专利名称：一种磷矿双反浮选工艺的制作方法
技术领域：
本发明涉及一种磷矿的浮选工艺，尤其是涉及一种磷矿双反浮选工艺。
背景技术：
浮选是处理磷矿资源最主要的方法，对于硅钙质磷矿石，为了提高精矿的质量，弓丨入反浮选脉石矿物(碳酸盐矿物或硅酸盐矿物)是目前比较有效方法。反浮选作业是在“浮少抑多”的过程中进行的，这样不仅能保证浮选过程较高的选择性，而且浮选过程容易控制和稳定，减少浮选过程的机械夹杂与浮选泡沫输送的困难。这是单一反浮选或双反浮选同正浮选或正_反浮选流程比较所具有的重要优点之一。磷矿反浮选对温度不敏感，可以在常温下进行。双反浮选是处理我国沉积型硅钙质(或硅钙质)磷矿比较有效的方法。磷矿双反浮选是由反浮选脱镁(碳酸盐矿物)和反浮选脱硅(硅酸盐矿物)联合组成，矿石磨到合格的粒度后，在弱酸性条件下(pH=5飞)，用脂肪酸皂类捕收剂浮出白云石等碳酸盐矿物，槽内矿浆中加入阳离子捕收剂浮出石英、玉髓等硅质矿物，最终获得优质磷精矿。其中反浮选脱硅普遍使用的阳离子胺类捕收剂对矿泥敏感，RNH3+易吸附矿泥颗粒表面， 导致捕收剂消耗量增大，而且常会产生大量粘性泡沫，制约磷矿双反浮选工业化。目前，不少浮选研究者对磷矿反浮选脱硅进行大量的研究，特别是浮选药剂的研究，高效的捕收剂、泡沫调整剂以及矿泥的分散剂、絮凝剂、抑制剂等均有进展。刘鑫等人的一种表面活性物质在胶磷矿脱硅反浮选中的应用研究[J]，化工矿物与加工，2009，12。采用工业杂醇Zc与醚胺类捕收剂YlO组合药剂作为浮硅捕收剂对某胶磷矿进行双反浮选工艺试验，在原矿品位为P20526. 22%、Mg01. 60%、Si022 2 . 33%时，可以得到 P20530. 14%、MgOO. 61%、回收率92. 99%的精矿指标。表面张力及相对接触角测试发现，工业杂醇Zc的加入能提高YlO的选择性。曾小波等人的胶磷矿阳离子反浮选泡沫行为调控研究[J]，化工矿物与加工， 2008，01。针对阳离子捕收剂反浮选胶磷矿泡沫多且不易消散的难题，本研究通过在浮选矿浆中添加无机泡沫调整剂CA，对浮选三相界面行为进行调控研究，并对CA的消泡机理进行了初步探索。CN 1806931公布中低品位胶磷矿选矿方法，它包括重介质选矿提精抛尾，双反浮选脱镁降硅。CN 101972710A公开一种中低品位磷块岩的双反浮选工艺，在磷矿反浮选脱镁后， 先加入分散剂和少量的捕收剂浮选细粒的硅质脉石矿物和细泥，在加入捕收剂和非极油浮选粗粒的硅质脉石矿物，该工艺能增加对硅质脉石矿物捕收、提高分选效率、降低反浮选脱硅捕收剂耗量。有文献报道在磷矿反浮选脱镁后，用选择性絮凝的工艺能有效避免矿泥对反浮选脱硅的影响。上述的磷矿双反浮选工艺能部分减弱矿泥对反浮选脱硅的影响，在一定程度上能提高分选效率，但上述的工艺只对特定的矿石或易选的矿石有效，对于难选的矿石，由于不能完全或大部分消除矿泥的不利影响，在浮选的过程中，还是存在浮选泡沫跑槽，粘度大，不易破灭等现象，导致浮选泡沫输送困难，严重干扰正常浮选，很难用于工程实践。
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，提供一种工艺更为合理、根除矿泥对反浮选脱硅影响的一种磷矿双反浮选工艺。本发明所要解决的技术问题是通过以下的技术方案来以实现的。本发明是一种磷矿双反浮选工艺，其特点是，其步骤如下
(1)反浮选脱镁磷矿经磨到浮选要求的粒度后，加入反浮选脱镁调整剂5 20kg/t原矿和脱镁捕收剂0. 8^3. 5kg/t原矿，进行镁粗选作业，镁粗选槽内为脱镁粗精矿；镁粗选泡沫加入不高于3 kg/t原矿的脱镁调整剂后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，脱镁中矿返回镁粗选，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿；
