一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法.pdf

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摘要
申请专利号:

CN201410460490.3

申请日:

2014.09.11

公开号:

CN104261361A

公开日:

2015.01.07

当前法律状态:

授权

有效性:

有权

法律详情:

授权|||实质审查的生效IPC(主分类):C01B 25/01申请日:20140911|||公开

IPC分类号:

C01B25/01; B03D1/02; B03D103/02(2006.01)N

主分类号:

C01B25/01

申请人:

云南红富化肥有限公司

发明人:

林顺芝; 洪其渊; 陈国华; 罗彪

地址:

654100 云南省昆明市东川区四方地工业园区

优先权:

专利代理机构:

昆明大百科专利事务所 53106

代理人:

何健

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内容摘要

一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法,其特征是,工艺步骤包括:a.磷矿闭路粗碎—细碎—筛分—水洗、细矿闭路湿磨分级工艺;b.磷矿粗选—两次精选—一次扫选正浮选-浓密-压滤正浮选工艺;其中:a.磷矿闭路粗碎—细碎—筛分—水洗、细矿闭路湿磨分级工艺,制得质量百分比为P2O5≥25%、粒度≤25mm供黄磷生产用的磷精矿、制得不经浮选,用于磷酸生产萃取配浆用的粒度-100目>85%,质量百分比为P2O528.5%的磷矿浆。本发明采用多碎少磨-闭路筛分-洗选工艺,磨矿能耗可降低10kw.h/t,磷矿物与脉石矿物分离效果显著、分选指标好,较传统工艺磷精矿回收率高10%左右,尾矿残磷低2~3%。

权利要求书

1.  一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法,其特征是,工艺步骤包括:a.磷矿闭路粗碎—细碎—筛分—水洗、细矿闭路湿磨分级工艺;b.磷矿粗选—两次精选—一次扫选正浮选-浓密-压滤正浮选工艺;其中:
a.磷矿闭路粗碎—细碎—筛分—水洗、细矿闭路湿磨分级工艺,制得质量百分比为P2O5≥25%、粒度≤25mm供黄磷生产用的磷精矿、制得不经浮选,用于磷酸生产萃取配浆用的粒度-100目>85%,质量百分比为P2O528.5%的磷矿浆;具体包括以下顺序工艺步骤和条件:
a.1.将待加工磷矿配制成质量百分比为P2O520%±1%、MgO≤1%;
a.2.将配好的磷矿质量百分比为P2O520%±1%、MgO≤1%,通过振动给料机,使>45mm的磷矿进入粗破碎机;
a.3.经破碎的磷矿和振动给料机筛下的磷矿,其粒度<45mm的磷矿一并送入洗矿机加水洗涤;
a.4.洗矿机溢流液流入高频振动筛,筛下的泥浆流入收集槽,用泵送入浓密机;筛上的细粒矿在粒度≥0.5mm、质量百分比为P2O520%±1%梭入细矿输送机,送入磨矿贮斗;
a.4.1.洗泥水进入浓密机前加入絮凝剂稀释液,该絮凝剂稀释液配制浓度1.5g/l,混匀后进入深锥浓密机中心筒,进行浓密澄清;
a.4.2.经过浓密机澄清的溢流液再回用,底流排出的稠浆用泵送至尾矿坝;
a.5.洗矿机排出的粗洗矿落入多层园振动直线筛分机,筛上加水冲洗;
a.5.1多层园振动直线筛分机上层粒度>45mm的磷矿经输送机送入颚式细破碎机进一步细碎;由破碎机排出的细碎磷矿,经过输送机返送回多层筛分机;
a.5.2.多层园振动直线筛分机中层物料粒度在8mm~45mm之间的为黄磷矿,由皮带输送机送往黄磷矿堆场进行对外销售;
a.5.3.多层园振动直线筛分机底层筛板上粒度在0.5mm~8mm之间的磷矿梭入细矿输送机,送入磨矿贮斗;
a.5.4.通过多层园振动直线筛分机的料浆,经隔栅后进入集液槽,用泥浆泵将泥浆抽回洗矿机进行循环洗涤,隔筛留下的粗粒人工清运到细矿输送机上;
a.6.磨矿贮斗的细矿粒度≤8mm、质量百分比为P2O520%±1%经过输送加料机进入球磨机,采取闭路循环湿磨的方式制取粗矿浆,制得粗磨矿浆含固量55%~60%、细度-0.074mm50~50%;
a.7.粗磨矿浆进入水力分级器,通过注入压力水使细粒矿浆悬浮溢出,粗粒矿浆通过喉颈被水带出,将粗粒矿浆用泵抽入球磨机进料口进行循环磨矿;悬浮溢出的细粒粒度≤0.15mm的矿浆流入搅拌调浆槽;
a.8.水力分级器悬浮溢出的细粒粒度≤0.15mm的矿浆流入搅拌调浆槽,加水调至成含 固量22%±1%矿浆,用泵送至旋流分级器,进行矿浆分级处理;
a.9.从旋流分级器上部旋流出的矿浆成为合格的入选矿浆,其含固量22%±2%、细度-200目>85%,质量百分比为P2O520%,经管道流入入选合格矿浆贮槽;底流稠浆全部流至精矿浆中间贮槽为合格磷精矿浆;
b.一种磷矿粗选—两次精选—次扫选正浮选-浓密-压滤正浮选工艺,具体包括以下顺序工艺步骤和条件:
b.1.混合:用泵将入选合格矿浆贮槽的含固量22%±2%、细度-200目>85%,质量百分比为P2O520%磷矿浆送入高效反应搅拌槽JB3000,按每吨原矿加入调整剂碳酸钠1~2kg、复合抑制剂溶液:苛性淀粉+高模数水玻璃2~3kg于高效反应搅拌槽JB3000槽中,调浆5-10分钟后,严格控制反应料浆pH9.5~10,反应料浆溢流入高效反应搅拌槽JB2500中,直接添加捕收剂YS1~1.2kg,搅拌15-20分钟,反应料浆溢流入粗选槽;
b.2.粗选:将高效搅拌反应后的料浆和扫选的中矿一并导入粗选槽,在搅拌的情况下、鼓入空气,观察泡沫带料状况,适时加入捕收剂YS、复合抑制剂,进行粗选浮,选出粗选精矿、槽中的粗选尾矿流入精选槽;
b.3.精选Ⅰ:由粗选槽粗选尾矿和精选Ⅱ返送来的上浮沫料浆一并流入精选Ⅰ槽,在搅拌的情况下、鼓入空气,观察泡沫带料状况,按每吨原矿加入复合抑制剂溶液:苛性淀粉+高模数水玻璃0.5~1kg,进行1次精选,选出精选中矿和尾矿Ⅰ;
b.3.1精选Ⅱ:由精选Ⅰ槽流出的尾矿Ⅰ流入精选Ⅱ槽,鼓入空气,观察泡沫带料状况,适时加入捕收剂YS,进行2次精选,上浮沫料浆返至精选Ⅰ槽,使排出尾矿浆残磷质量百分比为P2O5<7%;
b.4扫选:由粗选槽送来的上浮沫料浆进入扫选槽,在搅拌的情况下、鼓入空气,观察泡沫带料状况,按每吨原矿加入捕收剂YS200g、适时加复合抑制剂,进行扫选,制得质量百分比为P2O5>30%,细度-200目,含固量16~18%的浮选精矿浆,扫选中矿流入粗选槽;
b.5.精矿浆浓密:由扫选机浮选得到质量百分比为P2O5>30%,细度-200目,含固量16~18%的精矿浆通过U型集料槽,在U型集料槽加入1~1.5g/l絮凝剂稀释液,加入量以原矿计按60~100g/t,在进入浓密机NZSG-25前充分混匀后流入中心筒,经过浓密沉降,使出浓密机底流稠浆质量百分比为P2O5>30%,含固量>55%,底流稠浆直接导入精矿浆中转槽,浓密溢液一部分流至出磨矿浆调配槽,余下部分用泵送至高位回用水池;
b.6.尾矿浆浓密:由浮选精选Ⅱ段排出的质量百分比为P2O5<7%,细度-200目80%左右,含固量20%±1%尾矿浆,通过U型集料槽,在U型集料槽用水稀释,使其含固量<16%,加入1~1.5g/l絮凝剂稀释液,加入量以原矿计按60~100g/t,在进入浓密机NZSG-20前充分混匀 后流入中心筒,经过浓密沉降,使出浓密机底流稠浆,含固量>35%,底流稠浆直接用泵送压滤工序;浓密溢液流经中转槽用泵送至高位回用水池;
b.7.精矿浆压滤:在满足磷酸萃取用磷矿浆的前提下,多余的精矿浆用泵送至压滤工序精矿浆给料槽,磷矿浆通过给料泵压入精矿压滤机HVPF-84m2,经过压滤得到质量百分比为P2O530%,水分<15%的精矿粉,滤液返至精矿浓密机进料中心筒;
b.8.尾矿浆压滤:由尾矿浓密机排出的稠浆泵送压入尾矿稠浆给料槽,通过给料泵压入尾矿压滤机HVPF-50m2,经过压滤得到质量百分比为P2O5<7%,水分<25%的尾矿滤饼,经胶带输送机送至堆场,用汽车转运至尾矿坝,滤液返至尾矿浓密机进料中心筒;当压滤机发生故障时,尾矿稠浆采用泵送至尾矿坝。

