一种正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法.pdf

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摘要
申请专利号:

CN201110384684.6

申请日:

2011.11.28

公开号:

CN102698873A

公开日:

2012.10.03

当前法律状态:

撤回

有效性:

无权

法律详情:

发明专利申请公布后的视为撤回IPC(主分类):B03D 1/00申请公布日:20121003|||实质审查的生效IPC(主分类):B03D 1/00申请日:20111128|||公开

IPC分类号:

B03D1/00; B03B1/00

主分类号:

B03D1/00

申请人:

云南磷化集团有限公司

发明人:

李耀基; 罗廉明; 夏敬源; 刘丽芬; 刘鑫; 杨稳权; 赵凤婷; 李海兵; 王灿霞; 何向文; 张朝旺

地址:

650600 云南省昆明市晋宁县昆阳镇

优先权:

专利代理机构:

昆明合众智信知识产权事务所 53113

代理人:

范严生;张媛德

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内容摘要

一种正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法涉及一种先矿方法,特别涉及采用正-反浮选进行矿石除杂的选矿方法,本发明步骤如下:a.将含硅酸盐杂质的硅质胶磷矿石原矿充分解离,控制调浆浓度为30~35wt%的矿浆;b.将矿浆引入浮选机矿化搅拌槽中,添加胶磷矿浮选药剂和复合抑制剂进行充气浮选,添加少量复合抑制剂精选,在泡沫槽内获得正浮选精矿,槽内产品为硅酸盐杂质;c.将正浮选磷精矿加入浮选槽内,加入反浮选调整剂后加入碳酸盐捕收剂,浮选,泡沫产品为碳酸盐杂质,槽内产品为高品级磷精矿产品。本发明有效降低粘土类铝硅酸盐等杂质,提高了磷精矿的质量,降低磷酸生产及净化的难度。

权利要求书

1.   一种正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法,其特征在于,步骤如下:
a.将含硅酸盐杂质的硅质胶磷矿石原矿破碎、磨细为粒径 0.074mm≥98%,使磷矿物与硅酸盐矿物充分解离,控制调浆浓度为30~35wt%的矿浆;
b.将矿浆引入浮选机矿化搅拌槽中,添加用于脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的胶磷矿浮选药剂和复合抑制剂进行充气浮选,在泡沫槽内获得粗选磷精矿,粗选精矿引入浮选机,添加少量复合抑制剂进行精选,在泡沫槽内获得正浮选精矿,槽内产品为硅酸盐杂质;
c.将上述泡沫槽内获得的正浮选磷精矿加入浮选槽内,加入反浮选调整剂使矿浆pH控制在4.0~5.0,加入碳酸盐捕收剂,进行充气浮选,泡沫产品为碳酸盐杂质,槽内产品为高品级磷精矿产品。

2.
   根据权利要求1所述的正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法,其特征在于,复合抑制剂由两性金属盐硫酸铝Al2(SO43

3.
   XH2O和多元醇HO‑‑CH2CH2CH2—OH组合而成,两种药剂的比例 1.5:1~2.0:1,稀释到1.0~2.0%浓度。

4.
   根据权利要求1所述的正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法,其特征在于,步骤b所述的正浮选充气浮选中,充气浮选的充气量为0.04~0.09m3/h,浮选时间3~6min。

5.
   根据权利要求1所述的正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法,其特征在于,对硅质胶磷矿采用正—反浮选浮磷工艺时,正浮选调整剂为碳酸钠、水玻璃、复合抑制剂,正浮选的捕收剂为脂肪酸及其皂类,反浮选调整剂为硫酸,反浮选捕收剂为脂肪酸及其皂类。

6.
   根据权利要求4所述的正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法,其特征在于,正浮选调整剂、正浮选的捕收剂、反浮选调整剂和反浮选捕收剂的用量为每吨原矿使用:碳酸钠2.0~5.0Kg、水玻璃 3.5~5.0Kg、复合抑制剂0.4~0.8Kg,正浮选捕收剂1.5~3.0 Kg;硫酸6.0~9.0 Kg,反浮选捕收剂1.0~1.5g。

