低镁高倍半胶磷矿中间分级同步去除镁的选矿工艺

申请号 CN202310992448.5 申请日 2023-08-08 公开(公告)号 CN117181436A 公开(公告)日 2023-12-08
申请人 湖北兴顺矿业有限公司; 发明人 刘幸; 刘鑫; 彭亚利; 赵军; 陈慧; 王旭东; 肖祖旭;
摘要 本 发明 提供了一种低镁高倍半胶磷矿中间分级同步去除镁 铝 的选矿工艺,具体步骤为:S1、将胶磷矿经磨矿和粒度分级后的溢流 浆液 与改性调整剂、脱镁捕收剂及脱铝捕收剂混合,进行反浮选,得粗选精矿和粗选 泡沫 尾矿 ;S2、粗选精矿进行旋流分级,获得分级后粗粒级粗精矿和细粒级磷精矿;粗选泡沫尾矿进行扫选Ⅰ作业,获得中矿Ⅰ和扫选泡沫Ⅰ;中矿Ⅰ混入粗粒级粗精矿,加入脱镁捕收剂和脱铝捕收剂进行二次反浮选,获得粗粒磷精矿和再选尾矿,再选尾矿返回进行分级循环磨矿;S3、扫选泡沫Ⅰ进行扫选Ⅱ作业,获得中矿Ⅱ和磷尾矿,中矿Ⅱ返回至上一段与粗选泡沫尾矿进行扫选Ⅰ作业。本工艺具有 矿石 适应性强,药剂用量省,浮选效率高,选矿成本低的特点。
权利要求

1.一种低镁高倍半胶磷矿中间分级同步去除镁的选矿工艺,其特征在于,包括以下内容:
S1、将胶磷矿经磨矿和螺旋分级后的溢流浆液与改性调整剂、脱镁捕收剂及脱铝捕收剂混合,进行反浮选,槽内为粗选精矿,槽外为粗选泡沫尾矿
S2、粗选精矿进行旋流分级,获得分级后粗粒级粗精矿和细粒级磷精矿;粗选泡沫尾矿进行扫选Ⅰ作业,获得中矿Ⅰ和扫选泡沫Ⅰ;中矿Ⅰ混入粗粒级粗精矿,加入脱镁捕收剂和脱铝捕收剂进行二次反浮选,获得粗粒磷精矿和再选尾矿,再选尾矿返回进行分级循环磨矿;
S3、扫选泡沫Ⅰ进行扫选Ⅱ作业,获得中矿Ⅱ和磷尾矿,中矿Ⅱ返回至上一段与粗选泡沫尾矿进行扫选Ⅰ作业。
2.根据权利要求1所述的选矿工艺,其特征在于:按质量分数计,所述低镁高倍半胶磷矿原矿中P2O5含量≥25%,MgO含量≤1.5%,Al2O3含量为4.8~6.8%。
3.根据权利要求1所述的选矿工艺,其特征在于:按质量分数计,溢流浆液的矿浆浓度控制为25~40wt%,其中粒径小于74μm占比为50~70%,粒径小于38μm的细粒矿物占比为20~35%。
4.根据权利要求1所述的选矿工艺,其特征在于:S1中以溢流浆液中的矿浆干基重量为基准,改性调整剂加入量为4~8kg/t,脱镁捕收剂加入量为0.6~1.2kg/t,脱铝捕收剂加入量为125~400g/t。
5.根据权利要求1所述的选矿工艺,其特征在于:S2中旋流分级时,分级粒度选取0.074~0.15mm之间的任一粒度为界限。
6.根据权利要求5所述的选矿工艺,其特征在于:S2中旋流分级时,以0.074mm作为分级粒度界限。
7.根据权利要求6所述的选矿工艺,其特征在于:S2中以矿浆干基重量为基准,脱镁捕收剂的剂量为0.3~0.6kg/t,脱铝捕收剂的剂量为100~200g/t。
8.根据权利要求1 7任意一项所述的选矿工艺,其特征在于:改性调整剂为硫酸和硫酸~
铝与分子量1500万 1800万的聚丙烯酰胺以质量比为1~2:1:0.0008~0.0015配制成的质~
量浓度为20%的混合溶液。
9.根据权利要求1 6任意一项所述的选矿工艺,其特征在于:所述的脱镁捕收剂为油酸~
C18:1、亚油酸C18:2、软脂酸C16、硬脂酸C16的皂化脂肪酸混合钠盐,该混合钠盐皂化前各成分油酸C18:1:亚油酸C18:2:软脂酸C16:硬脂酸C16的质量比为15~25:8~12:10~15:55~65;所述的脱铝捕收剂为N,N二甲基十二胺、椰油伯胺、椰油二胺三者任意一种的醋酸盐,中和度50~100%。
10.根据权利要求9所述的选矿工艺,其特征在于:亚油酸替换为亚麻酸或月桂酸的任意一种或几种的混合物。

