处理低品级硅钙质胶磷矿的联合选矿方法 |
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| 申请号 | CN202111623104.4 | 申请日 | 2021-12-28 | 公开(公告)号 | CN116351554A | 公开(公告)日 | 2023-06-30 |
| 申请人 | 中蓝连海设计研究院有限公司; | 发明人 | 李丰; 杨勇; 刘星强; 朱孔金; 冯春晖; | ||||
| 摘要 | 一种处理低品级 硅 钙 质胶磷矿的联合选矿方法，属于矿物加工技术领域。将低品级硅钙质型胶磷矿一段磨矿调浆后入螺旋溜槽重选；重选精 尾矿 经浓密后重选精矿反浮选脱硅，脱硅尾矿浓密，浓密溢流返回反浮选脱硅作业，脱硅精矿酸浸，酸浸底流经浓密、过滤后给入下一段化工作业，浓密溢流一部分返回酸浸，其余给入反浮选脱镁作业。重选中矿和重选粗尾矿反浮选脱镁，反浮选脱镁作业槽内产品至二段磨矿分级后给至正浮选脱硅作业。本 发明 针对低品级胶磷矿，通过重选提前选出一部分含硅低和含镁低的 石英 型粗精矿，大大降低了磨矿量和正浮选脱硅的给矿量，降低选矿成本，重选粗精矿采用酸浸方法，提高了重选粗精矿的回收率，改善了反浮选和过滤 结垢 问题。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种处理低品级硅钙质胶磷矿的联合选矿方法，其特征在于，其步骤如下： |
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| 说明书全文 | 处理低品级硅钙质胶磷矿的联合选矿方法技术领域[0001] 本发明属于矿物加工技术领域，特别涉及一种处理低品级硅钙质胶磷矿的联合选矿方法。 背景技术[0002] 在我国，磷矿资源主要集中在云贵川湘鄂等地，以沉积型磷块岩为主，资源基础储量位居世界第二，但以中低品位的磷矿石居多，这类矿石必须同时脱出碳酸盐脉石和硅酸盐脉石，才能满足下游作业的要求。目前针对低品位钙硅质胶磷矿，主要有正‑反浮选方法、反‑正浮选方法、双反浮选方法这三种浮选方法，其中正反浮选流程和反正浮选流程对硅钙质胶磷矿的适应性较好，对P2O5含量低于18%且含硅脉石矿物以硅酸盐为主的胶磷矿也有较好的分选性，但存在原矿磨矿细度较细，过磨现象严重，能耗较高，药剂用量大的缺点，双反浮选流程原矿磨矿细度较粗，能耗较低，但该方法流程对硅酸盐矿物以石英为主的矿石分选性较好，对以硅酸盐矿物为主的矿石则分选性较差，另外，对P2O5含量低于18%的胶磷矿由于脱硅泡沫量大，泡沫粘，分选性也较差，一般主要用于处理P2O5含量高于20%，目前有一部分湖北和云贵地区的胶磷矿的含硅矿物既有石英矿物又有一部分铝硅酸盐矿物，如果单纯采用正反浮选和双反浮选流程均无法达到很好的效果。因此，针对该种类型的矿石开发出一种高效的分选方法，对我国磷矿资源的可持续发展战略有重大的社会意义。 发明内容[0003] 本发明的目的是针对现有技术的不足，提出一种方法更为合理、高效、高分选性的脱除胶磷矿中石英、铝硅酸盐类、碳酸盐类脉石矿物。 [0004] 本发明的方法按以下步骤进行：本发明是一种处理低品级硅钙质胶磷矿的联合选矿方法，其步骤如下：（1）将低品级硅钙质型胶磷矿给入一段磨矿作业，磨矿细度‑0.074mm占30% 65%~ 时，给入螺旋溜槽重选作业； （2）采用h/D超极限螺旋溜槽作为重选设备，至少进行一次粗选和一次精选；精选的精矿经浓密后，浓密机底流给入反浮选脱硅作业，脱硅作业的槽内产品经浓密机浓密后给至酸浸工序；脱硅作业的泡沫产品经浓密机浓密后底流给至尾矿充填工序，粗选的尾矿和精选的中矿给入重选尾矿浓密机，经浓密后底流经调浆后给至反浮选脱镁作业； （3）酸浸作业后给入浓密作业，浓密机底流给至精矿矿浆缓冲槽，溢流一部分返回酸浸工序； （4）反浮选作业的槽内产品经浓密机浓密后底流给至一段水力旋流器进行分级作业，旋流器的底流给入二段磨矿作业，磨矿细度‑0.074mm占80% 