专利名称：一种高铁铝低品位磷矿浮选工艺的制作方法
技术领域：
本发明涉及一种选矿工艺，特别是一种高铁铝低品位磷矿浮选工艺。
背景技术：
我国部分地区存在着浅海沉积变质低品位磷灰岩矿床，矿区的P2O5平均品位约为 8. 98%。矿石的自然类型以榴石铁闪石磷灰岩、砂板岩磷灰岩为主，另有少量砂岩型磷灰岩 和碳泥质磷灰岩。矿石中主要矿物有氧磷灰石、石英、石榴石(铁铝榴石)、黑云母；其它 矿物有铁闪石、褐铁矿、黄铁矿、白铁矿、白云母、长石、辉石、白云石、方解石、锆石、绿帘石、 电气石、斜纤蛇纹石、粘土矿物以及铁质、炭质、锰土等。由于磷灰石的自然嵌布粒度微细， 并与烟缕状的含铁、锰、碳的矿物和石英等混生在一起，因此，该类矿属难选的低品位磷矿， 多年来一直未能得到合理的开发利用。
现有技术中对该类磷矿的选矿工艺主要有(1)浮选工艺流程原矿P2O5品位3. 54-14. 72 %，矿石类型有变质榴石石英岩、 砂质板岩、地表氧化矿和原生矿等九种，磨矿细度除个别样较粗外，多为-0. 074毫米占 91-96%，所用药剂为氧化石腊■、水玻璃和碳酸钠等常规药剂，磷精矿P2O5品位多为28% 左右，回收率一般80-85%，或者磷精矿P2O5品位30%左右，回收率75%左右，Fe2O3含量 5. 50-3. 80(% ), Al2O3含量2. 20-0. 57(% )0该法存在的主要问题是最终产品磷精矿为 不合格产品，铁铝含量严重超标。(2)磁选-重选-浮选联合工艺流程原矿P2O5品位8.33%，选矿试验采用两段磨 矿，I段磨矿经磁选后磁性产品再磨，两段磨矿细度为-0. 074毫米占84. 50%和83. 46%, 再磨产品再经磁选_重选获得铁铝石榴石精矿，非磁性产品经一粗二精一扫，中矿再经一 粗四精的浮选工艺，可获得产率为21. 39%,P2O5品位30. 20%、回收率77%的磷精矿，Fe2O3 含量3. 81 )，Al2O3含量2. 02 )。该法存在的主要问题是工艺流程复杂，最终产品磷 精矿为不合格产品，铁铝含量严重超标。
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，提供一种工艺更为简单合 理、适应性及操作性强、所得产品质量好的高铁铝低品位磷矿浮选工艺。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。本发明是一种高铁 铝低品位磷矿浮选工艺，其特点是，其步骤如下(1)将原矿石破碎，湿法磨矿至-400目含量占90-99%，磨矿浓度为40-70%，加入 浮选药剂，再加水调浆至25-35%的矿浆浓度；所述的浮选药剂为水玻璃和脂肪酸，水玻璃 的用量为1-8公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为0. 5-3公斤/吨.原矿；(2)将调浆后的物料投入浮选系统，按下述方法在15-35°C下进行浮选先进行粗 选，粗选槽内产品为浮选尾矿I，粗选泡沫产品进行3次精选；第1次精选的中矿扫选泡沫 产品返至粗选，第1次精选的中矿扫选槽产品为尾矿II，第2次精选的中矿返至第1次精选，第3次精选的中矿返至第2次精选；第3次精选泡沫产品即为磷精矿，尾矿I及尾矿II合并为最终尾矿；第1、2次精选时浮选药剂为水玻璃和萘磺化缩合物，水玻璃的用量为 0. 5-3公斤/吨.原矿，萘磺化缩合物的用量为0. 1-3公斤/吨.原矿；第3次精选的浮选 药剂水玻璃的用量为0. 2-2公斤/吨.原矿；第1次精选的中矿扫选药剂为脂肪酸，其用量 为0.2-1. 5公斤/吨.原矿。