说明书

一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法
技术领域
本发明涉及一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法,特别适于质量百分比为P2O5<20%的贫沉积硅-钙质磷块岩类泥质磷矿石的水洗-浮选。
背景技术
目前处理磷矿的方法主要是浮选法、“擦洗脱泥”工艺、重力选矿、焙烧-消化工艺、化学浸取技术、光电拣选技术、联合选矿流程等。云南红富化肥有限公司所有东川区大垇子磷矿所产低品位难选泥质磷矿,其含质量百分比为P2O5<20%,是典型的沉积硅-钙质磷块岩类磷矿石,因其嵌布粒度细、磷矿物与脉石矿物的単体解离较困难,同吋,脉石矿物不仅含有硅酸盐矿物,还含有白云石、方解石等与磷灰石可浮性相近的钙质矿物,使其分选变得复杂而困难。同时由于此类磷矿石品位低,单位矿石价值不大,若采用复杂工艺流程和普通药剂制度选矿成本高,经济上也必定得不偿失。
2014年4月9日,云南红富化肥有限公司委托国土资源部昆明矿产资源监督检测中心,对云南省昆明市东川区大凹子磷矿进行正浮选试验研究,以查明该矿石采用正浮选工艺所能达到的分选指标,供选矿厂改造、指导生产使用。对东川大垇子矿样进行工艺矿物学测试,理化表征如下:
(1)矿石为沉积型磷块岩矿石,具块状构造和纹层状构造,具含鲕粒/球粒砂屑结构,含砂屑粉砂结构、粉-微晶结构、含粉-细砂屑泥晶结构。属于滇东昆阳-昭通磷矿带的中部磷块岩矿床。
(2)矿石中共有磷酸盐、氧化物、碳酸盐、硅酸盐、自然元素、硫化物等六类共10种矿物存在,其中,矿石矿物磷酸盐(胶磷矿/磷灰石)主要,约占60.2%、氧化物约占21%、硅酸盐约占11%、碳酸盐约占4%、其他矿物少量。主要的脉石矿物为石英、其次为绢云母,少量白云石、有机质等。
(3)胶磷矿多呈砂屑状,粒度主要在0.02-1.5mm之间,常见有机质、褐铁矿等包裹体,使其P2O5含量低于理论值,是影响磷精矿品位提高的原因之一。而脉石矿物石英、绢云母、白云石等嵌布粒度均较细,在磨矿过程中与胶磷矿较难相互解离,也会影响到磷精矿品位的提高。
(4)经化学分析,矿石中P2O5的含量在20%左右,经镜下观察及X-衍射分析,磷主要以独立矿物的形式赋存在胶磷矿中,胶磷矿多呈隐晶质、集合体砂屑状,少数呈显晶质环绕于磷质表鲕粒的外壳,少见结晶的磷灰石晶体,呈粒状和柱状。
(5)矿石中未发现具有综合回收利用价值的共伴生元素。
目前,处理该类型磷矿石仍然以浮选法为主,如单一细磨正浮选、正-反浮选、反-正浮选以及双反浮选工艺等,其工艺流程分别为:单ー细磨正浮选工艺,即加Na2CO3·Na2SiO3等抑制硅酸盐,阴离子捕收剂浮选磷酸盐;正-反浮选,即加Na2C03、Na2SiO3等抑制硅酸盐,阴离子捕收剂浮选磷酸盐及含钙镁等碳酸盐矿物,然后再用H2SO4或H3PO4将pH值调至5.5~6.0以抑制磷酸盐,阴离子捕收剂反浮选碳酸盐矿物;反-正浮选,即先用H2SO4或H3PO4抑制磷矿物,阴离子捕收剂反浮选白云石等碳酸盐矿物,然后用石灰、Na2CO3.Na2SiO3等抑制硅酸盐矿物而用阴离子捕收剂正浮选磷酸盐矿物;双反浮选,即先用H2SO4或H3PO4抑制磷矿物,阴离子捕收剂反浮选白云石等碳酸盐矿物,然后矿浆经脱泥后再用阳离子捕收剂反浮选硅酸盐矿物。但由于缺乏有效的脉石抑制剂和选择性好的捕收剂,单一细磨正浮选、正-反浮选、反-正浮选等工艺都不易得到良好的分离效果。且存在传统正浮选时一次性细磨成本高、纯碱用量高达到5~7kg/t、磷精矿质量低等问题;双反浮选分选工艺至今不成熟,特别对选择性好的高效阳离子捕收剂及选矿工艺尚需做进ー步的研究。
申请号为200810143185.6的发明专利公开了ー种微晶及隐晶质低品位胶磷矿选矿工艺,其工艺步骤与条件是:(I)矿石破碎,湿磨至-200目含量为90-92%的细度;(2)浮选法脱泥;(3)磷酸盐正浮选;(4)碳酸盐反浮选,反浮选扫选作业后的槽内产品为最终产品磷精矿。该发明虽然得到的分选指标较好,但同样存在工艺流程复杂、选矿成本高等不足。申请号为87101820的发明专利公开了ー种新型高效的磷矿浮选抑制剂木素磺酸钙磺甲基化衍生物即L-339用于低品位难选磷矿浮选,可达到很好的浮选指标,但该木素磺酸钙磺甲基化衍生物制备工艺复杂,从市场上不能大規模采购,工业上应用比较困难。总之现有技术均不同程度存在工艺复杂、分选效果差、分选成本高等缺点。
因此,寻求一种既能达到降低选矿成本、减少药剂用量、又有效选别磷矿物-分级利用的洗矿浮选方法,对于低品位沉积型泥质磷块石的选矿具有重大意义。
发明内容
本发明的目的正是为了克服上述现有技术存在的缺陷而提供一种磷矿闭路粗碎—细碎—筛分—水洗、细矿闭路湿磨分级—正浮选综合应用工艺方法。
本发明的技术方案如下:
一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法,本发明特征是,工艺步骤包括:a.磷矿闭路粗碎—细碎—筛分—水洗、细矿闭路湿磨分级工艺;b.磷矿粗选—两次精选—一次扫选正浮选-浓密-压滤正浮选工艺;其中:
a.磷矿闭路粗碎—细碎—筛分—水洗、细矿闭路湿磨分级工艺,制得质量百分比为P2O5≥25%、粒度≤25mm供黄磷生产用的磷精矿、制得不经浮选,用于磷酸生产萃取配浆用的粒度-100 目>85%,质量百分比为P2O528.5%的磷矿浆;具体包括以下顺序工艺步骤和条件:
a.1.将待加工磷矿配制成质量百分比为P2O520%±1%、MgO≤1%;
a.2.将配好的磷矿质量百分比为P2O520%±1%、MgO≤1%,通过振动给料机,使>45mm的磷矿进入粗破碎机;
a.3.经破碎的磷矿和振动给料机筛下的磷矿,其粒度<45mm的磷矿一并送入洗矿机加水洗涤;
a.4.洗矿机溢流液流入高频振动筛,筛下的泥浆流入收集槽,用泵送入浓密机;筛上的细粒矿在粒度≥0.5mm、质量百分比为P2O520%±1%梭入细矿输送机,送入磨矿贮斗;
