(19)中华人民共和国国家知识产权局
*CN102441498A*
(10)申请公布号 CN 102441498 A(43)申请公布日 2012.05.09
(12)发明专利申请
(21)申请号 201110336980.9(22)申请日 2011.10.31
(71)申请人中蓝连海设计研究院
地址222000 江苏省连云港市新浦区朝阳西
路51号(72)发明人杨勇 刘升林 钱押林 朱孔金
冯春晖 刘星强(74)专利代理机构南京众联专利代理有限公司
32206
代理人刘喜莲(51)Int.Cl.
B03D 1/00(2006.01)B03D 1/08(2006.01)
权利要求书 1 页 说明书 6 页 附图 1 页
(54)发明名称
一种磷矿双反浮选工艺(57)摘要
本发明涉及一种磷矿双反浮选工艺，包括反浮选脱镁、脱泥和调浆、反浮选脱硅。其特征在于反浮选脱镁后的矿浆进行脱泥，控制脱泥底流的浓度和细颗粒含量，对底流进行调浆后进行反浮选脱硅。本工艺能根除或大部分消除矿泥对反浮选脱硅干扰，不仅提高浮选效率，更重要是改善浮选泡沫的流动性，使磷矿双反浮选能用工程化。
CN 102441498 ACN 102441498 Axxxxxxxx
权 利 要 求 书
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1.一种磷矿双反浮选工艺，其特征在于，其步骤如下：（1）反浮选脱镁：磷矿经磨到浮选要求的粒度后，加入反浮选脱镁调整剂5~20kg/t原矿和脱镁捕收剂0.8~3.5kg/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3 kg/t原矿的脱镁调整剂后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，脱镁中矿返回镁粗选，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿；
（2）脱镁粗精矿脱泥、调浆：脱镁粗精矿进入脱泥装置将小于10-38微米的颗粒脱出，脱泥后的沉砂质量浓度为30~70%，小于10-38微米的颗粒含量不大于25%；沉砂进入搅拌槽，加入脱硅调整剂0.5~2.5kg/t原矿、脱硅捕收剂50~400kg/t原矿以及非极性油20~100kg/t原矿后，进行高浓度调浆，调浆时间不小于5分钟；
（3）反浮选脱硅：向调浆后的矿浆中加水，控制质量浓度在20~30%，进行硅粗选作业，硅粗选槽内为精矿；硅粗选泡沫进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿，脱硅中矿返回硅粗选，硅再选泡沫为硅质矿物尾矿；
所述脱泥装置为水力旋流器或脱泥斗；脱泥装置溢流与精矿合并成综合磷精矿；所述脱镁调整剂为硫酸或磷酸，或者由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；
所述脱硅调整剂为碳酸钠，脱硅捕收剂为有机胺类的一种或几种，有机胺类包括伯胺、多胺、醚胺、醚多胺，非极性油为柴油或煤油。
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说 明 书一种磷矿双反浮选工艺
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技术领域
[0001]
本发明涉及一种磷矿的浮选工艺，尤其是涉及一种磷矿双反浮选工艺。
背景技术
浮选是处理磷矿资源最主要的方法，对于硅钙质磷矿石，为了提高精矿的质量，引入反浮选脉石矿物（碳酸盐矿物或硅酸盐矿物）是目前比较有效方法。反浮选作业是在“浮少抑多”的过程中进行的，这样不仅能保证浮选过程较高的选择性，而且浮选过程容易控制和稳定，减少浮选过程的机械夹杂与浮选泡沫输送的困难。这是单一反浮选或双反浮选同正浮选或正-反浮选流程比较所具有的重要优点之一。磷矿反浮选对温度不敏感，可以在常温下进行。双反浮选是处理我国沉积型硅钙质（或硅钙质）磷矿比较有效的方法。[0003] 磷矿双反浮选是由反浮选脱镁（碳酸盐矿物）和反浮选脱硅（硅酸盐矿物）联合组成，矿石磨到合格的粒度后，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。其中反浮选脱硅普遍使用的阳离子胺类捕收剂对矿泥敏感，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，制约磷矿双反浮选工业化。[0004] 目前，不少浮选研究者对磷矿反浮选脱硅进行大量的研究，特别是浮选药剂的研究，高效的捕收剂、泡沫调整剂以及矿泥的分散剂、絮凝剂、抑制剂等均有进展。[0005] 刘鑫等人的一种表面活性物质在胶磷矿脱硅反浮选中的应用研究[J]，化工矿物与加工，2009，12。采用工业杂醇Zc与醚胺类捕收剂Y10组合药剂作为浮硅捕收剂对某胶磷矿进行双反浮选工艺试验，在原矿品位为P2O526.22%、MgO1.60%、SiO222.33%时，可以得到P2O530.14%、MgO0.61%、回收率92.99%的精矿指标。表面张力及相对接触角测试发现，工业杂醇Zc的加入能提高Y10的选择性。
