CN104707734B - 一种降低胶磷矿浮选尾矿品位工艺 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种降低胶磷矿浮选尾矿品位工艺，具体步骤是首先将矿物进行磨矿，然后对磨矿产品进行分级，分级得到的较粗粒级产品返回磨机再磨，分级得到的较细粒级产品进入浮选工序进行反浮选作业；浮选泡沫产品作为最终尾矿，浮选槽内产品进行分级；分级得到的较粗粒级作为中间产品返回磨机再磨，形成闭路作业，分级得到的较细粒级产品作为最终精矿产品。采用本工艺处理高镁胶磷矿，在得到MgO品位≤0.8%合格磷精矿的同时，精矿回收率提高1%‑3%，尾矿P₂O₅品位降低1%‑2%。此工艺流程可以获得稳定的胶磷矿浮选技术经济指标，提高了磷矿资源利用率，降低了使整个浮选厂的能耗药耗，提高了浮选厂的经济和社会效益，具有广泛的工业推广价值。

Description

一种降低胶磷矿浮选尾矿品位工艺

技术领域

本发明属于化工矿物加工工程领域，特别涉及到云南滇池地区特定的高镁胶磷矿通过反浮选脱除碳酸盐杂质的加工工艺，是一种通过高镁胶磷矿选矿加工获得合格精矿产品同时降低生产消耗的新工艺。

背景技术

目前针对滇池地区高镁胶磷矿的选矿加工，主要采用单一反浮选脱除碳酸盐杂质的工艺，一般采用一次粗选一次精选的作业流程，粗选泡沫产品直接作为最终尾矿，精选泡沫产品返回粗选再选，精选槽内产品作为最终精矿。但由于采用该工艺处理此类高镁胶磷矿时对磨矿细度要求较高，一般磨矿细度要求达到-0.074mm含量占90%以上，而且由于此类高镁胶磷矿嵌布粒度较细，部分矿石甚至磨至-0.074mm含量占95%以上时仍难以实现单体解离，经常导致碳酸盐杂质脱除不到位，精矿品质不合格。经研究发现其主要原因是精选泡沫产品的单体解离较差，返回粗选再选时脱除碳酸盐杂质效果不好，最终导致精矿产品的MgO指标难以达到要求。再加上近年来滇池周边高镁胶磷矿品质逐渐降低，碳酸盐杂质含量升高，嵌布粒度越来越细，对磨矿细度的要求越来越高，导致磨矿成本升高，选别困难，精矿产品合格率降低，直接影响到了企业的生产效益。

以云南滇池周边某磷矿浮选厂为例，入选原矿P₂O₅品位由2012年的22.5%降到2013年的21.3%，2014年一季度降到20.5%，在保证精矿品质达标的情况下，精矿产率和回收率逐渐降低，尤其是产率下降明显，尾矿品位也明显升高，导致浮选厂生产成本逐渐增加，利润减少。受入选原矿品质降低、杂质含量升高、矿石硬度增加、磨矿细度要求越来越高等因素影响，目前采用的单一反浮选工艺单流程已经难于满足现有生产要求，有待于开发新的加工工艺来适应矿石性质的变化，通过改进浮选工艺来确保回收率和精矿品位，逐步降低浮选厂的能耗，提高精矿品质，从而提高浮选厂的经济和社会利益。

发明内容

本发明的目的是为了克服目前原矿品质逐年降低，现有单一反浮选工艺流程难以满足生产指标要求的实际情况，而提供一种工艺稳定性好，药剂和能源消耗低，磷资源利用率高，符合节能、环保、低碳的高镁胶磷矿选矿加工工艺。