在以上所述的高铁铝低品位磷矿浮选工艺中1、步骤(1)中，水玻璃的用量优选为2-5公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量优选为 1-2公斤/吨.原矿；2、步骤⑵中，第1、2次精选时浮选药剂水玻璃的用量优选为0. 75-2公斤/ 吨.原矿，萘磺化缩合物的用量优选为0. 3-1. 5公斤/吨.原矿；第3次精选的浮选药剂水 玻璃的用量优选为0. 3-1. 0公斤/吨.原矿；第1次精选的中矿扫选药剂为脂肪酸的用量 优选为0. 3-1. 0公斤/吨.原矿。3、在步骤(2)中，浮选的时间可以按要求适时进行，优选下述方案粗选的浮选时 间为5-10分钟；第1、2次精选的时间为5-10分钟 ’第3次精选的时间为3-8分钟；第1次 精选的中矿扫选时间为1-5分钟。本发明工艺可以用于选别铁铝含量较高、嵌布粒度微细的低品位磷矿，克服了以 前浮选工艺最终磷精矿P2O5品位只能达到30%左右，铁铝含量严重超标的缺点，经实验检 测，所得磷精矿P2O5品位大于35%，Fe203+Al203含量小于3. 5%，可以达到酸法加工用矿二 级或三级品标准。本发明工艺中，磨矿细度-400目90-99%，成功实现了磷矿的超细粒的浮选，解决 了微细粒嵌布氧磷灰石的选矿难题，使高铁铝低品位难选磷矿的开发有了技术保障，推进 了我国低品位难选磷矿选矿技术的发展。
图1为本发明的工艺流程示意图。
具体实施例方式以下参照附图，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。一种高铁铝低品位磷矿浮选工艺，其步骤如下(1)将原矿石破碎，湿法磨矿至-400目含量占90%，磨矿浓度为40%，加入浮选药 齐U，再加水调浆至25%的矿浆浓度；所述的浮选药剂为水玻璃和脂肪酸，水玻璃的用量为1 公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为0. 5公斤/吨.原矿；(2)将调浆后的物料投入浮选系统，按下述方法在15°C下进行浮选先进行粗选， 粗选槽内产品为浮选尾矿I，粗选泡沫产品进行3次精选；第1次精选的中矿扫选泡沫产品 返至粗选，第1次精选的中矿扫选槽产品为尾矿II，第2次精选的中矿返至第1次精选，第 3次精选的中矿返至第2次精选；第3次精选泡沫产品即为磷精矿，尾矿I及尾矿II合并 为最终尾矿；第1、2次精选时浮选药剂为水玻璃和萘磺化缩合物，水玻璃的用量为0. 5公 斤/吨.原矿，萘磺化缩合物的用量为0. 1公斤/吨.原矿；第3次精选的浮选药剂水玻璃的用量为0. 2公斤/吨.原矿；第1次精选的中矿扫选药剂为脂肪酸，其用量为0. 2公斤/ 吨.原矿。实施例2。参照图1。一种高铁铝低品位磷矿浮选工艺，其步骤如下(1)将原矿石破碎，湿法磨矿至-400目含量占99%，磨矿浓度为70%，加入浮选药 齐U，再加水调浆至35%的矿浆浓度；所述的浮选药剂为水玻璃和脂肪酸，水玻璃的用量为8 公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为3公斤/吨.原矿；(2)将调浆后的物料投入浮选系统，按下述方法在35°C下进行浮选先进行粗选， 粗选槽内产品为浮选尾矿I，粗选泡沫产品进行3次精选；第1次精选的中矿扫选泡沫产品 返至粗选，第1次精选的中矿扫选槽产品为尾矿II，第2次精选的中矿返至第1次精选，第 3次精选的中矿返至第2次精选；第3次精选泡沫产品即为磷精矿，尾矿I及尾矿II合并 为最终尾矿；粗选的浮选时间为10分钟；第1、2次精选时浮选药剂为水玻璃和萘磺化缩合 物，水玻璃的用量为3公斤/吨.原矿，萘磺化缩合物的用量为3公斤/吨.原矿，浮选时 间为10分钟；第3次精选的浮选药剂水玻璃的用量为2公斤/吨.