[0006] 曾小波等人的胶磷矿阳离子反浮选泡沫行为研究[J]，化工矿物与加工，2008，01。针对阳离子捕收剂反浮选胶磷矿泡沫多且不易消散的难题，本研究通过在浮选矿浆中添加无机泡沫调整剂CA，对浮选三相界面行为进行研究，并对CA的消泡机理进行了初步探索。
[0007] CN 1806931公布中低品位胶磷矿选矿方法，它包括重介质选矿提精抛尾，双反浮选脱镁降硅。
[0008] CN 101972710A公开一种中低品位磷块岩的双反浮选工艺，在磷矿反浮选脱镁后，先加入分散剂和少量的捕收剂浮选细粒的硅质脉石矿物和细泥，在加入捕收剂和非极油浮选粗粒的硅质脉石矿物，该工艺能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。有文献报道在磷矿反浮选脱镁后，用选择性絮凝的工艺能有效避免矿泥对反浮选脱硅的影响。
[0002]
上述的磷矿双反浮选工艺能部分减弱矿泥对反浮选脱硅的影响，在一定程度上能
提高分选效率，但上述的工艺只对特定的矿石或易选的矿石有效，对于难选的矿石，由于不能完全或大部分消除矿泥的不利影响，在浮选的过程中，还是存在浮选泡沫跑槽，粘度大，
[0009]
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不易破灭等现象，导致浮选泡沫输送困难，严重干扰正常浮选，很难用于工程实践。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，提供一种工艺更为合理、根除矿泥对反浮选脱硅影响的一种磷矿双反浮选工艺。
[0011] 本发明所要解决的技术问题是通过以下的技术方案来以实现的。本发明是一种磷矿双反浮选工艺，其特点是，其步骤如下：
（1）反浮选脱镁：磷矿经磨到浮选要求的粒度后，加入反浮选脱镁调整剂5~20kg/t原矿和脱镁捕收剂0.8~3.5kg/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3 kg/t原矿的脱镁调整剂后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，脱镁中矿返回镁粗选，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿；
（2）脱镁粗精矿脱泥、调浆：脱镁粗精矿进入脱泥装置将小于10-38微米的颗粒脱出，脱泥后的沉砂质量浓度为30~70%，小于10-38微米的颗粒含量不大于25%；沉砂进入搅拌槽，加入脱硅调整剂0.5~2.5kg/t原矿、脱硅捕收剂50~400kg/t原矿以及非极性油20~100kg/t原矿后，进行高浓度调浆，调浆时间不小于5分钟；
（3）反浮选脱硅：向调浆后的矿浆中加水，控制质量浓度在20~30%，进行硅粗选作业，硅粗选槽内为精矿；硅粗选泡沫进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿，脱硅中矿返回硅粗选，硅再选泡沫为硅质矿物尾矿；
所述脱泥装置为水力旋流器或脱泥斗；脱泥装置溢流与精矿合并成综合磷精矿；所述脱镁调整剂为硫酸或磷酸，或者由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；
所述脱硅调整剂为碳酸钠，脱硅捕收剂为有机胺类的一种或几种，有机胺类包括伯胺、多胺、醚胺、醚多胺，非极性油为柴油或煤油。[0012] 本发明磷矿的双反浮选工艺，是在传统双反浮选工艺的基础上，在反浮选脱镁和反浮选脱硅之间增加脱泥工艺，根据脱泥工艺的特点，对脱泥的底流进行调浆处理后进行反浮选脱硅。采用脱泥工艺后，能根除或大部分消除矿泥对反浮选脱硅干扰，不仅提高浮选效率，更重要是改善浮选泡沫的流动性，使磷矿双反浮选能用工程化，这对开发利用我国中低品位磷矿具有很大的现实意义。
[0010]
附图说明
[0013] 图1是本发明一种磷矿的双反浮选工艺流程图。
具体实施方式
[0014] 以下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。[0015] 实施例1，参照图1，一种磷矿双反浮选工艺，其步骤如下：
（1）反浮选脱镁：磷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3 kg/t原矿的脱镁调整剂后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，脱镁中矿返回镁粗
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选，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿；（2）脱镁粗精矿脱泥、调浆：脱镁粗精矿进入脱泥装置将小于10微米的颗粒脱出，脱泥后的沉砂质量浓度为30%，小于10微米的颗粒含量不大于25%；沉砂进入搅拌槽，加入脱硅调整剂0.5kg/t原矿、脱硅捕收剂50kg/t原矿以及非极性油20kg/t原矿后，进行高浓度调浆，调浆时间不小于5分钟；
