CN109351481B - 一种磷矿煅烧-消化-反浮选分离工艺 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种磷矿煅烧‑消化‑反浮选分离工艺，包括以下步骤：(1)将低品位磷矿经煅烧、消化处理得到消化矿浆；(2)向步骤(1)中得到的消化矿浆中依次加入分散剂、捕收剂和起泡剂进行反浮选(用于脱除钙、镁等杂质)，反浮选泡沫为尾矿，槽内即为磷精矿。本发明在消化矿浆中加入分散剂、捕收剂和起泡剂，可以选择性地使氢氧化钙、氢氧化镁与磷矿分离，分离效率高，得到的磷精矿产品满足JCKPA窑法磷酸工艺需求。另外，本发明具有工艺流程简单、处理量大、对原料适应性强等优点，具有广阔的市场前景。

Description

一种磷矿煅烧-消化-反浮选分离工艺
技术领域
本发明属于矿石加工领域，尤其涉及一种低品位磷矿的纯化处理工艺。
背景技术
磷化工是我国国民经济的支柱产业之一，主要用于保证我国粮食生产的磷肥供应。目前我国每年P2O5消费量已经达到1000万吨以上，此外，国内每年磷酸盐消耗P2O5为300万吨左右。我国虽然是世界第二的磷资源大国，总储量100亿吨以上，但符合湿法磷酸和热法磷酸等传统生产工艺的磷矿石只占总储量的7％左右，85％以上的低品位钙硅质磷矿石(胶磷矿)未得到有效开发利用。
我国自主开发的JCKPA窑法磷酸工艺技术具有节能、环保、产品磷酸质量高、可使用中低品位磷矿、无尾渣排放等特点。JCKPA窑法磷酸工艺对磷矿原料的品质要求是P2O5含量大于20％，CaO/P2O5质量比小于1.7，而低品位钙硅质磷矿矿石P2O5含量一般为16％左右，CaO/P2O5质量比大于2.0，无法直接使用。因此，寻求有效的脱除钙镁的工艺技术尤为重要。目前，低品位钙硅质磷矿脱除钙镁的工艺主要为焙烧-消化-脱泥工艺。
煅烧-消化-脱泥工艺是以低品位钙硅质磷矿为原料，通过碎矿、磨矿、煅烧和消化，得到消化矿浆，再采用水力旋流器或重选或筛分等方法，使氢氧化钙、氢氧化镁与磷矿分离。采用水力旋流器进行消化矿浆分离，由于氢氧化钙、氢氧化镁和磷矿的密度差较小，部分微细粒磷矿会随氢氧化钙、氢氧化镁悬浊液进入溢流成为尾矿。而旋流器沉砂中的悬浊液也会带入部分氢氧化钙和氢氧化镁，从而影响磷精矿质量和回收率。重选法存在磷回收率低、处理能力小、占用厂房面积大等问题。筛分法虽可取得较好的分离指标，但存在分离效率低、筛网易结垢、难以工程化等问题。因此，磷矿消化矿浆的高效分离工艺技术需要进一步研究开发。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是克服以上背景技术中提到的不足和缺陷，提供一种工艺流程简单、处理量大、对原料适应性强、分离效果好的磷矿煅烧-消化-反浮选分离工艺。为解决上述技术问题，本发明提出的技术方案为：
一种磷矿煅烧-消化-反浮选分离工艺，包括以下步骤：
(1)将低品位磷矿经煅烧、消化处理得到消化矿浆；
(2)向步骤(1)中得到的消化矿浆中依次加入分散剂、捕收剂和起泡剂进行反浮选(用于脱除钙、镁等杂质)，反浮选泡沫为尾矿，槽内即为磷精矿。
上述分离工艺中，优选的，所述低品位磷矿中，P2O5的含量为14-18％，CaO的含量为30-38％，MgO的含量为4-12％，CaO/P2O5的质量比为2.0-2.6。
上述分离工艺中，优选的，控制所述消化矿浆的粒度小于0.5mm，矿浆中固体物质的质量浓度为10-40％。如果粒度太粗，一方面颗粒中的CaO不能溶出，导致消化不完全，另一方面，在浮选过程中容易沉槽，造成浮选机运行不正常，因此消化矿浆的粒度控制在小于0.5mm。矿浆中固体物质的质量浓度会影响精矿质量、回收率、药剂消耗、浮选机处理能力等，因此，本发明中要求的矿浆质量浓度为10-40％。
上述分离工艺中，优选的，所述反浮选为一次反浮选或一粗一扫反浮选。
上述分离工艺中，优选的，一次反浮选过程中，分散剂用量为300-1200g/t，捕收剂用量为500-1500g/t，起泡剂用量为5-40g/t。
上述分离工艺中，优选的，一粗一扫反浮选过程中，粗选时，分散剂用量为50-1000g/t、捕收剂用量为100-1000g/t、起泡剂用量为5-40g/t；扫选时，分散剂用量为0-400g/t、捕收剂用量为100-500g/t、起泡剂用量为0-20g/t。
