CN101972710B - 一种中低品位磷块岩双反浮选工艺 - Google Patents
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Abstract
一种中低品位磷块岩双反浮选工艺，其特征在于，磷块岩原矿经磨到浮选要求的粒度后，加入反浮选脱镁调整剂和捕收剂，进行镁粗选作业，镁粗选槽内为脱镁粗精矿；镁粗选泡沫加入调整剂后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿；在脱镁后的槽内矿浆中加入脱硅分散剂和脱硅捕收剂，进行脱硅粗选Ⅰ作业；再加入脱硅捕收剂和非极性油进行脱硅粗选Ⅱ作业，硅粗选槽内为精矿；硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后，加入脱硅捕收剂，进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿，硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿；脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。本发明工艺可以增加对硅质脉石矿物捕收，提高分选效率，降低反浮选脱硅捕收剂耗量。
Description
技术领域
本发明涉及一种磷块岩的浮选工艺，尤其是涉及一种中低品位磷块岩双反浮选工艺。
背景技术
磷块岩是重要的不可再生的资源。它在农业中的应用是不可替代和不可再生的。磷块岩需要通过浮选法加工，以降低伴生脉石矿物(如石英、玉髓、黏土、长石、云母、白云石和方解石)的含量，以满足酸法加工磷肥用磷矿要求。
我国磷矿资源以成矿年代古老、含P2O5中低品位、硅钙质难选沉积磷块岩矿石为主体。浮选此类型的磷矿石，不仅要求除去碳酸盐脉石矿物(主要是白云石)，而且要求排出部分硅酸盐脉石矿物(主要是石英、玉髓、长石类)。单一反浮选(脱镁或脱硅)和单一正浮选(脱硅)难以满足磷肥用矿质量要求。对这种类型矿石的选别，目前普遍采用联合浮选法进行富集，通常应用的浮选工艺是正-反浮选(如中国公开专利文献CN 101020159A和CN 2005100412816)和双反浮选。与正浮选脱硅相比，反浮选硅质脉石矿物的浮选流程，符合“少浮多抑”浮选原则，可以在常温下实现，分选效率高。磷块岩双反浮选是磷矿浮选发展的趋势。
磷块岩传统双反浮选是由反浮选脱镁和反浮选脱硅联合组成，矿石磨细后，在弱酸性条件下(pH＝5～6)，用脂肪酸皂类捕收剂浮出白云石等碳酸盐矿物，槽内矿浆中加入有机胺类阳离子捕收剂浮出石英、玉髓等硅质矿物，最 终获得优质磷精矿。在反浮选脱硅中，胺类阳离子捕收剂对矿泥敏感，RNH3 +易吸附矿泥颗粒表面，导致捕收剂消耗量增大，而且常会产生大量粘性泡沫。胺类捕收剂的选择性相对较差，同时兼具起泡性能，用量添加过多，常会使浮选过程恶化，降低浮选分离效率。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是针对现有技术的不足，提供一种增加对硅质脉石矿物捕收、提高分选效率、降低反浮选脱硅捕收剂耗量的中低品位磷块岩双反浮选工艺。
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。本发明是一种中低品位磷块岩双反浮选工艺，其特点是，其步骤是：
(1)磷块岩原矿经磨到浮选要求的粒度后，加入反浮选脱镁调整剂5～15kg/t原矿和脱镁捕收剂0.8～2.5kg/t原矿，进行镁粗选作业，镁粗选槽内为脱镁粗精矿；镁粗选泡沫加入不高于1kg/t原矿的调整剂后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，脱镁中矿循序返回镁粗选，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿；镁粗选浮选时间为5～8分钟，镁再选时间为4～6分钟；所述脱镁调整剂选自硫酸、磷酸或者硫酸与磷酸按质量比1∶0.5-2组成的混合物，脱镁捕收剂为烷基脂肪酸的皂化物；
