胶磷矿选矿方法 |
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| 申请号 | CN201710671979.9 | 申请日 | 2017-08-08 | 公开(公告)号 | CN107309075A | 公开(公告)日 | 2017-11-03 |
| 申请人 | 贵州川恒化工股份有限公司; | 发明人 | 王佳才; 石建华; 朱军; 吴海斌; 温长明; 王强; 姚汉景; 杨烽; | ||||
| 摘要 | 本 发明 属于选矿技术领域，具体涉及一种胶磷矿选矿方法。针对现有的胶磷矿选矿方法流程复杂，生产成本高，选矿效果不好等问题，本发明提供一种胶磷矿选矿方法，包括胶磷矿制浆、胶磷矿矿浆分级、细粒级矿浆浮选、精矿浆固液分离等步骤，本发明主要是通过控制胶磷矿的磨矿粒度，分离粗粒级矿浆和细粒级矿浆，粗粒级矿浆不做浮选处理，仅对细粒级矿浆进行浮选，节约浮选药剂使用量，减少浮选流程，浮选成本更低。本发明选矿方法操作简单，设备要求不高，适宜推广使用。 | ||||||
| 权利要求 | 1.胶磷矿选矿方法，其特征在于，包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 胶磷矿选矿方法技术领域[0001] 本发明属于选矿技术领域,具体涉及一种胶磷矿选矿方法。 背景技术[0002] 随着我国磷肥工业的高速发展，磷矿的开采量急剧增加，富矿资源越来越匮乏，我国将进入大规模开发利用中低品位磷矿时代。中低品位磷矿按照脉石种类不同可分为碳酸盐磷矿和硅酸盐磷矿。碳酸盐磷矿的选矿工艺成熟，一般以磷酸或硫酸作为抑制剂，以饱和脂肪酸皂为捕收剂，采用反选流程进行选矿。 [0003] 硅酸盐类磷矿多为胶磷矿，有用矿物颗粒细、矿物嵌布紧密、有害杂质较多，杂质以石英和硅铝酸盐为主，还有少量含铁矿物。硅酸盐类磷矿的选矿一般采用正浮选流程，即在碱性环境中，以水玻璃作为硅酸盐抑制剂。但因硅酸盐类磷矿磨的很细，一般过200目筛大于80％，过细的粒度会导致部分硬度较低的脉石过磨，造成泥化程度升高，分选环境恶化，使浮选过程受到干扰。传统浮选设备在处理硅酸盐类磷矿时，捕收剂和抑制剂用量大幅升高，同时浮选流程结构冗长、浮选成本高，经济性差。若磷矿磨的过粗，在正选过程中，较粗的有用矿物胶磷矿可浮性差，基本不上浮，留在粗选和扫选槽内最终进入浮选尾矿，导致选矿收率低无法满足经济预期。 发明内容[0004] 本发明要解决的技术问题为：现有的胶磷矿选矿方法流程复杂，生产成本高，选矿效果不好等问题。 [0005] 本发明解决技术问题的技术方案为：提供一种胶磷矿选矿方法。该方法包括以下步骤： [0006] a、胶磷矿制浆 [0007] 将胶磷矿加水磨细至74μm以下的占35～50％，制得矿浆； [0008] b、胶磷矿矿浆分级 [0009] 将步骤a所得矿浆进行分级，得到粒径≥74μm的粗粒级矿浆和粒径＜74μm的细粒级矿浆； [0010] c、细粒级矿浆浮选 [0011] 将步骤b得到的细粒级矿浆进行粗选，粗选得到的精矿A，将精矿A再进行2-3次精选得到精矿B，精矿B经反浮选得到精矿C； [0012] 粗选得到的尾矿进行扫选，扫选得到精矿D返回选矿系统与细粒级矿浆混合，再进行粗选； [0013] d、精矿浆固液分离 [0014] 将步骤b得到的粗粒级矿浆与步骤c得到的精矿C合并，进行固液分离，得到产品磷精矿。 [0015] 其中，上述胶磷矿选矿方法中，步骤a中所述的加水比例为每吨胶磷矿加水470～610千克。 [0016] 其中，上述胶磷矿选矿方法中，步骤a中所述矿浆含水率为32～38％。 [0018] 其中，上述胶磷矿选矿方法中，步骤b中所述的分级采用水流旋流分级机进行，分级机采用海王牌FX系列螺旋线进料旋流器。 [0019] 进一步的，上述胶磷矿选矿方法中，步骤b中所述的水流旋流分级机选用螺旋线进料体旋流器，分离粒度74～150μm。 [0020] 其中，上述胶磷矿选矿方法中，步骤c中所述细粒级矿浆中粒径小于74μm的矿为90～97wt％。 [0021] 其中，上述胶磷矿选矿方法中，步骤c中所述细粒级矿浆含水率为40～70％，加水调浆到矿质量浓度为20～35％。 [0022] 其中，上述胶磷矿选矿方法中，步骤c中所述粗选、扫选和精选的药剂均为碳酸钠、水玻璃和脂肪酸皂，其中碳酸钠为pH值调整剂和泥质分散剂，水玻璃为抑制剂，脂肪酸皂为捕收剂。 [0023] 其中，上述胶磷矿选矿方法中，步骤c中所述浮选药剂的添加量为：每吨细粒级矿浆中加入碳酸钠2～6kg，水玻璃1～5kg，脂肪酸皂0.8～3.5kg。 [0024] 其中，上述胶磷矿选矿方法中，步骤c中所述浮选温度为18～40℃，浮选时鼓泡用空气，充气量为200～600L/h，浮选时间为8～15min。 [0025] 其中，上述胶磷矿选矿方法中，步骤c中所述粗选后还包括对粗选的尾矿进行扫选的步骤。 [0026] 进一步的，上述胶磷矿选矿方法中，所述扫选得到精矿D返回步骤b与细粒级矿浆混合，再进行粗选。 [0028] 本发明的有益效果为：本发明提供了一种简便快捷的胶磷矿选矿方法，通过控制胶磷矿的磨矿粒度，分离粗粒级矿浆和细粒级矿浆，粗粒级矿浆不做浮选处理，仅对细粒级矿浆进行浮选，节约浮选药剂使用量，减少浮选流程，浮选成本更低。本发明选矿方法操作简单，设备要求不高，适宜推广使用。 具体实施方式[0029] 本发明提供了一种胶磷矿选矿方法，包括以下步骤： [0030] a、胶磷矿制浆 [0031] 将胶磷矿加水磨细至74μm以下的占35～50％，制得矿浆，矿浆含水率32～38％； [0032] b、胶磷矿矿浆分级 [0033] 将步骤a所得矿浆进行分级，得到粒径≥74μm的粗粒级矿浆和粒径＜74μm的细粒级矿浆；所述细粒级矿浆含水率为40～70％，加水调浆到矿质量浓度为20～35％； [0034] c、细粒级矿浆浮选 [0035] 将步骤b得到的细粒级矿浆进行粗选，粗选得到的精矿A经反浮选得到精矿B，精矿B再进行2-3次精选，得到精矿C；所述粗选、反浮选和精选的药剂均为碳酸钠、水玻璃和脂肪酸皂，其中碳酸钠为pH值调整剂和泥质分散剂，水玻璃为抑制剂，脂肪酸皂为捕收剂；每吨细粒级矿浆中加入碳酸钠2～6kg，水玻璃1～5kg，脂肪酸皂0.8～3.5kg；浮选温度为18～40℃，浮选时鼓泡用空气，充气量为200～600L/h，浮选时间为8～15min； [0036] 粗选得到的尾矿进行扫选，扫选得到精矿D返回步骤b与细粒级矿浆混合，再进行粗选； [0037] d、精矿浆固液分离 [0038] 将步骤b得到的粗粒级矿浆与步骤c得到的精矿C合并，进行固液分离，得到磷矿。 [0039] 胶磷矿是一种硅酸盐类磷矿，主要成分为磷灰石，还含有白云石、蒙脱石、叶腊石、伊利石或三水铝石等脉石成分。所述的选矿，则是从胶磷矿中选出有用成分磷灰石的过程。传统浮选胶磷矿时，浮选流程长，药剂使用多，浮选效果差。 [0040] 本发明的关键在于控制磨矿后的矿物粒径，胶磷矿中有用矿物为磷灰石，脉石为碳酸盐、硅铝酸盐和石英等成分。磷灰石与脉石的硬度差异大，莫氏硬度分别为磷灰石5、蒙脱石2.0～2.5、叶腊石1.0～1.5、伊利石2.0～3.0、三水铝石2.0～2.5、白云石3.0～4.0。因此，磷灰石相对难磨，磨碎后粗粒级产品中磷灰石相对富集。