CN115445763B - 一种中低品位胶磷矿除杂工艺 - Google Patents

Abstract

本发明提供了一种中低品位胶磷矿除杂工艺，在磨矿后先进行反浮选脱镁，然后进行重选，最后进行反浮选脱硅处理得到磷精矿。粉矿经磨矿升温后，通过反浮选法优先脱除白云石，减少进入重选的细粒及微细脉石矿物含量，提升了螺旋溜槽重选脱除细粒级铁铝硅酸盐杂质的效力，进入反浮脱硅工艺的细粒级杂质含量大幅减少，极大减小了细粒及微细粒对阳离子捕收剂反浮选脱硅产生的不良影响，极大发挥了阳离子捕收剂的脱硅效能，显著提高了浮选效率，最终磷精矿中铝、镁、硅酸盐含量显著降低。

Description

一种中低品位胶磷矿除杂工艺

技术领域

本发明属于胶磷矿选矿技术领域，具体涉及一种中低品位胶磷矿除杂工艺。

背景技术

目前，磷矿选矿方法主要有浮选法、重选法、擦洗脱泥法、化学浸出法、光电选矿法以及联合选矿法等，对胶磷矿分选最为有效的方法是浮选法，但浮选法仍然存在药剂耗量大、选矿成本高等问题，重选选矿成本低，富集效果明显，为充分利用重选工艺和浮选工艺的优点，对胶磷矿进行重浮联合高效除杂工艺的研究具有重要意义。

随着磷化工企业转型升级，特别是高纯磷酸（净化磷酸）对优等品、一等品磷精矿的需求越来越旺盛，技术瓶颈已成为制约磷化工持续、健康发展的主要短板。

CN109453891A公开了一种高倍半胶磷矿螺旋溜槽重浮联合工艺，利用螺旋溜槽对磷矿石进行重选，重选精矿双反浮选脱镁脱硅，获得双反浮选磷精矿。该工艺没能最大化发挥重浮联选除杂工艺的技术优势，减少粗细夹杂对重选、浮选的影响，不能最大化提高除杂效率，提升精矿品质。

发明内容

本发明提供一种中低品位胶磷矿除杂工艺，能够显著提高选矿效率，得到高品位优质磷精矿。

本发明的技术方案是，一种中低品位胶磷矿除杂工艺，包括以下步骤：

S1、将胶磷矿原矿进行磨矿，至磷矿石-0.074mm占65-70wt%，然后加水制成矿浆，加入浮选槽，加入阴离子捕收剂进行脱镁作业；浮选槽内为精矿，泡沫产品为尾矿，对尾矿进行扫选，得到的中矿与浮选槽内精矿合并为脱镁精矿；

S2、将脱镁精矿浓密至20-23wt%，引入Ⅰ级螺旋溜槽进行分选，获得重选高浓度粗颗粒精矿和低浓度细粒级尾矿；将细粒级尾矿直接引入Ⅱ级螺旋溜槽扫选，获得中矿与重选尾矿，粗颗粒精矿与中矿合并为重选精矿；

S3、重选精矿加水稀释至25-30wt%，入浮选槽，添加阳离子捕收剂进行脱硅作业，泡沫产品为脱硅尾矿，浮选槽内产品即为脱硅精矿产品。

进一步地，所述胶磷矿原矿中P₂O₅含量21-26％；MgO≥1%,SiO₂≥15%，倍半氧化物8%≥R₂O₃(Al₂O₃+Fe₂O₃) ≥3%。

进一步地，S1中加水至矿浆时，浓度为20-25%。

进一步地，S1中阴离子捕收剂为复配型阴离子捕收剂，具体采用棉油脂肪酸和OP-10按质量比8-10：1混合而成。

进一步地，阴离子捕收剂相对于原矿的添加量为0.25-0.5Kg/t。

进一步地，S1中阴离子捕收剂加入前添加抑制剂，抑制剂为磷酸，相对于原矿的干基重量用量为6.5-10.5kg/t；尾矿扫选时添加抑制剂磷酸为1.5-2.5kg/t。