a.4.1.洗泥水进入浓密机前加入絮凝剂稀释液,该絮凝剂稀释液配制浓度1.5g/l,混匀后进入深锥浓密机中心筒,进行浓密澄清;
a.4.2.经过浓密机澄清的溢流液再回用,底流排出的稠浆用泵送至尾矿坝;
a.5.洗矿机排出的粗洗矿落入多层园振动直线筛分机,筛上加水冲洗;
a.5.1多层园振动直线筛分机上层粒度>45mm的磷矿经输送机送入颚式细破碎机进一步细碎;由破碎机排出的细碎磷矿,经过输送机返送回多层筛分机;
a.5.2.多层园振动直线筛分机中层物料粒度在8mm~45mm之间的为黄磷矿,由皮带输送机送往黄磷矿堆场进行对外销售;
a.5.3.多层园振动直线筛分机底层筛板上粒度在0.5mm~8mm之间的磷矿梭入细矿输送机,送入磨矿贮斗;
a.5.4.通过多层园振动直线筛分机的料浆,经隔栅后进入集液槽,用泥浆泵将泥浆抽回洗矿机进行循环洗涤,隔筛留下的粗粒人工清运到细矿输送机上;
a.6.磨矿贮斗的细矿粒度≤8mm、质量百分比为P2O520%±1%经过输送加料机进入球磨机,采取闭路循环湿磨的方式制取粗矿浆,制得粗磨矿浆含固量55%~60%、细度-0.074mm50~50%;
a.7.粗磨矿浆进入水力分级器,通过注入压力水使细粒矿浆悬浮溢出,粗粒矿浆通过喉颈被水带出,将粗粒矿浆用泵抽入球磨机进料口进行循环磨矿;悬浮溢出的细粒粒度≤0.15mm的矿浆流入搅拌调浆槽;
a.8.水力分级器悬浮溢出的细粒粒度≤0.15mm的矿浆流入搅拌调浆槽,加水调至成含固量22%±1%矿浆,用泵送至旋流分级器,进行矿浆分级处理;
a.9.从旋流分级器上部旋流出的矿浆成为合格的入选矿浆,其含固量22%±2%、细度-200目>85%,质量百分比为P2O520%,经管道流入入选合格矿浆贮槽;底流稠浆全部流至精矿浆中间贮槽为合格磷精矿浆。
b.一种磷矿粗选—两次精选—次扫选正浮选-浓密-压滤正浮选工艺,具体包括以下顺序工艺步骤和条件:
b.1.混合:用泵将入选合格矿浆贮槽的含固量22%±2%、细度-200目>85%,质量百分比为P2O520%磷矿浆送入高效反应搅拌槽JB3000,按每吨原矿加入调整剂碳酸钠1~2kg、复合抑制剂溶液:苛性淀粉+高模数水玻璃2~3kg于高效反应搅拌槽JB3000槽中,调浆5-10分钟后,严格控制反应料浆pH9.5~10,反应料浆溢流入高效反应搅拌槽JB2500中,直接添加捕收剂YS1~1.2kg,搅拌15-20分钟,反应料浆溢流入粗选槽;
b.2.粗选:将高效搅拌反应后的料浆和扫选的中矿一并导入粗选槽,在搅拌的情况下、鼓入空气,观察泡沫带料状况,适时加入捕收剂YS、复合抑制剂,进行粗选浮,选出粗选精矿、槽中的粗选尾矿流入精选槽;
b.3.精选Ⅰ:由粗选槽粗选尾矿和精选Ⅱ返送来的上浮沫料浆一并流入精选Ⅰ槽,在搅拌的情况下、鼓入空气,观察泡沫带料状况,按每吨原矿加入复合抑制剂溶液:苛性淀粉+高模数水玻璃0.5~1kg,进行1次精选,选出精选中矿和尾矿Ⅰ;
b.3.1精选Ⅱ:由精选Ⅰ槽流出的尾矿Ⅰ流入精选Ⅱ槽,鼓入空气,观察泡沫带料状况,适时加入捕收剂YS,进行2次精选,上浮沫料浆返至精选Ⅰ槽,使排出尾矿浆残磷质量百分比为P2O5<7%;
b.4扫选:由粗选槽送来的上浮沫料浆进入扫选槽,在搅拌的情况下、鼓入空气,观察泡沫带料状况,按每吨原矿加入捕收剂YS200g、适时加复合抑制剂,进行扫选,制得质量百分比为P2O5>30%,细度-200目,含固量16~18%的浮选精矿浆,扫选中矿流入粗选槽;
b.5.精矿浆浓密:由扫选机浮选得到质量百分比为P2O5>30%,细度-200目,含固量16~18%的精矿浆通过U型集料槽,在U型集料槽加入1~1.5g/l絮凝剂稀释液,加入量以原矿计按60~100g/t,在进入浓密机NZSG-25前充分混匀后流入中心筒,经过浓密沉降,使出浓密机底流稠浆质量百分比为P2O5>30%,含固量>55%,底流稠浆直接导入精矿浆中转槽,浓密溢液一部分流至出磨矿浆调配槽,余下部分用泵送至高位回用水池;
b.6.尾矿浆浓密:由浮选精选Ⅱ段排出的质量百分比为P2O5<7%,细度-200目80%左右,含固量20%±1%尾矿浆,通过U型集料槽,在U型集料槽用水稀释,使其含固量<16%,加入1~1.5g/l絮凝剂稀释液,加入量以原矿计按60~100g/t,在进入浓密机NZSG-20前充分混匀后流入中心筒,经过浓密沉降,使出浓密机底流稠浆,含固量>35%,底流稠浆直接用泵送压滤工序;浓密溢液流经中转槽用泵送至高位回用水池;
b.7.精矿浆压滤:在满足磷酸萃取用磷矿浆的前提下,多余的精矿浆用泵送至压滤工序精矿浆给料槽,磷矿浆通过给料泵压入精矿压滤机HVPF-84m2,经过压滤得到质量百分比为P2O530%,水分<15%的精矿粉,滤液返至精矿浓密机进料中心筒;
b.8.尾矿浆压滤:由尾矿浓密机排出的稠浆泵送压入尾矿稠浆给料槽,通过给料泵压入尾矿 压滤机HVPF-50m2,经过压滤得到质量百分比为P2O5<7%,水分<25%的尾矿滤饼,经胶带输送机送至堆场,用汽车转运至尾矿坝,滤液返至尾矿浓密机进料中心筒;当压滤机发生故障时,尾矿稠浆采用泵送至尾矿坝。
本发明的优点:
1.采用多碎少磨-闭路筛分-洗选工艺,磨矿能耗可降低10kw.h/t。
2.实现磷矿的分级使用,使我公司磷矿资源得到了有效利用。
3.药剂用量小,药剂用量为传统药剂用量的1/2~1/3。
4.磷矿物与脉石矿物分离效果显著、分选指标好,较传统工艺磷精矿回收率高10%左右,尾矿残磷低2~3%。
附图说明
图1为本发明选矿工艺流程示意图;
图2为浮选-浓密-压滤工艺流程示意图。
具体实施方式
见图1,图2,一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法,本发明特征是,工艺步骤包括:a.磷矿闭路粗碎—细碎—筛分—水洗、细矿闭路湿磨分级工艺;b.磷矿粗选—两次精选—一次扫选正浮选-浓密-压滤正浮选工艺;其中:
