一种中低品位磷块岩双反浮选工艺.pdf

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摘要
申请专利号:

CN201010509436.5

申请日:

2010.10.18

公开号:

CN101972710A

公开日:

2011.02.16

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):B03D 1/02申请日:20101018|||公开

IPC分类号:

B03D1/02; B03D1/08

主分类号:

B03D1/02

申请人:

中蓝连海设计研究院

发明人:

杨勇; 李艳; 柳佃义; 朱孔金; 冯春晖; 刘星强

地址:

222004 江苏省连云港市新浦区朝阳西路51号

优先权:

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

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内容摘要

一种中低品位磷块岩双反浮选工艺,其特征在于,磷块岩原矿经磨到浮选要求的粒度后,加入反浮选脱镁调整剂和捕收剂,进行镁粗选作业,镁粗选槽内为脱镁粗精矿;镁粗选泡沫加入调整剂后,进行镁再选作业,镁再选槽内为脱镁中矿,镁再选泡沫为碳酸盐尾矿;在脱镁后的槽内矿浆中加入脱硅分散剂和脱硅捕收剂,进行脱硅粗选Ⅰ作业;再加入脱硅捕收剂和非极性油进行脱硅粗选Ⅱ作业,硅粗选槽内为精矿;硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后,加入脱硅捕收剂,进行硅再选,硅再选槽内为脱硅中矿,硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿;脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。本发明工艺可以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。

权利要求书

1: 一种中低品位磷块岩双反浮选工艺, 其特征在于, 其步骤是 : (1) 磷块岩原矿经磨到浮选要求的粒度后, 加入反浮选脱镁调整剂 5 ~ 15kg/t 原矿 和脱镁捕收剂 0.8 ~
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 沫加入不高于 1kg/t 原矿的调整剂后, 进行镁再选作业, 镁再选槽内为脱镁中矿, 脱镁中矿 循序返回镁粗选, 镁再选泡沫为碳酸盐尾矿 ; 镁粗选浮选时间为 5 ~ 8 分钟, 镁再选时间为 4 ~ 6 分钟 ; 所述脱镁调整剂选自硫酸、 磷酸或者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 ; (2) 在脱镁后的槽内矿浆中, 加入脱硅分散剂 80 ~ 350g/t 原矿和脱硅捕收剂 30 ~ 100g/t 原矿, 进行脱硅粗选Ⅰ作业 ; 再加入脱硅捕收剂 100 ~ 250g/t 原矿和非极性油 10 ~ 30g/t 原矿, 进行脱硅粗选Ⅱ作业, 硅粗选槽内为精矿 ; 硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后, 加 入不高于 50g/t 原矿的脱硅捕收剂, 进行硅再选, 硅再选槽内为脱硅中矿, 硅再选泡沫为硅 质脉石矿物尾矿 ; 硅粗选Ⅰ的时间为 1 ~ 3 分钟, 硅粗选Ⅱ的时间为 2 ~ 4 分钟, 硅再选的 时间为 2 ~ 4 分钟 ; 所述脱硅分散剂为碱金属的磷酸盐, 脱硅捕收剂为烷基脂肪胺或烷基醚 胺的醋酸盐或盐酸盐, 非极性油为柴油或煤油 ; 脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。 2. 根据权利要求 1 所述的中低品位磷块岩双反浮选工艺, 其特征在于 : 步骤 (1) 中, 当 所述的脱镁调整剂为硫酸与磷酸的混合物时, 其质量比为 1 ∶ 1。
3: 根据权利要求 1 所述的中低品位磷块岩双反浮选工艺, 其特征在于 : 步骤 (2) 中所 述碱金属的磷酸盐为六偏磷酸钠、 三聚磷酸钠或者焦磷酸钠。

