一种处理中低品位硅钙质胶磷矿的分级分步浮选方法 |
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| 申请号 | CN202011568758.7 | 申请日 | 2020-12-26 | 公开(公告)号 | CN114682386B | 公开(公告)日 | 2024-04-23 |
| 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; 刘云涛; | ||||
| 摘要 | 本 发明 是一种处理中低品位 硅 钙 质胶磷矿的分级分步浮选方法，采用分级分步浮选工艺，先将原矿经 破碎 作业处理后给入筛分作业，筛分为粗细两个粒级；然后采用正浮选除去细粒级物料中的 硅酸 盐脉石矿物，所得正浮选精矿与粗粒级物料再次进行正浮洗除去硅酸盐脉石矿物，最后将所得正浮选精矿采用反浮选除去其中的 碳 酸盐脉石矿物。本发明工艺不仅适用高 铁 铝 的硅钙质胶磷矿，也适用 风 化型硅钙质胶磷矿。与常规正‑反浮选流程相比，通过对筛下细粒级物料多次分步分选，使得细粒级物料分选性大大提高，降低浮选作业由于细粒级机械夹带导致的回收率的损失；另外该工艺降低了磨矿的能耗，进而降低了选矿成本。本发明工艺具有选矿工艺流程稳定，分选效果好，精矿回收率高，精矿产品含铁、铝半 氧 化物低等优点。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种处理中低品位硅钙质胶磷矿的分级分步浮选方法，其特征在于：采用分级分步浮选工艺，先将原矿经破碎作业处理后给入筛分作业，筛分为粗细两个粒级；然后采用正浮选除去细粒级物料中的硅酸盐脉石矿物，所得正浮选精矿与粗粒级物料再次进行正浮洗除去硅酸盐脉石矿物，最后将所得正浮选精矿采用反浮选除去其中的碳酸盐脉石矿物； |
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| 说明书全文 | 一种处理中低品位硅钙质胶磷矿的分级分步浮选方法技术领域[0001] 本发明属于矿物加工技术领域，特别涉及一种处理中低品位硅钙质胶磷矿的分级分步浮选方法。 背景技术[0002] 磷肥是农业生产中不可或缺的养料。磷矿石作为磷肥的主要原料。目前世界上尚没有找到任何物质可以替代它。随着世界人口的增长，磷肥的需求量也在不断增长。我国是磷矿资源大国，但磷资源具有丰而不富的特性，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，其中以中低品级胶磷矿为主，这些中低品位磷矿石都需要经过选矿富集才能生产出合格的磷精矿以供磷化工使用。由于加工技术和工程技术问题，该资源的利用率较低。 [0003] 目前针对中低品位硅钙质型胶磷矿，常规采用的工艺流程为正‑反浮选工艺流程和预先脱泥‑双反浮选工艺流程，正‑反浮选工艺存在磨矿细度较细、精矿产品粒度较细，精矿输送和脱水作业困难、精矿选矿成本较高等缺点。而采用预先脱泥‑双反浮选工艺流程存在药剂选择性较差，流程受矿泥影响较大，脱泥作业P2O5损失严重，最终精矿P2O5回收率较低的缺点。常规工艺流程存在难浓密、难消泡的技术问题，综合技术经济指标较差，无法保障稳定生产。 发明内容[0004] 本发明所要解决的技术问题是针对现有技术的不足，提出一种工艺更为合理、高效、高分选性的针对中低品位硅钙质胶磷矿的选矿方法。 [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。