a.磷矿闭路粗碎—细碎—筛分—水洗、细矿闭路湿磨分级工艺,制得质量百分比为P2O5≥25%、粒度≤25mm供黄磷生产用的磷精矿、制得不经浮选,用于磷酸生产萃取配浆用的粒度-100目>85%,质量百分比为P2O528.5%的磷矿浆;按附图2所示的工艺流程,具体包括以下顺序工艺步骤和条件:
a.1.将待加工磷矿配制成质量百分比为P2O520%±1%、MgO≤1%;
a.2.将配好的磷矿质量百分比为P2O520%±1%、MgO≤1%,通过振动给料机,使>45mm的磷矿进入粗破碎机;
a.3.经破碎的磷矿和振动给料机筛下的磷矿,其粒度<45mm的磷矿一并送入洗矿机加水洗涤;
a.4.洗矿机溢流液流入高频振动筛,筛下的泥浆流入收集槽,用泵送入浓密机;筛上的细粒矿在粒度≥0.5mm、质量百分比为P2O520%±1%梭入细矿输送机,送入磨矿贮斗;
a.4.1.洗泥水进入浓密机前加入絮凝剂稀释液,该絮凝剂稀释液配制浓度1.5g/l,混匀后进入深锥浓密机中心筒,进行浓密澄清;
a.4.2.经过浓密机澄清的溢流液再回用,底流排出的稠浆用泵送至尾矿坝;
a.5.洗矿机排出的粗洗矿落入多层园振动直线筛分机,筛上加水冲洗;
a.5.1多层园振动直线筛分机上层粒度>45mm的磷矿经输送机送入颚式细破碎机进一步细 碎;由破碎机排出的细碎磷矿,经过输送机返送回多层筛分机;
a.5.2.多层园振动直线筛分机中层物料粒度在8mm~45mm之间的为黄磷矿,由皮带输送机送往黄磷矿堆场进行对外销售;
a.5.3.多层园振动直线筛分机底层筛板上粒度在0.5mm~8mm之间的磷矿梭入细矿输送机,送入磨矿贮斗;
a.5.4.通过多层园振动直线筛分机的料浆,经隔栅后进入集液槽,用泥浆泵将泥浆抽回洗矿机进行循环洗涤,隔筛留下的粗粒人工清运到细矿输送机上;
a.6.磨矿贮斗的细矿粒度≤8mm、质量百分比为P2O520%±1%经过输送加料机进入球磨机,采取闭路循环湿磨的方式制取粗矿浆,制得粗磨矿浆含固量55%~60%、细度-0.074mm50~50%;
a.7.粗磨矿浆进入水力分级器,通过注入压力水使细粒矿浆悬浮溢出,粗粒矿浆通过喉颈被水带出,将粗粒矿浆用泵抽入球磨机进料口进行循环磨矿;悬浮溢出的细粒粒度≤0.15mm的矿浆流入搅拌调浆槽;
a.8.水力分级器悬浮溢出的细粒粒度≤0.15mm的矿浆流入搅拌调浆槽,加水调至成含固量22%±1%矿浆,用泵送至旋流分级器,进行矿浆分级处理;
a.9.从旋流分级器上部旋流出的矿浆成为合格的入选矿浆,其含固量22%±2%、细度-200目>85%,质量百分比为P2O520%,经管道流入入选合格矿浆贮槽;底流稠浆全部流至精矿浆中间贮槽为合格磷精矿浆。
b.一种磷矿粗选—两次精选—次扫选正浮选-浓密-压滤正浮选工艺,具体包括以下顺序工艺步骤和条件:
b.1.混合:用泵将入选合格矿浆贮槽的含固量22%±2%、细度-200目>85%,质量百分比为P2O520%磷矿浆送入高效反应搅拌槽JB3000,按每吨原矿加入调整剂碳酸钠1~2kg、复合抑制剂溶液:苛性淀粉+高模数水玻璃2~3kg于高效反应搅拌槽JB3000槽中,调浆5-10分钟后,严格控制反应料浆pH9.5~10,反应料浆溢流入高效反应搅拌槽JB2500中,直接添加捕收剂YS1~1.2kg,搅拌15-20分钟,反应料浆溢流入粗选槽;
b.2.粗选:将高效搅拌反应后的料浆和扫选的中矿一并导入粗选槽,在搅拌的情况下、鼓入空气,观察泡沫带料状况,适时加入捕收剂YS、复合抑制剂,进行粗选浮,选出粗选精矿、槽中的粗选尾矿流入精选槽;
b.3.精选Ⅰ:由粗选槽粗选尾矿和精选Ⅱ返送来的上浮沫料浆一并流入精选Ⅰ槽,在搅拌的情况下、鼓入空气,观察泡沫带料状况,按每吨原矿加入复合抑制剂溶液:苛性淀粉+高模数水玻璃0.5~1kg,进行1次精选,选出精选中矿和尾矿Ⅰ;
b.3.1精选Ⅱ:由精选Ⅰ槽流出的尾矿Ⅰ流入精选Ⅱ槽,鼓入空气,观察泡沫带料状况,适 时加入捕收剂YS,进行2次精选,上浮沫料浆返至精选Ⅰ槽,使排出尾矿浆残磷质量百分比为P2O5<7%;
b.4扫选:由粗选槽送来的上浮沫料浆进入扫选槽,在搅拌的情况下、鼓入空气,观察泡沫带料状况,按每吨原矿加入捕收剂YS200g、适时加复合抑制剂,进行扫选,制得质量百分比为P2O5>30%,细度-200目,含固量16~18%的浮选精矿浆,扫选中矿流入粗选槽;
b.5.精矿浆浓密:由扫选机浮选得到质量百分比为P2O5>30%,细度-200目,含固量16~18%的精矿浆通过U型集料槽,在U型集料槽加入1~1.5g/l絮凝剂稀释液,加入量以原矿计按60~100g/t,在进入浓密机NZSG-25前充分混匀后流入中心筒,经过浓密沉降,使出浓密机底流稠浆质量百分比为P2O5>30%,含固量>55%,底流稠浆直接导入精矿浆中转槽,浓密溢液一部分流至出磨矿浆调配槽,余下部分用泵送至高位回用水池;
b.6.尾矿浆浓密:由浮选精选Ⅱ段排出的质量百分比为P2O5<7%,细度-200目80%左右,含固量20%±1%尾矿浆,通过U型集料槽,在U型集料槽用水稀释,使其含固量<16%,加入1~1.5g/l絮凝剂稀释液,加入量以原矿计按60~100g/t,在进入浓密机NZSG-20前充分混匀后流入中心筒,经过浓密沉降,使出浓密机底流稠浆,含固量>35%,底流稠浆直接用泵送压滤工序;浓密溢液流经中转槽用泵送至高位回用水池;
b.7.精矿浆压滤:在满足磷酸萃取用磷矿浆的前提下,多余的精矿浆用泵送至压滤工序精矿浆给料槽,磷矿浆通过给料泵压入精矿压滤机HVPF-84m2,经过压滤得到质量百分比为P2O530%,水分<15%的精矿粉,滤液返至精矿浓密机进料中心筒;
b.8.尾矿浆压滤:由尾矿浓密机排出的稠浆泵送压入尾矿稠浆给料槽,通过给料泵压入尾矿压滤机HVPF-50m2,经过压滤得到质量百分比为P2O5<7%,水分<25%的尾矿滤饼,经胶带输送机送至堆场,用汽车转运至尾矿坝,滤液返至尾矿浓密机进料中心筒;当压滤机发生故障时,尾矿稠浆采用泵送至尾矿坝。