说明书

一种正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法
技术领域
本发明涉及一种先矿方法,特别涉及采用正‑反浮选进行矿石除杂的选矿方法。
背景技术
随着磷肥工业的高速发展,磷矿的开采及用量也急剧上升,磷矿总体品位日益下降,导致磷酸中杂质成分变得更多和更复杂,开发中低品位磷矿石已成当务之急,中、低品位磷矿主要杂质为硅酸盐和碳酸盐杂质,经过多年的攻关,碳酸盐的脱除工艺已经成熟,由于硅酸盐杂质种类复杂、嵌布粒度不一,难于脱除。硅酸盐杂质种类复杂、嵌布粒度不一、难于脱出,尤其是其中的粘土类硅酸盐杂质,其呈微细粒级,而这部分细粒矿如果不脱除,磷精矿的品位难于富集上去。其在选矿中的弊端:采用传统的硅酸盐抑制剂水玻璃和捕收剂搭配使用,脱除率低;由于其粒度细,比表面积大,消耗过多捕收剂、精矿沉降速度慢、消耗过多的絮凝剂;而这部分细粒矿还影响后序化工酸法作业的生产,导致酸法工艺中发泡难于控制。从粒度筛析结果得,粘土类硅酸盐杂质通过脱泥可除去大部分。由于其粒度很细(―0.025mm),目前没有合适的高效脱泥设备对原矿进行分级,同时易造成大量的磷矿物直接损失。而且导致工艺流程复杂,生产成本偏高,难于操控。以往采用正浮选工艺流程,要达到脱除细粒级粘土类硅酸盐杂质的目的,必须采用长流程和大药剂,以至于以前的浮选工艺流程复杂,药剂用量大,成本高,工业生产难于控制。
发明内容
本发明的目的旨在于克服现有技术的缺陷,提供一种工艺流程简单,生产成本低,操作容易的正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法。
本发明所述的正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法,步骤如下:
a.将含硅酸盐杂质的硅质胶磷矿石原矿破碎、磨细为粒径 0.074mm≥98%,使磷矿物与硅酸盐矿物充分解离,控制调浆浓度为30~35wt%的矿浆;
b.将矿浆引入浮选机矿化搅拌槽中,添加用于脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的胶磷矿浮选药剂和复合抑制剂进行充气浮选,在泡沫槽内获得粗选磷精矿,粗选精矿引入浮选机,添加少量复合抑制剂进行精选,在泡沫槽内获得正浮选精矿,槽内产品为硅酸盐杂质;
c.将上述泡沫槽内获得的正浮选磷精矿加入浮选槽内,加入反浮选调整剂使矿浆pH控制在4.0~5.0,加入碳酸盐捕收剂,进行充气浮选,泡沫产品为碳酸盐杂质,槽内产品为高品级磷精矿产品。
所述的正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法,传统的硅酸盐杂质的抑制剂都是采用水玻璃作为抑制剂,水玻璃一般抑制石英砂等易被抑制的硅酸盐杂质,对于微细粒级的粘土类铝硅酸盐类抑制效果相对差;所述的复合抑制剂为水玻璃和螯合铝盐。可以达到“强有压弱捕”的目的,从而达到有效脱除硅酸盐杂质,简化工艺流程的目的。
所述的复合抑制剂由两性金属盐硫酸铝Al2(SO43XH2O和多元醇HO‑‑CH2CH2CH2—OH组合而成,两种药剂的比例 1.5:1~2.0:1,稀释到1.0%~2.0%)浓度添加。抑制剂的作用机理:主要Al2(SO43XH2O有双重作用,抑硅增效剂主要为两性金属盐硫酸铝Al2(SO43XH2O,基于Al2(SO43XH2O有絮凝和同离子效应,使得微细粒矿物凝聚成大颗粒矿物,Al2(SO43XH2O粘附在铝硅酸盐杂质表面,形成一层亲水膜; 其次HO‑‑CH2CH2CH2—OH与矿浆中的Ca2+、Mg2+生成螯合物,附着在硅酸盐杂质表面,形成罩盖层,双重的亲水膜,有效避免硅酸盐杂质与捕收剂接触,从而达到被抑制的目的。
步骤b所述的正浮选充气浮选中,充气浮选的充气量为0.04~0.09m3/h,浮选时间3~6min。由于粘土类微细粒硅酸盐杂质被抑制了,浮选速度提高了,浮选泡沫的流动性也得到改善。
所述的对硅质胶磷矿采用正—反浮选浮磷工艺时,正浮选调整剂为碳酸钠、水玻璃、复合抑制剂,正浮选的捕收剂为脂肪酸及其皂类,反浮选调整剂为硫酸,反浮选捕收剂为脂肪酸及其皂类。
所述的正浮选调整剂、正浮选的捕收剂、反浮选调整剂和反浮选捕收剂的用量为每吨原矿使用:碳酸钠2.0~5.0Kg、水玻璃 3.5~5.0Kg、复合抑制剂0.4~0.8Kg,正浮选捕收剂1.5~3.0 Kg;硫酸6.0~9.0 Kg,反浮选捕收剂1.0~1.5g。
本发明所述的正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法,实现了在浮选过程脱除磷精矿中的细粒级硅酸盐杂质的选矿方法,降低了磷精矿中的硅酸盐杂质含量,简化了下游制酸企业生产中的净化流程和降低生产运营成本。在正浮选作业中,有针对性的采用复合抑制剂,对粘土类铝硅酸盐杂质进行有选择性的抑制和絮凝抑制,降低了药剂消耗,改善了浮选泡沫的流动性,便于工业化操作。添加了复合抑制剂,采用“强压弱捕”的方式,在正浮选作业提高了硅酸盐杂质的脱除率,简化了浮选工艺流程,正浮选工艺流程从原来的一粗两精一扫简化为一粗一精工艺流程。可以大幅度降低工业化生产的建设投资费用及降低运营成本。微细粒的粘土类铝硅酸盐杂质的脱除,可以减少微细级矿物对精矿浆沉降速度的影响,精矿浆的沉降速度显著提高,减少了絮凝剂的用量,降低辅助药剂的消耗。本发明有针对性地在胶磷矿浮选过程中降低硅酸盐杂质,尤其是粘土类铝硅酸盐的选矿方法,获得杂质含量低的高品级磷精矿,缓解了正浮选过程中药剂用量大、浮选泡沫发粘、工艺流程长等缺点;有效降低粘土类铝硅酸盐等杂质,提高了磷精矿的质量,降低磷酸生产及净化的难度,简化磷酸净化流程和运营成本费用的选矿方法。