说明书全文

低镁高倍半胶磷矿中间分级同步去除镁的选矿工艺

技术领域

[0001] 本发明属于磷矿分选技术领域,具体涉及一种低镁高倍半胶磷矿中间分级同步去除镁铝工艺。

背景技术

[0002] 磷矿是不可再生的战略资源,我国磷矿石储量全球第二,产量世界第一,但富矿少贫矿多。沉积型磷岩又称胶磷矿,占我国磷矿石总量的80%以上,且多数为中低品位矿石。浮选是中低品位胶磷矿富集的主要方法,大量研究证实,正反浮选、反正浮选、双反浮选均能实现复杂磷矿物的有效富集,但这些异步浮选模式缺陷较为明显,突出表现为流程结构长指标难控,回要进行酸转换再利用困难,因此工业化规模使用难度大。目前工业上成熟运用的磷矿物浮选工艺是针对镁质胶磷矿的单一反浮选,近年报道出同步反浮选工艺流程与单一反浮选流程类似,可实现镁、铝杂质的同步去除,可操作性强,具有很好的工业化前景。
[0003] 李冬莲等(李冬莲,邹泽,李洪强,等.胶磷矿同步反浮选的试验研究[J].矿产保护与利用,2019,39(02):29‑33+38.) 在中性矿浆pH条件下,先后加入新型磷酸酯药剂Gz92、类药剂AE35两种捕收剂,可以从原矿 P2O5品位为18.59%的人工混合矿,得到P2O5品位为31.91%、回收率为67.96%的磷精矿。证明质胶磷矿同步反浮选具有可行性,但其技术人员仅是用纯矿物人工混合矿进行了浮选研究,实际矿石组分及构成更为复杂,因此对浮选条件的要求也更高。
[0004] 中国专利申请CN111617885A公开了一种针对实际磷矿石的同步反浮选工艺,采用了两种调整剂,分别是磷酸和由氯化铝、氯化钠与聚丙烯酰胺以质量比为0.5‑1.5:1:0‑0.0006的混合溶液,流程结构为一粗两扫,该法的优点是较双反浮选工艺具有更加精简的流程结构,能显著降低了浮选成本。但申请人使用的调整剂作用效果有限,胺类捕收剂与矿物颗粒作用后,浮选过程中形成的泡沫发粘难消、输送困难,对分选带来较大负影响。