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1、10申请公布号CN104261361A43申请公布日20150107CN104261361A21申请号201410460490322申请日20140911C01B25/01200601B03D1/02200601B03D103/0220060171申请人云南红富化肥有限公司地址654100云南省昆明市东川区四方地工业园区72发明人林顺芝洪其渊陈国华罗彪74专利代理机构昆明大百科专利事务所53106代理人何健54发明名称一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法57摘要一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法,其特征是,工艺步骤包括A磷矿闭路粗碎细碎筛分水洗、细矿闭路湿磨分级工艺;B磷矿粗选两次精选一。

2、次扫选正浮选浓密压滤正浮选工艺;其中A磷矿闭路粗碎细碎筛分水洗、细矿闭路湿磨分级工艺,制得质量百分比为P2O525、粒度25MM供黄磷生产用的磷精矿、制得不经浮选,用于磷酸生产萃取配浆用的粒度100目85,质量百分比为P2O5285的磷矿浆。本发明采用多碎少磨闭路筛分洗选工艺,磨矿能耗可降低10KWH/T,磷矿物与脉石矿物分离效果显著、分选指标好,较传统工艺磷精矿回收率高10左右,尾矿残磷低23。51INTCL权利要求书2页说明书6页附图2页19中华人民共和国国家知识产权局12发明专利申请权利要求书2页说明书6页附图2页10申请公布号CN104261361ACN104261361A1/2页21。

3、一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法,其特征是,工艺步骤包括A磷矿闭路粗碎细碎筛分水洗、细矿闭路湿磨分级工艺;B磷矿粗选两次精选一次扫选正浮选浓密压滤正浮选工艺;其中A磷矿闭路粗碎细碎筛分水洗、细矿闭路湿磨分级工艺,制得质量百分比为P2O525、粒度25MM供黄磷生产用的磷精矿、制得不经浮选,用于磷酸生产萃取配浆用的粒度100目85,质量百分比为P2O5285的磷矿浆;具体包括以下顺序工艺步骤和条件A1将待加工磷矿配制成质量百分比为P2O5201、MGO1;A2将配好的磷矿质量百分比为P2O5201、MGO1,通过振动给料机,使45MM的磷矿进入粗破碎机;A3经破碎的磷矿和振动给料机筛下的磷。

4、矿,其粒度45MM的磷矿一并送入洗矿机加水洗涤;A4洗矿机溢流液流入高频振动筛,筛下的泥浆流入收集槽,用泵送入浓密机;筛上的细粒矿在粒度05MM、质量百分比为P2O5201梭入细矿输送机,送入磨矿贮斗;A41洗泥水进入浓密机前加入絮凝剂稀释液,该絮凝剂稀释液配制浓度15G/L,混匀后进入深锥浓密机中心筒,进行浓密澄清;A42经过浓密机澄清的溢流液再回用,底流排出的稠浆用泵送至尾矿坝;A5洗矿机排出的粗洗矿落入多层园振动直线筛分机,筛上加水冲洗;A51多层园振动直线筛分机上层粒度45MM的磷矿经输送机送入颚式细破碎机进一步细碎;由破碎机排出的细碎磷矿,经过输送机返送回多层筛分机;A52多层园振动。

5、直线筛分机中层物料粒度在8MM45MM之间的为黄磷矿,由皮带输送机送往黄磷矿堆场进行对外销售;A53多层园振动直线筛分机底层筛板上粒度在05MM8MM之间的磷矿梭入细矿输送机,送入磨矿贮斗;A54通过多层园振动直线筛分机的料浆,经隔栅后进入集液槽,用泥浆泵将泥浆抽回洗矿机进行循环洗涤,隔筛留下的粗粒人工清运到细矿输送机上;A6磨矿贮斗的细矿粒度8MM、质量百分比为P2O5201经过输送加料机进入球磨机,采取闭路循环湿磨的方式制取粗矿浆,制得粗磨矿浆含固量5560、细度0074MM5050;A7粗磨矿浆进入水力分级器,通过注入压力水使细粒矿浆悬浮溢出,粗粒矿浆通过喉颈被水带出,将粗粒矿浆用泵抽入。

6、球磨机进料口进行循环磨矿;悬浮溢出的细粒粒度015MM的矿浆流入搅拌调浆槽;A8水力分级器悬浮溢出的细粒粒度015MM的矿浆流入搅拌调浆槽,加水调至成含固量221矿浆,用泵送至旋流分级器,进行矿浆分级处理;A9从旋流分级器上部旋流出的矿浆成为合格的入选矿浆,其含固量222、细度200目85,质量百分比为P2O520,经管道流入入选合格矿浆贮槽;底流稠浆全部流至精矿浆中间贮槽为合格磷精矿浆;B一种磷矿粗选两次精选次扫选正浮选浓密压滤正浮选工艺,具体包括以下顺序工艺步骤和条件权利要求书CN104261361A2/2页3B1混合用泵将入选合格矿浆贮槽的含固量222、细度200目85,质量百分比为P2。

7、O520磷矿浆送入高效反应搅拌槽JB3000,按每吨原矿加入调整剂碳酸钠12KG、复合抑制剂溶液苛性淀粉高模数水玻璃23KG于高效反应搅拌槽JB3000槽中,调浆510分钟后,严格控制反应料浆PH9510,反应料浆溢流入高效反应搅拌槽JB2500中,直接添加捕收剂YS112KG,搅拌1520分钟,反应料浆溢流入粗选槽;B2粗选将高效搅拌反应后的料浆和扫选的中矿一并导入粗选槽,在搅拌的情况下、鼓入空气,观察泡沫带料状况,适时加入捕收剂YS、复合抑制剂,进行粗选浮,选出粗选精矿、槽中的粗选尾矿流入精选槽;B3精选由粗选槽粗选尾矿和精选返送来的上浮沫料浆一并流入精选槽,在搅拌的情况下、鼓入空气,观察。

8、泡沫带料状况,按每吨原矿加入复合抑制剂溶液苛性淀粉高模数水玻璃051KG,进行1次精选,选出精选中矿和尾矿;B31精选由精选槽流出的尾矿流入精选槽,鼓入空气,观察泡沫带料状况,适时加入捕收剂YS,进行2次精选,上浮沫料浆返至精选槽,使排出尾矿浆残磷质量百分比为P2O57;B4扫选由粗选槽送来的上浮沫料浆进入扫选槽,在搅拌的情况下、鼓入空气,观察泡沫带料状况,按每吨原矿加入捕收剂YS200G、适时加复合抑制剂,进行扫选,制得质量百分比为P2O530,细度200目,含固量1618的浮选精矿浆,扫选中矿流入粗选槽;B5精矿浆浓密由扫选机浮选得到质量百分比为P2O530,细度200目,含固量1618的。