本发明所述一种降低胶磷矿浮选尾矿品位工艺，是通过以下技术方案予以实现。

一种降低胶磷矿浮选尾矿品位工艺流程为：首先将矿物进行磨矿，然后对磨矿产品进行分级，分级得到的较粗粒级产品返回磨机再磨，分级得到的较细粒级产品进入浮选工序进行反浮选作业；浮选泡沫产品作为最终尾矿，浮选槽内产品进行分级；分级得到的较粗粒级作为中间产品返回磨机再磨，形成闭路作业，分级得到的较细粒级产品作为最终精矿产品，其具体步骤为：

a.先进行磨矿，然后对磨矿产品进行分级，得到适宜于反浮选作业的较细粒级产品；

b.磨矿产品分级得到的较粗粒级产品返回磨机再磨，较细粒级产品经调浆并添加抑制剂和捕收剂，进行反浮选作业，得到泡沫产品和槽内产品；

c.反浮选作业的泡沫产品作为最终尾矿，槽内产品进行分级，得到较粗粒级产品和较细粒级产品；

d.槽内产品分级得到的较粗粒级产品返回磨机再磨，形成闭路循环；

e.槽内产品分级得到的较细粒级产品作为最终精矿。

以重量百分比计，所述矿物是特定滇池地区高镁胶磷矿，为云南滇池周边露天开采的以白云石，分子式：MgCO₃·CaCO₃，主要杂质的高镁胶磷矿P₂O₅含量为17%～23%，MgO含量为4%-9%，该类型矿石大部分磨矿细度达到-0.074mm含量占85%-95%，少部分磨矿细度达到-0.074mm含量占95%以上。

步骤a所述的对磨矿产品进行分级得到适宜于反浮选作业的较细粒级产品是指高镁胶磷矿经磨矿后利用水力旋流器、螺旋分级机、振动筛等分级设备进行分级作业，得到的较细粒级产品中-0.074mm含量占70%-80%，经过反浮选作业可以脱除大部分碳酸盐杂质的较细粒级产品。

步骤b所述的较细粒级产品经调浆并添加抑制剂和捕收剂，进行反浮选作业，是指磨矿产品分级得到的较细粒级产品进行搅拌，调整质量浓度至25%-30%，同时加入一定量的硫酸和磷酸作为抑制剂抑制磷酸盐，加入一定量的脂肪酸药剂作为捕收剂捕收碳酸盐，然后进入浮选槽进行浮选，将碳酸盐以泡沫产品的形式分离出来。

步骤c所述的对反浮选作业槽内产品进行分级，是指对经过反浮选作业后浮选槽内的产品采用水力旋流器、螺旋分级机、振动筛等分级设备进行较粗粒级和较细粒级产品的分离。

步骤c所述的较粗粒级产品，是指浮选槽内产品分级得到的较粗粒级产品中90%-95%的矿物颗粒直径大于0.074mm。

步骤c所述的较细粒级产品，是指浮选槽内产品分级得到的较细粒级产品中90%-95%的矿物颗粒直径小于0.074mm。

步骤e所述的最终精矿，是指P₂O₅品位≥28.5%，MgO品位≤0.8%可供下游进行化工生产的合格磷精矿产品。

本发明具有以下突出的有益效果：针对高镁胶磷矿选矿加工提出了浮选精矿分级再磨再选的理念，通过降低入选的磨矿细度、对未实现单体解离的较粗粒级返回再磨等手段，提高了选别效率，降低了药剂和能源消耗，能够在原矿品质逐步降低的情况下，获得合格精矿产品，提高精矿回收率，降低尾矿品位。本工艺尤其适用于云南滇池周边的高镁胶磷矿，能够实现该类资源加工企业的正常、稳定生产，提高了高镁胶磷矿资源的利用率，降低了消耗，达到了提高企业经济和社会效益的目的，具有广泛的工业推广价值。同时本发明采用的浮选精矿分级再磨再选理念可作为其他矿种选矿处理工艺的借鉴。