(2)脱镁粗精矿脱泥、调浆脱镁粗精矿进入脱泥装置将小于10-38微米的颗粒脱出，脱泥后的沉砂质量浓度为3(Γ70%，小于10-38微米的颗粒含量不大于25% ；沉砂进入搅拌槽，加入脱硅调整剂0. 5^2. 5kg/t原矿、脱硅捕收剂5(T400kg/t原矿以及非极性油 2(Tl00kg/t原矿后，进行高浓度调浆，调浆时间不小于5分钟；
(3)反浮选脱硅向调浆后的矿浆中加水，控制质量浓度在2(Γ30%，进行硅粗选作业， 硅粗选槽内为精矿；硅粗选泡沫进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿，脱硅中矿返回硅粗选，硅再选泡沫为硅质矿物尾矿；
所述脱泥装置为水力旋流器或脱泥斗；脱泥装置溢流与精矿合并成综合磷精矿； 所述脱镁调整剂为硫酸或磷酸，或者由硫酸与磷酸按质量比1 :0. 5-2组成的混合物， 脱镁捕收剂为烷基脂肪酸的皂化物；
所述脱硅调整剂为碳酸钠，脱硅捕收剂为有机胺类的一种或几种，有机胺类包括伯胺、 多胺、醚胺、醚多胺，非极性油为柴油或煤油。本发明磷矿的双反浮选工艺，是在传统双反浮选工艺的基础上，在反浮选脱镁和反浮选脱硅之间增加脱泥工艺，根据脱泥工艺的特点，对脱泥的底流进行调浆处理后进行反浮选脱硅。采用脱泥工艺后，能根除或大部分消除矿泥对反浮选脱硅干扰，不仅提高浮选效率，更重要是改善浮选泡沫的流动性，使磷矿双反浮选能用工程化，这对开发利用我国中低品位磷矿具有很大的现实意义。
图1是本发明一种磷矿的双反浮选工艺流程图。
具体实施例方式以下进一步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步地理解本发明，而不构成对其权利的限制。实施例1，参照图1，一种磷矿双反浮选工艺，其步骤如下
(1)反浮选脱镁磷矿经磨到浮选要求的粒度后，加入反浮选脱镁调整剂5kg/t原矿和脱镁捕收剂0. 8kg/t原矿，进行镁粗选作业，镁粗选槽内为脱镁粗精矿；镁粗选泡沫加入 3 kg/t原矿的脱镁调整剂后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，脱镁中矿返回镁粗选，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿；
(2)脱 镁粗精矿脱泥、调浆脱镁粗精矿进入脱泥装置将小于10微米的颗粒脱出，脱泥后的沉砂质量浓度为30%，小于10微米的颗粒含量不大于25% ；沉砂进入搅拌槽，加入脱硅调整剂0. 5kg/t原矿、脱硅捕收剂50kg/t原矿以及非极性油20kg/t原矿后，进行高浓度调浆，调浆时间不小于5分钟；
(3)反浮选脱硅向调浆后的矿浆中加水，控制质量浓度在20%，进行硅粗选作业，硅粗选槽内为精矿；硅粗选泡沫进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿，脱硅中矿返回硅粗选，硅再选泡沫为硅质矿物尾矿；
所述脱泥装置为水力旋流器或脱泥斗；脱泥装置溢流与精矿合并成综合磷精矿；
所述脱镁调整剂为硫酸或磷酸，脱镁捕收剂为烷基脂肪酸的皂化物；所述脱硅调整剂为碳酸钠，脱硅捕收剂为有机胺类的一种或几种，有机胺类包括伯胺、多胺、醚胺、醚多胺，非极性油为柴油或煤油。实施例2，参照图1，一种磷矿双反浮选工艺，其步骤如下