附图说明
图1为本发明流程图。
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,所有百分含量均为质量百分数。
实施例1
某矿区选取矿样,原矿P2O5含量19.88wt%,MgO含量1.25wt%,SiO2含量36.87wt%,Al2O3含量2.58wt%,按照本发明上述的工艺方案,在常温条件通过正浮选富脱硅富集磷+反浮选脱MgO的联合工艺流程,获得磷精矿产率52.75%,P2O5含量30.70wt%,MgO含量0.35wt%,SiO2含量18.00wt%,Al2O3含量1.00wt%,其中SiO2排除率达74.16wt%、Al2O3排除率达:79.55wt%。CaO/ P2O5=1.44、MgO/ P2O5=1.14wt%、Al2O3/ P2O5=3.25wt%;
两种工艺正浮选条件:(1)采用水玻璃抑制剂,正浮作业为一次粗选一次扫选两次精选作业,正浮选药剂用量:碳酸钠2.0Kg/t、水玻璃按实物量计为8.0Kg/t、捕收剂为YP2‑1,用量为3.5 Kg/t;开路结果:精矿产48.85%、P2O5 28.10 %、SiO218.80、回收率为69.05%。(2)采用水玻璃和复合抑制剂混合使用,正浮作业为一次粗选一次精选作业,正浮选药剂用量:碳酸钠2.0Kg/t、水玻璃按实物量计为4.5Kg/t、复合抑制剂0.6Kg/t、捕收剂为YP2‑1,用量为2.6Kg/t;开路结果:精矿产率为50.15%、P2O5 28.45%、SiO217.85%、回收率为71.76%。
实施例2
某矿区矿样,原矿P2O5含量22.71wt%,MgO含量3.21wt%,SiO2含量22.17wt%,Al2O3含量2.00wt%,按照本发明上述的工艺方案,在常温条件通过正浮选脱硅富集磷+反浮选脱MgO的联合工艺流程, 获得磷精矿产率63.99%,P2O5含量31.17wt%,MgO含量0.69wt%,SiO2含量13.31wt%,Al2O3含量1.00wt%,其中SiO2排除率达61.58wt%、Al2O3排除率达:68.01wt%。CaO/ P2O5=1.38、MgO/ P2O5=2.21wt%、Al2O3/ P2O5=3.21wt%;
两种工艺正浮选条件:(1)采用水玻璃抑制剂,正浮作业为一次粗选一次扫选两个作业,正浮选药剂用量:碳酸钠2.5Kg/t、水玻璃按实物量计为5.0Kg/t、捕收剂为YP2‑1,实物用量为3.0 Kg/t量;开路结果:精矿产62.05%、P2O5 27.10%、SiO211.72%、回收率为74.04%。(2)采用水玻璃和复合抑制剂混合使用,正浮作业为一次粗选一次扫选两个作业,正浮选药剂用量:碳酸钠3.0Kg/t、水玻璃按实物量计为3.2Kg/t、复合抑制剂0.3Kg/t、捕收剂为YP2‑1,用量为2.45Kg/t;开路结果:精矿产率为60.25%、P2O5 26.85%、SiO212.85%、回收率为71.23%。
实施例3
某矿区矿样,原矿P2O5含量23.17wt%,MgO含量1.43wt%,SiO2含量25.23wt%,Al2O3含量2.19wt%,按照本发明上述的工艺方案,在常温条件通过正浮选脱硅富集磷+反浮选脱MgO的联合工艺流程, 获得磷精矿产率63.49%,P2O5含量30.24wt%,MgO含量0.52wt%,SiO2含量15.75wt%,Al2O3含量1.01wt%,其中SiO2排除率达60.37wt%、Al2O3排除率达:70.72wt%。CaO/ P2O5=1.23、MgO/ P2O5=1.72wt%、Al2O3/ P2O5=3.34wt%;
两种工艺正浮选条件:(1)采用水玻璃抑制剂,正浮作业为一次粗选一次扫选两个作业,正浮选药剂用量:碳酸钠3.1Kg/t、水玻璃按实物量计为4.5Kg/t、捕收剂为YP2‑1,实物用量为2.6 Kg/t;开路结果:精矿产53.10%、P2O5 26.65%、SiO216.72、回收率为61.08%。(2)采用水玻璃和复合抑制剂混合使用,正浮作业为一次粗选一次扫选两个作业,正浮选药剂用量:碳酸钠3.1Kg/t、水玻璃按实物量计为3.0Kg/t、复合抑制剂0.45Kg/t、捕收剂为YP2‑1,用量为2.30Kg/t;开路结果:精矿产率为55.32%、P2O5 27.06%、SiO215.50%、回收率为64.61%。
在3 个实施例中,所获得的磷精矿指标均达国家湿法磷酸用矿一等品Ⅰ类标准,其杂质SiO2、Al2O3、MgO含量远远低于湿法磷酸用矿优等品Ⅰ类用矿标准。其中正浮选作业添加复合抑制剂与直接使用使用水玻璃作为抑制剂相比,药剂用量降低,产率和回收率升高,正浮选脱硅率提高。