说明书


一种中低品位磷块岩双反浮选工艺

    【技术领域】
     本发明涉及一种磷块岩的浮选工艺, 尤其是涉及一种中低品位磷块岩双反浮选工艺。 背景技术 磷块岩是重要的不可再生的资源。它在农业中的应用是不可替代和不可再生的。 磷块岩需要通过浮选法加工, 以降低伴生脉石矿物 ( 如石英、 玉髓、 黏土、 长石、 云母、 白云 石和方解石 ) 的含量, 以满足酸法加工磷肥用磷矿要求。
     我国磷矿资源以成矿年代古老、 含 P2O5 中低品位、 硅钙质难选沉积磷块岩矿石为 主体。浮选此类型的磷矿石, 不仅要求除去碳酸盐脉石矿物 ( 主要是白云石 ), 而且要求排 出部分硅酸盐脉石矿物 ( 主要是石英、 玉髓、 长石类 )。单一反浮选 ( 脱镁或脱硅 ) 和单一 正浮选 ( 脱硅 ) 难以满足磷肥用矿质量要求。对这种类型矿石的选别, 目前普遍采用联合 浮选法进行富集, 通常应用的浮选工艺是正 - 反浮选 ( 如中国公开专利文献 CN 101020159A 和 CN 2005100412816) 和双反浮选。与正浮选脱硅相比, 反浮选硅质脉石矿物的浮选流程, 符合 “少浮多抑” 浮选原则, 可以在常温下实现, 分选效率高。磷块岩双反浮选是磷矿浮选 发展的趋势。
     磷块岩传统双反浮选是由反浮选脱镁和反浮选脱硅联合组成, 矿石磨细后, 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 有机胺类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。在反浮选脱硅 + 中, 胺类阳离子捕收剂对矿泥敏感, 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。 胺类捕收剂的选择性相对较差, 同时兼具起泡性能, 用量添加过 多, 常会使浮选过程恶化, 降低浮选分离效率。
     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的中低品位磷块岩双反浮选工艺。
     本发明所要解决的技术问题是通过以下的技术方案来实现的。 本发明是一种中低 品位磷块岩双反浮选工艺, 其特点是, 其步骤是 :
     (1) 磷块岩原矿经磨到浮选要求的粒度后, 加入反浮选脱镁调整剂 5 ~ 15kg/t 原 矿和脱镁捕收剂 0.8 ~ 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 泡沫加入不高于 1kg/t 原矿的调整剂后, 进行镁再选作业, 镁再选槽内为脱镁中矿, 脱镁中 矿循序返回镁粗选, 镁再选泡沫为碳酸盐尾矿 ; 镁粗选浮选时间为 5 ~ 8 分钟, 镁再选时间 为 4 ~ 6 分钟 ; 所述脱镁调整剂选自硫酸、 磷酸或者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 ;
     (2) 在脱镁后的槽内矿浆中, 加入脱硅分散剂 80 ~ 350g/t 原矿和脱硅捕收剂 30 ~ 100g/t 原矿, 进行脱硅粗选Ⅰ作业 ; 再加入脱硅捕收剂 100 ~ 250g/t 原矿和非极性油 10 ~ 30g/t 原矿, 进行脱硅粗选Ⅱ作业, 硅粗选槽内为精矿 ; 硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并 后, 加入不高于 50g/t 原矿的脱硅捕收剂, 进行硅再选, 硅再选槽内为脱硅中矿, 硅再选泡 沫为硅质脉石矿物尾矿 ; 硅粗选Ⅰ的时间为 1 ~ 3 分钟, 硅粗选Ⅱ的时间为 2 ~ 4 分钟, 硅 再选的时间为 2 ~ 4 分钟 ; 所述脱硅分散剂为碱金属的磷酸盐, 脱硅捕 收剂为烷基脂肪胺 或烷基醚胺的醋酸盐或盐酸盐, 非极性油为柴油或煤油 ; 脱硅中矿与精矿合并即得综合磷 精矿。
     以上所述的中低品位磷块岩双反浮选工艺的步骤 (1) 中, 当所述的脱镁调整剂为 硫酸与磷酸的混合物时, 其质量比优选为 1 ∶ 1。 步骤 (2) 中所述碱金属的磷酸盐优选为六 偏磷酸钠、 三聚磷酸钠或者焦磷酸钠。