发明内容

[0005] 本发明提供一种低镁高倍半胶磷矿中间分级同步去除镁铝工艺,以同步去除含镁、铝等杂质脉石、根据粒度差中间分级提前提取细粒级磷精矿为突出特点,提高磷矿石与脉石矿物的分离效率,降低成本,缩短流程,为中低品位磷矿富集提供一种新途径,以推动中低品位含磷含铝难选胶磷矿的规模化工业利用。
[0006] 本发明的技术方案是,一种低镁高倍半胶磷矿中间分级同步去除镁铝的选矿工艺,包括以下内容:S1、将胶磷矿经磨矿和粒度分级后的溢流浆液与改性调整剂、脱镁捕收剂及脱铝捕收剂混合,进行反浮选,槽内为粗选精矿,槽外为粗选泡沫尾矿
S2、粗选精矿进行旋流分级,获得分级后粗粒级粗精矿和细粒级磷精矿;粗选泡沫尾矿进行扫选Ⅰ作业,获得中矿Ⅰ和扫选泡沫Ⅰ;中矿Ⅰ混入粗粒级粗精矿,加入脱镁捕收剂和脱铝捕收剂进行二次反浮选,获得粗粒磷精矿和再选尾矿,再选尾矿返回进行分级循环磨矿;
S3、扫选泡沫Ⅰ进行扫选Ⅱ作业,获得中矿Ⅱ和磷尾矿,中矿Ⅱ返回至上一段与粗选泡沫尾矿进行扫选Ⅰ作业。
[0007] 进一步地,按质量分数计,所述低镁高倍半胶磷矿原矿中P2O5含量≥25%,MgO含量≤1.5%,Al2O3含量为4.8~6.8%。
[0008] 进一步地,溢流浆液的矿浆浓度控制为25~40wt%,其中粒径小于74μm占比为50~70%,粒径小于38μm的细粒矿物占比为20~35%。
[0009] 进一步地,S1中以溢流浆液中的矿浆干基重量为基准,改性调整剂加入量为4~8kg/t,脱镁捕收剂加入量为0.6~1.2kg/t,脱铝捕收剂加入量为125~400g/t。
[0010] 进一步地,S2中旋流分级时,分级粒度选取0.074~0.15mm之间的任一粒度为界限。所述旋流器的压为20 120KPa。~
[0011] 进一步地,S2中旋流分级时,以0.074mm作为分级粒度界限。
[0012] 进一步地,S2中以矿浆干基重量为基准,脱镁捕收剂的剂量为0.3~0.6kg/t,脱铝捕收剂的剂量为100~200g/t。
[0013] 进一步地,改性调整剂为硫酸和硫酸铝与分子量1800万的聚丙烯酰胺以质量比为1~2:1:0.008~0.0015配制成的混合溶液。
[0014] 进一步地,所述的脂肪酸类捕收剂为油酸C18:1、亚油酸C18:2、软脂酸C16、硬脂酸C16的皂化脂肪酸混合钠盐,该混合物皂化前各成分油酸C18:1:亚油酸C18:2:软脂酸C16:硬脂酸C16的质量比为15~25:8~12:10~15:55~65;
进一步地,亚油酸替换为亚麻酸或月桂酸的任意一种或几种的混合物。
[0015] 进一步地,所述的胺类捕收剂为N,N二甲基十二胺、椰油伯胺、椰油二胺三者任意一种的醋酸盐,中和度50~100%。
[0016] 本发明具有以下有益效果:与传统的双反浮选工艺相比,同步去除白石、铝硅酸盐的工艺流程极为简洁高效,一次粗选结合一次精选便可达到两次粗选两次精选甚至多段精选的浮选效果,运行成本低廉。优化的方案中,在两次反浮选之间对同步浮选获得的粗精矿采取粗细分级,优先提离合格细粒级磷精矿,有效降低了药剂在比表面积大的细粒表面黏附量,椰油二胺醋酸盐在细度低的电负性弱的粗粒粗磷精矿中发挥极强的选择性,大幅提高终级混合精矿品位,获得了混合磷精矿P2O532.22%,MgO 0.8%, Al2O31.81%,产率60%的优异指标。
附图说明
[0017] 图1为实施例1中的工艺流程图