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1、10申请公布号CN102698873A43申请公布日20121003CN102698873ACN102698873A21申请号201110384684622申请日20111128B03D1/00200601B03B1/0020060171申请人云南磷化集团有限公司地址650600云南省昆明市晋宁县昆阳镇72发明人李耀基罗廉明夏敬源刘丽芬刘鑫杨稳权赵凤婷李海兵王灿霞何向文张朝旺74专利代理机构昆明合众智信知识产权事务所53113代理人范严生张媛德54发明名称一种正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法57摘要一种正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法涉及一种先矿方法,特别涉及采用正反浮选进行矿石除。

2、杂的选矿方法,本发明步骤如下A将含硅酸盐杂质的硅质胶磷矿石原矿充分解离,控制调浆浓度为3035WT的矿浆;B将矿浆引入浮选机矿化搅拌槽中,添加胶磷矿浮选药剂和复合抑制剂进行充气浮选,添加少量复合抑制剂精选,在泡沫槽内获得正浮选精矿,槽内产品为硅酸盐杂质;C将正浮选磷精矿加入浮选槽内,加入反浮选调整剂后加入碳酸盐捕收剂,浮选,泡沫产品为碳酸盐杂质,槽内产品为高品级磷精矿产品。本发明有效降低粘土类铝硅酸盐等杂质,提高了磷精矿的质量,降低磷酸生产及净化的难度。51INTCL权利要求书1页说明书3页附图1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1页说明书3页附图1页1/1页21一种。