     本发明的双反浮选中脱硅工艺与一般反浮选脱硅采用的 “分批加药” 或 “分批浮 选” 工艺不同。后者只是通过简单地分多次添加捕收剂, 降低反浮选脱硅捕收剂总用量。而 本发明的脱硅反浮选工艺是有针对性的药剂分两次添加。 在脱硅粗选Ⅰ作业添加碱金属磷 酸盐类分散剂, 增加磷酸盐矿物与硅质脉石矿物的静电斥力, 有利于细泥和颗粒小硅质脉 石矿物的分散, 增加分选的选择性。在矿粒充分分散后, 加入少量的脱硅捕收剂, 优先在细 泥和细粒硅质脉石矿物表面吸附, 这样粗选Ⅰ可以排出大量的细泥和细粒硅质脉石矿物, 减少其对后续浮选作业的影响。在硅粗选Ⅱ作业加入脱硅捕收剂和非极性油的组合, 将粗 粒硅质脉石矿物浮出。 非极性油呈液滴状附着矿粒上, 提高气泡和颗粒的粘附力和弹性, 增 加了可浮性矿物的疏水性, 利于粗颗粒上浮。非极性油同时能改善泡沫的矿化作用和排水 速率, 利于泡沫的兼并, 因而减少了颗粒的机械夹带, 达到更好的选择性。 本发明的脱硅中矿与硅粗选后的精矿合并成综合磷精矿产品, 并不返回浮选作 业, 即反浮选脱硅是开路浮选流程。 这样不仅可以使脱硅反浮选流程简单通畅, 易控制和操 作, 而且避免了脱硅中矿 ( 含一定量矿泥 ) 返回对反浮选脱硅的影响。由于本发明工艺在 脱硅粗选作业中, 增强了对硅质脉石矿物的捕收且提高了分选的选择性, 使脱硅粗选后的 精矿质量优于普通双反浮选, 使合并后的综合磷精矿也能满足磷肥用矿要求。
     附图说明
     图 1 为本发明的一种结构示意图。图中 : X1、 X2 为尾矿, K 为精矿, П 为脱硅中矿。 具体实施方式
     以下参照附图, 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限制。
     实施例 1。参照图 1。一种中低品位磷块岩双反浮选工艺, 其步骤是 :
     (1) 磷块岩原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 1kg/t 原矿的调整剂后, 进行镁再选作业, 镁再选槽内为脱镁中矿, 脱镁中矿循序返回镁粗 选, 镁再选泡沫为碳酸盐尾矿 ; 镁粗选浮选时间为 5 分钟, 镁再选时间为 4 分钟 ; 所述脱镁 调整剂选自硫酸、 磷酸或者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 ;
     (2) 在脱镁后的槽内矿浆中, 加入脱硅分散剂 80g/t 原矿和脱硅捕收剂 30g/t 原矿, 进行脱硅粗选Ⅰ作业 ; 再加入脱硅捕收剂 100g/t 原矿和非极性油 10g/t 原矿, 进行脱硅 粗选Ⅱ作业, 硅粗选槽内为精矿 ; 硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后, 加入脱硅捕收剂 10g/t 原 矿, 进行硅再选, 硅再选槽内为脱硅中矿, 硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿 ; 硅粗选Ⅰ的时 间为 1 分钟, 硅粗选Ⅱ的时间为 2 分钟, 硅再选的时间为 2 分钟 ; 所述脱硅分散剂为碱金属 的磷酸盐, 脱硅捕收剂为烷基脂肪胺或烷基醚胺的醋酸盐或盐酸盐, 非极性油为柴油或煤 油; 脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。
     实施例 2。参照图 1。一种中低品位磷块岩双反浮选工艺, 其步骤是 :
     (1) 磷块岩原矿经磨到浮选要求的粒度后, 加入反浮选脱镁调整剂 15kg/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 0.1kg/t 原矿的调整剂后, 进行镁再选作业, 镁再选槽内为脱镁中矿, 脱镁中矿循序返回镁 粗选, 镁再选泡沫为碳酸盐尾矿 ; 镁粗选浮选时间为 8 分钟, 镁再选时间为 6 分钟 ; 所述脱 镁调整剂选自硫酸、 磷酸或者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 ;
     (2) 在脱镁后的槽内矿浆中, 加入脱硅分散剂 350g/t 原矿和脱硅捕收剂 100g/t 原 矿, 进行脱硅粗选Ⅰ作业 ; 再加入脱硅捕收剂 100 ~ 250g/t 原矿和非极性油 30g/t 原矿, 进行脱硅粗选Ⅱ作业, 硅粗选槽内为精矿 ; 硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后, 加入脱硅捕收剂 50g/t 原矿, 进行硅再选, 硅再选槽内为脱硅中矿, 硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿 ; 硅粗 选Ⅰ的时间为 3 分钟, 硅粗选Ⅱ的时间为 4 分钟, 硅再选的时间为 4 分钟 ; 所述脱硅分散剂 为碱金属的磷酸盐, 脱硅捕收剂为烷基脂肪胺或烷基醚胺的醋酸盐或盐酸盐, 非极性油为 柴油或煤油 ; 脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。
     实施例 3。参照图 1。一种中低品位磷块岩双反浮选工艺, 其步骤是 :