原矿，浮选时间为8分 钟；第1次精选的中矿扫选药剂为脂肪酸，其用量为1. 5公斤/吨.原矿，浮选时间为5分 钟。实施例3。参照图1。一种高铁铝低品位磷矿浮选工艺，其步骤如下(1)将原矿石破碎，湿法磨矿至-400目含量占95%，磨矿浓度为55%，加入浮选药 齐U，再加水调浆至30%的矿浆浓度；所述的浮选药剂为水玻璃和脂肪酸，水玻璃的用量为4 公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为2公斤/吨.原矿；(2)将调浆后的物料投入浮选系统，按下述方法在30°C下进行浮选先进行粗选， 粗选槽内产品为浮选尾矿I，粗选泡沫产品进行3次精选；第1次精选的中矿扫选泡沫产品 返至粗选，第1次精选的中矿扫选槽产品为尾矿II，第2次精选的中矿返至第1次精选，第 3次精选的中矿返至第2次精选；第3次精选泡沫产品即为磷精矿，尾矿I及尾矿II合并为 最终尾矿；粗选的浮选时间为8分钟；第1、2次精选时浮选药剂为水玻璃和萘磺化缩合物， 水玻璃的用量为2.3公斤/吨.原矿，萘磺化缩合物的用量为1.5公斤/吨.原矿，浮选时 间为7分钟；第3次精选的浮选药剂水玻璃的用量为1. 5公斤/吨.原矿，浮选时间为5分 钟；第1次精选的中矿扫选药剂为脂肪酸，其用量为0. 9公斤/吨.原矿，浮选时间为3分 钟。实施例4。参照图1。一种高铁铝低品位磷矿浮选工艺，其步骤如下(1)将原矿石破碎，湿法磨矿至-400目含量占93%，磨矿浓度为60%，加入浮选药 齐U，再加水调浆至26%的矿浆浓度；所述的浮选药剂为水玻璃和脂肪酸，水玻璃的用量为3 公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为1公斤/吨.原矿；(2)将调浆后的物料投入浮选系统，按下述方法在28°C下进行浮选先进行粗选， 粗选槽内产品为浮选尾矿I，粗选泡沫产品进行3次精选；第1次精选的中矿扫选泡沫产品 返至粗选，第1次精选的中矿扫选槽产品为尾矿II，第2次精选的中矿返至第1次精选，第 3次精选的中矿返至第2次精选；第3次精选泡沫产品即为磷精矿，尾矿I及尾矿II合并为 最终尾矿；粗选的浮选时间为6分钟；第1、2次精选时浮选药剂为水玻璃和萘磺化缩合物， 水玻璃的用量为1.5公斤/吨.原矿，萘磺化缩合物的用量为1公斤/吨.原矿，浮选时间 为8分钟；第3次精选的浮选药剂水玻璃的用量为1公斤/吨.原矿，浮选时间为6分钟； 第1次精选的中矿扫选药剂为脂肪酸，其用量为0. 5公斤/吨.原矿，浮选时间为2分钟。
实施例5。参照附图1。一种高铁铝低品位磷矿浮选工艺，其步骤如下(1)将原矿石破碎，湿法磨矿至-400目含量占92%，磨矿浓度为67%，加入浮选药 齐U，再加水调浆至34%的矿浆浓度；所述的浮选药剂为水玻璃和脂肪酸，水玻璃的用量为3 公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为1公斤/吨.原矿；检测得知原矿的P2O5品位为10.68%， Fe2O3 含量 18. 91%,Al2O3 含量 6. 02% ；(2)将调浆后的物料投入浮选系统，按下述方法在25°C下进行浮选先进行粗选， 粗选槽内产品为浮选尾矿I，粗选泡沫产品进行3次精选；第1次精选的中矿扫选泡沫产品 返至粗选，第1次精选的中矿扫选槽产品为尾矿II，第2次精选的中矿返至第1次精选，第 3次精选的中矿返至第2次精选；第3次精选泡沫产品即为磷精矿，尾矿I及尾矿II合并 为最终尾矿；粗选的浮选时间为8分钟；第1、2次精选时浮选药剂为水玻璃和萘磺化缩合 物，水玻璃的用量为0.75公斤/吨.原矿，萘磺化缩合物的用量为1公斤/吨.原矿，浮选 时间为8分钟；第3次精选的浮选药剂水玻璃的用量为1公斤/吨.原矿，浮选时间为5分 钟；第1次精选的中矿扫选药剂为脂肪酸，其用量为0. 6公斤/吨.原矿，浮选时间为3分 钟。