3、正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法,其特征在于,步骤如下A将含硅酸盐杂质的硅质胶磷矿石原矿破碎、磨细为粒径0074MM98,使磷矿物与硅酸盐矿物充分解离,控制调浆浓度为3035WT的矿浆;B将矿浆引入浮选机矿化搅拌槽中,添加用于脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的胶磷矿浮选药剂和复合抑制剂进行充气浮选,在泡沫槽内获得粗选磷精矿,粗选精矿引入浮选机,添加少量复合抑制剂进行精选,在泡沫槽内获得正浮选精矿,槽内产品为硅酸盐杂质;C将上述泡沫槽内获得的正浮选磷精矿加入浮选槽内,加入反浮选调整剂使矿浆PH控制在4050,加入碳酸盐捕收剂,进行充气浮选,泡沫产品为碳酸盐杂质,槽内产品为高品级磷精矿产品。2根据权利。

4、要求1所述的正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法,其特征在于,复合抑制剂由两性金属盐硫酸铝AL2(SO4)3。3XH2O和多元醇HOCH2CH2CH2OH组合而成,两种药剂的比例151201,稀释到1020浓度。4根据权利要求1所述的正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法,其特征在于,步骤B所述的正浮选充气浮选中,充气浮选的充气量为004009M3/H,浮选时间36MIN。5根据权利要求1所述的正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法,其特征在于,对硅质胶磷矿采用正反浮选浮磷工艺时,正浮选调整剂为碳酸钠、水玻璃、复合抑制剂,正浮选的捕收剂为脂肪酸及其皂类,反浮选调整剂为硫酸,反浮选捕收剂为脂肪。

5、酸及其皂类。6根据权利要求4所述的正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法,其特征在于,正浮选调整剂、正浮选的捕收剂、反浮选调整剂和反浮选捕收剂的用量为每吨原矿使用碳酸钠2050KG、水玻璃3550KG、复合抑制剂0408KG,正浮选捕收剂1530KG;硫酸6090KG,反浮选捕收剂1015G。权利要求书CN102698873A1/3页3一种正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法技术领域0001本发明涉及一种先矿方法,特别涉及采用正反浮选进行矿石除杂的选矿方法。背景技术0002随着磷肥工业的高速发展,磷矿的开采及用量也急剧上升,磷矿总体品位日益下降,导致磷酸中杂质成分变得更多和更复杂,开发中低品。

6、位磷矿石已成当务之急,中、低品位磷矿主要杂质为硅酸盐和碳酸盐杂质,经过多年的攻关,碳酸盐的脱除工艺已经成熟,由于硅酸盐杂质种类复杂、嵌布粒度不一,难于脱除。硅酸盐杂质种类复杂、嵌布粒度不一、难于脱出,尤其是其中的粘土类硅酸盐杂质,其呈微细粒级,而这部分细粒矿如果不脱除,磷精矿的品位难于富集上去。其在选矿中的弊端采用传统的硅酸盐抑制剂水玻璃和捕收剂搭配使用,脱除率低;由于其粒度细,比表面积大,消耗过多捕收剂、精矿沉降速度慢、消耗过多的絮凝剂;而这部分细粒矿还影响后序化工酸法作业的生产,导致酸法工艺中发泡难于控制。从粒度筛析结果得,粘土类硅酸盐杂质通过脱泥可除去大部分。由于其粒度很细(0025MM。

7、),目前没有合适的高效脱泥设备对原矿进行分级,同时易造成大量的磷矿物直接损失。而且导致工艺流程复杂,生产成本偏高,难于操控。以往采用正浮选工艺流程,要达到脱除细粒级粘土类硅酸盐杂质的目的,必须采用长流程和大药剂,以至于以前的浮选工艺流程复杂,药剂用量大,成本高,工业生产难于控制。发明内容0003本发明的目的旨在于克服现有技术的缺陷,提供一种工艺流程简单,生产成本低,操作容易的正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法。0004本发明所述的正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法,步骤如下A将含硅酸盐杂质的硅质胶磷矿石原矿破碎、磨细为粒径0074MM98,使磷矿物与硅酸盐矿物充分解离,控制调浆浓度为3。