进一步地，S2中Ⅰ级螺旋溜槽的螺距与螺旋直径比为0.45-0.6。

进一步地，S2中扫选用Ⅱ级螺旋溜槽的螺距与螺旋直径比为0.36-0.40。

进一步地，S3中阳离子捕收剂为工业级十二胺，加入量相对于重选精矿干基重量的添加量为0.1-0.3kg/t。

进一步地，S3中阳离子捕收剂添加前加入抑制剂磷酸，加入量为相对于重选精矿的干基重量用量2.5-3.5kg/t。

本发明具有以下有益效果：

（1）本发明工艺相比于传统的先重选后浮选工艺，将脱镁浮选步骤调整到重选之前，先进行反浮选脱镁，优先脱除碳酸盐类细粒型脉石，减少进入重选的细粒脉石矿物含量，提升螺旋溜槽重选脱除细粒级铁铝硅酸盐杂质的效力，大幅减少重选精矿中细粒级杂质含量，还能避免了粗细夹杂对阳离子捕收剂反浮选脱硅产生的不良影响，极大发挥阳离子捕收剂的脱硅效能，显著提高浮选效率，获得铁、铝、镁、硅酸盐含量显著降低的高品位优质磷精矿。

（2）本发明工艺利于克服5-10℃低温环境，在磨矿后直接进行脱镁浮选，由于磨矿过程中得到的矿石具有一定的温度，直接进行脱镁反浮选，矿浆温度可达10℃以上，有助于提升脱镁浮选的效果；如果先进行重选会造成失温，后期脱镁浮选时需通过外界手段升温，造成能耗的增加。

（3）采用本发明的工艺处理后，最终得到的磷精矿品质好，具有高P₂O₅≧32.5%、低MgO≦0.5%、低SiO₂≦14%、低倍半氧化物R₂O₃(Al₂O₃+Fe₂O₃)≦1.8%的特点。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

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。本发明实施例中所用药剂原料均为市售可得。

实施例1

本实施例在10摄氏度低温环境下，对原矿P₂O₅品位为22.31%，MgO的含量2.12%，SiO₂含量17.35%，倍半氧化物R₂O₃含量6.25%的胶磷矿进行除杂，磨矿矿浆温度15摄氏度，工艺流程见图1，具体的操作步骤如下：

（1） 反浮选脱镁作业

将磨细为-0.074mm 占比为65wt%的原矿物料配成25wt%的矿浆浓度，在矿浆中加入脱镁药剂调浆，进行脱镁粗选，所述的脱镁粗选药剂及其用量为磷酸6.5kg/t，阴离子捕收剂（棉油脂肪酸和OP-10表面活性剂的质量份数比为8：1）用量0.25kg/t，脱镁粗选得到的泡沫产品，给入扫选作业，脱镁扫选的药剂用量为磷酸2kg/t，反浮扫选得到的泡沫产品为脱镁尾矿；

（2）重选脱除铁铝硅酸盐作业

将单一反浮选粗选、扫选作业的底流合并，浓缩成20wt%的矿浆浓度，给入螺距与螺旋直径比为0.45的螺旋溜槽进行分选，获得重选粗颗粒精矿和重选细粒级尾矿，将重选细粒级尾矿浆给入螺距与螺旋直径比为0.36的螺旋溜槽扫选，获得重选中矿与重选尾矿，重选粗颗粒精矿与重选中矿合并，得粗磷精矿；

（3）反浮选脱硅作业

将粗磷精矿配成30wt%的矿浆浓度，给入脱硅反浮选，反浮选的药剂及用量为磷酸2.5kg/t，十二胺0.2kg/t，得到最终精矿。

（4）通过上述作业的选别，获得磷精矿P₂O₅品位为32.6%，倍半氧化物R₂O₃的含量为1.15%，SiO₂含量为9.49%，MgO含量为0.44%，产率53.36%，精矿回收率为77.98%。

实施例2

本实例在5摄氏度低温环境下对原矿P₂O₅品位为24.25%，MgO的含量3.1%，SiO₂含量20.35%，倍半氧化物R₂O₃含量4.25%的胶磷矿进行除杂，磨矿后矿浆温度11摄氏度，具体的操作步骤如下：

（1）反浮选脱镁作业

将磨细为-0.074mm占67wt%的原矿物料配成25wt%的矿浆浓度，在矿浆中加入脱镁药剂调浆，进行脱镁粗选，所述的脱镁粗选药剂及其用量为磷酸8kg/t，阴离子捕收剂（棉油脂肪酸和OP-10表面活性剂的质量份数比为9：1）用量0.4kg/t，脱镁粗选得到的泡沫产品，给入扫选作业，脱镁扫选的药剂用量为磷酸2kg/t，反浮扫选得到的泡沫产品为脱镁尾矿；