9、精矿浆通过U型集料槽,在U型集料槽加入115G/L絮凝剂稀释液,加入量以原矿计按60100G/T,在进入浓密机NZSG25前充分混匀后流入中心筒,经过浓密沉降,使出浓密机底流稠浆质量百分比为P2O530,含固量55,底流稠浆直接导入精矿浆中转槽,浓密溢液一部分流至出磨矿浆调配槽,余下部分用泵送至高位回用水池;B6尾矿浆浓密由浮选精选段排出的质量百分比为P2O57,细度200目80左右,含固量201尾矿浆,通过U型集料槽,在U型集料槽用水稀释,使其含固量16,加入115G/L絮凝剂稀释液,加入量以原矿计按60100G/T,在进入浓密机NZSG20前充分混匀后流入中心筒,经过浓密沉降,使出浓密机底。

10、流稠浆,含固量35,底流稠浆直接用泵送压滤工序;浓密溢液流经中转槽用泵送至高位回用水池;B7精矿浆压滤在满足磷酸萃取用磷矿浆的前提下,多余的精矿浆用泵送至压滤工序精矿浆给料槽,磷矿浆通过给料泵压入精矿压滤机HVPF84M2,经过压滤得到质量百分比为P2O530,水分15的精矿粉,滤液返至精矿浓密机进料中心筒;B8尾矿浆压滤由尾矿浓密机排出的稠浆泵送压入尾矿稠浆给料槽,通过给料泵压入尾矿压滤机HVPF50M2,经过压滤得到质量百分比为P2O57,水分25的尾矿滤饼,经胶带输送机送至堆场,用汽车转运至尾矿坝,滤液返至尾矿浓密机进料中心筒;当压滤机发生故障时,尾矿稠浆采用泵送至尾矿坝。权利要求书CN。

11、104261361A1/6页4一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法技术领域0001本发明涉及一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法,特别适于质量百分比为P2O520的贫沉积硅钙质磷块岩类泥质磷矿石的水洗浮选。背景技术0002目前处理磷矿的方法主要是浮选法、“擦洗脱泥”工艺、重力选矿、焙烧消化工艺、化学浸取技术、光电拣选技术、联合选矿流程等。云南红富化肥有限公司所有东川区大垇子磷矿所产低品位难选泥质磷矿,其含质量百分比为P2O520,是典型的沉积硅钙质磷块岩类磷矿石,因其嵌布粒度细、磷矿物与脉石矿物的単体解离较困难,同吋,脉石矿物不仅含有硅酸盐矿物,还含有白云石、方解石等与磷灰石可浮性相近的钙。

12、质矿物,使其分选变得复杂而困难。同时由于此类磷矿石品位低,单位矿石价值不大,若采用复杂工艺流程和普通药剂制度选矿成本高,经济上也必定得不偿失。00032014年4月9日,云南红富化肥有限公司委托国土资源部昆明矿产资源监督检测中心,对云南省昆明市东川区大凹子磷矿进行正浮选试验研究,以查明该矿石采用正浮选工艺所能达到的分选指标,供选矿厂改造、指导生产使用。对东川大垇子矿样进行工艺矿物学测试,理化表征如下00041矿石为沉积型磷块岩矿石,具块状构造和纹层状构造,具含鲕粒/球粒砂屑结构,含砂屑粉砂结构、粉微晶结构、含粉细砂屑泥晶结构。属于滇东昆阳昭通磷矿带的中部磷块岩矿床。00052矿石中共有磷酸盐、。

13、氧化物、碳酸盐、硅酸盐、自然元素、硫化物等六类共10种矿物存在,其中,矿石矿物磷酸盐胶磷矿/磷灰石主要,约占602、氧化物约占21、硅酸盐约占11、碳酸盐约占4、其他矿物少量。主要的脉石矿物为石英、其次为绢云母,少量白云石、有机质等。00063胶磷矿多呈砂屑状,粒度主要在00215MM之间,常见有机质、褐铁矿等包裹体,使其P2O5含量低于理论值,是影响磷精矿品位提高的原因之一。而脉石矿物石英、绢云母、白云石等嵌布粒度均较细,在磨矿过程中与胶磷矿较难相互解离,也会影响到磷精矿品位的提高。00074经化学分析,矿石中P2O5的含量在20左右,经镜下观察及X衍射分析,磷主要以独立矿物的形式赋存在胶磷。

14、矿中,胶磷矿多呈隐晶质、集合体砂屑状,少数呈显晶质环绕于磷质表鲕粒的外壳,少见结晶的磷灰石晶体,呈粒状和柱状。00085矿石中未发现具有综合回收利用价值的共伴生元素。0009目前,处理该类型磷矿石仍然以浮选法为主,如单一细磨正浮选、正反浮选、反正浮选以及双反浮选工艺等,其工艺流程分别为单细磨正浮选工艺,即加NA2CO3NA2SIO3等抑制硅酸盐,阴离子捕收剂浮选磷酸盐;正反浮选,即加NA2C03、NA2SIO3等抑制硅酸盐,阴离子捕收剂浮选磷酸盐及含钙镁等碳酸盐矿物,然后再用H2SO4或H3PO4将PH值调至5560以抑制磷酸盐,阴离子捕收剂反浮选碳酸盐矿物;反正浮选,即先用说明书CN1042。

15、61361A2/6页5H2SO4或H3PO4抑制磷矿物,阴离子捕收剂反浮选白云石等碳酸盐矿物,然后用石灰、NA2CO3NA2SIO3等抑制硅酸盐矿物而用阴离子捕收剂正浮选磷酸盐矿物;双反浮选,即先用H2SO4或H3PO4抑制磷矿物,阴离子捕收剂反浮选白云石等碳酸盐矿物,然后矿浆经脱泥后再用阳离子捕收剂反浮选硅酸盐矿物。但由于缺乏有效的脉石抑制剂和选择性好的捕收剂,单一细磨正浮选、正反浮选、反正浮选等工艺都不易得到良好的分离效果。且存在传统正浮选时一次性细磨成本高、纯碱用量高达到57KG/T、磷精矿质量低等问题;双反浮选分选工艺至今不成熟,特别对选择性好的高效阳离子捕收剂及选矿工艺尚需做进步的研。

16、究。0010申请号为2008101431856的发明专利公开了种微晶及隐晶质低品位胶磷矿选矿工艺,其工艺步骤与条件是I矿石破碎,湿磨至200目含量为9092的细度;2浮选法脱泥;3磷酸盐正浮选;4碳酸盐反浮选,反浮选扫选作业后的槽内产品为最终产品磷精矿。该发明虽然得到的分选指标较好,但同样存在工艺流程复杂、选矿成本高等不足。申请号为87101820的发明专利公开了种新型高效的磷矿浮选抑制剂木素磺酸钙磺甲基化衍生物即L339用于低品位难选磷矿浮选,可达到很好的浮选指标,但该木素磺酸钙磺甲基化衍生物制备工艺复杂,从市场上不能大規模采购,工业上应用比较困难。总之现有技术均不同程度存在工艺复杂、分选效。

17、果差、分选成本高等缺点。0011因此,寻求一种既能达到降低选矿成本、减少药剂用量、又有效选别磷矿物分级利用的洗矿浮选方法,对于低品位沉积型泥质磷块石的选矿具有重大意义。发明内容0012本发明的目的正是为了克服上述现有技术存在的缺陷而提供一种磷矿闭路粗碎细碎筛分水洗、细矿闭路湿磨分级正浮选综合应用工艺方法。0013本发明的技术方案如下0014一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法,本发明特征是,工艺步骤包括A磷矿闭路粗碎细碎筛分水洗、细矿闭路湿磨分级工艺;B磷矿粗选两次精选一次扫选正浮选浓密压滤正浮选工艺;其中0015A磷矿闭路粗碎细碎筛分水洗、细矿闭路湿磨分级工艺,制得质量百分比为P2O525。