上述分离工艺中，优选的，所述分散剂为水玻璃或六偏磷酸钠，所述捕收剂为磺酸类捕收剂，所述起泡剂为2号油(复合高级醇)或MIBC(甲基异丁基甲醇)。
本发明中，对于分散剂、捕收剂和起泡剂用量及类型的选择是考虑到了对物料性质(即低品位磷矿的性质)以及要求的浮选指标而确定的。药剂用量过低或过高，达不到预期目标，还可能会造成药剂浪费。
上述分离工艺中，优选的，所述磷精矿中，P2O5品位大于24％，磷回收率大于82.5％，CaO/P2O5质量比小于1.7。
本发明的工艺流程为煅烧-消化-反浮选工艺，反浮选流程简单，仅为一次反浮选或一粗一扫反浮选，且浮选的处理能力和效率更高，具有单位容积处理能力大等优点。另外，针对本发明中低品位磷矿的性质，反浮选流程易于实现针对性组合，可以脱除接近粒度上限未消化完全的CaO颗粒，对原料适用性强。本发明中，针对特定的低品位磷矿，煅烧与消化后的磷矿更有利于反浮选，煅烧、消化与反浮选相互配合，协同作用，最终得到的磷精矿中P2O5品位高，磷的回收率高，CaO/P2O5质量比低。
与现有技术相比，本发明的优点在于：
1、本发明在消化矿浆中加入分散剂、捕收剂和起泡剂，可以选择性地使氢氧化钙、氢氧化镁与磷矿分离，分离效率高，所得磷精矿产品的P2O5品位大于24％，P2O5回收率大于82％，CaO/P2O5质量比小于1.7，满足JCKPA窑法磷酸工艺需求。
2、本发明具有工艺流程简单、处理量大、对原料适应性强等优点，具有广阔的市场前景。
附图说明
为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。
图1为本发明一次反浮选的工艺流程图。
图2为本发明一粗一扫反浮选的工艺流程图。
具体实施方式
为了便于理解本发明，下文将结合说明书附图和较佳的实施例对本发明作更全面、细致的描述，但本发明的保护范围并不限于以下具体的实施例。
除非另有定义，下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解的含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的，并不是旨在限制本发明的保护范围。
除非另有特别说明，本发明中用到的各种原材料、试剂、仪器和设备等均可通过市场购买得到或者可通过现有方法制备得到。
实施例1：
一种磷矿煅烧-消化-反浮选分离工艺，包括以下步骤：
(1)低品位磷矿P2O5含量为16.51％，CaO含量为34.38％，MgO含量为10.44％，CaO/P2O5质量比为2.08。将低品位磷矿经碎矿、磨矿、煅烧、消化处理得到矿浆中固体物质的质量浓度为20％、颗粒粒度小于0.425mm的消化矿浆；
(2)按图1所示流程对消化矿浆进行一次反浮选，在消化矿浆中依次加入水玻璃1000g/t，磺酸类捕收剂HSN 1400g/t及2号油31g/t，最终可获得P2O5品位为25.57％的磷精矿，回收率为84.01％，CaO/P2O5质量比为1.64，所得磷精矿满足JCKPA窑法磷酸工艺需求。
实施例2：
一种磷矿煅烧-消化-反浮选分离工艺，包括以下步骤：
(1)低品位磷矿P2O5含量为16.51％，CaO含量为34.38％，MgO含量为10.44％，CaO/P2O5质量比为2.08。将低品位磷矿经碎矿、磨矿、煅烧、消化处理得到矿浆中固体物质的质量浓度为20％、颗粒粒度小于0.425mm的消化矿浆；
(2)按图1所示流程对消化矿浆进行一次反浮选，在消化矿浆中依次加入水玻璃500g/t，磺酸类捕收剂HSN 500g/t及2号油20g/t，最终可获得P2O5品位为24.30％的磷精矿，回收率为87.40％，CaO/P2O5质量比为1.70，所得磷精矿满足JCKPA窑法磷酸工艺需求。
实施例3：
一种磷矿煅烧-消化-反浮选分离工艺，包括以下步骤：
(1)低品位磷矿P2O5含量为15.36％，CaO含量为35.81％，MgO含量为10.87％，CaO/P2O5质量比为2.33。将低品位磷矿经碎矿、磨矿、煅烧、消化处理得到矿浆中固体物质的质量浓度为25％、颗粒粒度小于0.15mm的消化矿浆；
