CN103831170A - 一种难选硅钙质胶磷矿的浮选方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种难选硅钙质胶磷矿的浮选方法。具体工艺为：（1）硅钙质胶磷矿经破碎、磨矿;（2）将矿浆分别添加硫酸、磷酸和碳酸盐矿物阴离子捕收剂调浆矿化，充气进行反浮选作业;（3）将脱镁磷精矿分级；（4）将粗粒级磷精矿控制矿浆浓度，分别添加碳酸钠和硅酸盐矿物阳离子进行调浆矿化，充气进行反浮选作业;（5）将细粒级磷精矿与脱硅磷精矿混合，碳酸盐杂质与硅酸盐杂质混合。本发明解决了仅通过单一反浮选脱除碳酸盐杂质后磷精矿含量不高、硅酸盐杂质含量较高而达不到湿法磷酸用矿要求，再通过反浮选脱除硅酸盐杂质过程中由于大量矿泥的存在而使得浮选泡沫发粘、不易消泡、矿浆流动性差等特点，是一种对难选硅钙质胶磷矿高效脱杂、适用的方法。

Description

一种难选硅钙质胶磷矿的浮选方法

技术领域

本发明涉及一种硅钙质胶磷矿通过反浮选作业脱除碳酸盐杂质后，获得的磷精矿通过分级，将粗粒级产品再进行反浮选脱除硅酸盐的浮选工艺。 

背景技术

随着磷矿石的日渐贫化和开采成本的急剧上升，而磷精矿价格相对较低，使得浮选成本一直处于较低的成本空间。随着胶磷矿入选原矿品质的降低，杂质含量升高，仅通过脱除碳酸盐杂质已不能满足湿法磷酸用矿要求，急故需研究开发出一种适应性强、浮选效果佳、成本低廉、易操作控制的硅钙质难选胶磷矿的浮选工艺。

发明内容

本发明的目的是克服上述现有技术不足，提供一种难选硅钙质胶磷矿的浮选工艺。

本发明中所采用的技术方案是：难选硅钙质胶磷矿的浮选方法含有以下步骤：

（1）难选硅钙质胶磷矿经破碎、磨矿至0.074mm粒度通筛率≥80%，矿浆浓度为0~50%; 

（2）将矿浆分别添加硫酸、磷酸和碳酸盐矿物阴离子捕收剂调浆矿化，充气进行反浮选作业，泡沫产品位为碳酸盐杂质，底流产品为脱镁磷精矿; 

（3）将脱镁磷精矿对0.038mm分级, +0.038mm粒级产品为粗粒级磷精矿，-0.038mm粒级产品为细粒级磷精矿;

（4）将+0.038mm粗粒级磷精矿控制矿浆为0~50%，分别添加碳酸钠和硅酸盐矿物阳离子捕收剂进行调浆矿化，充气进行反浮选作业，泡沫产品为硅酸盐杂质，底流产品为脱硅磷精矿;

（5）将-0.038mm细粒级磷精矿与脱硅磷精矿混合为最终磷精矿，碳酸盐杂质与硅酸盐杂混合为最终尾矿。

  本发明解决仅通过单一反浮选脱除碳酸盐杂质后磷精矿含量不高、硅酸盐杂质含量较高而达不到湿法磷酸用矿要求，再通过反浮选脱除硅酸盐杂质过程中由于大量矿泥的存在而使得浮选泡沫发粘、不易消泡、矿浆流动性差等特点，是一种对难选硅钙质胶磷矿高效脱杂、适宜推广使用的浮选方法。

本发明的有益效果是：

①有效解决了在反浮选脱除硅酸盐矿物时由于矿泥的存在而使得泡沫发粘、流动性差等顽疾。

②脱除硅酸盐矿物时只浮选了分级后的粗粒级产品，药剂耗量低，浮选成本低。

③脱除硅酸盐矿物时只浮选了分级后的粗粒级产品，浮选空间小，易实现工业化生产，经济效益显著。

附图说明

    图1是根据本发明提出的一种难选硅钙质胶磷矿的浮选工艺流程图。

具体实施方式                                                 

下面结合实施例对本发明作进一步的说明，但不限于实施例。在实施例中，除有特别说明例外，所有百分含量均为质量百分数。

一种难选硅钙质胶磷矿的浮选工艺。

（1）硅钙质难选胶磷矿经破碎、磨矿至0.074mm粒度通筛率≥80%，矿浆浓度为0~50%; 

（2）将矿浆分别添加硫酸、磷酸和碳酸盐矿物阴离子捕收剂调浆矿化，充气进行反浮选作业，泡沫产品位为碳酸盐杂质，底流产品为脱镁磷精矿; 

（3）将脱镁磷精矿对0.038mm分级, +0.038mm粒级产品为粗粒级磷精矿，-0.038mm粒级产品为细粒级磷精矿;

（4）将+0.038mm粗粒级磷精矿控制矿浆为0~50%，分别添加碳酸钠和硅酸盐矿物阳离子捕收剂进行调浆矿化，充气进行反浮选作业，泡沫产品位为硅酸盐杂质，底流产品为脱硅磷精矿;

