一种处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺的制作方法

文档序号:10706444阅读:410来源:国知局
一种处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺的制作方法
【专利摘要】本发明是一种处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺,属于矿物加工技术领域,该工艺在机械脱泥作业前增加一道正浮选浮选脱泥作业,通过高铝硅质胶磷矿浮选选出大部分已经实现单体解离的细粒级的含磷矿物,浮选脱泥作业的槽内产品再同过机械脱泥脱除大部分的黏土类硅酸盐矿物,再进行后续反浮选脱硅作业。本发明工艺主要针对原矿中P2O5在细粒级分布较多的高铝硅质胶磷矿,具有选矿工艺流程稳定,分选效率高,精矿产品品位和回收率高,精矿选矿成本较低等优点。
【专利说明】
一种处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺
技术领域
[0001]本发明属于矿物加工技术领域,特别涉及一种处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺。【背景技术】
[0002]沉积磷块岩(含磷矿物为胶磷矿)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,其中以中低品位胶磷矿居多,部分低品级硅质胶磷矿中含铝倍半氧化物较高,在传统的湿法生产磷酸中,铝元素会使磷酸形成淤渣,造成后续浓缩过程中P2〇5损失较大,因此,需要尽可能的降低磷精矿中含铝倍半氧化物的含量。
[0003]目前针对高铝低品级硅质胶磷矿,常规采用的工艺流程为单一正浮选工艺和机械脱泥-反浮选脱硅工艺,单一正浮选工艺存在磨矿细度较高、精矿产品粒度较细,精矿输送和脱水作业困难、精矿选矿成本较高的缺点。而采用机械脱泥-反浮选脱硅存在机械脱泥作业P2〇5损失严重,最终精矿P2〇5回收率较低的缺点。
【发明内容】

[0004]本发明主要致力于解决在机械脱泥作业p205损失严重的问题,提出一种工艺更为合理、分选性高的适于高铝低品级硅质胶磷矿的磷矿浮选工艺。
[0005]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。本发明是一种处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺,其特点是:该工艺在机械脱泥作业前增加一道正浮选浮选脱泥作业,通过高铝硅质胶磷矿浮选选出大部分已经实现单体解离的细粒级的含磷矿物,浮选脱泥作业的槽内产品再同过机械脱泥脱除大部分的黏土类硅酸盐矿物,再进行后续反浮选脱硅作业。
[0006]本发明所述的一种处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺,其具体步骤如下:(1)将高铝硅质胶磷矿给入破碎和磨矿作业,待有用矿物和脉石矿物基本实现单体解离后加水调浆,给入脱泥搅拌槽,在搅拌槽内分别加入分散剂水玻璃和脂肪酸皂类捕收剂进行调衆;(2)调浆好的矿浆自流至脱泥浮选槽中,进行浮选脱泥作业,所得的泡沫产品主要为可浮性较好的高品级的磷精矿,给至精矿浓密系统,槽内产品主要为硅质矿物和可浮性较差的含磷矿物;(3)脱泥浮选的槽内产品给入脱泥旋流器进行二次脱泥,旋流器的溢流产品给至尾矿浓密机,旋流器的沉砂产品给入反浮选脱硅搅拌槽;(4)反浮选脱硅搅拌内加入胺类捕收剂,调浆后给至反浮选浮选槽,进行反浮选脱硅作业,所得的泡沫产品主要为脉石矿物,经栗输送至尾矿浓密机,槽内产品给至精矿浓密系统;反浮选槽内产品与脱泥浮选槽的泡沫混合作为最终的精矿。
[0007]本发明所述的一种处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺中,其进一步优选的技术方案是:1、所述的高铝硅质胶磷矿的矿石类型为高硅高铝低镁胶磷矿。
[0008]2、步骤(2)中所述的脂肪酸皂类捕收剂优选为C12-C22的高级脂肪酸皂。
[0009]3、浮选脱泥作业和脱硅反浮选的流程结构由粗选作业、精选作业、扫选作业任意搭配组成。
