再选，碳酸盐再选泡沫产品为尾矿II ;所述的调整剂为无机酸的混酸，混酸用量2-15公斤/吨.原矿，捕收剂为碳酸盐反浮选捕收剂，捕收剂的用量为0. 1-1. 5公斤/吨.原矿； (3)硅酸盐反浮选对碳酸盐反浮选槽内产品进行脱泥，脱泥后的粗粒产品加入硅酸盐捕收剂进行硅酸盐反浮选，浮选温度为15-35°C，反浮选泡沫产品再进行硅酸盐再选，再选泡沫产品为尾矿III ;硅酸盐反浮选捕收剂为十二胺，其用量为0.02-0. 15公斤/吨.原矿；碳酸盐反浮选再选槽内产品、脱泥作业的细粒级产品、硅酸盐反浮选槽内产品、硅酸盐反浮选再选槽内产品合并为综合精矿。
2.根据权利要求I所述的硅钙质磷块岩磷矿浮选エ艺，其特征在于步骤(I)中，正浮选粗选泡沫产品进行2次精选，第I次精选时碳酸钠用量0. 5-3公斤/吨.原矿，水玻璃为1-5公斤/吨.原矿；第2次精选时碳酸钠用量0. 5-3公斤/吨.原矿，水玻璃为1-5公斤/吨.原矿。
3.根据权利要求I所述的硅钙质磷块岩磷矿浮选エ艺，其特征在于，浮选时间分别为正浮选段为9-20分钟，碳酸盐反浮选段为6-12分钟，硅酸盐反浮选段为5-10分钟。
4.根据权利要求3所述的硅钙质磷块岩磷矿浮选エ艺，其特征在于，浮选时间分别为正浮选段的浮选时间为12-15分钟；碳酸盐反浮选段为6-10分钟，硅酸盐反浮选段为6-9分钟。
5.根据权利要求I所述的硅钙质磷块岩磷矿浮选エ艺，其特征在于正浮选精选时药剂碳酸钠的用量为1-3公斤/吨.原矿，水玻璃的用量为1-3公斤/吨.原矿；碳酸盐反浮选时混酸用量为4-10公斤/吨.原矿，捕收剂用量为0. 1-0. 7公斤/吨.原矿；硅酸盐反浮选十二胺用量为0. 03-0. 10公斤/吨.原矿。
全文摘要
本发明是一种硅钙质磷块岩磷矿浮选工艺将原矿破碎，湿法磨矿至合适的细度，加入调整剂及捕收剂，先进行正浮选，混合浮选出磷矿物及可浮性好的碳酸盐矿物，排除较易排除的硅质矿物、可浮性差的碳酸盐矿物、泥质及其它矿物；再对浮出的泡沫产品进行碳酸盐反浮选，加入调整剂及碳酸盐矿物捕收剂，浮选碳酸盐矿物；最后对浮选槽产品进行脱泥，加入硅酸盐捕收剂，进行硅酸盐反浮选，进一步排出硅、铁、铝等杂质矿物。本发明工艺可以用于选别中高品位硅钙质磷块岩磷矿石，它浮选所得磷精矿P2O5品位大于36%，MgO含量小于0.50%，Fe2O3+Al2O3含量小于1.80%，SiO2含量小于5.5%，精矿质量达优质精矿标准。本发明工艺设计合理，可操作性强，浮选所得产品优良。
文档编号B03B1/00GK102744153SQ201210247460
公开日2012年10月24日 申请日期2012年7月18日 优先权日2012年7月18日
发明者单连勇, 宋文义, 张红茹, 曹效权, 钱押林 申请人:中蓝连海设计研究院