(2)在脱镁后的槽内矿浆中，加入脱硅分散剂80～350g/t原矿和脱硅捕收剂30～100g/t原矿，进行脱硅粗选Ⅰ作业；再加入脱硅捕收剂100～250g/t原矿和非极性油10～30g/t原矿，进行脱硅粗选Ⅱ作业，硅粗选槽内为精矿；硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后，加入不高于50g/t原矿的脱硅捕收剂，进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿，硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿；硅粗选Ⅰ的时间为1～3分钟，硅粗选Ⅱ的时间为2～4分钟，硅再选的时间为2～4分钟；所述脱硅分散剂为碱金属的磷酸盐，脱硅捕 收剂为烷基脂肪胺或烷基醚胺的醋酸盐或盐酸盐，非极性油为柴油或煤油；脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。
以上所述的中低品位磷块岩双反浮选工艺的步骤(1)中，当所述的脱镁调整剂为硫酸与磷酸的混合物时，其质量比优选为1∶1。步骤(2)中所述碱金属的磷酸盐优选为六偏磷酸钠、三聚磷酸钠或者焦磷酸钠。
本发明的双反浮选中脱硅工艺与一般反浮选脱硅采用的“分批加药”或“分批浮选”工艺不同。后者只是通过简单地分多次添加捕收剂，降低反浮选脱硅捕收剂总用量。而本发明的脱硅反浮选工艺是有针对性的药剂分两次添加。在脱硅粗选Ⅰ作业添加碱金属磷酸盐类分散剂，增加磷酸盐矿物与硅质脉石矿物的静电斥力，有利于细泥和颗粒小硅质脉石矿物的分散，增加分选的选择性。在矿粒充分分散后，加入少量的脱硅捕收剂，优先在细泥和细粒硅质脉石矿物表面吸附，这样粗选Ⅰ可以排出大量的细泥和细粒硅质脉石矿物，减少其对后续浮选作业的影响。在硅粗选Ⅱ作业加入脱硅捕收剂和非极性油的组合，将粗粒硅质脉石矿物浮出。非极性油呈液滴状附着矿粒上，提高气泡和颗粒的粘附力和弹性，增加了可浮性矿物的疏水性，利于粗颗粒上浮。非极性油同时能改善泡沫的矿化作用和排水速率，利于泡沫的兼并，因而减少了颗粒的机械夹带，达到更好的选择性。
本发明的脱硅中矿与硅粗选后的精矿合并成综合磷精矿产品，并不返回浮选作业，即反浮选脱硅是开路浮选流程。这样不仅可以使脱硅反浮选流程简单通畅，易控制和操作，而且避免了脱硅中矿(含一定量矿泥)返回对反浮选脱硅的影响。由于本发明工艺在脱硅粗选作业中，增强了对硅质脉石矿物的捕收且提高了分选的选择性，使脱硅粗选后的精矿质量优于普通双反浮选，使合并后的综合磷精矿也能满足磷肥用矿要求。
附图说明
图1为本发明的一种结构示意图。图中：X1、X2为尾矿，K为精矿，П为脱硅中矿。
具体实施方式
以下参照附图，进一步描述本发明的具体技术方案，以便于本领域的技术人员进一步地理解本发明，而不构成对其权利的限制。
实施例1。参照图1。一种中低品位磷块岩双反浮选工艺，其步骤是：
(1)磷块岩原矿经磨到浮选要求的粒度后，加入反浮选脱镁调整剂5kg/t原矿和脱镁捕收剂0.8kg/t原矿，进行镁粗选作业，镁粗选槽内为脱镁粗精矿；镁粗选泡沫加入1kg/t原矿的调整剂后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，脱镁中矿循序返回镁粗选，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿；镁粗选浮选时间为5分钟，镁再选时间为4分钟；所述脱镁调整剂选自硫酸、磷酸或者硫酸与磷酸按质量比1∶0.5组成的混合物，脱镁捕收剂为烷基脂肪酸的皂化物；
(2)在脱镁后的槽内矿浆中，加入脱硅分散剂80g/t原矿和脱硅捕收剂30g/t原矿，进行脱硅粗选Ⅰ作业；再加入脱硅捕收剂100g/t原矿和非极性油10g/t原矿，进行脱硅粗选Ⅱ作业，硅粗选槽内为精矿；硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后，加入脱硅捕收剂10g/t原矿，进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿，硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿；硅粗选Ⅰ的时间为1分钟，硅粗选Ⅱ的时间为2分钟，硅再选的时间为2分钟；所述脱硅分散剂为碱金属的磷酸盐，脱硅捕收剂为烷基脂肪胺或烷基醚胺的醋酸盐或盐酸盐，非极性油为柴油或煤油；脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。
实施例2。参照图1。一种中低品位磷块岩双反浮选工艺，其步骤是：