[0010]4、步骤(1)中,优选加水调浆成20%?40%的矿浆,进一步优选加水调浆成25%?35%的矿浆,最优选加水调浆成30%的矿浆。
[0011] 5、步骤(1)中,分散剂水玻璃的用量优选为100 g/t?2000g/t原矿,进一步优选 500 g/t?1000g/t原矿,最优选800g/t原矿。所述的脂肪酸皂类捕收剂的用量优选为 300g/t?1000g/t原矿,进一步优选为500g/t?800g/t原矿,最优选650g/t原矿。[〇〇12]6、步骤(3)的二次脱泥中,分级粒度优选按照20wii?50wii控制,其中旋流器溢流小于分级粒度,旋流器沉砂大于分级粒度,最优选按照30wir40iim控制。[0〇13]7、步骤(4)中,胺类捕收剂的用量优选为50g/t?600g/t原矿,进一步优选为100g/t?450g/t原矿,最优选为250g/t?350g/t原矿。[〇〇14]8、适用于本发明工艺的高铝硅质胶磷矿的矿石组成最好为:P2〇5品位为19%?28%,Si〇2质量含量为17%?31%,Al2〇3质量含量为4.5%?9%。按本发明工艺,可以获得胶磷矿精矿中 P2O5品位为28%?36%,Mg0质量含量为0.3%?1.5%,Al2〇3质量含量为0.8%?3.2%。
[0015]本发明的原理是:高铝低品级硅质胶磷矿矿石中矿物成分单一,以低碳氟磷灰石为主,少量碳磷灰石、磷灰石,脉石矿物主要有石英、长石、高岭石、云母、水云母(伊利石) 等,P2〇5在原矿各个粒级分布比较均匀,且原矿中黏土硅酸盐矿物含量较高,在进行反浮选脱硅作业时,若直接采用机械脱泥,在脱出黏土矿物的同时也会脱除一部分有用矿物,造成精矿P2〇5回收率较低。
[0016]与现有技术相比,本发明工艺在机械脱泥作业前增加一道正浮选浮选脱泥作业, 通过浮选选出大部分已经实现单体解离的细粒级的含磷矿物,这部分含磷矿物可浮性较好,精矿品位可以直接达到29%以上,浮选脱泥作业的槽内产品再同过机械脱泥脱除大部分的黏土类硅酸盐矿物,极大地改善了后续反浮选脱硅作业的浮选环境,大大降低了反浮选脱硅作业的药剂用量。与采用单一正浮选工艺相比,具有磨矿细度较粗,药剂用量较少,选矿成本较低的优点。【具体实施方式】
[0017]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。
[0018]实施例1,一种处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺,该工艺在机械脱泥作业前增加一道正浮选浮选脱泥作业,通过高铝硅质胶磷矿浮选选出大部分已经实现单体解离的细粒级的含磷矿物,浮选脱泥作业的槽内产品再同过机械脱泥脱除大部分的黏土类硅酸盐矿物,再进行后续反浮选脱硅作业。
[0019]实施例2,一种处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺,其具体步骤如下:(1)将高铝硅质胶磷矿给入破碎和磨矿作业,待有用矿物和脉石矿物基本实现单体解离后加水调浆成20%的矿浆,给入脱泥搅拌槽,在搅拌槽内分别加入分散剂水玻璃和脂肪酸皂类捕收剂进行调浆;分散剂水玻璃的用量为100 g/t原矿,脂肪酸皂类捕收剂的用量为 300g/t 原矿。
[0020](2)调浆好的矿浆自流至脱泥浮选槽中,进行浮选脱泥作业,所得的泡沫产品主要为可浮性较好的高品级的磷精矿,给至精矿浓密系统,槽内产品主要为硅质矿物和可浮性较差的含磷矿物;(3)脱泥浮选的槽内产品给入脱泥旋流器进行二次脱泥,级粒度按照20wii控制,其中旋流器溢流小于分级粒度,旋流器沉砂大于分级粒度;旋流器的溢流产品给至尾矿浓密机,旋流器的沉砂产品给入反浮选脱硅搅拌槽;(4)反浮选脱硅搅拌内加入胺类捕收剂,胺类捕收剂的用量为50g/t原矿,调浆后给至反浮选浮选槽,进行反浮选脱硅作业,所得的泡沫产品主要为脉石矿物,经栗输送至尾矿浓密机,槽内产品给至精矿浓密系统;反浮选槽内产品与脱泥浮选槽的泡沫混合作为最终的精矿。[0021 ]实施例3,一种处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺,其具体步骤如下:(1)将高铝硅质胶磷矿给入破碎和磨矿作业,待有用矿物和脉石矿物基本实现单体解离后加水调浆成40%的矿浆,给入脱泥搅拌槽,在搅拌槽内分别加入分散剂水玻璃和脂肪酸皂类捕收剂进行调浆;分散剂水玻璃的用量为2000g/t原矿,脂肪酸皂类捕收剂的用量为 1000g/t 原矿。