具体实施方式

[0018] 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。
[0019] 以下实施例及对比例中涉及的低镁高倍半胶磷矿中,P2O5品位25.8%,MgO含量1.2%,Al2O3含量6%。
[0020] 实施例1该选矿工艺流程如图1所示,具体包括以下内容:
(1)将胶磷矿磨细至‑74μm占65%(其中粒径小于38μm的细粒矿物占比为35%),加水稀释至30wt%的浓度,向浮选槽内料浆依次添加改性调整剂、脱镁捕收剂、脱铝捕收剂,其中改性调整剂质量浓度为20%,其中硫酸、硫酸铝和聚丙烯酰胺的质量比为1.52:1:0.0011;脱镁捕收剂质量浓度为2%,其中油酸C18:1、亚油酸C18:2、软脂酸C16、硬脂酸C16的质量比为
17.5:11.2:13.5:60、脱铝捕收剂质量浓度为2%,具体为椰油二胺醋酸盐水溶液,混合搅拌
5min,充气刮泡获得槽内粗选精矿产品与槽外粗选泡沫尾矿产品,所述调整剂用量为8kg/t,脱镁、脱铝捕收剂依次为0.8kg/t、228g/t。
[0021] (2)将步骤1获得的粗选精矿进行按74μm规格进行旋流分级,获得分级后粗粒级粗精矿产品和细粒级磷精矿产品;(3)将步骤1获得的粗选尾矿引入不添加任何药剂空白扫选Ⅰ作业,获得中矿产品Ⅰ和扫选泡沫Ⅰ;扫选泡沫Ⅰ引入不添加任何药剂空白扫选Ⅱ作业,获得中矿产品Ⅱ和磷尾矿,中矿Ⅱ返回至上一段与粗选尾矿进行初次扫选作业;
(4)将粗粒级粗精矿产品与中矿Ⅰ合并,添加脱镁捕收剂、脱铝捕收剂混合搅拌
3min,浮选后,获得粗粒级磷精矿和再选尾矿,再选尾矿返回至磨矿作业。其中脱镁、脱铝捕收剂的用量依次为0.6kg/t、180g/t。
[0022] 本实施例所得混合磷精矿中P2O532.22%,MgO 0.8%, Al2O31.81%,产率60%,磷尾矿P2O5品位16.17%。
[0023] 实施例2与实施例1相比, 区别仅在于(2)中粗选精矿进行按100μm规格进行旋流分级。
[0024] 本实施例所得混合磷精矿中P2O531.7%,MgO 0.75%, Al2O32%,产率63%,磷尾矿P2O5品位15.75%。
[0025] 实施例3与实施例1相比, 区别仅在于(2)中粗选精矿进行按150μm规格进行旋流分级。
[0026] 本实施例所得混合磷精矿中P2O531%,MgO 0.75%, Al2O32.5%,产率65%,磷尾矿P2O5品位16.14%。
[0027] 实施例4与实施例1相比, 区别仅在于步骤(1)中调整剂仍为硫酸、硫酸铝和聚丙烯酰胺,脱镁捕收剂为油酸C18:1、亚油酸C18:2、软脂酸C16、硬脂酸C16的质量比为17.5:11.2:
13.5:55的皂化混合钠盐,脱铝捕收剂为椰油伯胺醋酸盐水溶液。
[0028] 本实施例所得混合磷精矿中P2O531.9 %,MgO 0.85%, Al2O31.9%,产率59.5%,磷尾矿P2O5品位16.83%。
[0029] 实施例5与实施例4相比, 区别仅在于步骤(1)中调整剂仍为硫酸、硫酸铝和聚丙烯酰胺,且脱镁捕收剂也为油酸C18:1、亚油酸C18:2、软脂酸C16、硬脂酸C16的质量比为17.5:11.2:
13.5:55的皂化混合钠盐,但脱铝捕收剂为N,N二甲基十二胺醋酸盐水溶液。