18、、粒度25MM供黄磷生产用的磷精矿、制得不经浮选,用于磷酸生产萃取配浆用的粒度100目85,质量百分比为P2O5285的磷矿浆;具体包括以下顺序工艺步骤和条件0016A1将待加工磷矿配制成质量百分比为P2O5201、MGO1;0017A2将配好的磷矿质量百分比为P2O5201、MGO1,通过振动给料机,使45MM的磷矿进入粗破碎机;0018A3经破碎的磷矿和振动给料机筛下的磷矿,其粒度45MM的磷矿一并送入洗矿机加水洗涤;0019A4洗矿机溢流液流入高频振动筛,筛下的泥浆流入收集槽,用泵送入浓密机;筛上的细粒矿在粒度05MM、质量百分比为P2O5201梭入细矿输送机,送入磨矿贮斗;0020A4。

19、1洗泥水进入浓密机前加入絮凝剂稀释液,该絮凝剂稀释液配制浓度15G/L,混匀后进入深锥浓密机中心筒,进行浓密澄清;说明书CN104261361A3/6页60021A42经过浓密机澄清的溢流液再回用,底流排出的稠浆用泵送至尾矿坝;0022A5洗矿机排出的粗洗矿落入多层园振动直线筛分机,筛上加水冲洗;0023A51多层园振动直线筛分机上层粒度45MM的磷矿经输送机送入颚式细破碎机进一步细碎;由破碎机排出的细碎磷矿,经过输送机返送回多层筛分机;0024A52多层园振动直线筛分机中层物料粒度在8MM45MM之间的为黄磷矿,由皮带输送机送往黄磷矿堆场进行对外销售;0025A53多层园振动直线筛分机底层筛。

20、板上粒度在05MM8MM之间的磷矿梭入细矿输送机,送入磨矿贮斗;0026A54通过多层园振动直线筛分机的料浆,经隔栅后进入集液槽,用泥浆泵将泥浆抽回洗矿机进行循环洗涤,隔筛留下的粗粒人工清运到细矿输送机上;0027A6磨矿贮斗的细矿粒度8MM、质量百分比为P2O5201经过输送加料机进入球磨机,采取闭路循环湿磨的方式制取粗矿浆,制得粗磨矿浆含固量5560、细度0074MM5050;0028A7粗磨矿浆进入水力分级器,通过注入压力水使细粒矿浆悬浮溢出,粗粒矿浆通过喉颈被水带出,将粗粒矿浆用泵抽入球磨机进料口进行循环磨矿;悬浮溢出的细粒粒度015MM的矿浆流入搅拌调浆槽;0029A8水力分级器悬浮。

21、溢出的细粒粒度015MM的矿浆流入搅拌调浆槽,加水调至成含固量221矿浆,用泵送至旋流分级器,进行矿浆分级处理;0030A9从旋流分级器上部旋流出的矿浆成为合格的入选矿浆,其含固量222、细度200目85,质量百分比为P2O520,经管道流入入选合格矿浆贮槽;底流稠浆全部流至精矿浆中间贮槽为合格磷精矿浆。0031B一种磷矿粗选两次精选次扫选正浮选浓密压滤正浮选工艺,具体包括以下顺序工艺步骤和条件0032B1混合用泵将入选合格矿浆贮槽的含固量222、细度200目85,质量百分比为P2O520磷矿浆送入高效反应搅拌槽JB3000,按每吨原矿加入调整剂碳酸钠12KG、复合抑制剂溶液苛性淀粉高模数水玻。

22、璃23KG于高效反应搅拌槽JB3000槽中,调浆510分钟后,严格控制反应料浆PH9510,反应料浆溢流入高效反应搅拌槽JB2500中,直接添加捕收剂YS112KG,搅拌1520分钟,反应料浆溢流入粗选槽;0033B2粗选将高效搅拌反应后的料浆和扫选的中矿一并导入粗选槽,在搅拌的情况下、鼓入空气,观察泡沫带料状况,适时加入捕收剂YS、复合抑制剂,进行粗选浮,选出粗选精矿、槽中的粗选尾矿流入精选槽;0034B3精选由粗选槽粗选尾矿和精选返送来的上浮沫料浆一并流入精选槽,在搅拌的情况下、鼓入空气,观察泡沫带料状况,按每吨原矿加入复合抑制剂溶液苛性淀粉高模数水玻璃051KG,进行1次精选,选出精选中。

23、矿和尾矿;0035B31精选由精选槽流出的尾矿流入精选槽,鼓入空气,观察泡沫带料状况,适时加入捕收剂YS,进行2次精选,上浮沫料浆返至精选槽,使排出尾矿浆残磷质量百分比为P2O57;0036B4扫选由粗选槽送来的上浮沫料浆进入扫选槽,在搅拌的情况下、鼓入空气,观察泡沫带料状况,按每吨原矿加入捕收剂YS200G、适时加复合抑制剂,进行扫选,制得质说明书CN104261361A4/6页7量百分比为P2O530,细度200目,含固量1618的浮选精矿浆,扫选中矿流入粗选槽;0037B5精矿浆浓密由扫选机浮选得到质量百分比为P2O530,细度200目,含固量1618的精矿浆通过U型集料槽,在U型集料槽。

24、加入115G/L絮凝剂稀释液,加入量以原矿计按60100G/T,在进入浓密机NZSG25前充分混匀后流入中心筒,经过浓密沉降,使出浓密机底流稠浆质量百分比为P2O530,含固量55,底流稠浆直接导入精矿浆中转槽,浓密溢液一部分流至出磨矿浆调配槽,余下部分用泵送至高位回用水池;0038B6尾矿浆浓密由浮选精选段排出的质量百分比为P2O57,细度200目80左右,含固量201尾矿浆,通过U型集料槽,在U型集料槽用水稀释,使其含固量16,加入115G/L絮凝剂稀释液,加入量以原矿计按60100G/T,在进入浓密机NZSG20前充分混匀后流入中心筒,经过浓密沉降,使出浓密机底流稠浆,含固量35,底流稠。

25、浆直接用泵送压滤工序;浓密溢液流经中转槽用泵送至高位回用水池;0039B7精矿浆压滤在满足磷酸萃取用磷矿浆的前提下,多余的精矿浆用泵送至压滤工序精矿浆给料槽,磷矿浆通过给料泵压入精矿压滤机HVPF84M2,经过压滤得到质量百分比为P2O530,水分15的精矿粉,滤液返至精矿浓密机进料中心筒;0040B8尾矿浆压滤由尾矿浓密机排出的稠浆泵送压入尾矿稠浆给料槽,通过给料泵压入尾矿压滤机HVPF50M2,经过压滤得到质量百分比为P2O57,水分25的尾矿滤饼,经胶带输送机送至堆场,用汽车转运至尾矿坝,滤液返至尾矿浓密机进料中心筒;当压滤机发生故障时,尾矿稠浆采用泵送至尾矿坝。0041本发明的优点00。