本发明是一种处理中低品位硅钙质胶磷矿的分级分步浮选方法，其特征在于：采用分级分步浮选工艺，先将原矿经破碎作业处理后给入筛分作业，筛分为粗细两个粒级；然后采用正浮选除去细粒级物料中的硅酸盐脉石矿物，所得正浮选精矿与粗粒级物料再次进行正浮洗除去硅酸盐脉石矿物，最后将所得正浮选精矿采用反浮选除去其中的碳酸盐脉石矿物。 [0007] 本发明所述的一种处理中低品位硅钙质胶磷矿的分级分步浮选方法，其进一步优选的技术方案是：所述中低品位硅钙质胶磷矿矿石的组成为：P2O5品位为16.2%~24%， MgO质量含量为1.0%~5.9%，SiO2质量含量为12%~39%。 [0008] 本发明所述的一种处理中低品位硅钙质胶磷矿的分级分步浮选方法，其进一步优选的技术方案是：其特征在于，其具体步骤如下： [0009] （1）原矿经破碎作业处理后给入筛分作业，筛分作业浓度为30.00‑50.00%，分级0.074mm或者0.063mm或者0.045mm的粒度； [0010] （2）筛分作业得到的筛下细粒级物料给入正浮选搅拌槽1，依次加入调整剂Na2CO3调节pH，加入量为1000‑3000g/t，加入多糖类和多酚类有机高分子调整剂，加入量为20‑50g/t，加入水玻璃抑制硅酸盐，加入量为200 5000g/t，再加入正浮选捕收剂，加入量为500~ 2500g/t，然后进行正浮选作业1，泡沫产品为正浮选精矿1，槽内产品为正浮选尾矿1； ~ [0011] （3）筛分作业得到筛上粗粒级物料进入磨矿作业，磨矿细度‑0.074mm占70 90%，磨~矿后的物料和正浮选精矿1混合给入正浮选搅拌槽2；依次加入Na2CO3调节pH，加入量为 1000‑2000g/t，加入水玻璃抑制硅酸盐，加入量为100 4000g/t，再加入正浮选捕收剂，加入~ 量为500 2500g/t，然后进行正浮选作业2，泡沫产品为正浮选精矿2，槽内产品为正浮选尾~ 矿2； [0012] （4）正浮选精矿2给入反浮选脱镁搅拌槽，先加入酸调节pH，加入量为4000‑8000g/t，再加入反浮选捕收剂，加入量为100 500g/t，然后进行反浮选作业，泡沫产品为脱镁反浮~选尾矿，槽内产品为脱镁反浮选精矿即最终磷精矿。 [0013] 本发明所述的一种处理中低品位硅钙质胶磷矿的分级分步浮选方法，其进一步优选的技术方案是：其具体步骤如下： [0014] （1）原矿经破碎作业处理后给入筛分作业，筛分作业浓度为35.00‑45.00%，分级0.074mm或者0.063mm或者0.045mm的粒度； [0015] （2）筛分作业得到的筛下细粒级物料给入正浮选搅拌槽1，依次加入调整剂Na2CO3调节pH，加入量为2000‑2500g/t，加入多糖类和多酚类有机高分子调整剂，加入量为30‑45g/t，加入水玻璃抑制硅酸盐，加入量为1000 4000g/t，再加入正浮选捕收剂，加入量为~ 1000 1500g/t，然后进行正浮选作业1，泡沫产品为正浮选精矿1，槽内产品为正浮选尾矿1； ~ [0016] （3）筛分作业得到筛上粗粒级物料进入磨矿作业，磨矿细度‑0.074mm占75 85%，磨~矿后的物料和正浮选精矿1混合给入正浮选搅拌槽2；依次加入Na2CO3调节pH，加入量为 1500‑2000g/t，加入水玻璃抑制硅酸盐，加入量为1000 3000g/t，再加入正浮选捕收剂，加~ 入量为500 1500g/t，然后进行正浮选作业2，泡沫产品为正浮选精矿2，槽内产品为正浮选~ 尾矿2； [0017] （4）正浮选精矿2给入反浮选脱镁搅拌槽，先加入酸调节pH，加入量为4000‑6000g/t，再加入反浮选捕收剂，加入量为200 300g/t，然后进行反浮选作业，泡沫产品为脱镁反浮~选尾矿，槽内产品为脱镁反浮选精矿即最终磷精矿。 [0018] 本发明所述的一种处理中低品位硅钙质胶磷矿的分级分步浮选方法，其进一步优选的技术方案是：步骤（2）中选用的调整剂多糖类和多酚类有机高分子选自淀粉、纤维素、糊精、单宁、果胶，捕收剂选用C12‑C20高级脂肪酸或脂肪酸钠盐。 [0019] 本发明所述的一种处理中低品位硅钙质胶磷矿的分级分步浮选方法，其进一步优选的技术方案是：步骤（2）正浮选作业2中捕收剂选用脂肪酸皂类有机物。 [0021] 本发明所述的一种处理中低品位硅钙质胶磷矿的分级分步浮选方法，其进一步优选的技术方案是：正浮选、反浮选的流程结构为粗选作业或者由粗选作业与精选作业、扫选作业任意搭配组成。 [0022] 本发明所述的一种处理中低品位硅钙质胶磷矿的分级分步浮选方法，其进一步优选的技术方案是：所述硅钙质胶磷矿矿石组成为P2O5品位为17.5%~22.5%， MgO质量含量为1.5%~3.0%，SiO2质量含量为22.0%~38.5%。 [0023] 本发明是将磷矿石分级与多步浮选工艺相结合，提供了一种针对中低品位硅钙质胶磷矿的分级分步浮选方法，与传统工艺相比，该工艺有以下三个优点： [0024] （1）降低了选矿成本：通过分级作业将已经单体解离的磷矿物提前筛分出来，如果采用直接浮选工艺，需要在浮选前增加磨矿作业，针对这部分已经单体解离的矿石，采用分级的成本要比磨矿的成本至少低一半以上。 [0025] （2）通过分级作业先把筛下细粒级矿物的粒径控制在较窄的一个范围内，可以有效地解决风化型磷矿石的泥化对浮选产生的不利的影响。细粒级矿物的分级多步浮选，使分选性大大的提高，具有综合精矿回收率高，精矿产品含铁、铝半氧化物低的优点。 [0026] （3）浮选作业采用多糖类和多酚类有机高分子作为调整剂，可以有效改善细粒级浮选环境，降低浮选作业由于细粒级机械夹带导致的回收率的损失。 [0027] 通过本发明方法，获得的综合磷精矿P2O5品位为28.0%~31.5%，MgO质量含量为0.3%~1.5%，磷精矿P2O5回收率为75.0~85.0%。 具体实施方式[0028] 以下通过实施例，进一步描述本发明的具体技术方案，以使本领域技术人员进一步理解本发明，而不构成对本发明权利的限制。 [0029] 实施例1，一种处理中低品位硅钙质胶磷矿的分级分步浮选方法，该方法具体步骤包括： [0030] （1）原矿经破碎作业处理后给入筛分作业，筛分作业浓度为38.00%，分级0.074mm的粒度； [0031] （2）筛分作业得到的‑0.074mm细粒级物料给入正浮选搅拌槽1，依次加入调整剂Na2CO3调节pH，加入量为2000g/t，加入调整剂糊精改善细粒级浮选环境，加入量为30g/t，水玻璃抑制硅酸盐，加入量为2500g/t，再加入正浮选捕收剂，加入量为1100g/t，然后进行正浮选作业1，泡沫产品为正浮选精矿1，槽内产品为正浮选尾矿1； [0032] （3）筛分作业得到筛上粗粒级物料进入磨矿作业，磨矿细度‑0.074mm占78%，磨矿后的物料和正浮选精矿1混合给入正浮选搅拌槽2；依次加入Na2CO3调节pH，加入量为1500g/t，水玻璃抑制硅酸盐，加入量为1500g/t，再加入正浮选捕收剂，加入量为1300g/t，然后进行正浮选作业2，泡沫产品为正浮选精矿2，槽内产品为正浮选尾矿2； [0033] （4）正浮选精矿2给入反浮选脱镁搅拌槽，先加入酸调节pH，加入量为4000g/t，再加入反浮选捕收剂，加入量为220g/t，然后进行反浮选作业，泡沫产品为脱镁反浮选尾矿，槽内产品为脱镁反浮选精矿即最终磷精矿。 [0034] 上述方法中硅钙质胶磷矿的矿石组成为P2O5品位为18.5%%， MgO质量含量为2.0%，SiO2质量含量为35%； [0035] 上述方法中获得综合磷精矿中P2O5品位为29.3%， MgO质量含量为0.55%，综合磷精矿P2O5回收率为85.5%。 [0036] 实施例2，一种处理中低品位硅钙质胶磷矿的分级分步浮选方法，该方法具体步骤包括： [0037] （1）原矿经破碎作业处理后给入筛分作业，筛分作业浓度为40.00%，分级0.074mm的粒度； [0038] （2）筛分作业得到的‑0.074mm细粒级物料给入正浮选搅拌槽1，依次加入调整剂Na2CO3调节pH，加入量为2000g/t，加入调整剂玉米淀粉改善细粒级浮选环境，加入量为35g/t，水玻璃抑制硅酸盐，加入量为2000g/t，再加入正浮选捕收剂，加入量为1000g/t，然后进行正浮选作业1，泡沫产品为正浮选精矿1，槽内产品为正浮选尾矿1； [0039] （3）筛分作业得到筛上粗粒级物料进入磨矿作业，磨矿细度‑0.074mm占85%，磨矿后的物料和正浮选精矿1混合给入正浮选搅拌槽2；依次加入Na2CO3调节pH，加入量为1500g/t，水玻璃抑制硅酸盐，加入量为1500g/t，再加入正浮选捕收剂，加入量为1100g/t，然后进行正浮选作业2，泡沫产品为正浮选精矿2，槽内产品为正浮选尾矿2； [0040] （4）正浮选精矿2给入反浮选脱镁搅拌槽，先加入酸调节pH，加入量为4000g/t，再加入反浮选捕收剂，加入量为150g/t，然后进行反浮选作业，泡沫产品为脱镁反浮选尾矿，槽内产品为脱镁反浮选精矿即最终磷精矿。 [0041] 上述方法中硅钙质胶磷矿的矿石组成为P2O5品位为19.5%%， MgO质量含量为1.8%，SiO2质量含量为34.5%； [0042] 上述方法中获得综合磷精矿中P2O5品位为29.0%， MgO质量含量为0.48%，综合磷精矿P2O5回收率为77.3%。 [0043] 实施例3，一种处理中低品位硅钙质胶磷矿的分级分步浮选方法，该方法具体步骤包括： [0044] （1）原矿经破碎作业处理后给入筛分作业，筛分作业浓度为35.00%，分级0.063mm的粒度； [0045] （2）筛分作业得到的‑0.063mm细粒级物料给入正浮选搅拌槽1，依次加入调整剂Na2CO3调节pH，加入量为2000g/t，加入调整剂糊精改善细粒级浮选环境，加入量为35g/t，水玻璃抑制硅酸盐，加入量为2200g/t，再加入正浮选捕收剂，加入量为1000g/t，然后进行正浮选作业1，泡沫产品为正浮选精矿1，槽内产品为正浮选尾矿1； [0046] （3）筛分作业得到筛上粗粒级物料进入磨矿作业，磨矿细度‑0.074mm占78%，磨矿后的物料和正浮选精矿1混合给入正浮选搅拌槽2；依次加入Na2CO3调节pH，加入量为1500g/t，水玻璃抑制硅酸盐，加入量为1500g/t，再加入正浮选捕收剂，加入量为1300g/t，然后进行正浮选作业2，泡沫产品为正浮选精矿2，槽内产品为正浮选尾矿2； [0047] （4）正浮选精矿2给入反浮选脱镁搅拌槽，先加入酸调节pH，加入量为4000g/t，再加入反浮选捕收剂，加入量为220g/t，然后进行反浮选作业，泡沫产品为脱镁反浮选尾矿，槽内产品为脱镁反浮选精矿即最终磷精矿。 [0048] 上述方法中硅钙质胶磷矿的矿石组成为P2O5品位为18.5%%， MgO质量含量为2.0%，SiO2质量含量为35.0%； [0049] 上述方法中获得综合磷精矿中P2O5品位为29.2%， MgO质量含量为0.54%，综合磷精矿P2O5回收率为83.8%。 [0050] 实施例4，一种处理中低品位硅钙质胶磷矿的分级分步浮选方法，该方法具体步骤包括： [0051] （1）原矿经破碎作业处理后给入筛分作业，筛分作业浓度为40.00%，分级0.045mm的粒度； [0052] （2）筛分作业得到的‑0.045mm细粒级物料给入正浮选搅拌槽1，依次加入调整剂Na2CO3调节pH，加入量为2000g/t，加入调整剂玉米淀粉改善细粒级浮选环境，加入量为32g/t，水玻璃抑制硅酸盐，加入量为2000g/t，再加入正浮选捕收剂，加入量为1000g/t，然后进行正浮选作业1，泡沫产品为正浮选精矿1，槽内产品为正浮选尾矿1； [0053] （3）筛分作业得到筛上粗粒级物料进入磨矿作业，磨矿细度‑0.074mm占85%，磨矿后的物料和正浮选精矿1混合给入正浮选搅拌槽2；依次加入Na2CO3调节pH，加入量为1500g/t，水玻璃抑制硅酸盐，加入量为1500g/t，再加入正浮选捕收剂，加入量为1100g/t，然后进行正浮选作业2，泡沫产品为正浮选精矿2，槽内产品为正浮选尾矿2； [0054] （4）正浮选精矿2给入反浮选脱镁搅拌槽，先加入酸调节pH，加入量为4000g/t，再加入反浮选捕收剂，加入量为150g/t，然后进行反浮选作业，泡沫产品为脱镁反浮选尾矿，槽内产品为脱镁反浮选精矿即最终磷精矿。 [0055] 上述方法中硅钙质胶磷矿的矿石组成为P2O5品位为19.5%%， MgO质量含量为1.8%，SiO2质量含量为34.5%； [0056] 上述方法中获得综合磷精矿中P2O5品位为29.1%， MgO质量含量为0.45%，综合磷精矿P2O5回收率为76.7%。 [0057] 实施例5，一种处理中低品位硅钙质胶磷矿的分级分步浮选方法，与现有常规正反浮选工艺效果做对比，数据见表一： [0058] （1）常规正反工艺：磨矿细度为‑0.074mm粒级为90%；正浮选过程中pH为9.5，pH调整剂碳酸钠用量3000g/t，抑制剂水玻璃用量2500kg/t； 捕收剂C18不饱和脂肪酸皂化物用量2000kg/t。调浆后进入正浮选槽进行正浮选作业，泡沫产品为正浮选精矿，槽内产品为正浮选尾矿。正浮选精矿给入反浮选脱镁搅拌槽，先加入酸调节pH，加入量为4000g/t，再加入反浮选捕收剂，加入量为250g/t，然后进行反浮选作业，泡沫产品为脱镁反浮选尾矿，槽内产品为脱镁反浮选精矿即最终磷精矿。 [0059] （2）结果如下，原矿P2O5品位为18.5%，经浮选后精矿P2O5品位为27.5%，浮选作业精矿P2O5回收率为71.8%。 [0060] 表一 对比试验结果 [0061] [0062] 对比试验可以看出：使用本发明工艺，精矿P2O5品位能提高2%左右，P2O5回收率能提高13%以上，经济效益非常显著。 [0063] 实施例6，一种处理中低品位硅钙质胶磷矿的分级分步浮选方法，与现有常规正反浮选工艺效果做对比，数据见表二： [0064] （1）常规正反工艺：磨矿细度为‑0.074mm粒级为85%；正浮选过程中pH为9.5，pH调整剂碳酸钠用量3000g/t，抑制剂水玻璃用量4500g/t； 捕收剂C18不饱和脂肪酸皂化物用量2000g/t。调浆后进入正浮选槽进行正浮选作业，泡沫产品为正浮选精矿，槽内产品为正浮选尾矿。正浮选精矿给入反浮选脱镁搅拌槽，先加入酸调节pH，加入量为4000g/t，再加入反浮选捕收剂，加入量为150g/t，然后进行反浮选作业，泡沫产品为脱镁反浮选尾矿，槽内产品为脱镁反浮选精矿即最终磷精矿。 [0065] （2）结果如下，原矿P2O5品位为19.5%，经浮选后精矿P2O5品位为28.8%，浮选作业精矿P2O5回收率为71.3%。 [0066] 表二 对比试验结果 [0067] [0068] [0069] 对比试验可以看出：使用本发明工艺，精矿P2O5品位能提高0.2％左右，P2O5 回收率能提高6％左右，经济效益非常显著。 |
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