8、035WT的矿浆;B将矿浆引入浮选机矿化搅拌槽中,添加用于脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的胶磷矿浮选药剂和复合抑制剂进行充气浮选,在泡沫槽内获得粗选磷精矿,粗选精矿引入浮选机,添加少量复合抑制剂进行精选,在泡沫槽内获得正浮选精矿,槽内产品为硅酸盐杂质;C将上述泡沫槽内获得的正浮选磷精矿加入浮选槽内,加入反浮选调整剂使矿浆PH控制在4050,加入碳酸盐捕收剂,进行充气浮选,泡沫产品为碳酸盐杂质,槽内产品为高品级磷精矿产品。0005所述的正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法,传统的硅酸盐杂质的抑制剂都是采用水玻璃作为抑制剂,水玻璃一般抑制石英砂等易被抑制的硅酸盐杂质,对于微细粒级的粘土类铝硅酸盐类抑制效。

9、果相对差;所述的复合抑制剂为水玻璃和螯合铝盐。可以达到“强有压弱捕”的目的,从而达到有效脱除硅酸盐杂质,简化工艺流程的目的。0006所述的复合抑制剂由两性金属盐硫酸铝AL2(SO4)3。XH2O和多元醇HOCH2CH2CH2OH组合而成,两种药剂的比例151201,稀释到1020)浓度添加。抑制剂的作说明书CN102698873A2/3页4用机理主要AL2(SO4)3。XH2O有双重作用,抑硅增效剂主要为两性金属盐硫酸铝AL2(SO4)3。XH2O,基于AL2(SO4)3。XH2O有絮凝和同离子效应,使得微细粒矿物凝聚成大颗粒矿物,AL2(SO4)3。XH2O粘附在铝硅酸盐杂质表面,形成一层亲。

10、水膜;其次HOCH2CH2CH2OH与矿浆中的CA2、MG2生成螯合物,附着在硅酸盐杂质表面,形成罩盖层,双重的亲水膜,有效避免硅酸盐杂质与捕收剂接触,从而达到被抑制的目的。0007步骤B所述的正浮选充气浮选中,充气浮选的充气量为004009M3/H,浮选时间36MIN。由于粘土类微细粒硅酸盐杂质被抑制了,浮选速度提高了,浮选泡沫的流动性也得到改善。0008所述的对硅质胶磷矿采用正反浮选浮磷工艺时,正浮选调整剂为碳酸钠、水玻璃、复合抑制剂,正浮选的捕收剂为脂肪酸及其皂类,反浮选调整剂为硫酸,反浮选捕收剂为脂肪酸及其皂类。0009所述的正浮选调整剂、正浮选的捕收剂、反浮选调整剂和反浮选捕收剂的用。

11、量为每吨原矿使用碳酸钠2050KG、水玻璃3550KG、复合抑制剂0408KG,正浮选捕收剂1530KG;硫酸6090KG,反浮选捕收剂1015G。0010本发明所述的正浮选脱除胶磷矿中硅酸盐杂质的选矿方法,实现了在浮选过程脱除磷精矿中的细粒级硅酸盐杂质的选矿方法,降低了磷精矿中的硅酸盐杂质含量,简化了下游制酸企业生产中的净化流程和降低生产运营成本。在正浮选作业中,有针对性的采用复合抑制剂,对粘土类铝硅酸盐杂质进行有选择性的抑制和絮凝抑制,降低了药剂消耗,改善了浮选泡沫的流动性,便于工业化操作。添加了复合抑制剂,采用“强压弱捕”的方式,在正浮选作业提高了硅酸盐杂质的脱除率,简化了浮选工艺流程,。

12、正浮选工艺流程从原来的一粗两精一扫简化为一粗一精工艺流程。可以大幅度降低工业化生产的建设投资费用及降低运营成本。微细粒的粘土类铝硅酸盐杂质的脱除,可以减少微细级矿物对精矿浆沉降速度的影响,精矿浆的沉降速度显著提高,减少了絮凝剂的用量,降低辅助药剂的消耗。本发明有针对性地在胶磷矿浮选过程中降低硅酸盐杂质,尤其是粘土类铝硅酸盐的选矿方法,获得杂质含量低的高品级磷精矿,缓解了正浮选过程中药剂用量大、浮选泡沫发粘、工艺流程长等缺点;有效降低粘土类铝硅酸盐等杂质,提高了磷精矿的质量,降低磷酸生产及净化的难度,简化磷酸净化流程和运营成本费用的选矿方法。附图说明0011图1为本发明流程图。具体实施方式001。