附图说明

图1为原工艺处理1^＃高镁胶磷矿矿石工艺流程图，

图2为本发明处理1^＃高镁胶磷矿矿石工艺流程图。

图3为反浮选槽内产品分级作业后较粗粒级工艺矿物学分析图，

图4为反浮选槽内产品分级作业后较细粒级工艺矿物学分析图。

图5为原工艺处理2^＃高镁胶磷矿矿石工艺流程图，

图6为本发明处理2^＃高镁胶磷矿矿石工艺流程图。

图7为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

下面结合实施例对本发明做进一步的说明，但不限于实施例。

本发明是首先将高镁胶磷矿进行磨矿，然后对磨矿产品进行分级，分级得到的较粗粒级产品返回磨机再磨，分级得到的较细粒级产品进入浮选工序进行反浮选作业；浮选泡沫产品作为最终尾矿，浮选槽内产品进行分级；分级得到的较粗粒级作为中间产品返回磨机再磨，形成闭路作业，分级得到的较细粒级产品作为最终精矿产品。其具体的步骤为：

a.针对特定滇池地区高镁胶磷矿先进行磨矿，然后对磨矿产品进行分级，得到适宜于反浮选作业的较细粒级产品；

b.磨矿产品分级得到的较粗粒级产品返回磨机再磨，较细粒级产品经调浆并添加抑制剂和捕收剂，进行反浮选作业，得到泡沫产品和槽内产品；

c.反浮选作业的泡沫产品作为最终尾矿，槽内产品进行分级，得到较粗粒级产品和较细粒级产品；

d.槽内产品分级得到的较粗粒级产品返回磨机再磨，形成闭路循环；

e.槽内产品分级得到的较细粒级产品作为最终精矿。

步骤a所述的特定滇池地区高镁胶磷矿为云南滇池周边露天开采的以白云石（分子式：MgCO₃·CaCO₃）为主要杂质的高镁胶磷矿，P₂O₅含量为17%～23%，MgO含量为4%-9%，该类型矿石大部分磨矿细度达到-0.074mm含量占85%-95%时能够实现单体解离，但少部分磨矿细度需要达到-0.074mm含量占95%以上才能够实现较好的单体解离；

步骤a所述的对磨矿产品进行分级得到适宜于反浮选作业的较细粒级产品是指高镁胶磷矿经磨矿后利用水力旋流器、螺旋分级机、振动筛等分级设备进行分级作业的较细粒级产品中-0.074mm含量占70%-80%，经过反浮选作业可以脱除大部分碳酸盐杂质的较细粒级产品。

步骤b所述的较细粒级产品经调浆并添加抑制剂和捕收剂，进行反浮选作业，是指磨矿产品分级得到的较细粒级产品进行搅拌，调整质量浓度至25%-30%，同时加入一定量的硫酸和磷酸作为抑制剂抑制磷酸盐，加入一定量的脂肪酸药剂作为捕收剂捕收碳酸盐，然后进入浮选槽进行浮选，将碳酸盐以泡沫产品的形式分离出来。

步骤c所述的对反浮选作业槽内产品进行分级，是指对经过反浮选作业后浮选槽内的产品采用水力旋流器、螺旋分级机、振动筛等分级设备进行较粗粒级和较细粒级产品的分离。

步骤c所述的较粗粒级产品，是指浮选槽内产品分级得到的较粗粒级产品中90%-95%的矿物颗粒直径大于0.074mm。

步骤c所述的较细粒级产品，是指浮选槽内产品分级得到的较细粒级产品中90%-95%的矿物颗粒直径小于0.074mm。

步骤e所述的最终精矿，是指P₂O₅品位≥28.5%，MgO品位≤0.8%可供下游进行化工生产的合格磷精矿产品。

本发明涉及的一种降低胶磷矿浮选尾矿品位工艺，在化工矿物加工技术领域提出了浮选精矿分级再磨再选理念，满足高镁胶磷矿原矿品质较低时精矿产品质量达标的生产要求，解决现有工艺适应性差、生产成本高、精矿回收率低、产品技术经济指标差等存在的一系列问题，缓解选矿回收率与磷精矿品位技术指标之间的矛盾。本工艺尤其适用于云南滇池周边的高镁胶磷矿，实现该类资源加工企业的正常、稳定生产，具有广泛的工业推广价值。