[0022](2)调浆好的矿浆自流至脱泥浮选槽中,进行浮选脱泥作业,所得的泡沫产品主要为可浮性较好的高品级的磷精矿,给至精矿浓密系统,槽内产品主要为硅质矿物和可浮性较差的含磷矿物;(3)脱泥浮选的槽内产品给入脱泥旋流器进行二次脱泥,级粒度按照50wii控制,其中旋流器溢流小于分级粒度,旋流器沉砂大于分级粒度;旋流器的溢流产品给至尾矿浓密机,旋流器的沉砂产品给入反浮选脱硅搅拌槽;(4)反浮选脱硅搅拌内加入胺类捕收剂,胺类捕收剂的用量为600g/t原矿,调浆后给至反浮选浮选槽,进行反浮选脱硅作业,所得的泡沫产品主要为脉石矿物,经栗输送至尾矿浓密机,槽内产品给至精矿浓密系统;反浮选槽内产品与脱泥浮选槽的泡沫混合作为最终的精矿。[〇〇23]实施例4, 一种处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺,其具体步骤如下:(1)将高铝硅质胶磷矿给入破碎和磨矿作业,待有用矿物和脉石矿物基本实现单体解离后加水调浆成30%的矿浆,给入脱泥搅拌槽,在搅拌槽内分别加入分散剂水玻璃和C^-CS〗 的高级脂肪酸皂进行调浆; 分散剂水玻璃的用量为 800g/t 原矿, C12-C22 的高级脂肪酸皂的用量为650g/t原矿。[〇〇24](2)调浆好的矿浆自流至脱泥浮选槽中,进行浮选脱泥作业,所得的泡沫产品主要为可浮性较好的高品级的磷精矿,给至精矿浓密系统,槽内产品主要为硅质矿物和可浮性较差的含磷矿物;(3)脱泥浮选的槽内产品给入脱泥旋流器进行二次脱泥,级粒度按照30wii控制,其中旋流器溢流小于分级粒度,旋流器沉砂大于分级粒度;旋流器的溢流产品给至尾矿浓密机,旋流器的沉砂产品给入反浮选脱硅搅拌槽;(4)反浮选脱硅搅拌内加入胺类捕收剂,胺类捕收剂的用量为300g/t原矿,调浆后给至反浮选浮选槽,进行反浮选脱硅作业,所得的泡沫产品主要为脉石矿物,经栗输送至尾矿浓密机,槽内产品给至精矿浓密系统;反浮选槽内产品与脱泥浮选槽的泡沫混合作为最终的精矿。
[0025] 浮选脱泥作业和脱硅反浮选的流程结构由粗选作业、精选作业、扫选作业任意搭配组成。[〇〇26]实施例5, 一种处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺,其具体步骤如下:(1)将高铝硅质胶磷矿给入破碎和磨矿作业,待有用矿物和脉石矿物基本实现单体解离后加水调浆成20%的矿浆,给入脱泥搅拌槽,在搅拌槽内分别加入分散剂水玻璃和脂肪酸类捕收剂进行调浆,分散剂是水玻璃的用量为l〇〇〇g/t原矿,脂肪酸皂类捕收剂的用量为 600g/t 原矿。[〇〇27](2)调浆好的矿浆自流至脱泥浮选槽中,进行浮选脱泥作业,所得的泡沫产品主要为可浮性较好的高品级的磷精矿,给至精矿浓密系统,槽内产品主要为硅质矿物和可浮性较差的含磷矿物,脱泥浮选流程结构采用一次粗选一次精选作业。[〇〇28](3)脱泥浮选的槽内产品给入脱泥旋流器进行二次脱泥,分级粒度按照20mi控制,其中旋流器溢流小于分级粒度,旋流器沉砂大于分级粒度,旋流器的溢流产品给至尾矿浓密机,旋流器的沉砂产品给入反浮选脱硅搅拌槽。
[0029](4)反浮选脱硅搅拌内加入胺类捕收剂,调浆后给至反浮选浮选槽,进行反浮选脱硅作业,所得的泡沫产品主要为脉石矿物,经栗输送至尾矿浓密机,槽内产品给至精矿浓密系统,胺类捕收剂的用量为400g/t原矿,反浮选脱硅浮选流程结构采用一次粗选,一次精选、一次扫选作业。
[0030]上述方法中高铝硅质胶磷矿的矿石组成为P2〇5品位为21.50%,Si〇2质量含量为 19.69%,Al2〇3 质量含量为 6.48%;上述方法中获得胶磷矿精矿中P2〇5品位为30.15%,Mg0质量含量为0.7%,Al2〇3质量含量为2.50%。
[0031]实施例6,一种处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺,其具体步骤如下:(1)将高铝硅质胶磷矿给入破碎和磨矿作业,待有用矿物和脉石矿物基本实现单体解离后加水调浆成25%的矿浆,给入脱泥搅拌槽,在搅拌槽内分别加入分散剂水玻璃和脂肪酸类捕收剂进行调浆,分散剂是水玻璃的用量为1500g/t原矿,脂肪酸皂类捕收剂的用量为 700g/t 原矿。[〇〇32](2)调浆好的矿浆自流至脱泥浮选槽中,进行浮选脱泥作业,所得的泡沫产品主要为可浮性较好的高品级的磷精矿,给至精矿浓密系统,槽内产品主要为硅质矿物和可浮性较差的含磷矿物,脱泥浮选流程结构采用一次粗选作业。[〇〇33](3)脱泥浮选的槽内产品给入脱泥旋流器进行二次脱泥,分级粒度按照40mi控制,其中旋流器溢流小于分级粒度,旋流器沉砂大于分级粒度,旋流器的溢流产品给至尾矿浓密机,旋流器的沉砂产品给入反浮选脱硅搅拌槽。