26、421采用多碎少磨闭路筛分洗选工艺,磨矿能耗可降低10KWH/T。00432实现磷矿的分级使用,使我公司磷矿资源得到了有效利用。00443药剂用量小,药剂用量为传统药剂用量的1/21/3。00454磷矿物与脉石矿物分离效果显著、分选指标好,较传统工艺磷精矿回收率高10左右,尾矿残磷低23。附图说明0046图1为本发明选矿工艺流程示意图;0047图2为浮选浓密压滤工艺流程示意图。具体实施方式0048见图1,图2,一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法,本发明特征是,工艺步骤包括A磷矿闭路粗碎细碎筛分水洗、细矿闭路湿磨分级工艺;B磷矿粗选两次精选一次扫选正浮选浓密压滤正浮选工艺;其中0049A磷矿。

27、闭路粗碎细碎筛分水洗、细矿闭路湿磨分级工艺,制得质量百分比为P2O525、粒度25MM供黄磷生产用的磷精矿、制得不经浮选,用于磷酸生产萃取配浆用的粒度100目85,质量百分比为P2O5285的磷矿浆;按附图2所示的工艺流程,具体包括以下顺序工艺步骤和条件0050A1将待加工磷矿配制成质量百分比为P2O5201、MGO1;说明书CN104261361A5/6页80051A2将配好的磷矿质量百分比为P2O5201、MGO1,通过振动给料机,使45MM的磷矿进入粗破碎机;0052A3经破碎的磷矿和振动给料机筛下的磷矿,其粒度45MM的磷矿一并送入洗矿机加水洗涤;0053A4洗矿机溢流液流入高频振动筛。

28、,筛下的泥浆流入收集槽,用泵送入浓密机;筛上的细粒矿在粒度05MM、质量百分比为P2O5201梭入细矿输送机,送入磨矿贮斗;0054A41洗泥水进入浓密机前加入絮凝剂稀释液,该絮凝剂稀释液配制浓度15G/L,混匀后进入深锥浓密机中心筒,进行浓密澄清;0055A42经过浓密机澄清的溢流液再回用,底流排出的稠浆用泵送至尾矿坝;0056A5洗矿机排出的粗洗矿落入多层园振动直线筛分机,筛上加水冲洗;0057A51多层园振动直线筛分机上层粒度45MM的磷矿经输送机送入颚式细破碎机进一步细碎;由破碎机排出的细碎磷矿,经过输送机返送回多层筛分机;0058A52多层园振动直线筛分机中层物料粒度在8MM45MM。

29、之间的为黄磷矿,由皮带输送机送往黄磷矿堆场进行对外销售;0059A53多层园振动直线筛分机底层筛板上粒度在05MM8MM之间的磷矿梭入细矿输送机,送入磨矿贮斗;0060A54通过多层园振动直线筛分机的料浆,经隔栅后进入集液槽,用泥浆泵将泥浆抽回洗矿机进行循环洗涤,隔筛留下的粗粒人工清运到细矿输送机上;0061A6磨矿贮斗的细矿粒度8MM、质量百分比为P2O5201经过输送加料机进入球磨机,采取闭路循环湿磨的方式制取粗矿浆,制得粗磨矿浆含固量5560、细度0074MM5050;0062A7粗磨矿浆进入水力分级器,通过注入压力水使细粒矿浆悬浮溢出,粗粒矿浆通过喉颈被水带出,将粗粒矿浆用泵抽入球磨机。

30、进料口进行循环磨矿;悬浮溢出的细粒粒度015MM的矿浆流入搅拌调浆槽;0063A8水力分级器悬浮溢出的细粒粒度015MM的矿浆流入搅拌调浆槽,加水调至成含固量221矿浆,用泵送至旋流分级器,进行矿浆分级处理;0064A9从旋流分级器上部旋流出的矿浆成为合格的入选矿浆,其含固量222、细度200目85,质量百分比为P2O520,经管道流入入选合格矿浆贮槽;底流稠浆全部流至精矿浆中间贮槽为合格磷精矿浆。0065B一种磷矿粗选两次精选次扫选正浮选浓密压滤正浮选工艺,具体包括以下顺序工艺步骤和条件0066B1混合用泵将入选合格矿浆贮槽的含固量222、细度200目85,质量百分比为P2O520磷矿浆送入。

31、高效反应搅拌槽JB3000,按每吨原矿加入调整剂碳酸钠12KG、复合抑制剂溶液苛性淀粉高模数水玻璃23KG于高效反应搅拌槽JB3000槽中,调浆510分钟后,严格控制反应料浆PH9510,反应料浆溢流入高效反应搅拌槽JB2500中,直接添加捕收剂YS112KG,搅拌1520分钟,反应料浆溢流入粗选槽;0067B2粗选将高效搅拌反应后的料浆和扫选的中矿一并导入粗选槽,在搅拌的情况下、鼓入空气,观察泡沫带料状况,适时加入捕收剂YS、复合抑制剂,进行粗选浮,选出粗说明书CN104261361A6/6页9选精矿、槽中的粗选尾矿流入精选槽;0068B3精选由粗选槽粗选尾矿和精选返送来的上浮沫料浆一并流入。

32、精选槽,在搅拌的情况下、鼓入空气,观察泡沫带料状况,按每吨原矿加入复合抑制剂溶液苛性淀粉高模数水玻璃051KG,进行1次精选,选出精选中矿和尾矿;0069B31精选由精选槽流出的尾矿流入精选槽,鼓入空气,观察泡沫带料状况,适时加入捕收剂YS,进行2次精选,上浮沫料浆返至精选槽,使排出尾矿浆残磷质量百分比为P2O57;0070B4扫选由粗选槽送来的上浮沫料浆进入扫选槽,在搅拌的情况下、鼓入空气,观察泡沫带料状况,按每吨原矿加入捕收剂YS200G、适时加复合抑制剂,进行扫选,制得质量百分比为P2O530,细度200目,含固量1618的浮选精矿浆,扫选中矿流入粗选槽;0071B5精矿浆浓密由扫选机浮。

33、选得到质量百分比为P2O530,细度200目,含固量1618的精矿浆通过U型集料槽,在U型集料槽加入115G/L絮凝剂稀释液,加入量以原矿计按60100G/T,在进入浓密机NZSG25前充分混匀后流入中心筒,经过浓密沉降,使出浓密机底流稠浆质量百分比为P2O530,含固量55,底流稠浆直接导入精矿浆中转槽,浓密溢液一部分流至出磨矿浆调配槽,余下部分用泵送至高位回用水池;0072B6尾矿浆浓密由浮选精选段排出的质量百分比为P2O57,细度200目80左右,含固量201尾矿浆,通过U型集料槽,在U型集料槽用水稀释,使其含固量16,加入115G/L絮凝剂稀释液,加入量以原矿计按60100G/T,在进。

34、入浓密机NZSG20前充分混匀后流入中心筒,经过浓密沉降,使出浓密机底流稠浆,含固量35,底流稠浆直接用泵送压滤工序;浓密溢液流经中转槽用泵送至高位回用水池;0073B7精矿浆压滤在满足磷酸萃取用磷矿浆的前提下,多余的精矿浆用泵送至压滤工序精矿浆给料槽,磷矿浆通过给料泵压入精矿压滤机HVPF84M2,经过压滤得到质量百分比为P2O530,水分15的精矿粉,滤液返至精矿浓密机进料中心筒;0074B8尾矿浆压滤由尾矿浓密机排出的稠浆泵送压入尾矿稠浆给料槽,通过给料泵压入尾矿压滤机HVPF50M2,经过压滤得到质量百分比为P2O57,水分25的尾矿滤饼,经胶带输送机送至堆场,用汽车转运至尾矿坝,滤液返至尾矿浓密机进料中心筒;当压滤机发生故障时,尾矿稠浆采用泵送至尾矿坝。说明书CN104261361A1/2页10图1说明书附图CN104261361A102/2页11图2说明书附图CN104261361A11。

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