[0030] 本实施例所得混合磷精矿中P2O531.83%,MgO 0.8%, Al2O31.95%,产率61.5%,磷尾矿P2O5品位15.63%。
[0031] 实施例6与实施例1相比,区别在于硫酸、硫酸铝和聚丙烯酰胺的质量比为1.52:1:0.0008。
[0032] 本实施例所得混合磷精矿中P2O531.77%,MgO 0.9%, Al2O32%,产率63%,磷尾矿P2O5品位16.17%。
[0033] 对比例1本工艺流程与实施例1的区别在于对粗选精矿不实施分级作业,具体操作步骤如下:
(1)将上述胶磷矿磨细至‑74μm占65%(其中粒径小于38μm的细粒矿物占比为35%),加水稀释至30wt%的浓度,向浮选槽内料浆依次添加改性调整剂、脱镁捕收剂、脱铝捕收剂混合搅拌5min,充气刮泡获得槽内粗选精矿产品与槽外粗选泡沫尾矿产品,所述调整剂用量为8kg/t,脱镁、脱铝捕收剂依次为0.8kg/t、228g/t。
[0034] (2)将步骤1获得的粗选尾矿引入不添加任何药剂空白扫选Ⅰ作业,获得中矿产品Ⅰ和扫选泡沫Ⅰ;扫选泡沫Ⅰ引入不添加任何药剂空白扫选Ⅱ作业,获得中矿产品Ⅱ和磷尾矿,中矿Ⅱ返回至上一段与粗选尾矿进行初次扫选作业;(3)将粗精矿产品与中矿Ⅰ合并,添加脱镁捕收剂、脱铝捕收剂混合搅拌3min,浮选后,获得粗粒级磷精矿和再选尾矿,再选尾矿返回至磨矿作业。其中脱镁、脱铝捕收剂的用量依次为0.6kg/t、180g/t。
[0035] 本案例中,粗精矿精选泡沫严重发粘且载矿少,所得混合磷精矿指标P2O528.22%,MgO 0.92%, Al2O32.5%,产率70%,磷尾矿P2O5品位20.15%。
[0036] 对比例2一种低镁高倍半胶磷矿中间分级同步去除镁铝工艺,工艺流程与实施例1的区别在于不添加脱铝捕收剂。具体操作步骤如下:
(1)将上述胶磷矿磨细至‑74μm占65%(其中粒径小于38μm的细粒矿物占比为35%),加水稀释至30wt%的浓度,向浮选槽内料浆依次添加改性调整剂、脱镁捕收剂混合搅拌
5min,充气刮泡获得槽内粗选精矿产品与槽外粗选泡沫尾矿产品,所述调整剂用量为8kg/t,脱镁捕收剂为0.8kg/t。
[0037] (2)将步骤1获得的粗选精矿进行按74μm规格进行旋流分级,获得分级后粗粒级粗精矿产品和细粒级磷精矿产品;(3)将步骤1获得的粗选尾矿引入不添加任何药剂空白扫选Ⅰ作业,获得中矿产品Ⅰ和扫选泡沫Ⅰ;扫选泡沫Ⅰ引入不添加任何药剂空白扫选Ⅱ作业,获得中矿产品Ⅱ和磷尾矿,中矿Ⅱ返回至上一段与粗选尾矿进行初次扫选作业;
(4)将粗粒级粗精矿产品与中矿Ⅰ合并,添加脱镁捕收剂、脱铝捕收剂混合搅拌
3min,浮选后,获得粗粒级磷精矿和再选尾矿,再选尾矿返回至磨矿作业。其中脱镁捕收剂的用量为0.6kg/t。
[0038] 本例所得混合磷精矿指标P2O527.9%,MgO 0.8%, Al2O35.99%,产率90%,磷尾矿P2O5品位6.9%。
[0039] 对比例3一种低镁高倍半胶磷矿中间分级同步去除镁铝工艺,工艺流程与实施例1的区别在于不添加脱镁捕收剂。具体操作步骤如下:
(1)将上述胶磷矿磨细至‑74μm占65%(其中粒径小于38μm的细粒矿物占比为35%),加水稀释至30wt%的浓度,向浮选槽内料浆依次添加改性调整剂、脱铝捕收剂混合搅拌