[0034](4)反浮选脱硅搅拌内加入胺类捕收剂,调浆后给至反浮选浮选槽,进行反浮选脱硅作业,所得的泡沫产品主要为脉石矿物,经栗输送至尾矿浓密机,槽内产品给至精矿浓密系统,胺类捕收剂的用量为280g/t原矿,反浮选脱硅浮选流程结构采用一次粗选、一次精选作业。
[0035] 上述方法中高铝硅质胶磷矿的矿石组成为P205品位为23.75%,Si02质量含量为 26 ? 52%,Al2〇3 质量含量为 5 ? 4%;上述方法中获得胶磷矿精矿中P2O5品位为29.65%,Mg0质量含量为0.82%,Al2〇3质量含量为2.10%。[〇〇36]实施例7, 一种处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺,其具体步骤如下:(1)将高铝硅质胶磷矿给入破碎和磨矿作业,待有用矿物和脉石矿物基本实现单体解离后加水调浆成30%的矿浆,给入脱泥搅拌槽,在搅拌槽内分别加入分散剂水玻璃和脂肪酸类捕收剂进行调浆,分散剂是水玻璃的用量为800g/t原矿,脂肪酸皂类捕收剂的用量为 730g/t 原矿。[〇〇37](2)调浆好的矿浆自流至脱泥浮选槽中,进行浮选脱泥作业,所得的泡沫产品主要为可浮性较好的高品级的磷精矿,给至精矿浓密系统,槽内产品主要为硅质矿物和可浮性较差的含磷矿物,脱泥浮选流程结构一次粗选、一次扫选作业。[〇〇38](3)脱泥浮选的槽内产品给入脱泥旋流器进行二次脱泥,分级粒度按照30mi控制,其中旋流器溢流小于分级粒度,旋流器沉砂大于分级粒度,旋流器的溢流产品给至尾矿浓密机,旋流器的沉砂产品给入反浮选脱硅搅拌槽。
[0039](4)反浮选脱硅搅拌内加入胺类捕收剂,调浆后给至反浮选浮选槽,进行反浮选脱硅作业,所得的泡沫产品主要为脉石矿物,经栗输送至尾矿浓密机,槽内产品给至精矿浓密系统,胺类捕收剂的用量为550g/t原矿,反浮选脱硅浮选流程结构由一次粗选、一次精选、 一次扫选作业组成。
[0040]上述方法中高铝硅质胶磷矿的矿石组成为P2〇5品位为24.50%,Si〇2质量含量为 22 ? 48%,Al2〇3 质量含量为 6 ? 32%;上述方法中获得胶磷矿精矿中P2O5品位为31.52%,Mg0质量含量为0.52%,Al2〇3质量含量为2.58%。[0041 ]实施例8,一种处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺,其具体步骤如下:(1)将高铝硅质胶磷矿给入破碎和磨矿作业,待有用矿物和脉石矿物基本实现单体解离后加水调浆成28%的矿浆,给入脱泥搅拌槽,在搅拌槽内分别加入分散剂水玻璃和脂肪酸类捕收剂进行调浆,分散剂是水玻璃的用量为2500g/t原矿,脂肪酸皂类捕收剂的用量为 700g/t 原矿。[〇〇42](2)调浆好的矿浆自流至脱泥浮选槽中,进行浮选脱泥作业,所得的泡沫产品主要为可浮性较好的高品级的磷精矿,给至精矿浓密系统,槽内产品主要为硅质矿物和可浮性较差的含磷矿物,脱泥浮选流程结构由一次粗选、一次精选作业组成。[〇〇43](3)脱泥浮选的槽内产品给入脱泥旋流器进行二次脱泥,分级粒度按照38mi控制,其中旋流器溢流小于分级粒度,旋流器沉砂大于分级粒度,旋流器的溢流产品给至尾矿浓密机,旋流器的沉砂产品给入反浮选脱硅搅拌槽。
[0044](4)反浮选脱硅搅拌内加入胺类捕收剂,调浆后给至反浮选浮选槽,进行反浮选脱硅作业,所得的泡沫产品主要为脉石矿物,经栗输送至尾矿浓密机,槽内产品给至精矿浓密系统,胺类捕收剂的用量为400g/t原矿,反浮选脱硅浮选流程结构由一次粗选、一次扫选作业组成。
[0045]上述方法中高铝硅质胶磷矿的矿石组成为P205品位为19.56%,Si02质量含量为25 ? 86%,Al2〇3 质量含量为 7 ? 32%;上述方法中获得胶磷矿精矿中P2O5品位为30.85%,Mg0质量含量为0.92%,Al2〇3质量含量为2.61%。
【主权项】