(1)磷块岩原矿经磨到浮选要求的粒度后，加入反浮选脱镁调整剂15kg/t 原矿和脱镁捕收剂2.5kg/t原矿，进行镁粗选作业，镁粗选槽内为脱镁粗精矿；镁粗选泡沫加入0.1kg/t原矿的调整剂后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，脱镁中矿循序返回镁粗选，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿；镁粗选浮选时间为8分钟，镁再选时间为6分钟；所述脱镁调整剂选自硫酸、磷酸或者硫酸与磷酸按质量比1∶2组成的混合物，脱镁捕收剂为烷基脂肪酸的皂化物；
(2)在脱镁后的槽内矿浆中，加入脱硅分散剂350g/t原矿和脱硅捕收剂100g/t原矿，进行脱硅粗选Ⅰ作业；再加入脱硅捕收剂100～250g/t原矿和非极性油30g/t原矿，进行脱硅粗选Ⅱ作业，硅粗选槽内为精矿；硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后，加入脱硅捕收剂50g/t原矿，进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿，硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿；硅粗选Ⅰ的时间为3分钟，硅粗选Ⅱ的时间为4分钟，硅再选的时间为4分钟；所述脱硅分散剂为碱金属的磷酸盐，脱硅捕收剂为烷基脂肪胺或烷基醚胺的醋酸盐或盐酸盐，非极性油为柴油或煤油；脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。
实施例3。参照图1。一种中低品位磷块岩双反浮选工艺，其步骤是：
(1)磷块岩原矿经磨到浮选要求的粒度后，加入反浮选脱镁调整剂10kg/t原矿和脱镁捕收剂1.5kg/t原矿，进行镁粗选作业，镁粗选槽内为脱镁粗精矿；镁粗选泡沫加入0.5kg/t原矿的调整剂后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，脱镁中矿循序返回镁粗选，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿；镁粗选浮选时间为6分钟，镁再选时间为5分钟；所述脱镁调整剂选自硫酸、磷酸或者硫酸与磷酸按质量比1∶1组成的混合物，脱镁捕收剂为烷基脂肪酸的皂化物；
(2)在脱镁后的槽内矿浆中，加入脱硅分散剂200g/t原矿和脱硅捕收剂 70g/t原矿，进行脱硅粗选Ⅰ作业；再加入脱硅捕收剂150g/t原矿和非极性油20g/t原矿，进行脱硅粗选Ⅱ作业，硅粗选槽内为精矿；硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后，加入脱硅捕收剂1g/t原矿，进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿，硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿；硅粗选Ⅰ的时间为2分钟，硅粗选Ⅱ的时间为3分钟，硅再选的时间为3分钟；所述脱硅分散剂为碱金属的磷酸盐，脱硅捕收剂为烷基脂肪胺或烷基醚胺的醋酸盐或盐酸盐，非极性油为柴油或煤油；脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。
实施例4。实施例1或2或3所述的中低品位磷块岩双反浮选工艺，的步骤(2)中所述碱金属的磷酸盐为六偏磷酸钠、三聚磷酸钠或者焦磷酸钠。
实施例5。参照图1。中低品位磷块岩双反浮选实验一。四川某地磷块岩矿石，采用双反浮选工艺，它包括如下步骤：
(1)将原矿经磨到-200目含量75％后，加入硫酸和磷酸的混合物(1∶1)7.0kg/t和捕收剂脂肪酸皂1.25kg/t，进行镁粗选作业。镁粗选泡沫加入0.50kg/t混酸后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿X1。
(2)在脱镁后的槽内矿浆中，加入六偏磷酸钠120g/t和捕收剂十二烷基醚丙胺(ON12)的醋酸盐40g/t，进行脱硅粗选Ⅰ作业；再加入捕收剂ON12120g/t和柴油24g/t，进行脱硅粗选Ⅱ作业。硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后，加入捕收剂20g/t，进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿П，硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿X2。
