多粒级产品螺旋溜槽重浮联选胶磷矿的方法 |
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| 申请号 | CN202311019901.0 | 申请日 | 2023-08-14 | 公开(公告)号 | CN117258997A | 公开(公告)日 | 2023-12-22 |
| 申请人 | 湖北兴顺矿业有限公司; | 发明人 | 肖祖旭; 刘鑫; 彭亚利; 陈慧; 王旭东; | ||||
| 摘要 | 本 发明 提供了一种多粒级产品螺旋溜槽重浮联选胶磷矿的方法，先对胶磷矿进行磨矿调浆，后进行重选分级，将产品分为粗粒级产品、中粒级产品以及细粒级产品；其中中粒级产品返回继续磨矿，粗粒级产品及细粒级产品分别进行反浮选处理。本发明在常见的双产品重选工艺上增加了一种中粒级产品，此产品多为未充分解离的白 云 石，由于磷矿中 磷灰石 与白云石比重的物理差异较小，粗颗粒白云石对重选的粗粒级产品品位影响较大，故本发明将中粒级产品返回 球磨机 进行二次解离，使得选矿工艺流程简单，运行成本低，提高了分选效果，优化了磷精矿产品指标，实现了磷 矿石 资源的合理利用。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种多粒级产品螺旋溜槽重浮联选胶磷矿的方法，其特征在于，对胶磷矿进行磨矿调浆，后进行重选分级，将产品分为粗粒级产品、中粒级产品以及细粒级产品；其中中粒级产品返回继续磨矿，粗粒级产品及细粒级产品分别进行反浮选处理。 |
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| 说明书全文 | 多粒级产品螺旋溜槽重浮联选胶磷矿的方法技术领域[0001] 本发明属于磷矿选矿技术领域，具体涉及一种多粒级产品螺旋溜槽重浮联选胶磷矿的方法。 背景技术[0002] 磷是生活中不可或缺的必要元素，但现存磷矿多为沉积型中低品位磷块岩，无法直接有效利用，需采用合适方法进行分选。目前处理磷矿石的选别方法有很多种，浮选是目前最有效且应用最广泛的一种选矿工艺，其中反浮选更多地应用于分离胶磷矿和白云石，。但仅靠单一浮选无法满足所有类型磷矿的需求，特别经磨矿后粗、细粒级颗粒夹杂的问题，在进入浮选作业后，低品位细粒级颗粒因其自身物理特性，在浮选过程中往往会吸附大量浮选药剂，同时还会吸附在其它矿粒表面，导致浮选泡沫难以破裂、浮选效率低，浮选药剂消耗高，且细颗粒磷灰石极易带入尾矿中，使得尾矿品位较高，导致产率和回收率偏低，对磷矿资源造成极大浪费。为解决这一问题，现阶段采用重选浮选相结合，采用重选方法使得大部分的粗细颗粒分别聚集，实现了高品位粗粒级物料和低品位细粒级物料的单独分选，大大降低了浮选矿浆中两种物料夹杂对浮选产生的不利影响。 [0003] CN103240169A公开了重浮联合分选磷矿的工艺，其采用重介质选矿工艺和浮选工艺联合，具有节能、分选效率高的优点，但采用的重介质选矿工艺适用的粒度范围较窄，与螺旋溜槽相比不具备普适性。 [0004] CN105880032A中公开了一种中低品位胶磷矿重浮联合分选方法，也公开了一种螺旋溜槽重选与浮选组成的联合工艺，选用了分选设备后分选效果好，入选粒度细。但从实施例数据表明该法存在产品品质波动较大的缺点。 发明内容[0006] 本发明提供一种多粒级产品螺旋溜槽重浮联选胶磷矿的方法，在传统的双产品重选的基础上增加一中粒级产品，并将其返回到磨机中进行解离，更好地分离磷灰石和和白云石，提高选矿效果。 [0007] 为了实现上述目标，本发明采用如下的技术方案：一种多粒级产品螺旋溜槽重浮联选胶磷矿的方法，对胶磷矿进行磨矿调浆，后进行重选分级，将产品分为粗粒级产品、中粒级产品以及细粒级产品；其中中粒级产品返回继续磨矿，粗粒级产品及细粒级产品分别进行反浮选处理。 [0008] 进一步地，重选分级时，采用螺旋溜槽进行水力分级，其中粗粒级产品、中粒级产品以及细粒级产品的截取点由内向外分别占溜槽长度比为3～4：1～2：5。 [0009] 进一步地，胶磷矿原矿中，P2O5品位为22.84％～23.45％，MgO含量1.85％‑2.36％，Al2O3含量3.46％‑3.68％。 [0010] 进一步地，中粒级产品返回磨矿工序，采用单独磨机进行球磨。球磨工艺条件优选为球磨转速300～330r/min，球磨时间12‑20min，球料比3～5:1。 [0011] 进一步地，重选分级时，采用螺旋溜槽进行水力分级，其中粗粒级产品、中粒级产品以及细粒级产品的截取点由内向外分别占溜槽长度比为3～4：1～2：5。 [0012] 进一步地，胶磷矿原矿中，P2O5品位为22.84％～23.45％，MgO含量1.85％‑2.36％，Al2O3含量3.46％‑3.68％。 [0013] 进一步地，该操作方法具体步骤为： [0014] S1、将原矿进行磨矿，后加水调浆至矿浆浓度20～30wt％； [0015] S2、将矿浆给入螺旋溜槽中，经水力分级后分为粗粒级产品、中粒级产品以及细粒级产品，其中中粒级产品返回磨机进行二次解离； [0016] S3、S2中得到的粗粒级产品中加水搅拌，加入磷酸调节pH，然后添加反浮选捕收剂进行一粗一扫作业，粗选精矿为粗粒级产品最终精矿，扫选精矿作为中矿返回到粗选系统； [0017] S4、S2所得细粒级产品加入淀粉作为絮凝剂进行浓密，加入磷酸调节pH，然后添加反浮选捕收剂进行一粗一精两扫作业，精选精矿作为细粒级产品最终精矿，精选尾矿与第一次扫选精矿合并，作为第二次扫选原矿，第二次扫选精矿返回粗选系统。 [0018] S5、将S3和S4中的粗粒级产品最终精矿和细粒级产品最终精矿混合得到最终精矿。 [0019] 进一步地，S1中磨矿后，‑0.074mm占比为70％以上。 [0020] 进一步地，S3中加水搅拌后的矿浆浓度为20‑30wt％，pH调节至4.5～4.8。 [0021] 进一步地，S3中一粗一扫作业反浮选捕收剂用量分别为1.0‑1.1kg/t和0.4‑0.5kg/t。 [0022] 进一步地，S3中絮凝剂为工业玉米淀粉，用量为1.0～1.2kg/t，矿浆浓度为20‑25wt％，pH调节至4.5～4.8。 [0023] 进一步地，S3中一粗一精两扫作业仅在粗选和第一次扫选加药，反浮选捕收剂用量分别为0.7～0.8kg/t和0.2～0.3kg/t。 [0024] 本发明具有以下有益效果： [0025] 在对磷矿进行溜槽重选的过程中，其品位在溜槽出口处呈现“V”状，即磷矿品位在溜槽上由内到外先降低再升高。发明人通过进一步实验验证发现，品位最低部分主要为白云石；而白云石易磨，磨细之后的白云石单体解离度高，较大多数为细粒级颗粒，但仍有部分并未完全解离的粗颗粒，且磷矿石中磷灰石(3.1‑3.2)和白云石(2.85‑2.9)比重的物理差异小，在利用螺旋溜槽分选过程中粒度相近的白云石和磷灰石的分离条带不明显，故本发明在重选时增加中粒级产品，并将其返回到磨机中进行解离。相当于去除了部分低品位粗颗粒，减小了粗粒级产品中未完全解离的粗颗粒白云石影响，提高了进入浮选前的粗粒级产品品位，节约了浮选药剂的消耗量，实现了胶磷矿的高效分选。 [0026] 针对未完全解离的粗颗粒白云石经过再磨后完全解离，由原来的无用尾矿成为了细粒级产品的一部分，提高了最终精矿的产率和回收率，同时本发明精简化了工艺流程，减少了浮选药剂的种类、数量，降低了生产成本，使磷资源得以有效回收利用。 [0028] 图1为本发明实施例1的工艺流程图。 具体实施方式[0029] 下面将结合实施例对本发明的实施方案进行详细描述，但是本领域技术人员将会理解，下列实施例仅用于说明本发明，而不应视为限定本发明的范围。 [0030] 以下实施例如无具体说明，采用的试剂为市售化学试剂或工业产品。 [0031] 实施例1 [0032] 一种多粒级产品螺旋溜槽重浮联选胶磷矿的方法，工艺流程见图1。 [0033] 1)本实施例所用的样品来源于宜昌某胶磷矿，P2O5品位为23.07％，MgO含量2.02％，Al2O3含量3.56％，磨矿细度为‑0.074mm粒级矿物颗粒所占百分比70％，加水调成浓度为25wt％的矿浆，使得含磷矿质与脉石物质分离，其主要脉石矿物为含镁化合物和倍半氧化物。 [0034] 2)将调好的矿浆加入直径1.2米，矩径比0.8的螺旋溜槽中，粗粒级产品、中粒级产品以及细粒级产品的截取点由内向外分别占溜槽长度比为3.5：1.5：5，即在溜槽由内向外0‑210mm，210‑300mm，300‑600mm的区间范围分别取粗粒级产品、中粒级产品以及细粒级产品，其中中粒级产品返回再磨。 [0035] 3)粗粒级产品分为一粗一扫作业。 [0036] 粗粒级产品浮选阶段：向所得粗粒级产品中加水调浆至浓度25％，加入磷酸调节pH，然后添加反浮选捕收剂进行反浮选作业，其中，磷酸用量为11.0kg/t，反浮选捕收剂用量为1.0kg/t。 [0037] 4)细粒级产品分为一粗一精两扫作业。 [0038] 细粒级产品浮选阶段：向所得细粒级产品中加淀粉作为絮凝剂进行浓密，控制其矿浆浓度25％，加入磷酸搅拌并调节，然后添加反浮选捕收剂进行一粗一精两扫作业，仅在粗选和第一次扫选加捕收剂，其中，磷酸用量为15.0kg/t，反浮选捕收剂用量分别为0.7kg/t和0.2kg/t。 [0039] 最后将粗粒级产品最终精矿和细粒级产品最终精矿混合得到最终精矿。X1为粗粒级产品扫选尾矿，X2、X3为细粒级产品扫选尾矿。 [0040] 通过以上实验，分别得到粗粒级和细粒级产品的最终精矿，具体见表1。 [0041] 表1(单位为％) [0042] [0043] 本实施例中通过重浮联选工艺获得的浮选精矿P2O5品位为32.29％，产率57.02％，回收率为79.82％。 [0044] 实施例2 [0045] 一种多粒级产品螺旋溜槽重浮联选胶磷矿的方法。本实施例所述样品性质同实施例1，不进行中粒级产品返回再磨，直接进入粗粒级产品。螺旋溜槽中，粗粒级产品及细粒级产品的截取点由内向外分别占溜槽长度比为5：5，其余药剂用量不变。 [0046] 粗粒级产品分为一粗一扫作业。 [0047] 粗粒级产品浮选阶段：向所得粗粒级产品中加水调浆至浓度25％，加入磷酸调节pH，然后添加反浮选捕收剂进行反浮选作业，其中，磷酸用量为11.0kg/t，反浮选捕收剂用量为1.0kg/t。 [0048] 细粒级产品分为一粗一精两扫作业。 [0049] 细粒级产品浮选阶段：向所得细粒级产品中加淀粉作为絮凝剂进行浓密，控制其矿浆浓度25％，加入磷酸搅拌并调节，然后添加反浮选捕收剂进行一粗一精两扫作业，仅在粗选和第一次扫选加捕收剂，其中，磷酸用量为15.0kg/t，反浮选捕收剂用量分别为0.7kg/t和0.2kg/t。 [0050] 最后将粗粒级产品最终精矿和细粒级产品最终精矿混合得到最终精矿。 [0051] 通过以上实验，分别得到粗粒级和细粒级产品的最终精矿，具体见表2。 [0052] 表2(单位为％) [0053] [0054] 通过重浮联选工艺获得的浮选精矿P2O5品位为31.87％，产率52.96％，回收率为73.15％。 [0055] 实施例3 [0056] 一种多粒级产品螺旋溜槽重浮联选胶磷矿的方法。本实施例所述样品性质同实施例1，重选同实施例1，但所得中粒级产品(P2O5品位16.84)的抛弃，不进行再磨，其余同实施例1。 [0057] 粗粒级产品分为一粗一扫作业。 [0058] 粗粒级产品浮选阶段：向所得粗粒级产品中加水调浆至浓度25％，加入磷酸调节pH，然后添加反浮选捕收剂进行反浮选作业，其中，磷酸用量为11.0kg/t，反浮选捕收剂用量为1.0kg/t。 [0059] 细粒级产品分为一粗一精两扫作业。 [0060] 细粒级产品浮选阶段：向所得细粒级产品中加淀粉作为絮凝剂进行浓密，控制其矿浆浓度25％，加入磷酸搅拌并调节，然后添加反浮选捕收剂进行一粗一精两扫作业，仅在粗选和第一次扫选加捕收剂，其中，磷酸用量为15.0kg/t，反浮选捕收剂用量分别为0.7kg/t和0.2kg/t。 [0061] 最后将粗粒级产品最终精矿和细粒级产品最终精矿混合得到最终精矿。 [0062] 通过以上实验，分别得到粗粒级和细粒级产品的最终精矿，具体见表3。 [0063] 表3(单位为％) [0064] [0065] 通过重浮联选工艺获得的浮选精矿P2O5品位为33.25％，产率47.89％，回收率为66.14％。 [0066] 实施例4 [0067] 一种多粒级产品螺旋溜槽重浮联选胶磷矿的方法。本实施例所述样品性质同实施例1，将粗粒级产品、中粒级产品以及细粒级产品的截取点由内向外分别占溜槽长度比变为4：2：4，其余流程不变，药剂加入量与实施例1相同。 [0068] 粗粒级产品分为一粗一扫作业。 [0069] 粗粒级产品浮选阶段：向所得粗粒级产品中加水调浆至浓度25％，加入磷酸调节pH，然后添加反浮选捕收剂进行反浮选作业，其中，磷酸用量为11.0kg/t，反浮选捕收剂用量为1.0kg/t。 [0070] 细粒级产品分为一粗一精两扫作业。 [0071] 细粒级产品浮选阶段：向所得细粒级产品中加淀粉作为絮凝剂进行浓密，控制其矿浆浓度25％，加入磷酸搅拌并调节，然后添加反浮选捕收剂进行一粗一精两扫作业，仅在粗选和第一次扫选加捕收剂，其中，磷酸用量为15.0kg/t，反浮选捕收剂用量分别为0.7kg/t和0.2kg/t。 [0072] 最后将粗粒级产品最终精矿和细粒级产品最终精矿混合得到最终精矿。 [0073] 通过以上实验，分别得到粗粒级和细粒级产品的最终精矿，具体见表4。 [0074] 表4(单位为％) [0075] [0076] 通过重浮联选工艺获得的浮选精矿P2O5品位为31.14/％，产率51.37％，回收率为69.34％ [0077] 将实施例1与实施例2进行对比，对中粒级产品再磨与直接和粗粒级产品混合，在药剂加入量不变情况下，本工艺得到的最终精矿P2O5品位虽然只提高了0.5个百分点，但产率和回收率均提高5个百分点。实施例1与实施例3对比，将低品位中粒级产品直接抛弃，虽然得到的P2O5品位更高，但回收率显著降低，造成有效矿物的大量浪费；实施例1与实施例4对比，调整中粒级产品的选取范围再磨，其结果P2O5品位、产率和回收率均有较大差异。 [0078] 实施例5 [0079] 以实施例1为基础，区别仅在于中粒级产品单独采用磨机进行磨矿，球磨转速300r/min，球磨时间15min，球料比4:1。 [0080] 通过重浮联选工艺获得的浮选精矿P2O5品位32.54％，产率60.27％，回收率为82.62％。 [0081] 实施例6 [0082] 以实施例1为基础，区别仅在于2)螺旋溜槽中，粗粒级产品、中粒级产品以及细粒级产品的截取点由内向外分别占溜槽长度比为3：2：5。 [0083] 通过重浮联选工艺获得的浮选精矿P2O5品位32.02％，产率55.27％，回收率为78.32％。 [0084] 实施例7 [0085] 以实施例1为基础，区别仅在于2)螺旋溜槽中，粗粒级产品、中粒级产品以及细粒级产品的截取点由内向外分别占溜槽长度比为5：2：3。 [0086] 通过重浮联选工艺获得的浮选精矿P2O5品位29.14％，产率64.12％，回收率为75.15％。 [0087] 需要说明的是，以上各实施例仅用以说明本发明的技术方案，而非对其限制；尽管参照前述各实施例对本发明进行了详细的说明，本领域的普通技术人员应当理解，其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改，或者对其中部分或者全部技术特征进行等同替换；而这些修改或者替换，并不使相应技术方案的本质脱离本发明各实施例技术方案的范围。 |
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