实施例1

矿石类型为高镁胶磷矿，编号为1^＃，化学元素分析结果见表1：

表1 1^＃矿石化学元素分析表

原工艺处理1^＃高镁胶磷矿

工艺流程见图1，采用单一反浮选流程，首先将高镁胶磷矿进行磨矿，磨矿产品进入水力旋流器分级；分级作业得到的较粗粒级产品返回磨机再磨，较细粒级产品细度为-0.074mm含量占90.00%；然后进行反浮粗选，粗选泡沫产品作为最终尾矿，粗选槽内产品进行反浮精选，精选泡沫产品作为中间产品返回粗选流程，形成闭路循环作业，精选槽内产品为最终精矿。

试验结果见表2：

表2 原工艺处理1^＃高镁胶磷矿试验结果

从表2看出，浮选1^＃矿石，入选原矿P₂O₅品位20.35%，MgO%含量6.78%，经过一次粗选一次精选，精选泡沫产品返回粗选的工艺流程，得到精矿产品P₂O₅品位28.55%，MgO含量1.06%，产率61.56%，尾矿P₂O₅品位7.21%，回收率为86.37%。精矿产品MgO含量未达到≤0.8%的指标要求。

本发明处理1^＃高镁胶磷矿

工艺流程见图2，首先对高镁胶磷矿进行磨矿，然后对磨矿产品进行分级；分级作业得到的较粗粒级产品返回磨机再磨，较细粒级产品中-0.074mm含量占70.03%，对细粒级产品进行一次反浮选，浮选泡沫产品作为最终尾矿，对浮选槽内产品以0.074mm为分级粒度界限进行分级，分级作业得到的较粗粒级产品返回磨机再磨，形成闭路循环作业，较细粒级产品作为最终精矿产品。试验结果见表3：

表3 本发明处理1^＃高镁胶磷矿试验结果

从上表看出, 浮选1^＃矿石，经过一次反浮选一次分级作业，反浮选槽内产品分级作业的较粗粒级返回与未经选别的原矿和磨矿后分级作业的较粗粒级产品混合进入磨机进行磨矿，形成磨浮闭路循环体系，最终得到精矿产品P₂O₅品位29.01%，MgO含量0.79%，产率61.89%，尾矿P₂O₅品位6.15%，回收率达到88.44%，精矿产品MgO含量达到了≤0.8%的指标要求。

比较以上两表我们可以看出，对于1^＃矿石，采用本发明处理之后，选别指标明显提高，反浮选槽内产品经过分级再磨作业之后，能更好的单体解离，和原处理工艺相比，精矿P₂O₅品位提高0.46%，精矿MgO含量降低0.27%，尾矿P₂O₅品位降低1.06%，最终精矿的P₂O₅回收率提高2.07%。

对反浮选槽内产品分级作业后较粗粒级和较细粒级分别利用偏光显微镜进行工艺矿物学分析，见图3和图4。

由图3和图4可以看出，较粗粒级部分大部分矿物为胶磷矿与白云石连生体，该部分矿物进入磷精矿中导致MgO含量增高，P₂O₅品位降低，难以达到精矿产品指标要求，理论上讲是可以通过对该部分矿物进行再磨矿，使其达到单体解离进而回收磷矿物，脱除碳酸盐类杂质。而较细粒级部分大部分矿物呈单体解离状态，只含有少部分玉髓成分，少部分的胶磷矿与白云石的连生体，能够达到精矿产品指标要求。