(1)反浮选脱镁磷矿经磨到浮选要求的粒度后，加入反浮选脱镁调整剂20kg/t原矿和脱镁捕收剂3. 5kg/t原矿，进行镁粗选作业，镁粗选槽内为脱镁粗精矿；镁粗选泡沫加入 2 kg/t原矿的脱镁调整剂后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，脱镁中矿返回镁粗选，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿；
(2)脱镁粗精矿脱泥、调浆脱镁粗精矿进入脱泥装置将小于38微米的颗粒脱出，脱泥后的沉砂质量浓度为70%，小于38微米的颗粒含量不大于25% ；沉砂进入搅拌槽，加入脱硅调整剂2. 5kg/t原矿、脱硅捕收剂400kg/t原矿以及非极性油100kg/t原矿后，进行高浓度调浆，调浆时间不小于5分钟；
(3)反浮选脱硅向调浆后的矿浆中加水，控制质量浓度在30%，进行硅粗选作业，硅粗选槽内为精矿；硅粗选泡沫进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿，脱硅中矿返回硅粗选，硅再选泡沫为硅质矿物尾矿；
所述脱泥装置为水力旋流器或脱泥斗；脱泥装置溢流与精矿合并成综合磷精矿；
所述脱镁调整剂为由硫酸与磷酸按质量比1 :2组成的混合物，脱镁捕收剂为烷基脂肪酸的皂化物；
所述脱硅调整剂为碳酸钠，脱硅捕收剂为有机胺类的一种或几种，有机胺类包括伯胺、 多胺、醚胺、醚多胺，非极性油为柴油或煤油。实施例3，参照图1，一种磷矿双反浮选工艺，其步骤如下
(1)反浮选脱镁磷矿经磨到浮选要求的粒度后，加入反浮选脱镁调整剂I0kg/t原矿和脱镁捕收剂2. 5kg/t原矿，进行镁粗选作业，镁粗选槽内为脱镁粗精矿；镁粗选泡沫加入 0. 5 kg/t原矿的脱镁调整剂后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，脱镁中矿返回镁粗选，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿；
(2)脱镁粗精矿脱泥、调浆脱镁粗精矿进入脱泥装置将小于20微米的颗粒脱出，脱泥后的沉砂质量浓度为50%，小于20微米的颗粒含量不大于25% ；沉砂进入搅拌槽，加入脱硅调整剂1. 5kg/t原矿、脱硅捕收剂200kg/t原矿以及非极性油60kg/t原矿后，进行高浓度调浆，调浆时间不小于5分钟；
(3)反浮选脱硅向调浆后的矿浆中加水，控制质量浓度在25%，进行硅粗选作业，硅粗选槽内为精矿；硅粗选泡沫进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿，脱硅中矿返回硅粗选，硅再选泡沫为硅质矿物尾矿；
所述脱泥装置为水力旋流器或脱泥斗；脱泥装置溢流与精矿合并成综合磷精矿； 所述脱镁调整剂为由硫酸与磷酸按质量比ι :0. 5组成的混合物，脱镁捕收剂为烷基脂肪酸的皂化物； 所述脱硅调整剂为碳酸钠，脱硅捕收剂为有机胺类的一种或几种，有机胺类包括伯胺、 多胺、醚胺、醚多胺，非极性油为柴油或煤油。实施例4，磷矿双反浮选工艺实验一。四川某地磷矿石，试验规模1吨/天连续扩大试验，采用本发明双反浮选工艺，它包括如下步骤
(1)反浮选脱镁。原矿(P20520. 92%，Mg05. 96%，酸不溶14. 15%)经一段闭路磨到-0. 074mm含量为80 85%后，加入硫酸和磷酸的混合物(1:1)12. 24kg/t原矿和捕收剂脂肪酸皂2. 33kg/t，进行镁粗选作业，镁粗选槽内为脱镁粗精矿。镁粗选泡沫加入硫酸和磷酸的混合物(1 1)1.0 kg/t后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，脱镁中矿返回镁粗选，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿(P2058. 00%, Mg014. 