（5）将-0.038mm细粒级磷精矿与脱硅磷精矿混合为最终磷精矿，碳酸盐杂与硅酸盐杂质混合为最终尾矿。

实施例1

磷矿石原矿P₂0₅含量22.35%、MgO含量3.56%、SiO₂含量22.31%，经破碎、磨矿至0.074mm通筛率85%，矿浆浓度20%，加硫酸、磷酸和碳酸盐矿物阴离子捕收剂调浆矿化后充气浮选，泡沫产品为碳酸盐矿物杂质作为尾矿，底流产品为脱镁磷精矿;将脱镁磷精矿使用旋流器进行0.038mm分级,-0.038mm粒级产品为细粒级脱镁磷精矿，+0.038mm粒级产品为粗粒级脱镁磷精矿;将粗粒级脱镁磷精矿调浆将至浓度为25%，添加碳酸钠和脱硅阳离子捕收剂进行矿化，充气浮选后的泡沫产品为硅酸盐矿物杂质作为尾矿，底流产品为脱硅磷精矿;将脱镁分级细粒级产品与脱硅磷精矿混合为总精矿，其P₂0₅含量28.86%、MgO含量0.80%、SiO₂含量19.65%，脱镁碳酸盐杂质与脱硅硅酸盐杂质混为总尾矿，其P₂0₅含量8.92%、MgO含量10.21%、SiO₂含量23.31%。

实施例2

磷矿石原矿P₂0₅含量20.52%、MgO含量5.74%、SiO₂含量18.50%，经破碎、磨矿至0.074mm通筛率88%，矿浆浓度30%，加硫酸、磷酸和碳酸盐矿物阴离子捕收剂调浆矿化后充气浮选，泡沫产品为碳酸盐矿物杂质作为尾矿，底流产品为脱镁磷精矿;将脱镁磷精矿使用旋流器进行0.038mm分级,-0.038mm粒级产品为细粒级脱镁磷精矿，+0.038mm粒级产品为粗粒级脱镁磷精矿;将粗粒级脱镁磷精矿调浆将至浓度为30%，添加碳酸钠和脱硅阳离子捕收剂进行矿化，充气浮选后的泡沫产品为硅酸盐矿物杂质作为尾矿，底流产品为脱硅磷精矿;将脱镁分级细粒级产品与脱硅磷精矿混合为总精矿，其P₂0₅含量28.66%、MgO含量0.81%、SiO₂含量19.56%，脱镁碳酸盐杂质与脱硅硅酸盐杂质混为总尾矿，其P₂0₅含量9.72%、MgO含量12.29%、SiO₂含量17.09%。

实施例3

磷矿石原矿P₂0₅含量18.68%、MgO含量6.82%、SiO₂含量20.63%，经破碎、磨矿至0.074mm通筛率92%，矿浆浓度40%，加硫酸、磷酸和碳酸盐矿物阴离子捕收剂调浆矿化后充气浮选，泡沫产品为碳酸盐矿物杂质作为尾矿，底流产品为脱镁磷精矿;将脱镁磷精矿使用旋流器进行0.038mm分级,-0.038mm粒级产品为细粒级脱镁磷精矿，+0.038mm粒级产品为粗粒级脱镁磷精矿;将粗粒级脱镁磷精矿调浆将至浓度为35%，添加碳酸钠和脱硅阳离子捕收剂进行矿化，充气浮选后的泡沫产品为硅酸盐矿物杂质作为尾矿，底流产品为脱硅磷精矿;将脱镁分级细粒级产品与脱硅磷精矿混合为总精矿，其P₂0₅含量28.64%、MgO含量0.86%、SiO₂含量18.35%，脱镁碳酸盐杂质与脱硅硅酸盐杂质混为总尾矿，其P₂0₅含量8.79%、MgO含量13.76%、SiO₂含量21.70%。

本发明解决仅通过单一反浮选脱除碳酸盐杂质后磷精矿含量不高、而硅酸盐杂质含量较高达不到湿法磷酸用矿要求，再通过反浮选脱除硅酸盐杂质过程中由于大量矿泥的存在而使得浮选泡沫发粘、不易消泡、矿浆流动性差等特点，是一种对难选硅钙质胶磷矿高效脱杂、适宜推广使用的浮选方法。

Claims (1)

1.一种难选硅钙质胶磷矿的浮选方法，其特征在于含有以下步骤：

（1）难选硅钙质胶磷矿经破碎、磨矿至0.074mm粒度通筛率≥80%，矿浆浓度为0~50%; 

（2）将矿浆分别添加硫酸、磷酸和碳酸盐矿物阴离子捕收剂调浆矿化，充气进行反浮选作业，泡沫产品位为碳酸盐杂质，底流产品为脱镁磷精矿; 

（3）将脱镁磷精矿对0.038mm分级, +0.038mm粒级产品为粗粒级磷精矿，-0.038mm粒级产品为细粒级磷精矿;

（4）将+0.038mm粗粒级磷精矿控制矿浆为0~50%，分别添加碳酸钠和硅酸盐矿物阳离子捕收剂进行调浆矿化，充气进行反浮选作业，泡沫产品为硅酸盐杂质，底流产品为脱硅磷精矿;

（5）将-0.038mm细粒级磷精矿与脱硅磷精矿混合为最终磷精矿，碳酸盐杂质与硅酸盐杂混合为最终尾矿。

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