1.一种处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺,其特征在于:该工艺在机械脱泥 作业前增加一道正浮选浮选脱泥作业,通过高铝硅质胶磷矿浮选选出大部分已经实现单体 解离的细粒级的含磷矿物,浮选脱泥作业的槽内产品再同过机械脱泥脱除大部分的黏土类 硅酸盐矿物,再进行后续反浮选脱硅作业。2.根据权利要求1所述的一种处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺,其特征在 于:其具体步骤如下:(1)将高铝硅质胶磷矿给入破碎和磨矿作业,待有用矿物和脉石矿物基本实现单体解 离后加水调浆,给入脱泥搅拌槽,在搅拌槽内分别加入分散剂水玻璃和脂肪酸皂类捕收剂 进行调衆;(2)调浆好的矿浆自流至脱泥浮选槽中,进行浮选脱泥作业,所得的泡沫产品主要为可 浮性较好的高品级的磷精矿,给至精矿浓密系统,槽内产品主要为硅质矿物和可浮性较差 的含磷矿物;(3)脱泥浮选的槽内产品给入脱泥旋流器进行二次脱泥,旋流器的溢流产品给至尾矿 浓密机,旋流器的沉砂产品给入反浮选脱硅搅拌槽;(4)反浮选脱硅搅拌内加入胺类捕收剂,调浆后给至反浮选浮选槽,进行反浮选脱硅作 业,所得的泡沫产品主要为脉石矿物,经栗输送至尾矿浓密机,槽内产品给至精矿浓密系 统;反浮选槽内产品与脱泥浮选槽的泡沫混合作为最终的精矿。3.根据权利要求1或2所述的一种处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺,其特征 在于:所述的高铝硅质胶磷矿的矿石类型为高硅高铝低镁胶磷矿。4.根据权利要求2所述的一种处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺,其特征在 于:步骤(2)中所述的脂肪酸皂类捕收剂为C12-C22的高级脂肪酸皂。5.根据权利要求1或2所述的一种用于处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺,其 特征在于:浮选脱泥作业和脱硅反浮选的流程结构由粗选作业、精选作业、扫选作业任意搭 配组成。6.根据权利要求2所述的一种用于处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺,其特 征在于:步骤(1)中,加水调浆成20%?40%的矿浆。7.根据权利要求2或6所述的一种用于处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺,其 特征在于:步骤(1)中,分散剂水玻璃的用量为100 g/t?2000g/t原矿,脂肪酸皂类捕收剂 的用量为300g/t?1000g/t原矿。8.根据权利要求2所述的一种用于处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺,其特 征在于:步骤(3)的二次脱泥中,分级粒度按照20mi?50mi控制,其中旋流器溢流小于分级粒 度,旋流器沉砂大于分级粒度。9.根据权利要求2所述的一种用于处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺,其特 征在于:步骤(4)中,胺类捕收剂的用量为50g/t?600g/t原矿。10.根据权利要求1或2所述的一种用于处理高铝硅质胶磷矿的两步脱泥反浮选工艺, 其特征在于:高铝硅质胶磷矿的矿石组成为:P2O5品位为19%?28%,Si02质量含量为17%? 31 %,A12〇3质量含量为4 ? 5%?9%。
【文档编号】B03D1/00GK106076607SQ201610683981
【公开日】2016年11月9日
【申请日】2016年8月18日 公开号201610683981.3, CN 106076607 A, CN 106076607A, CN 201610683981, CN-A-106076607, CN106076607 A, CN106076607A, CN201610683981, CN201610683981.3
【发明人】李丰, 宋文义, 钱押林, 朱孔金, 曹效权, 杨勇, 冯春晖, 刘云涛
【申请人】中蓝连海设计研究院
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