实施例2

矿石类型为高镁胶磷矿，编号为2^＃，化学元素分析结果见表4：

表4 2^＃矿石化学元素分析表

原工艺处理2^＃高镁胶磷矿

工艺流程见图5，采用单一反浮选流程，将高镁胶磷矿进行磨矿，磨矿产品进入水力旋流器分级；分级作业得到的较粗粒级产品返回磨机再磨，较细粒级产品细度为-0.074mm含量占92.45%，对较细粒级产品进行反浮粗选；粗选泡沫产品作为最终尾矿，粗选槽内产品进行反浮精选，精选泡沫产品作为中间产品返回粗选流程，形成闭路循环作业，精选槽内产品为最终精矿。试验结果见表5：

表5 原工艺处理2^＃高镁胶磷矿

从表5看出，浮选2^＃矿石，入选原矿P₂O₅品位18.30%，MgO含量8.00%，经过一次粗选一次精选，精选泡沫产品返回粗选作业工艺，得到精矿产品P₂O₅品位28.62%，MgO含量为1.10%，产率51.73%，尾矿P₂O₅品位7.24%，回收率80.90%，最终精矿产品MgO含量未达到≤0.8%的指标要求。

本发明处理2^＃高镁胶磷矿

工艺流程见图6，首先对高镁胶磷矿进行磨矿，然后对磨矿产品进行分级；分级作业得到的较粗粒级产品返回磨机再磨，较细粒级产品中-0.074mm含量占78.56%，对细粒级产品进行一次反浮选，浮选泡沫产品作为最终尾矿，对浮选槽内产品以0.074mm为分级粒度界限进行分级，分级作业得到的较粗粒级产品返回磨机再磨，形成闭路循环作业，较细粒级产品作为最终精矿产品。试验结果见表6：

表6 本发明处理2＃高镁胶磷矿^＃

产品	产率（%）	P2O5（%）	MgO（%）	回收率（%）	脱除率（%）
						精矿	52.23	29.17	0.75	83.71	95.14
尾矿	47.77	6.20	16.06	16.29
						合计	100.00	18.20	8.06	100.00

从表6看出, 浮选2^＃矿石，入选原矿P₂O₅品位18.20%，MgO含量8.06%，经过一次浮选一次分级作业，反浮选槽内产品分级作业的较粗粒级返回与未经选别的原矿和磨矿后分级作业的较粗粒级产品混合进入磨机进行磨矿，形成磨浮闭路循环体系，最终得到精矿产品P₂O₅品位29.17%，MgO含量0.75%，产率52.23%，尾矿P₂O₅品位6.20%，回收率达到83.71%，精矿产品MgO含量达到了≤0.8%的指标要求。

通过试验结果对比可以看出，对于2^＃高镁胶磷矿，采用本发明处理之后，选别指标明显提高，反浮选槽内产品经分级再磨再选作业之后，能更好的单体解离，和原处理工艺相比，精矿P₂O₅品位提高0.55%，精矿MgO含量降低0.35%，尾矿P₂O₅品位降低1.04%，最终精矿回收率提高2.81%。

所用的1^＃、2^＃矿石为两种不同的高镁胶磷矿，所以在设计浮选流程的方案中，主要目的在于脱除碳酸盐类杂质富集磷酸盐类磷矿物。从上述试验结果可以看出：①一种降低胶磷矿浮选尾矿品位工艺比现有单一反浮选工艺流程脱除碳酸盐杂质效果要好，对将来原矿品质下降的情况下稳定磷精矿品质有较大的利用潜力；②原矿磨矿分级作业的细粒级产品中-0.074mm含量占70%-80%，比现有90%的磨矿分级细度降低幅度较大，磨矿作业控制更加容易，浮选厂整体能耗也会大幅度降低；③该种降低胶磷矿浮选尾矿品位工艺流程简单，只有一次反浮选作业，硫酸和捕收剂用量降低，整体浮选药剂成本大幅度降低。

本发明的实施例，可以理解在不脱离本发明原理的情况下，可以对这些实施例进行多种变化、修改、替换和变型，本发明的范围由权利要求及其同等物限定。

Claims (8)