98%，泡沫产品经浓密机浓~ 密后底流给至尾矿充填站，浓密机溢流返回反浮选脱镁作业，其中酸浸作业一部分滤液返回反浮选作业，作为抑制剂使用； （5）二段磨矿磨好的矿浆返回一段水力旋流器，旋流器溢流经调浆后给入正浮选脱硅作业，正浮选尾矿给入浓密作业，经浓密后输送至尾矿充填站，正浮选粗精矿给入粗精矿浓密作业，浓密的溢流返回正浮选流程循环使用，浓密机底流给入精矿缓冲槽然后输送至化工下游作业。 [0005] 本发明所述的一种处理低品级硅钙质胶磷矿的联合选矿方法，其进一下优选的技术方案是：低品级硅钙质胶磷矿的矿石组成为：P2O5品位为16.6%~20.9%，MgO质量含量为1.5%~5.5%，SiO2质量含量为18.1%~40.9%。采用本发明方法获得胶磷矿精矿中的P2O5品位为 29.0% 33.9%，MgO质量含量为0.5% 1.0%。 ~ ~ [0006] 本发明所述的一种处理低品级硅钙质胶磷矿的联合选矿方法，其进一下优选的技术方案是：h/D超极限螺旋溜槽的螺距与螺旋直径之比为0.32 0.40。~ [0007] 本发明所述的一种处理低品级硅钙质胶磷矿的联合选矿方法，其进一下优选的技术方案是：反浮选脱硅精矿与酸制成的矿浆的液固比为2:1 10:1。~ [0008] 本发明所述的一种处理低品级硅钙质胶磷矿的联合选矿方法，其进一下优选的技术方案是：所述的正浮选脱硅方法流程由粗选作业与精选作业、扫选作业任意搭配组成，调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂，水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂，淀粉、糊精类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物。 [0009] 本发明所述的一种处理低品级硅钙质胶磷矿的联合选矿方法，其进一下优选的技术方案是：所述的反浮选脱镁方法流程抑制剂主要选用酸浸作业浓密机的溢流，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物。 [0010] 本发明所述的一种处理低品级硅钙质胶磷矿的联合选矿方法，其进一下优选的技术方案是：所述的酸浸工序采用的酸为无机强酸或者有机强酸，无机强酸选自硫酸、盐酸、硝酸、磷酸中的一种或者多种，有机强酸选自草酸、柠檬酸中的一种或者两种。 [0011] 本发明所述的一种处理低品级硅钙质胶磷矿的联合选矿方法，其进一下优选的技术方案是：所述的反浮选脱硅方法采用的碱为碳酸钠，捕收剂选用有机胺阳离子捕收剂。 [0012] 本发明所述的一种处理低品级硅钙质胶磷矿的联合选矿方法，其进一下优选的技术方案是：所述的回水方法流程是：重选粗精矿浓密机的溢流和尾矿浓密机的溢流返回重选作业使用，反浮选脱硅作业尾矿浓密机的溢流返回反浮选脱硅作业，酸浸工序浓密机的溢流一部分给入反浮选脱镁作业，一部分返回酸浸工序，正浮选脱镁尾矿浓密机和精矿浓密机的溢流返回正浮选流程使用，反浮选脱镁精尾矿浓密机的溢流返回反浮选方法流程使用，且单独设置正浮选回水沉淀池、反浮选脱镁回水沉淀池，反浮选脱硅回水沉淀池，重选作业回水沉淀池；本发明所述的一种处理低品级硅钙质胶磷矿的联合选矿方法，其进一下优选的技术方案是：正浮选脱硅尾矿浓密机的底流、反浮选脱镁尾矿浓密机的底流和反浮选脱硅尾矿浓密机的底流经调浆后pH>10后输送至尾矿充填站。 [0013] 本发明所述的一种处理低品级硅钙质胶磷矿的联合选矿方法，其进一下优选的技术方案是：反浮选脱镁作业槽内产品经脱水作业含水率控制在5% 16%成反浮选粗精矿，然~后给至二段磨矿分级作业。 [0014] 本发明所述的一种处理低品级硅钙质胶磷矿的联合选矿方法，其进一下优选的技术方案是：反浮选脱镁作业的捕收剂采用脂肪酸类阴离子表面活性剂，药剂用量为500 g/t 2000g/t 原矿。正浮选作业调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂，用量为1000 7000g/t 原~ ~ 矿，水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂，用量为500 g/t 6000g/t 原矿，多糖类和多酚类有~ 机高分子作为含铁类矿物的抑制剂，用量为50 g/t 200g/t 原矿，捕收剂选用脂肪酸皂类~ 有机物，用量为500 g/t 3000g/t 原矿。 ~ [0015] 本发明方法的原理：（1）低品级硅钙质型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，脉石矿物主要分为含镁碳酸盐类矿物、硅酸盐类矿物两类，其中含镁碳酸盐类矿物主要为白云石和方解石，硅酸盐类矿物主要为石英、含铝硅酸盐类黏土矿物； （2）正‑反浮选方法，存在磨矿细度细、药剂用量较大，选矿药剂成本较大，正浮选泡沫量大的缺点，双反浮选方法流程存在药剂选择性较差，流程受矿泥影响较大，铝硅酸盐类矿物脱除效率低的缺点，为了保证正浮选流程稳定性，尽量降低正浮选的泡沫量； （3）正浮选作业所用的回水只能是正浮选流程浓密后的回水和重选作业的回水，不能使用其它浮选方法流程的回水。 [0016] 与现有技术相比，本发明具有以下有益效果：（1）通过两段螺旋溜槽重选方法，可以在较粗的粒度下将低品级胶磷矿分成高品级胶磷矿（P2O5>24%）和低品级胶磷矿，一方面以避免该部分物料经入二段连续磨矿造成产品过磨，降低了二段磨矿能耗。另一方面可以避免该部分物料正浮选脱硅方法，造成正浮选药剂用量大，泡沫量大，符合“浮少抑多”原理。 [0017] （2）本发明针对的是低品级胶磷矿，主要优点是通过重选提前选出一部分含硅低和含镁低的石英型粗精矿，大大降低了后续二段磨矿的磨矿量和正浮选脱硅方法的入选给矿量，能在一定程度上降低整个选矿成本中钢耗量、能耗量和药剂量，另外针对重选粗精矿采用酸浸方法，提高了重选粗精矿的回收率改善了反浮选作业浮选和过滤结垢的问题。 [0018] （3）所得到的重选粗精矿MgO<2%，可以直接利用酸浸方法处理，尽可能提高的P2O5回收率。重选尾矿和重选中矿采用反‑正浮选浮选方法，正浮选的精矿与酸浸的精矿混合可以有很好的消泡效果，对磷精矿输送有利。 [0019] （4）重选粗精矿、重选粗尾矿、反浮选脱镁精矿进入下一段作业前先通过浓密机浓缩，回收一部分可以重选和正浮选可利用的水，降低了新水的使用量。 [0021] 图1为本发明方法的工艺流程图。 具体实施方式[0022] 实施例1，参照图1，一种处理低品级硅钙质胶磷矿的联合选矿方法：（1）将该低品级硅钙质型胶磷矿给入一段磨矿作业，待一段磨矿细度‑0.074mm占 50%时，给入螺旋溜槽重选作业； （2）重选作业采用h/D超极限螺旋溜槽作为重选设备，进行一次粗选，一次精选，h/D超极限螺旋溜槽的螺距与螺旋直径之比为0.36。一次精选的精矿经浓密后，浓密机底流给入反浮选脱硅作业，捕收剂选用醚胺阳离子捕收剂，用量300g/t 原矿。反浮选脱硅作业反浮选脱硅作业的槽内产品经浓密机浓密后给至酸浸工序；脱硅作业的泡沫产品经浓密机浓密后底流给至尾矿充填工序，一次粗选的尾矿和一次精选的中矿给入重选尾矿浓密机，经浓密后底流经调浆后给至反浮选脱镁作业。 [0023] （3）酸浸作业后给入浓密作业，浓密机底流给至精矿矿浆缓冲槽，溢流一部分返回酸浸工序，反浮选脱硅精矿与酸制成的矿浆的液固比为5:1，酸浸方法采用的酸为硫酸。 [0024] （4）反浮选作业的槽内产品经浓密机浓密后底流给至一段水力旋流器进行分级作业，旋流器的底流给入二段磨矿作业，二段磨矿细度‑0.074mm占95%，泡沫产品经浓密机浓密后底流给至尾矿充填站，浓密机溢流返回反浮选脱镁作业，其中酸浸作业一部分滤液返回反浮选作业，作为抑制剂使用，反浮选脱镁作业的捕收剂采用脂肪酸类阴离子表面活性剂，药剂用量为1200g/t 原矿。 [0025] （5）二段磨矿磨好的矿浆返回一段水力旋流器，旋流器溢流经调浆后给入正浮选脱硅作业，正浮选尾矿给入浓密作业，经浓密后输送至尾矿充填站，正浮选粗精矿给入粗精矿浓密作业，浓密的溢流返回正浮选流程循环使用，浓密机底流给入精矿缓冲槽然后输送致化工下游作业，正浮选作业调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂，用量为2000 g/t 原矿，水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂，用量为2000 g/t 原矿，多糖类和多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂，用量为100g/t 原矿，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物，用量为1500g/t 原矿。 [0026] 本实施例中硅钙质胶磷矿的矿石组成为P2O5品位为19.4%， MgO质量含量为1.8%，SiO2质量含量为35.9%；获得胶磷矿精矿中P2O5品位为30.05%，MgO质量含量为0.6%。 [0027] 实施例2，一种处理低品级硅钙质胶磷矿的联合选矿方法（1）将该低品级硅钙质型胶磷矿给入一段磨矿作业，待一段磨矿细度‑0.074mm占 55%时，给入螺旋溜槽重选作业； （2）重选作业采用h/D超极限螺旋溜槽作为重选设备，进行一次粗选，一次精选，h/D超极限螺旋溜槽的螺距与螺旋直径之比为0.34，一次精选的精矿经浓密后，浓密机底流给入反浮选脱硅作业，捕收剂选用十二胺阳离子捕收剂，用量为150g/t 原矿。反浮选脱硅作业反浮选脱硅作业的槽内产品经浓密机浓密后给至酸浸工序；脱硅作业的泡沫产品经浓密机浓密后底流给至尾矿充填工序，一次粗选的尾矿和一次精选的中矿给入重选尾矿浓密机，经浓密后底流经调浆后给至反浮选脱镁作业。 [0028] （3）酸浸作业后给入浓密作业，浓密机底流给至精矿矿浆缓冲槽，溢流一部分返回酸浸工序，反浮选脱硅精矿与酸制成的矿浆的液固比为3:1，酸浸方法采用的酸为盐酸。 [0029] （4）反浮选作业的槽内产品经浓密机浓密后底流给至一段水力旋流器进行分级作业，旋流器的底流给入二段磨矿作业，二段磨矿细度‑0.074mm占95%，泡沫产品经浓密机浓密后底流给至尾矿充填站，浓密机溢流返回反浮选脱镁作业，其中酸浸作业一部分滤液返回反浮选作业，作为抑制剂使用，反浮选脱镁作业的捕收剂采用脂肪酸类阴离子表面活性剂，药剂用量为1000g/t 原矿。 [0030] （5）二段磨矿磨好的矿浆返回一段水力旋流器，旋流器溢流经调浆后给入正浮选脱硅作业，正浮选尾矿给入浓密作业，经浓密后输送至尾矿充填站，正浮选粗精矿给入粗精矿浓密作业，浓密的溢流返回正浮选流程循环使用，浓密机底流给入精矿缓冲槽然后输送致化工下游作业，正浮选作业调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂，用量为4500 g/t 原矿，水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂，用量为1000 g/t 原矿，多糖类和多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂，用量为100g/t 原矿，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物，用量为1500g/t 原矿。 [0031] 本实施例中硅钙质胶磷矿的矿石组成为P2O5品位为18.1%， MgO质量含量为2.0%，SiO2质量含量为33.9%；获得胶磷矿精矿中P2O5品位为30.25%，MgO质量含量为0.8%。 [0032] 实施例3：一种处理低品级硅钙质胶磷矿的联合选矿方法（1）将该低品级硅钙质型胶磷矿给入一段磨矿作业，待一段磨矿细度‑0.074mm占 55%时，给入螺旋溜槽重选作业； （2）重选作业采用h/D超极限螺旋溜槽作为重选设备，进行一次粗选，一次精选，h/D超极限螺旋溜槽的螺距与螺旋直径之比为0.38，一次精选的精矿经浓密后，浓密机底流给入反浮选脱硅作业，捕收剂选用醚胺阳离子捕收剂，用量为250g/t 原矿。反浮选脱硅作业反浮选脱硅作业的槽内产品经浓密机浓密后给至酸浸工序；脱硅作业的泡沫产品经浓密机浓密后底流给至尾矿充填工序，一次粗选的尾矿和一次精选的中矿给入重选尾矿浓密机，经浓密后底流经调浆后给至反浮选脱镁作业。 [0033] （3）酸浸作业后给入浓密作业，浓密机底流给至精矿矿浆缓冲槽，溢流一部分返回酸浸工序，反浮选脱硅精矿与酸制成的矿浆的液固比为4:1，酸浸方法采用的酸为硝酸。 [0034] （4）反浮选作业的槽内产品经浓密机浓密后底流给至一段水力旋流器进行分级作业，旋流器的底流给入二段磨矿作业，二段磨矿细度‑0.074mm占95%，泡沫产品经浓密机浓密后底流给至尾矿充填站，浓密机溢流返回反浮选脱镁作业，其中酸浸作业一部分滤液返回反浮选作业，作为抑制剂使用，反浮选脱镁作业的捕收剂采用脂肪酸类阴离子表面活性剂，药剂用量为1000g/t 原矿。 [0035] （5）二段磨矿磨好的矿浆返回一段水力旋流器，旋流器溢流经调浆后给入正浮选脱硅作业，正浮选尾矿给入浓密作业，经浓密后输送至尾矿充填站，正浮选粗精矿给入粗精矿浓密作业，浓密的溢流返回正浮选流程循环使用，浓密机底流给入精矿缓冲槽然后输送致化工下游作业，正浮选作业调整剂选用碳酸钠作为pH调整剂，用量为4500 g/t 原矿，水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂，用量为1000 g/t 原矿，多糖类和多酚类有机高分子作为含铁类矿物的抑制剂，用量为100g/t 原矿，捕收剂选用脂肪酸皂类有机物，用量为1500g/t 原矿。 [0036] 本实施例中硅钙质胶磷矿的矿石组成为P2O5品位为18.1%， MgO质量含量为2.0%，SiO2质量含量为33.9%；获得胶磷矿精矿中P2O5品位为30.6%，MgO质量含量为0.7%。 [0037] 实施例4，一种处理低品级硅钙质胶磷矿的联合选矿方法原矿条件：硅钙质胶磷矿的矿石组成为P2O5品位为19.4%， MgO质量含量为1.8%，SiO2质量含量为35.9%；按实施例1方法获得胶磷矿精矿中P2O5品位为30.05%，MgO质量含量为0.6%。回收率80.5%。传统正反浮选获得胶磷矿精矿中P2O5品位为29.3%，MgO质量含量为 0.9%，回收率78.5%。 [0038] 联合选矿方法单独设置正浮选回水沉淀池、反浮选脱硅沉淀池、反浮选脱镁回水沉淀池以及重选回水沉淀池，分别用于储存正浮选脱镁尾矿浓密机和精矿浓密机的溢流、反浮选脱硅尾矿浓密机、反浮选脱镁精尾矿浓密机、重选精尾矿浓密机的溢流。各个沉淀池的溢流单独返回各自的流程使用。 |
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