本发明通过大量的试验研究，才发现当74μm以下的占35～50％时，胶磷矿中的磷灰石与脉石能够更好的分离，若磨得太细，会造成硬度低的脉石过磨，浮选指标恶化，浮选效果差；若磨得过粗，又不能使磷矿和脉石解离开，浮选效果也不好，都会降低精矿产率，增加浮选负担。 [0041] 本发明的选矿方法可用于选别脉石硬度较低的中品位硅钙质胶磷矿，由于磷矿石磨细粒度较现有水平粗，提高了磨矿能力，减少了磨矿成本。磨矿后的矿浆采用旋流分离得到粗粒级和细粒级的矿浆，粗粒级精矿主要成分即为磷灰石，不再进行进一步浮选，降低了浮选作业的处理量，节约了浮选成本。同时经过旋流分级得到的细矿浆粒度稳定，矿物过磨现象少，有利于浮选作业的稳定和减少浮选药剂消耗，缓解了正浮选过程中药剂用量大、浮选泡沫发粘等缺点。 [0042] 采用本发明的选矿方法，能够有效地降低胶磷矿中白云石和硅铝酸盐等杂质，提高磷矿质量，降低了磷酸生产的难度，磷精矿粒度粗，降低了固液分离的难度，可以较容易含水率低于10％的松散磷精矿，方便磷精矿的转运和长途运输，提高选矿企业适应多变市场的能力。 [0043] 下面通过实施例对本发明的具体实施方式做进一步的解释说明，但不表示将本发明保护范围限制在实施例所述范围内。 [0044] 实施例1采用本发明方法浮选胶磷矿 [0045] 实施例1所用的胶磷矿选自贵州福泉某矿区硅钙质磷矿综合矿样1，其主要化学成分如下表1所示： [0046] 表1胶磷矿成分表 [0047]指标名称 P2O5 Fe2O3 Al2O3 SiO2 MgO 含量(％) 27.93 1.89 2.95 13.51 1.68 [0048] 采用本发明方法进行选矿，具体操作过程如下： [0049] 将胶磷磨碎至细度为74μm以下的占35％，采用250μm筛和74μm筛筛分分级，-74μm粒级进行浮选，得到精矿2，-250μm+74μm粒级为精矿1，精矿1与精矿2合并为合格精矿，+250μm粒级返回磨矿再磨。 [0050] 细粒级浮选使用的药剂和用量：塔尔油皂1.2～2.5kg/t.原矿，碳酸钠2～6kg/t.原矿、水玻璃1～5kg/t.原矿,磷酸7～15kg/t.原矿，硬脂酸皂0.3～1.5kg/t.原矿。 [0051] 细粒级浮选采用的流程：正浮选采用一粗一扫两精，粗选泡沫进行精选，扫选泡沫返回粗选，扫选尾矿为尾矿1；精选循环为两次精选后精矿进行反选,精选的尾矿返回粗选，反选采用一次浮选，不进行扫选和精选，反选产出精矿即为精矿2，反选产出尾矿即为尾矿2，尾矿1和尾矿2合并为最终尾矿。 [0052] 实施例1选矿后得到的磷矿成分如下2所示。 [0053] 表2选矿后得到的磷精矿 [0054] [0055] [0056] 实施例1中，选矿后的磷精矿P2O5含量为33.60％，产率达到77.83％，P2O5回收率为93.70％(磷精矿中五氧化二磷(P2O5)的质量与入选磷矿石中五氧化二磷(P2O5)的质量的百分比，计算方法为：回收率(ε)＝γ×β/α×100％，式中：γ：磷精矿产率(％)，是指精矿产量与入选矿石量的质量百分比；β：精矿中P2O5的品位(％)；α：原矿中P2O5的品位(％))。 [0057] 实施例2采用本发明方法浮选胶磷矿 [0058] 贵州瓮安某矿区硅钙质磷矿综合矿样2，其主要化学成分如下表3所示。 [0059] 表3胶磷矿成分表 [0060]指标名称 P2O5 Fe2O3 Al2O3 SiO2 MgO 含量(％) 25.88 1.64 3.57 19.72 1.98 [0061] 流程为：磨矿至细度为-74μm占38％，采用250μm筛和74μm筛筛分分级，-74μm粒级进行浮选，得到精矿2，-250μm+74μm粒级为精矿1，精矿1与精矿2合并为合格精矿，+250μm粒级返回磨矿再磨。 [0062] 细粒级浮选使用的药剂和用量：塔尔油皂1.2～2.5kg/t.