（3）反浮选脱硅：向调浆后的矿浆中加水，控制质量浓度在20%，进行硅粗选作业，硅粗选槽内为精矿；硅粗选泡沫进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿，脱硅中矿返回硅粗选，硅再选泡沫为硅质矿物尾矿；
所述脱泥装置为水力旋流器或脱泥斗；脱泥装置溢流与精矿合并成综合磷精矿；所述脱镁调整剂为硫酸或磷酸，脱镁捕收剂为烷基脂肪酸的皂化物； 所述脱硅调整剂为碳酸钠，脱硅捕收剂为有机胺类的一种或几种，有机胺类包括伯胺、多胺、醚胺、醚多胺，非极性油为柴油或煤油。[0016] 实施例2，参照图1，一种磷矿双反浮选工艺，其步骤如下：
（1）反浮选脱镁：磷矿经磨到浮选要求的粒度后，加入反浮选脱镁调整剂20kg/t原矿和脱镁捕收剂3.5kg/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2 kg/t原矿的脱镁调整剂后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，脱镁中矿返回镁粗选，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿；
（2）脱镁粗精矿脱泥、调浆：脱镁粗精矿进入脱泥装置将小于38微米的颗粒脱出，脱泥后的沉砂质量浓度为70%，小于38微米的颗粒含量不大于25%；沉砂进入搅拌槽，加入脱硅调整剂2.5kg/t原矿、脱硅捕收剂400kg/t原矿以及非极性油100kg/t原矿后，进行高浓度调浆，调浆时间不小于5分钟；
（3）反浮选脱硅：向调浆后的矿浆中加水，控制质量浓度在30%，进行硅粗选作业，硅粗选槽内为精矿；硅粗选泡沫进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿，脱硅中矿返回硅粗选，硅再选泡沫为硅质矿物尾矿；
所述脱泥装置为水力旋流器或脱泥斗；脱泥装置溢流与精矿合并成综合磷精矿；所述脱镁调整剂为由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；
所述脱硅调整剂为碳酸钠，脱硅捕收剂为有机胺类的一种或几种，有机胺类包括伯胺、多胺、醚胺、醚多胺，非极性油为柴油或煤油。[0017] 实施例3，参照图1，一种磷矿双反浮选工艺，其步骤如下：
（1）反浮选脱镁：磷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0.5 kg/t原矿的脱镁调整剂后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，脱镁中矿返回镁粗选，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿；
（2）脱镁粗精矿脱泥、调浆：脱镁粗精矿进入脱泥装置将小于20微米的颗粒脱出，脱泥后的沉砂质量浓度为50%，小于20微米的颗粒含量不大于25%；沉砂进入搅拌槽，加入脱硅调整剂1.5kg/t原矿、脱硅捕收剂200kg/t原矿以及非极性油60kg/t原矿后，进行高浓度调浆，调浆时间不小于5分钟；
（3）反浮选脱硅：向调浆后的矿浆中加水，控制质量浓度在25%，进行硅粗选作业，硅粗
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选槽内为精矿；硅粗选泡沫进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿，脱硅中矿返回硅粗选，硅再选泡沫为硅质矿物尾矿；
所述脱泥装置为水力旋流器或脱泥斗；脱泥装置溢流与精矿合并成综合磷精矿；所述脱镁调整剂为由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；
所述脱硅调整剂为碳酸钠，脱硅捕收剂为有机胺类的一种或几种，有机胺类包括伯胺、多胺、醚胺、醚多胺，非极性油为柴油或煤油。[0018] 实施例4，磷矿双反浮选工艺实验一。四川某地磷矿石，试验规模：1吨/天连续扩大试验，采用本发明双反浮选工艺，它包括如下步骤：
（1）反浮选脱镁。原矿（P2O520.92%，MgO5.96%，酸不溶14.15%）经一段闭路磨到-0.074mm含量为80~85%后，加入硫酸和磷酸的混合物（1：1）12.24kg/t原矿和捕收剂脂肪酸皂2.33kg/t，进行镁粗选作业，镁粗选槽内为脱镁粗精矿。镁粗选泡沫加入硫酸和磷酸的混合物（1：1）1.0 kg/t后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，脱镁中矿返回镁粗选，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿（P2O58.00%，MgO14.93%，酸不溶6.86%）。[0019] （2）脱镁粗精矿脱泥、调浆。脱镁粗精矿进入脱泥斗将小于20微米的颗粒脱出，脱泥后的沉砂质量浓度为30~40%，小于20微米的颗粒含量为20~25%。沉砂进入搅拌槽，加入碳酸钠1.2kg/t原矿、脱硅捕收剂十二烷基丙二胺150kg/t原矿以及柴油50kg/t原矿后，进行调浆，调浆时间11分钟。[0020] （3）反浮选脱硅。调浆后的矿浆加水，控制质量浓度在20~30%，进行硅粗选作业，硅粗选槽内为精矿（P2O533.02%，MgO0.62%，酸不溶12.07%）。硅粗选泡沫进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿，脱硅中矿返回硅粗选，硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿（P2O515.19%，MgO1.22%，酸不溶49.98%）。[0021] （4）脱泥装置溢流（P2O526.61%，MgO1.19%，酸不溶23.29%）与精矿合并成综合磷精矿（P2O530.58%，MgO1.14%，酸不溶15.32%），P2O5回收率约80%。如采用其它有机胺类捕收剂也能得到上述结果。