13、2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,所有百分含量均为质量百分数。0013实施例1某矿区选取矿样,原矿P2O5含量1988WT,MGO含量125WT,SIO2含量3687WT,AL2O3含量258WT,按照本发明上述的工艺方案,在常温条件通过正浮选富脱硅富集磷反浮选脱MGO的联合工艺流程,获得磷精矿产率5275,P2O5含量3070WT,MGO含量035WT,SIO2含量1800WT,AL2O3含量100WT,其中SIO2排除率达7416WT、AL2O3排除率达说明书CN102698873A3/3页57955WT。CAO/P2O5144、MGO/P2。

14、O5114WT、AL2O3/P2O5325WT;两种工艺正浮选条件(1)采用水玻璃抑制剂,正浮作业为一次粗选一次扫选两次精选作业,正浮选药剂用量碳酸钠20KG/T、水玻璃按实物量计为80KG/T、捕收剂为YP21,用量为35KG/T;开路结果精矿产4885、P2O52810、SIO21880、回收率为6905。(2)采用水玻璃和复合抑制剂混合使用,正浮作业为一次粗选一次精选作业,正浮选药剂用量碳酸钠20KG/T、水玻璃按实物量计为45KG/T、复合抑制剂06KG/T、捕收剂为YP21,用量为26KG/T;开路结果精矿产率为5015、P2O52845、SIO21785、回收率为7176。0014。

15、实施例2某矿区矿样,原矿P2O5含量2271WT,MGO含量321WT,SIO2含量2217WT,AL2O3含量200WT,按照本发明上述的工艺方案,在常温条件通过正浮选脱硅富集磷反浮选脱MGO的联合工艺流程,获得磷精矿产率6399,P2O5含量3117WT,MGO含量069WT,SIO2含量1331WT,AL2O3含量100WT,其中SIO2排除率达6158WT、AL2O3排除率达6801WT。CAO/P2O5138、MGO/P2O5221WT、AL2O3/P2O5321WT;两种工艺正浮选条件(1)采用水玻璃抑制剂,正浮作业为一次粗选一次扫选两个作业,正浮选药剂用量碳酸钠25KG/T、水玻。

16、璃按实物量计为50KG/T、捕收剂为YP21,实物用量为30KG/T量;开路结果精矿产6205、P2O52710、SIO21172、回收率为7404。(2)采用水玻璃和复合抑制剂混合使用,正浮作业为一次粗选一次扫选两个作业,正浮选药剂用量碳酸钠30KG/T、水玻璃按实物量计为32KG/T、复合抑制剂03KG/T、捕收剂为YP21,用量为245KG/T;开路结果精矿产率为6025、P2O52685、SIO21285、回收率为7123。0015实施例3某矿区矿样,原矿P2O5含量2317WT,MGO含量143WT,SIO2含量2523WT,AL2O3含量219WT,按照本发明上述的工艺方案,在常温。

17、条件通过正浮选脱硅富集磷反浮选脱MGO的联合工艺流程,获得磷精矿产率6349,P2O5含量3024WT,MGO含量052WT,SIO2含量1575WT,AL2O3含量101WT,其中SIO2排除率达6037WT、AL2O3排除率达7072WT。CAO/P2O5123、MGO/P2O5172WT、AL2O3/P2O5334WT;两种工艺正浮选条件(1)采用水玻璃抑制剂,正浮作业为一次粗选一次扫选两个作业,正浮选药剂用量碳酸钠31KG/T、水玻璃按实物量计为45KG/T、捕收剂为YP21,实物用量为26KG/T;开路结果精矿产5310、P2O52665、SIO21672、回收率为6108。(2)采。

18、用水玻璃和复合抑制剂混合使用,正浮作业为一次粗选一次扫选两个作业,正浮选药剂用量碳酸钠31KG/T、水玻璃按实物量计为30KG/T、复合抑制剂045KG/T、捕收剂为YP21,用量为230KG/T;开路结果精矿产率为5532、P2O52706、SIO21550、回收率为6461。0016在3个实施例中,所获得的磷精矿指标均达国家湿法磷酸用矿一等品类标准,其杂质SIO2、AL2O3、MGO含量远远低于湿法磷酸用矿优等品类用矿标准。其中正浮选作业添加复合抑制剂与直接使用使用水玻璃作为抑制剂相比,药剂用量降低,产率和回收率升高,正浮选脱硅率提高。说明书CN102698873A1/1页6图1说明书附图CN102698873A。

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