原矿，碳酸钠2～6kg/t.原矿、水玻璃1～5kg/t.原矿,磷酸7～15kg/t.原矿，硬脂酸皂0.3～1.5kg/t.原矿。 [0063] 细粒级浮选采用的流程：正浮选采用一粗一扫两精，粗选泡沫进行精选，扫选泡沫返回粗选，扫选尾矿为尾矿1；精选循环为两次精选后精矿进行反选,精选的尾矿返回粗选，反选采用一次浮选，不进行扫选和精选，反选产出精矿即为精矿2，反选产出尾矿即为尾矿2，尾矿1和尾矿2合并为最终尾矿。 [0064] 选矿脱镁脱硅闭路结果见下表4所示： [0065] 表4选矿后得到的磷精矿 [0066] [0067] 实施例2中，选矿后的磷矿P2O5含量为33.21％，产率达到69.28％，P2O5回收率为88.87％。 [0068] 实施例3采用本发明方法浮选胶磷矿 [0069] 贵州瓮安某矿区硅钙质磷矿综合矿样3，其主要化学成分如下表5所示： [0070] 表5胶磷矿成分表 [0071]指标名称 P2O5 Fe2O3 Al2O3 SiO2 MgO 含量(％) 23.67 1.38 3.23 25.72 1.74 [0072] 流程为：磨矿至细度为-74μm占42％，采用250μm筛和74μm筛筛分分级，-74μm粒级进行浮选，得到精矿2，-250μm+74μm粒级为精矿1，精矿1与精矿2合并为合格精矿，+250μm粒级返回磨矿再磨。 [0073] 细粒级浮选使用的药剂和用量：塔尔油皂1.2～2.5kg/t.原矿，碳酸钠2～6kg/t.原矿、水玻璃1～5kg/t.原矿,磷酸7～15kg/t.原矿，硬脂酸皂0.3～1.5kg/t.原矿。 [0074] 细粒级浮选采用的流程：正浮选采用一粗一扫两精，粗选泡沫进行精选，扫选泡沫返回粗选，扫选尾矿为尾矿1；精选循环为两次精选后精矿进行反选,精选的尾矿返回粗选，反选采用一次浮选，不进行扫选和精选，反选产出精矿即为精矿2，反选产出尾矿即为尾矿2，尾矿1和尾矿2合并为最终尾矿。 [0075] 选矿脱镁脱硅闭路结果见下表6所示： [0076] 表6选矿后得到的磷精矿 [0077] [0078] 实施例3中，选矿后的磷矿P2O5含量为32.40％，产率达到63.07％，P2O5回收率为86.37％。 [0079] 对比例4采用常规正反浮选方法浮选胶磷矿的对比例 [0080] 本对比例中胶磷矿采用实施例2的胶磷矿，即贵州瓮安某矿区硅钙质磷矿综合矿样2。 [0081] 流程为：磨矿至细度为-74μm占92％，选矿流程为：正浮选采用一粗一扫两精，粗选泡沫进行精选，扫选泡沫返回粗选，扫选尾矿为尾矿1；精选循环为两次精选后精矿进行反选,精选的尾矿返回粗选，反选采用一次浮选，不进行扫选和精选，反选产出精矿即为产品磷精矿，反选产出尾矿即为尾矿2，尾矿1和尾矿2合并为最终尾矿。 [0082] 浮选使用的药剂和用量：塔尔油皂4.0～4.5kg/t.原矿，碳酸钠10～12kg/t.原矿、水玻璃8～12kg/t.原矿,磷酸15～20kg/t.原矿，硬脂酸皂0.8～2.0kg/t.原矿。 [0083] 选矿脱镁脱硅闭路结果见下表7所示： [0084] 表7选矿后得到的磷精矿 [0085] [0086] 由对比例4的结果可知：选矿后的磷精矿P2O5含量为31.14％，产率达到70.48％，P2O5回收率为84.80％。 [0087] 与实施例2相比，当磨矿粒度过细时，磷精矿P2O5含量由33.21％降低到31.14％，下降2.07％；磷精矿产率由69.28％上升到70.48％，升高1.20％，P2O5回收率为由88.87％降低到84.80％，下降4.07％。 |
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