5min,充气刮泡获得槽内粗选精矿产品与槽外粗选泡沫尾矿产品,所述调整剂用量为8kg/t,脱铝捕收剂为228g/t。
[0040] (2)将步骤1获得的粗选精矿进行按74μm规格进行旋流分级,获得分级后粗粒级粗精矿产品和细粒级磷精矿产品;(3)将步骤1获得的粗选尾矿引入不添加任何药剂空白扫选Ⅰ作业,获得中矿产品Ⅰ和扫选泡沫Ⅰ;扫选泡沫Ⅰ引入不添加任何药剂空白扫选Ⅱ作业,获得中矿产品Ⅱ和磷尾矿,中矿Ⅱ返回至上一段与粗选尾矿进行初次扫选作业;
(4)将粗粒级粗精矿产品与中矿Ⅰ合并,添加脱铝捕收剂混合搅拌3min,浮选后,获得粗粒级磷精矿和再选尾矿,再选尾矿返回至磨矿作业。其中脱铝捕收剂的用量为180g/t。
[0041] 本例所得混合磷精矿指标P2O529%,MgO 1.18%, Al2O32.5%,产率70%,磷尾矿P2O5品位18.33%。
[0042] 对比例4一种低镁高倍半胶磷矿中间分级同步去除镁铝工艺,工艺流程与实施例1的区别在于脱铝脱镁分开作业,脱铝后粗磷精矿进一步脱镁,获得最终磷精矿。具体操作步骤如下:
(1)将上述胶磷矿磨细至‑74μm占65%(其中粒径小于38μm的细粒矿物占比为35%),加水稀释至30wt%的浓度,向浮选槽内料浆依次添加改性调整剂、脱铝捕收剂混合搅拌
5min,充气刮泡获得槽内粗选精矿产品与槽外粗选泡沫尾矿产品,所述调整剂用量为8kg/t,脱铝捕收剂为228g/t。
[0043] (2)将步骤1获得的粗选精矿进行按74μm规格进行旋流分级,获得分级后粗粒级粗精矿产品和细粒级磷精矿产品;(3)向粗粒级粗精矿产品中添加脱铝捕收剂混合搅拌3min,浮选后,获得粗粒级磷精矿和再选尾矿,再选尾矿返回至磨矿作业。其中脱铝捕收剂的用量为180g/t。
[0044] (4)将步骤(2)获得的细粒级磷精矿与步骤(3)获得粗粒级磷精矿合并,添加调整剂和脱镁捕收剂搅拌5min,浮选作业得到脱镁粗精矿和脱镁尾矿产品,其中调整剂用量8kg/t,脱镁捕收剂的用量为0.8kg/t;向脱镁粗精矿中添加调整剂2kg/t,脱镁捕收剂
0.4kg/t搅拌5min,浮选作业得到磷精矿,泡沫产品合并为磷尾矿。
[0045] 本案例所得混合磷精矿指标P2O532.5%,MgO 0.78%, Al2O32.5%,产率55%,磷尾矿P2O5品位16.61%。
[0046] 对比例5一种低镁高倍半胶磷矿中间分级同步去除镁铝工艺,工艺流程与实施例1的区别在于不加改性调整剂。具体操作步骤如下:
将上述胶磷矿磨细至‑74μm占65%(其中粒径小于38μm的细粒矿物占比为35%),加水稀释至30wt%的浓度,向浮选槽内料浆依次添加脱镁捕收剂、脱铝捕收剂混合搅拌5min,充气刮泡,几乎无矿物浮出。
[0047] 由于脱镁捕收剂为阴离子型药剂、脱铝捕收剂为阳离子型药剂,在没有改性调整剂的调和作用下,直接将阴、阳离子捕收剂同时加入矿浆中,两者会发生反应生成不溶物,让具有捕收效果的官能团无法与矿物表面发生作用,也就无矿物浮出。
[0048] 上述实施例只为说明本发明的技术思路和特点,所述内容仅为本发明的较佳实施例,但本发明的保护范围并不局限于此。在本发明揭露的技术范围内,根据本发明的技术方案及其发明构思加以等效变化或改进等,都应涵盖在本发明的保护范围之内。
QQ群二维码
意见反馈