93%，酸不溶6. 86%)。(2)脱镁粗精矿脱泥、调浆。脱镁粗精矿进入脱泥斗将小于20微米的颗粒脱出，脱泥后的沉砂质量浓度为30、0%，小于20微米的颗粒含量为2(Γ25%。沉砂进入搅拌槽，加入碳酸钠1. 2kg/t原矿、脱硅捕收剂十二烷基丙二胺150kg/t原矿以及柴油50kg/t原矿后， 进行调浆，调浆时间11分钟。(3)反浮选脱硅。调浆后的矿浆加水，控制质量浓度在2(Γ30%，进行硅粗选作业， 硅粗选槽内为精矿(Ρ20533. 02%, MgOO. 62%，酸不溶12. 07%)。硅粗选泡沫进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿，脱硅中矿返回硅粗选，硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿(Ρ20515. 19%， MgOl. 22%,酸不溶 49. 98%) ο(4)脱泥装置溢流(Ρ20526. 61%,MgOl. 19%，酸不溶23. 29%)与精矿合并成综合磷精矿(Ρ20530. 58%，MgOl. 14%，酸不溶15. 32%)，P2O5回收率约80%。如采用其它有机胺类捕收剂也能得到上述结果。对本工艺的硅质脉石矿物尾矿进行粒度分析，分析结果见表1 四川某地磷矿硅质脉石矿物尾矿筛析结果表权利要求
1. 一种磷矿双反浮选工艺，其特征在于，其步骤如下(1)反浮选脱镁磷矿经磨到浮选要求的粒度后，加入反浮选脱镁调整剂5 20kg/t原矿和脱镁捕收剂0. 8^3. 5kg/t原矿，进行镁粗选作业，镁粗选槽内为脱镁粗精矿；镁粗选泡沫加入不高于3 kg/t原矿的脱镁调整剂后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，脱镁中矿返回镁粗选，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿；(2)脱镁粗精矿脱泥、调浆脱镁粗精矿进入脱泥装置将小于10-38微米的颗粒脱出，脱泥后的沉砂质量浓度为3(Γ70%，小于10-38微米的颗粒含量不大于25% ；沉砂进入搅拌槽，加入脱硅调整剂0. 5^2. 5kg/t原矿、脱硅捕收剂5(T400kg/t原矿以及非极性油 2(Tl00kg/t原矿后，进行高浓度调浆，调浆时间不小于5分钟；(3)反浮选脱硅向调浆后的矿浆中加水，控制质量浓度在2(Γ30%，进行硅粗选作业， 硅粗选槽内为精矿；硅粗选泡沫进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿，脱硅中矿返回硅粗选，硅再选泡沫为硅质矿物尾矿；所述脱泥装置为水力旋流器或脱泥斗；脱泥装置溢流与精矿合并成综合磷精矿；所述脱镁调整剂为硫酸或磷酸，或者由硫酸与磷酸按质量比1 :0. 5-2组成的混合物， 脱镁捕收剂为烷基脂肪酸的皂化物；所述脱硅调整剂为碳酸钠，脱硅捕收剂为有机胺类的一种或几种，有机胺类包括伯胺、 多胺、醚胺、醚多胺，非极性油为柴油或煤油。
全文摘要
本发明涉及一种磷矿双反浮选工艺，包括反浮选脱镁、脱泥和调浆、反浮选脱硅。其特征在于反浮选脱镁后的矿浆进行脱泥，控制脱泥底流的浓度和细颗粒含量，对底流进行调浆后进行反浮选脱硅。本工艺能根除或大部分消除矿泥对反浮选脱硅干扰，不仅提高浮选效率，更重要是改善浮选泡沫的流动性，使磷矿双反浮选能用工程化。
文档编号B03D1/00GK102441498SQ201110336980
公开日2012年5月9日 申请日期2011年10月31日 优先权日2011年10月31日
发明者冯春晖, 刘升林, 刘星强, 朱孔金, 杨勇, 钱押林 申请人:中蓝连海设计研究院