     (1) 磷块岩原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 1.5kg/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 0.5kg/t 原矿的调整剂后, 进行镁再选作业, 镁再选槽内为脱镁中矿, 脱镁中矿循序返回镁 粗选, 镁再选泡沫为碳酸盐尾矿 ; 镁粗选浮选时间为 6 分钟, 镁再选时间为 5 分钟 ; 所述脱 镁调整剂选自硫酸、 磷酸或者硫酸与磷酸按质量比 1 ∶ 1 组成的混合物, 脱镁捕收剂为烷基 脂肪酸的皂化物 ;
     (2) 在脱镁后的槽内矿浆中, 加入脱硅分散剂 200g/t 原矿和脱硅捕收剂 70g/t 原 矿, 进行脱硅粗选Ⅰ作业 ; 再加入脱硅捕收剂 150g/t 原矿和非极性油 20g/t 原矿, 进行脱硅 粗选Ⅱ作业, 硅粗选槽内为精矿 ; 硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后, 加入脱硅捕收剂 1g/t 原 矿, 进行硅再选, 硅再选槽内为脱硅中矿, 硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿 ; 硅粗选Ⅰ的时 间为 2 分钟, 硅粗选Ⅱ的时间为 3 分钟, 硅再选的时间为 3 分钟 ; 所述脱硅分散剂为碱金属 的磷酸盐, 脱硅捕收剂为烷基脂肪胺或烷基醚胺的醋酸盐或盐酸盐, 非极性油为柴油或煤 油; 脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。
     实施例 4。实施例 1 或 2 或 3 所述的中低品位磷块岩双反浮选工艺, 的步骤 (2) 中 所述碱金属的磷酸盐为六偏磷酸钠、 三聚磷酸钠或者焦磷酸钠。
     实施例 5。参照图 1。中低品位磷块岩双反浮选实验一。四川某地磷块岩矿石, 采 用双反浮选工艺, 它包括如下步骤 :
     (1) 将原矿经磨到 -200 目含量 75%后, 加入硫酸和磷酸的混合物 (1 ∶ 1)7.0kg/t 和捕收剂脂肪酸皂 1.25kg/t, 进行镁粗选作业。镁粗选泡沫加入 0.50kg/t 混酸后, 进行 镁再选作业, 镁再选槽内为脱镁中矿, 镁再选泡沫为碳酸盐尾矿 X1。
     (2) 在脱镁后的槽内矿浆中, 加入六偏磷酸钠 120g/t 和捕收剂十二烷基醚丙胺 (ON12) 的醋酸盐 40g/t, 进行脱硅粗选Ⅰ作业 ; 再加入捕收剂 ON12120g/t 和柴油 24g/t, 进行 脱硅粗选Ⅱ作业。 硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后, 加入捕收剂 20g/t, 进行硅再选, 硅再选槽 内为脱硅中矿 П, 硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿 X2。
     (3) 脱镁中矿循序返回脱镁粗选, 脱硅中矿与精矿合并成综合精矿。
     (4) 镁粗选浮选时间 6 分钟, 镁再选 5 分钟, 硅粗选Ⅰ 1.5 分钟, 硅粗选Ⅱ 2 分钟, 硅再选 2.5 分钟。
     表 1 是本实验一工艺与传统双反浮选 ( 脱硅分批浮选 ) 在相同的脱镁工艺条件下 的对比试验结果。
     表 1 四川某地磷块岩矿石试验结果
     由表 1 试验结果可见, 在反浮选脱镁相同的工艺下, 采用本发明工艺脱硅, 硅质脉 石矿物尾矿 X2 产率增加、 P2O5%品位降低。脱硅选矿效率增加, 且捕收剂 ON12 用量下降。
     实施例 6。参照图 1。中低品位磷块岩双反浮选实验二。
     湖北某地磷块岩矿石, 采用双反浮选工艺, 它包括如下步骤 :
     (1) 将原矿经磨到 -200 目含量 60 %后, 加入磷酸 8.0kg/t 和捕收剂脂肪酸皂 2.40kg/t, 进行镁粗选作业。镁粗选泡沫加入 0.50kg/t 磷酸后, 进行镁再选作业, 镁再选槽 内为脱镁中矿, 镁再选泡沫为碳酸盐尾矿 X1。
     (2) 在脱镁后的槽内矿浆中, 加入三聚磷酸钠 200g/t 和捕收剂十二胺 (DAA) 的盐 酸盐 50g/t, 进行脱硅粗选Ⅰ作业 ; 再加入十二胺的盐酸盐 150g/t 和煤油 35g/t, 进行脱硅 粗选Ⅱ作业。 硅粗选Ⅰ和粗选Ⅱ泡沫合并后, 加入捕收剂 10g/t, 进行硅再选, 硅再选槽内为 脱硅中矿 П, 硅再选泡沫为硅质脉石 矿物尾矿 X2。
     (3) 脱镁中矿循序返回脱镁粗选, 脱硅中矿与精矿合并成综合精矿。
     (4) 镁粗选浮选时间 7 分钟, 镁再选 6 分钟, 硅粗选Ⅰ 2 分钟, 硅粗选Ⅱ 2 分钟, 硅 再选 3 分钟。
     表 2 是本实验二与传统双反浮选 ( 脱硅分批浮选 ) 在相同的脱镁工艺条件下的对 比试验结果。
     表 2 湖北某地磷块岩矿石试验结果
    