（2）重选脱除铁铝硅酸盐作业

将单一反浮选粗选、扫选作业的底流合并，浓缩成20wt%的矿浆浓度，给入螺距与螺旋直径比为0.6的螺旋溜槽进行分选，获得重选粗颗粒精矿和重选细粒级尾矿，将重选细粒级尾矿浆给入螺距与螺旋直径比为0.36的螺旋溜槽扫选，获得重选中矿与重选尾矿，重选粗颗粒精矿与重选中矿合并，得粗磷精矿；

（3）反浮选脱硅作业

将粗磷精矿配成30wt%的矿浆浓度，给入脱硅反浮选，反浮选的药剂及用量为磷酸2.5kg/t，十二胺0.15kg/t，得到最终精矿。

（4）通过上述作业的选别，获得磷精矿P₂O₅品位为34%，倍半氧化物R₂O₃的含量为1.45%，SiO₂含量为12.35%，MgO含量为0.5%，产率50%，精矿回收率为70.1%。

实施例3

本实例在8摄氏度低温环境下，对原矿P₂O₅品位为26%，MgO的含量1.8%，SiO₂含量24%，倍半氧化物R2O3含量6.8%的胶磷矿进行除杂，磨矿后矿浆温度13摄氏度，具体的操作步骤如下：

（1）反浮选脱镁作业

将磨细为-0.074mm占70wt%的原矿物料配成25wt%的矿浆浓度，在矿浆中加入脱镁药剂调浆，进行脱镁粗选，所述的脱镁粗选药剂及其用量为磷酸7.5kg/t，阴离子捕收剂（棉油脂肪酸和OP-10表面活性剂的质量份数比为10：1）用量0.3kg/t，脱镁粗选得到的泡沫产品，给入扫选作业，脱镁扫选的药剂用量为磷酸2kg/t，反浮扫选得到的泡沫产品为脱镁尾矿；

（2）重选脱除铁铝硅酸盐作业

将单一反浮选粗选、扫选作业的底流合并，浓缩成23wt%的矿浆浓度，给入螺距与螺旋直径比为0.45的螺旋溜槽进行分选，获得重选粗颗粒精矿和重选细粒级尾矿，将重选细粒级尾矿浆给入螺距与螺旋直径比为0.4的螺旋溜槽扫选，获得重选中矿与重选尾矿，重选粗颗粒精矿与重选中矿合并，得粗磷精矿；

（3）反浮选脱硅作业

将粗磷精矿配成30wt%的矿浆浓度，给入脱硅反浮选，反浮选的药剂及用量为磷酸3kg/t，十二胺0.3kg/t，得到最终精矿。

（4）通过上述作业的选别，获得磷精矿P₂O₅品位为32.5%，倍半氧化物R₂O₃的含量为1.7%，SiO₂含量为14%，MgO含量为0.48%，产率55%，精矿回收率为68.75%。

为充分了解本发明应用于中低品位胶磷矿除杂产生的技术优势，我们选择实施例1磷原矿，进行重浮联选试验。

对比例1：本案例除浮选脱镁作业矿浆温度维持10摄氏度外，其余作业条件均与实施例1完全一致。

通过上述作业的选别，获得磷精矿P₂O₅品位为31.44%，倍半氧化物R₂O₃的含量为2.3%，SiO₂含量为11.7%，MgO含量为1.25%，产率50.32%，精矿回收率为70.91%。

对比例2：本案例是首先进行重选，即将磨细为-0.074mm 占比为65wt%的原矿物料配成20wt%的矿浆浓度，给入螺距与螺旋直径比为0.45的螺旋溜槽进行分选，获得重选粗颗粒精矿和重选细粒级尾矿，将重选细粒级尾矿浆给入螺距与螺旋直径比为0.36的螺旋溜槽扫选，获得重选中矿与重选尾矿，重选粗颗粒精矿与重选中矿合并，得粗磷精矿；粗磷精矿配成25wt%的矿浆浓度，并经加热棒升温稳定至15摄氏度后，在矿浆中加入脱镁药剂调浆，进行脱镁粗选，脱镁粗选得到的泡沫产品，给入扫选作业，反浮扫选得到的泡沫产品为脱镁尾矿，将反浮选粗选、扫选作业的底流合并，配成30wt%的矿浆浓度，给入脱硅反浮选，得到最终精矿。其中脱镁粗选与脱硅反浮选作业条件均与实施例1完全一致。