(2)按图2所示流程对消化矿浆进行一粗一扫反浮选，粗选时，在消化矿浆中依次加入六偏磷酸钠50g/t，磺酸类捕收剂HSN 300g/t及MIBC 10g/t；扫选时，依次加入磺酸类捕收剂HSN 200g/t及MIBC 5g/t，最终可获得P2O5品位为26.77％的磷精矿，回收率为82.90％，CaO/P2O5质量比为1.62，所得磷精矿满足JCKPA窑法磷酸工艺需求。
实施例4：
一种磷矿煅烧-消化-反浮选分离工艺，包括以下步骤：
(1)低品位磷矿P2O5含量为14.87％，CaO含量为36.32％，MgO含量为11.21％，CaO/P2O5质量比为2.41。将低品位磷矿经碎矿、磨矿、煅烧、消化处理得到矿浆质量浓度为35％、颗粒粒度小于0.15mm的消化矿浆；
(2)按图2所示流程对消化矿浆进行一粗一扫反浮选，粗选时，在消化矿浆中依次加入六偏磷酸钠50g/t，磺酸类捕收剂HSN 400g/t及MIBC 5g/t；扫选时，依次加入六偏磷酸钠20g/t，磺酸类捕收剂HSN 200g/t及MIBC 10g/t，最终可获得P2O5品位为25.83％的磷精矿，回收率为82.95％，CaO/P2O5质量比为1.64，所得磷精矿满足JCKPA窑法磷酸工艺需求。
实施例5：
一种磷矿煅烧-消化-反浮选分离工艺，包括以下步骤：
(1)低品位磷矿P2O5含量为16.51％，CaO含量为34.38％，MgO含量为10.44％，CaO/P2O5质量比为2.08。将低品位磷矿经碎矿、磨矿、煅烧、消化处理得到矿浆中固体物质的质量浓度为20％、颗粒粒度小于0.425mm的消化矿浆；
(2)按图1所示流程对消化矿浆进行一次反浮选，在消化矿浆中依次加入水玻璃1100g/t，磺酸类捕收剂HSN 1500g/t及2号油35g/t，最终可获得P2O5品位为25.52％的磷精矿，回收率为83.88％，CaO/P2O5质量比为1.68，所得磷精矿满足JCKPA窑法磷酸工艺需求。
对比例：
一种磷矿煅烧-消化-脱泥工艺，包括以下步骤：
(1)低品位磷矿P2O5含量为16.51％，CaO含量为34.38％，MgO含量为10.44％，CaO/P2O5质量比为2.08；将低品位磷矿经碎矿、磨矿、煅烧、消化处理得到矿浆质量浓度为25％、颗粒粒度小于0.15mm的消化矿浆；
(2)使用旋流器对消化矿浆进行脱泥处理，旋流器溢流嘴直径20mm，沉砂口直径10mm，进料压力为0.15MPa，最终可获得P2O5品位为24.69％的磷精矿，回收率为82.26％，CaO/P2O5质量比为1.69，所得磷精矿满足JCKPA窑法磷酸工艺需求。
实施例2与对比例相比，在磷精矿P2O5品位、CaO/P2O5质量比均相近的情况下，前者的磷回收率高出5个百分点。实施例3与对比例相比，在磷回收率相近的情况下，前者的磷精矿P2O5品位高出2.08个百分点，CaO/P2O5质量比降低了0.07。

Claims (3)

1.一种磷矿煅烧-消化-反浮选分离工艺，其特征在于，包括以下步骤：
（1）将低品位磷矿经煅烧、消化处理得到消化矿浆；所述低品位磷矿中，P2O5的含量为14-18%，CaO的含量为30-38%，MgO的含量为4-12%，CaO/P2O5的质量比为2.0-2.6；控制所述消化矿浆的粒度小于0.5mm，消化矿浆中固体物质的质量浓度为10-40%；
（2）向步骤（1）中得到的消化矿浆中依次加入分散剂、捕收剂和起泡剂进行反浮选脱钙，反浮选泡沫为尾矿，槽内即为磷精矿；所述磷精矿中，P2O5品位大于24%，CaO/P2O5质量比小于1.7；
所述反浮选为一次反浮选或一粗一扫反浮选；
一次反浮选过程中，分散剂用量为300-1200g/t，捕收剂用量为500-1500g/t，起泡剂用量为5-40g/t；
一粗一扫反浮选过程中，粗选时，分散剂用量为50-1000g/t、捕收剂用量为100-1000g/t、起泡剂用量为5-40g/t；扫选时，分散剂用量为0-400g/t、捕收剂用量为100-500g/t、起泡剂用量为0-20g/t。
2.根据权利要求1所述的分离工艺，其特征在于，所述分散剂为水玻璃或六偏磷酸钠，所述捕收剂为磺酸类捕收剂，所述起泡剂为2号油或MIBC。
3.根据权利要求1所述的分离工艺，其特征在于，所述磷精矿中，磷回收率大于82.5%。
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