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1、10申请公布号CN101972710A43申请公布日20110216CN101972710ACN101972710A21申请号201010509436522申请日20101018B03D1/02200601B03D1/0820060171申请人中蓝连海设计研究院地址222004江苏省连云港市新浦区朝阳西路51号72发明人杨勇李艳柳佃义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54发明名称一种中低品位磷块岩双反浮选工艺57摘要一种中低品位磷块岩双反浮选工艺,其特征在于,磷块岩原矿经磨到浮选要求的粒度后,加入反浮选脱镁调整剂和捕收剂,进行镁粗选作业,镁粗选槽内。

2、为脱镁粗精矿;镁粗选泡沫加入调整剂后,进行镁再选作业,镁再选槽内为脱镁中矿,镁再选泡沫为碳酸盐尾矿;在脱镁后的槽内矿浆中加入脱硅分散剂和脱硅捕收剂,进行脱硅粗选作业;再加入脱硅捕收剂和非极性油进行脱硅粗选作业,硅粗选槽内为精矿;硅粗选和粗选泡沫合并后,加入脱硅捕收剂,进行硅再选,硅再选槽内为脱硅中矿,硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿;脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。本发明工艺可以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。51INTCL19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1页说明书5页附图1页CN101972711A1/1页21一种中低品位磷块岩双反浮选。

3、工艺,其特征在于,其步骤是1磷块岩原矿经磨到浮选要求的粒度后,加入反浮选脱镁调整剂515KG/T原矿和脱镁捕收剂0825KG/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1KG/T原矿的调整剂后,进行镁再选作业,镁再选槽内为脱镁中矿,脱镁中矿循序返回镁粗选,镁再选泡沫为碳酸盐尾矿;镁粗选浮选时间为58分钟,镁再选时间为46分钟;所述脱镁调整剂选自硫酸、磷酸或者硫酸与磷酸按质量比1052组成的混合物,脱镁捕收剂为烷基脂肪酸的皂化物;2在脱镁后的槽内矿浆中,加入脱硅分散剂80350G/T原矿和脱硅捕收剂30100G/T原矿,进行脱硅粗选作业;再加入脱硅捕收剂100250G/。

4、T原矿和非极性油1030G/T原矿,进行脱硅粗选作业,硅粗选槽内为精矿;硅粗选和粗选泡沫合并后,加入不高于50G/T原矿的脱硅捕收剂,进行硅再选,硅再选槽内为脱硅中矿,硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿;硅粗选的时间为13分钟,硅粗选的时间为24分钟,硅再选的时间为24分钟;所述脱硅分散剂为碱金属的磷酸盐,脱硅捕收剂为烷基脂肪胺或烷基醚胺的醋酸盐或盐酸盐,非极性油为柴油或煤油;脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。2根据权利要求1所述的中低品位磷块岩双反浮选工艺,其特征在于步骤1中,当所述的脱镁调整剂为硫酸与磷酸的混合物时,其质量比为11。3根据权利要求1所述的中低品位磷块岩双反浮选工艺,其特征在于步骤。

5、2中所述碱金属的磷酸盐为六偏磷酸钠、三聚磷酸钠或者焦磷酸钠。权利要求书CN101972710ACN101972711A1/5页3一种中低品位磷块岩双反浮选工艺技术领域0001本发明涉及一种磷块岩的浮选工艺,尤其是涉及一种中低品位磷块岩双反浮选工艺。背景技术0002磷块岩是重要的不可再生的资源。它在农业中的应用是不可替代和不可再生的。磷块岩需要通过浮选法加工,以降低伴生脉石矿物如石英、玉髓、黏土、长石、云母、白云石和方解石的含量,以满足酸法加工磷肥用磷矿要求。0003我国磷矿资源以成矿年代古老、含P2O5中低品位、硅钙质难选沉积磷块岩矿石为主体。浮选此类型的磷矿石,不仅要求除去碳酸盐脉石矿物主要。