[0022] 对本工艺的硅质脉石矿物尾矿进行粒度分析，分析结果见表1
四川某地磷矿硅质脉石矿物尾矿筛析结果 表1
由筛析结果可知，硅质脉石矿物尾矿粒度由粗到细，P2O5%品位逐步变高，在最细粒度级别（-0.020mm）P2O5%品位最高，证明这部分颗粒在反浮选脱硅中分选效果最差。这也说明了在反浮选脱硅前，脱去小于20微米细泥的重要性和必要性。[0023] 实施例5，磷矿双反浮选工艺实验二。湖北某地磷矿石，试验规模：1吨/天连续扩
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大试验，采用本发明双反浮选工艺，它包括如下步骤：（1）反浮选脱镁。原矿（P2O524.85%，MgO3.78%，酸不溶16.19%）经一段闭路磨到-0.074mm含量为70~75%后，加入磷酸7.85kg/t原矿和捕收剂脂肪酸皂2.30kg/t，进行镁粗选作业，镁粗选槽内为脱镁粗精矿。镁粗选泡沫加入磷酸1.5 kg/t后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，脱镁中矿返回镁粗选，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿（P2O55.43%，MgO15.66%，酸不溶5.15%）。[0024] （2）脱镁粗精矿脱泥、调浆。脱镁粗精矿进入脱泥斗将小于20微米的颗粒脱出，脱泥后的沉砂质量浓度为30~40%，小于20微米的颗粒含量为8~15%。沉砂进入搅拌槽，加入碳酸钠1.5kg/t原矿、脱硅捕收剂十二烷基醚丙胺120kg/t原矿以及煤油40kg/t原矿后，进行调浆，调浆时间9分钟。[0025] （3）反浮选脱硅。调浆后的矿浆加水，控制质量浓度在20~30%，进行硅粗选作业，硅粗选槽内为精矿（P2O534.11%，MgO0.24%，酸不溶12.16%）。硅粗选泡沫进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿，脱硅中矿返回硅粗选，硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿（P2O515.47%，MgO0.79%，酸不溶50.09%）。[0026] （4）脱泥装置溢流（P2O528.05%，MgO0.76%，酸不溶21.%）与精矿合并成综合磷精矿（P2O532.12%，MgO0.44%，酸不溶14.48%），P2O5回收率约90%。[0027] 对本工艺的硅质脉石矿物尾矿进行粒度分析，分析结果见表2
湖北某地磷矿硅质脉石矿物尾矿筛析结果 表2
实施例6，磷矿双反浮选工艺实验三。云南某地磷矿石，试验规模：6吨/小时工业试验，采用本发明双反浮选工艺，它包括如下步骤：
（1）反浮选脱镁。原矿（P2O524.93%，MgO3.57%，SiO216.47%）经一段闭路磨到-0.074mm含量为75~80%后，加入混酸（硫酸：磷酸=1.5：1）13.04kg/t原矿和捕收剂脂肪酸皂1.60kg/t，进行镁粗选作业，镁粗选槽内为脱镁粗精矿。镁粗选泡沫加入混酸2.4 kg/t后，进行镁再选作业，镁再选槽内为脱镁中矿，脱镁中矿返回镁粗选，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿。
[0028] （2）脱镁粗精矿脱泥、调浆。脱镁粗精矿进入旋流器将小于38微米的颗粒脱出，脱泥后的沉砂质量浓度为40~70%，小于38微米的颗粒含量为10~20%。沉砂进入搅拌槽，加入碳酸钠0.5kg/t原矿、脱硅捕收剂十二烷基醚丙胺135kg/t原矿以及煤油45kg/t原矿后，进行调浆，调浆时间5分钟。[0029] （3）反浮选脱硅。调浆后的矿浆加水，控制质量浓度在20~30%，进行硅粗选作业，硅
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粗选槽内为精矿。硅粗选泡沫进行硅再选，硅再选槽内为脱硅中矿，脱硅中矿返回硅粗选，硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿。[0030] （4）脱泥装置溢流与精矿合并成综合磷精矿（P2O530.56%，MgO0.79%，SiO216.28%），P2O5回收率约88%。
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