通过上述作业的选别，获得磷精矿P₂O₅品位为30.88%，倍半氧化物R₂O₃的含量为2.8%，SiO₂含量为13.45%，MgO含量为0.5%，产率53.25%，精矿回收率为73.71%。

对比例3：本案例作业条件与对比例2基本一致，唯一区别在于脱镁作业前不采取升温措施。

通过上述作业的选别，获得磷精矿P₂O₅品位为30.13%，倍半氧化物R₂O₃的含量为3.4%，SiO₂含量为14.25%，MgO含量为1.43%，产率55%，精矿回收率为74.28%。

实施例1-3表明：本工艺在可克服5-10摄氏度低温，通过利用磨矿产生10摄氏度以上温热矿浆，为脂肪酸类脱镁药剂创造了适合的浮选环境，使反浮选尽可能将细粒级白云石脱除，再利用磷灰石和铁铝杂质比重差异，磷灰石比重（3.1-3.2）较大，而铁铝硅酸盐（2.4-2.7）比重较小的物理性质差异，镁精通过螺旋溜槽重选，将粗粒级有用矿物磷灰石富集到重选精矿，将细粒级铁铝杂质富集到重选尾矿中，针对杂质含量较少的重选精矿采用成本相对较低的反浮选脱硅，可获得较优指标。实例1与对比例1，对比例2与对比例3表明：10摄氏度以下低温，脂肪酸类药剂的浮选性能会受到抑制，实施例1与对比例2表明：本工艺较先重选工艺更具优势，可避免浮选矿浆中矿物粗、细夹杂对浮选产生的不利影响，分选效果好，能有效降低精矿中的氧化镁及铁、铝硅酸盐等杂质，选矿成本低。

上述的实施例仅为本发明的优选技术方案，而不应视为对于本发明的限制，本申请中的实施例及实施例中的特征在不冲突的情况下，可以相互任意组合。本发明的保护范围应以权利要求记载的技术方案，包括权利要求记载的技术方案中技术特征的等同替换方案为保护范围。即在此范围内的等同替换改进，也在本发明的保护范围之内。

Claims (8)

1.一种中低品位胶磷矿除杂工艺，其特征在于,包括以下步骤：

S1、将胶磷矿原矿进行磨矿，至磷矿石-0.074mm占65-70wt%，然后加水制成矿浆，加入浮选槽，加入阴离子捕收剂进行脱镁作业；浮选槽内为精矿，泡沫产品为尾矿，对尾矿进行扫选，得到的中矿与浮选槽内精矿合并为脱镁精矿；阴离子捕收剂为复配型阴离子捕收剂，采用棉油脂肪酸和OP-10按质量比8-10：1混合而成；

S2、将脱镁精矿浓密至20-23wt%，引入Ⅰ级螺旋溜槽进行分选，获得重选高浓度粗颗粒精矿和低浓度细粒级尾矿；将细粒级尾矿直接引入Ⅱ级螺旋溜槽扫选，获得中矿与重选尾矿，粗颗粒精矿与中矿合并为重选精矿；

S3、重选精矿加水稀释至25-30wt%，入浮选槽，添加阳离子捕收剂进行脱硅作业，泡沫产品为脱硅尾矿，阳离子捕收剂为工业级十二胺，加入量相对于重选精矿干基重量的添加量为0.1-0.3kg/t，浮选槽内产品即为脱硅精矿产品。

2.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于：所述胶磷矿原矿中P₂O₅含量21-26％；MgO≥1%,SiO₂≥15%，倍半氧化物8%≥R₂O₃(Al₂O₃+Fe₂O₃) ≥3%。

3.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于：S1中加水至矿浆时，浓度为20-25%。

4.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于：阴离子捕收剂相对于原矿的干基重量添加量为0.25-0.5Kg/t。

5.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于：S1中阴离子捕收剂加入前添加抑制剂，抑制剂为磷酸，相对于原矿的干基重量用量为6.5-10.5kg/t；尾矿扫选时添加抑制剂磷酸为1.5-2.5kg/t。

6.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于：S2中Ⅰ级螺旋溜槽的螺距与螺旋直径比为0.45-0.6。

7.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于：S2中扫选用Ⅱ级螺旋溜槽的螺距与螺旋直径比为0.36-0.40。

8.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于：S3中阳离子捕收剂添加前加入抑制剂磷酸，加入量为相对于重选精矿的干基重量用量2.5-3.5kg/t。