6、是白云石,而且要求排出部分硅酸盐脉石矿物主要是石英、玉髓、长石类。单一反浮选脱镁或脱硅和单一正浮选脱硅难以满足磷肥用矿质量要求。对这种类型矿石的选别,目前普遍采用联合浮选法进行富集,通常应用的浮选工艺是正反浮选如中国公开专利文献CN101020159A和CN2005100412816和双反浮选。与正浮选脱硅相比,反浮选硅质脉石矿物的浮选流程,符合“少浮多抑”浮选原则,可以在常温下实现,分选效率高。磷块岩双反浮选是磷矿浮选发展的趋势。0004磷块岩传统双反浮选是由反浮选脱镁和反浮选脱硅联合组成,矿石磨细后,在弱酸性条件下PH56,用脂肪酸皂类捕收剂浮出白云石等碳酸盐矿物,槽内矿浆中加入有机胺类阳。

7、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。在反浮选脱硅中,胺类阳离子捕收剂对矿泥敏感,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。胺类捕收剂的选择性相对较差,同时兼具起泡性能,用量添加过多,常会使浮选过程恶化,降低浮选分离效率。发明内容0005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的中低品位磷块岩双反浮选工艺。0006本发明所要解决的技术问题是通过以下的技术方案来实现的。本发明是一种中低品位磷块岩双反浮选工艺,其特点是,其步骤是00071磷块岩原矿经磨到浮选要求的粒度后,。

8、加入反浮选脱镁调整剂515KG/T原矿和脱镁捕收剂0825KG/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1KG/T原矿的调整剂后,进行镁再选作业,镁再选槽内为脱镁中矿,脱镁中矿循序返回镁粗选,镁再选泡沫为碳酸盐尾矿;镁粗选浮选时间为58分钟,镁再选时间为46分钟;所述脱镁调整剂选自硫酸、磷酸或者硫酸与磷酸按质量比1052组成的混合物,脱镁捕收剂为烷基脂肪酸的皂化物;00082在脱镁后的槽内矿浆中,加入脱硅分散剂80350G/T原矿和脱硅捕收剂30100G/T原矿,进行脱硅粗选作业;再加入脱硅捕收剂100250G/T原矿和非极性说明书CN101972710ACN101。

9、972711A2/5页4油1030G/T原矿,进行脱硅粗选作业,硅粗选槽内为精矿;硅粗选和粗选泡沫合并后,加入不高于50G/T原矿的脱硅捕收剂,进行硅再选,硅再选槽内为脱硅中矿,硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿;硅粗选的时间为13分钟,硅粗选的时间为24分钟,硅再选的时间为24分钟;所述脱硅分散剂为碱金属的磷酸盐,脱硅捕收剂为烷基脂肪胺或烷基醚胺的醋酸盐或盐酸盐,非极性油为柴油或煤油;脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。0009以上所述的中低品位磷块岩双反浮选工艺的步骤1中,当所述的脱镁调整剂为硫酸与磷酸的混合物时,其质量比优选为11。步骤2中所述碱金属的磷酸盐优选为六偏磷酸钠、三聚磷酸钠或者焦磷酸。

10、钠。0010本发明的双反浮选中脱硅工艺与一般反浮选脱硅采用的“分批加药”或“分批浮选”工艺不同。后者只是通过简单地分多次添加捕收剂,降低反浮选脱硅捕收剂总用量。而本发明的脱硅反浮选工艺是有针对性的药剂分两次添加。在脱硅粗选作业添加碱金属磷酸盐类分散剂,增加磷酸盐矿物与硅质脉石矿物的静电斥力,有利于细泥和颗粒小硅质脉石矿物的分散,增加分选的选择性。在矿粒充分分散后,加入少量的脱硅捕收剂,优先在细泥和细粒硅质脉石矿物表面吸附,这样粗选可以排出大量的细泥和细粒硅质脉石矿物,减少其对后续浮选作业的影响。在硅粗选作业加入脱硅捕收剂和非极性油的组合,将粗粒硅质脉石矿物浮出。非极性油呈液滴状附着矿粒上,提高。