(3)脱镁中矿循序返回脱镁粗选，脱硅中矿与精矿合并成综合精矿。
(4)镁粗选浮选时间6分钟，镁再选5分钟，硅粗选Ⅰ1.5分钟，硅粗选Ⅱ2分钟，硅再选2.5分钟。
表1是本实验一工艺与传统双反浮选(脱硅分批浮选)在相同的脱镁工艺条件下的对比试验结果。
表1 四川某地磷块岩矿石试验结果
由表1试验结果可见，在反浮选脱镁相同的工艺下，采用本发明工艺脱硅，硅质脉石矿物尾矿X2产率增加、P2O5％品位降低。脱硅选矿效率增加，且捕收剂ON12用量下降。
实施例6。参照图1。中低品位磷块岩双反浮选实验二。
湖北某地磷块岩矿石，采用双反浮选工艺，它包括如下步骤：
(1)将原矿经磨到-200目含量60％后，加入磷酸8.0kg/t和捕收剂脂肪酸皂2.40kg/t，进行镁粗选作业。镁粗选泡沫加入0.50kg/t磷酸后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿X1。
(2)在脱镁后的槽内矿浆中，加入三聚磷酸钠200g/t和捕收剂十二胺(DAA)的盐酸盐50g/t，进行脱硅粗选Ⅰ作业；再加入十二胺的盐酸盐150g/t和煤油35g/t，进行脱硅粗选Ⅱ作业。硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后，加入捕收剂10g/t，进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿П，硅再选泡沫为硅质脉石 矿物尾矿X2。
(3)脱镁中矿循序返回脱镁粗选，脱硅中矿与精矿合并成综合精矿。
(4)镁粗选浮选时间7分钟，镁再选6分钟，硅粗选Ⅰ2分钟，硅粗选Ⅱ2分钟，硅再选3分钟。
表2是本实验二与传统双反浮选(脱硅分批浮选)在相同的脱镁工艺条件下的对比试验结果。
表2 湖北某地磷块岩矿石试验结果
Claims (3)
1.一种中低品位磷块岩双反浮选工艺，其特征在于，其步骤是：
(1)磷块岩原矿经磨到浮选要求的粒度后，加入反浮选脱镁调整剂5～15kg/t原矿和脱镁捕收剂0.8～2.5kg/t原矿，进行镁粗选作业，镁粗选槽内为脱镁粗精矿；镁粗选泡沫加入不高于1kg/t原矿的调整剂后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，脱镁中矿循序返回镁粗选，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿；镁粗选浮选时间为5～8分钟，镁再选时间为4～6分钟；所述脱镁调整剂选自硫酸、磷酸或者硫酸与磷酸按质量比1∶0.5-2组成的混合物，脱镁捕收剂为烷基脂肪酸的皂化物；
(2)在脱镁后的槽内矿浆中，加入脱硅分散剂80～350g/t原矿和脱硅捕收剂30～100g/t原矿，进行脱硅粗选Ⅰ作业；再加入脱硅捕收剂100～250g/t原矿和非极性油10～30g/t原矿，进行脱硅粗选Ⅱ作业，硅粗选槽内为精矿；硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后，加入不高于50g/t原矿的脱硅捕收剂，进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿，硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿；硅粗选Ⅰ的时间为1～3分钟，硅粗选Ⅱ的时间为2～4分钟，硅再选的时间为2～4分钟；所述脱硅分散剂为碱金属的磷酸盐，脱硅捕收剂为烷基脂肪胺或烷基醚胺的醋酸盐或盐酸盐，非极性油为柴油或煤油；脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。
2.根据权利要求1所述的中低品位磷块岩双反浮选工艺，其特征在于：步骤(1)中，当所述的脱镁调整剂为硫酸与磷酸的混合物时，其质量比为1∶1。
3.根据权利要求1所述的中低品位磷块岩双反浮选工艺，其特征在于：步骤(2)中所述碱金属的磷酸盐为六偏磷酸钠、三聚磷酸钠或者焦磷酸钠。
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