1.一种降低胶磷矿浮选尾矿品位工艺，特征在于，其工艺流程为：首先将矿物进行磨矿，然后对磨矿产品进行分级，分级得到的较粗粒级产品返回磨机再磨，分级得到的较细粒级产品进入浮选工序进行反浮选作业；浮选泡沫产品作为最终尾矿，浮选槽内产品进行分级；分级得到的较粗粒级作为中间产品返回磨机再磨，形成闭路作业，分级得到的较细粒级产品作为最终精矿产品，其具体步骤为：

a.先进行磨矿，然后对磨矿产品进行分级，得到适宜于反浮选作业的较细粒级产品；

b.磨矿产品分级得到的较粗粒级产品返回磨机再磨，较细粒级产品经调浆并添加抑制剂和捕收剂，进行反浮选作业，得到泡沫产品和槽内产品；

c.反浮选作业的泡沫产品作为最终尾矿，槽内产品进行分级，得到较粗粒级产品和较细粒级产品；

d.槽内产品分级得到的较粗粒级产品返回磨机再磨，形成闭路循环；

e.槽内产品分级得到的较细粒级产品作为最终精矿。

2.根据权利要求1所述的一种降低胶磷矿浮选尾矿品位工艺，其特征在于：所述的矿物是特定滇池地区高镁胶磷矿，为云南滇池周边露天开采的以白云石为主要杂质的高镁胶磷矿，P₂O₅含量为17%～23%，MgO含量为4%-9%，白云石分子式：MgCO₃·CaCO₃；该类型矿石大部分磨矿细度达到-0.074mm含量占85%-95%时能够实现单体解离，但少部分磨矿细度需要达到-0.074mm含量占95%以上才能够实现较好的单体解离。

3.根据权利要求1所述一种降低胶磷矿浮选尾矿品位工艺，其特征在于：步骤a所述的对磨矿产品进行分级得到适宜于反浮选作业的较细粒级产品是指高镁胶磷矿经磨矿后利用水力旋流器或螺旋分级机或振动筛进行分级作业，得到的较细粒级产品中-0.074mm含量占70%-80%，经过反浮选作业可以脱除大部分碳酸盐杂质的较细粒级产品。

4.根据权利要求1所述一种降低胶磷矿浮选尾矿品位工艺，其特征在于：步骤b所述的较细粒级产品经调浆并添加抑制剂和捕收剂，进行反浮选作业，是指磨矿产品分级得到的较细粒级产品进行搅拌，调整质量浓度至25%-30%，同时加入一定量的硫酸和磷酸作为抑制剂抑制磷酸盐，加入一定量的脂肪酸药剂作为捕收剂捕收碳酸盐，然后进入浮选槽进行浮选，将碳酸盐以泡沫产品的形式分离出来。

5.根据权利要求1所述一种降低胶磷矿浮选尾矿品位工艺，其特征在于：步骤c所述的对反浮选作业槽内产品进行分级，是指对经过反浮选作业后浮选槽内的产品采用水力旋流器或螺旋分级机或振动筛进行较粗粒级和较细粒级产品的分离。

6.根据权利要求1所述一种降低胶磷矿浮选尾矿品位工艺，其特征在于：步骤c所述的较粗粒级产品，是指浮选槽内产品分级得到的较粗粒级产品中90%-95%的矿物颗粒直径大于0.074mm。

7.根据权利要求1所述一种降低胶磷矿浮选尾矿品位工艺，其特征在于：步骤c所述的较细粒级产品，是指浮选槽内产品分级得到的较细粒级产品中90%-95%的矿物颗粒直径小于0.074mm。

8.根据权利要求1所述一种降低胶磷矿浮选尾矿品位工艺，其特征在于：步骤e所述的最终精矿，是指P₂O₅品位≥28.5%，MgO品位≤0.8%可供下游进行化工生产的合格磷精矿产品。