11、气泡和颗粒的粘附力和弹性,增加了可浮性矿物的疏水性,利于粗颗粒上浮。非极性油同时能改善泡沫的矿化作用和排水速率,利于泡沫的兼并,因而减少了颗粒的机械夹带,达到更好的选择性。0011本发明的脱硅中矿与硅粗选后的精矿合并成综合磷精矿产品,并不返回浮选作业,即反浮选脱硅是开路浮选流程。这样不仅可以使脱硅反浮选流程简单通畅,易控制和操作,而且避免了脱硅中矿含一定量矿泥返回对反浮选脱硅的影响。由于本发明工艺在脱硅粗选作业中,增强了对硅质脉石矿物的捕收且提高了分选的选择性,使脱硅粗选后的精矿质量优于普通双反浮选,使合并后的综合磷精矿也能满足磷肥用矿要求。附图说明0012图1为本发明的一种结构示意图。图中X。

12、1、X2为尾矿,K为精矿,为脱硅中矿。具体实施方式0013以下参照附图,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限制。0014实施例1。参照图1。一种中低品位磷块岩双反浮选工艺,其步骤是00151磷块岩原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08KG/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1KG/T原矿的调整剂后,进行镁再选作业,镁再选槽内为脱镁中矿,脱镁中矿循序返回镁粗选,镁再选泡沫为碳酸盐尾矿;镁粗选浮选时间为5分钟,镁再选时间为4分钟;所述脱镁调整剂选自硫酸、磷酸或者硫酸与磷酸按。

13、质量比105组成的混合物,脱镁捕收剂为烷基脂肪酸的皂化物;00162在脱镁后的槽内矿浆中,加入脱硅分散剂80G/T原矿和脱硅捕收剂30G/T原说明书CN101972710ACN101972711A3/5页5矿,进行脱硅粗选作业;再加入脱硅捕收剂100G/T原矿和非极性油10G/T原矿,进行脱硅粗选作业,硅粗选槽内为精矿;硅粗选和粗选泡沫合并后,加入脱硅捕收剂10G/T原矿,进行硅再选,硅再选槽内为脱硅中矿,硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿;硅粗选的时间为1分钟,硅粗选的时间为2分钟,硅再选的时间为2分钟;所述脱硅分散剂为碱金属的磷酸盐,脱硅捕收剂为烷基脂肪胺或烷基醚胺的醋酸盐或盐酸盐,非极性油为柴。

14、油或煤油;脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。0017实施例2。参照图1。一种中低品位磷块岩双反浮选工艺,其步骤是00181磷块岩原矿经磨到浮选要求的粒度后,加入反浮选脱镁调整剂15KG/T原矿和脱镁捕收剂25KG/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01KG/T原矿的调整剂后,进行镁再选作业,镁再选槽内为脱镁中矿,脱镁中矿循序返回镁粗选,镁再选泡沫为碳酸盐尾矿;镁粗选浮选时间为8分钟,镁再选时间为6分钟;所述脱镁调整剂选自硫酸、磷酸或者硫酸与磷酸按质量比12组成的混合物,脱镁捕收剂为烷基脂肪酸的皂化物;00192在脱镁后的槽内矿浆中,加入脱硅分散剂350G/T原矿和脱。

15、硅捕收剂100G/T原矿,进行脱硅粗选作业;再加入脱硅捕收剂100250G/T原矿和非极性油30G/T原矿,进行脱硅粗选作业,硅粗选槽内为精矿;硅粗选和粗选泡沫合并后,加入脱硅捕收剂50G/T原矿,进行硅再选,硅再选槽内为脱硅中矿,硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿;硅粗选的时间为3分钟,硅粗选的时间为4分钟,硅再选的时间为4分钟;所述脱硅分散剂为碱金属的磷酸盐,脱硅捕收剂为烷基脂肪胺或烷基醚胺的醋酸盐或盐酸盐,非极性油为柴油或煤油;脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。0020实施例3。参照图1。一种中低品位磷块岩双反浮选工艺,其步骤是00211磷块岩原矿经磨到浮选要求的粒度后,加入反浮选脱镁调整剂1。

16、0KG/T原矿和脱镁捕收剂15KG/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05KG/T原矿的调整剂后,进行镁再选作业,镁再选槽内为脱镁中矿,脱镁中矿循序返回镁粗选,镁再选泡沫为碳酸盐尾矿;镁粗选浮选时间为6分钟,镁再选时间为5分钟;所述脱镁调整剂选自硫酸、磷酸或者硫酸与磷酸按质量比11组成的混合物,脱镁捕收剂为烷基脂肪酸的皂化物;00222在脱镁后的槽内矿浆中,加入脱硅分散剂200G/T原矿和脱硅捕收剂70G/T原矿,进行脱硅粗选作业;再加入脱硅捕收剂150G/T原矿和非极性油20G/T原矿,进行脱硅粗选作业,硅粗选槽内为精矿;硅粗选和粗选泡沫合并后,加入脱硅捕收剂1G。

17、/T原矿,进行硅再选,硅再选槽内为脱硅中矿,硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿;硅粗选的时间为2分钟,硅粗选的时间为3分钟,硅再选的时间为3分钟;所述脱硅分散剂为碱金属的磷酸盐,脱硅捕收剂为烷基脂肪胺或烷基醚胺的醋酸盐或盐酸盐,非极性油为柴油或煤油;脱硅中矿与精矿合并即得综合磷精矿。0023实施例4。实施例1或2或3所述的中低品位磷块岩双反浮选工艺,的步骤2中所述碱金属的磷酸盐为六偏磷酸钠、三聚磷酸钠或者焦磷酸钠。0024实施例5。参照图1。中低品位磷块岩双反浮选实验一。四川某地磷块岩矿石,采用双反浮选工艺,它包括如下步骤00251将原矿经磨到200目含量75后,加入硫酸和磷酸的混合物1170KG/。

18、说明书CN101972710ACN101972711A4/5页6T和捕收剂脂肪酸皂125KG/T,进行镁粗选作业。镁粗选泡沫加入050KG/T混酸后,进行镁再选作业,镁再选槽内为脱镁中矿,镁再选泡沫为碳酸盐尾矿X1。00262在脱镁后的槽内矿浆中,加入六偏磷酸钠120G/T和捕收剂十二烷基醚丙胺ON12的醋酸盐40G/T,进行脱硅粗选作业;再加入捕收剂ON12120G/T和柴油24G/T,进行脱硅粗选作业。硅粗选和粗选泡沫合并后,加入捕收剂20G/T,进行硅再选,硅再选槽内为脱硅中矿,硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿X2。00273脱镁中矿循序返回脱镁粗选,脱硅中矿与精矿合并成综合精矿。00284。

19、镁粗选浮选时间6分钟,镁再选5分钟,硅粗选15分钟,硅粗选2分钟,硅再选25分钟。0029表1是本实验一工艺与传统双反浮选脱硅分批浮选在相同的脱镁工艺条件下的对比试验结果。0030表1四川某地磷块岩矿石试验结果00310032由表1试验结果可见,在反浮选脱镁相同的工艺下,采用本发明工艺脱硅,硅质脉石矿物尾矿X2产率增加、P2O5品位降低。脱硅选矿效率增加,且捕收剂ON12用量下降。0033实施例6。参照图1。中低品位磷块岩双反浮选实验二。0034湖北某地磷块岩矿石,采用双反浮选工艺,它包括如下步骤00351将原矿经磨到200目含量60后,加入磷酸80KG/T和捕收剂脂肪酸皂240KG/T,进行。

20、镁粗选作业。镁粗选泡沫加入050KG/T磷酸后,进行镁再选作业,镁再选槽内为脱镁中矿,镁再选泡沫为碳酸盐尾矿X1。00362在脱镁后的槽内矿浆中,加入三聚磷酸钠200G/T和捕收剂十二胺DAA的盐酸盐50G/T,进行脱硅粗选作业;再加入十二胺的盐酸盐150G/T和煤油35G/T,进行脱硅粗选作业。硅粗选和粗选泡沫合并后,加入捕收剂10G/T,进行硅再选,硅再选槽内为脱硅中矿,硅再选泡沫为硅质脉石矿物尾矿X2。00373脱镁中矿循序返回脱镁粗选,脱硅中矿与精矿合并成综合精矿。说明书CN101972710ACN101972711A5/5页700384镁粗选浮选时间7分钟,镁再选6分钟,硅粗选2分钟,硅粗选2分钟,硅再选3分钟。0039表2是本实验二与传统双反浮选脱硅分批浮选在相同的脱镁工艺条件下的对比试验结果。0040表2湖北某地磷块岩矿石试验结果0041说明书CN101972710ACN101972711A1/1页8图1说明书附图CN101972710A。

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