检测结果表明经过浮选后获得P2O5品位为35. 35%，Fe203+Al203含量3. 35%的合 格磷精矿，精矿产率23. 50 %，精矿P2O5回收率为77. 78 %。实施例6。参照图1。一种高铁铝低品位磷矿浮选工艺，其特征在于，其步骤如下(1)将原矿石破碎，湿法磨矿至-400目含量占94%，磨矿浓度为63%，加入浮选药 齐U，再加水调浆至32%的矿浆浓度；所述的浮选药剂为水玻璃和脂肪酸，水玻璃的用量为6 公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为2公斤/吨.原矿；检测得知原矿P2O5品位为13. 08%, Fe2O3 含量 17. 78%, Al2O3 含量 7. 09% ；(2)将调浆后的物料投入浮选系统，按下述方法在20°C下进行浮选先进行粗选， 粗选槽内产品为浮选尾矿I，粗选泡沫产品进行3次精选；第1次精选的中矿扫选泡沫产品 返至粗选，第1次精选的中矿扫选槽产品为尾矿II，第2次精选的中矿返至第1次精选，第 3次精选的中矿返至第2次精选；第3次精选泡沫产品即为磷精矿，尾矿I及尾矿II合并 为最终尾矿；粗选的浮选时间为9分钟；第1、2次精选时浮选药剂为水玻璃和萘磺化缩合 物，水玻璃的用量为2.5公斤/吨.原矿，萘磺化缩合物的用量为2公斤/吨.原矿，浮选 时间为9分钟；第3次精选的浮选药剂水玻璃的用量为1. 6公斤/吨.原矿，浮选时间为4 分钟；第1次精选的中矿扫选药剂为脂肪酸，其用量为0. 4公斤/吨.原矿，浮选时间为4 分钟。检测结果表明浮选获得P2O5品位为35. 73%，Fe203+Al203含量2. 73%的合格磷精 矿，精矿产率28. 29 %，精矿P2O5回收率为77. 29 %。实施例7。参照图1。一种高铁铝低品位磷矿浮选工艺，其步骤如下(1)将原矿石破碎，湿法磨矿至-400目含量占96%，磨矿浓度为56%，加入浮选 药剂，再加水调浆至29%的矿浆浓度；所述的浮选药剂为水玻璃和脂肪酸，水玻璃的用量 为1.2公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为0.8公斤/吨.原矿；检测得知原矿P2O5品位为 9. 09%, Fe2O3 含量 16. 96%，Al2O3 含量 6.33%;(2)将调浆后的物料投入浮选系统，按下述方法在15°C下进行浮选先进行粗选， 粗选槽内产品为浮选尾矿I，粗选泡沫产品进行3次精选；第1次精选的中矿扫选泡沫产品返至粗选，第1次精选的中矿扫选槽产品为尾矿II，第2次精选的中矿返至第1次精选，第 3次精选的中矿返至第2次精选；第3次精选泡沫产品即为磷精矿，尾矿I及尾矿II合并 为最终尾矿；粗选的浮选时间为5分钟；第1、2次精选时浮选药剂为水玻璃和萘磺化缩合 物，水玻璃的用量为1公斤/吨.原矿，萘磺化缩合物的用量为0.5公斤/吨.原矿，浮选 时间为5分钟；第3次精选的浮选药剂水玻璃的用量为1. 2公斤/吨.原矿，浮选时间为3 分钟；第1次精选的中矿扫选药剂为脂肪酸，其用量为0. 3公斤/吨.原矿，浮选时间为1 分钟。检测结果表明经过浮选可获得P2O5品位为35. 32%，Fe203+Al203含量2. 86%的合 格磷精矿，精矿产率19. 46%，精矿P2O5回收率为75. 62%。实施例8。参照图1。一种高铁铝低品位磷矿浮选工艺，其步骤如下(1)将原矿石破碎，湿法磨矿至-400目含量占98%，磨矿浓度为46%，加入浮选药 齐U，再加水调浆至27%的矿浆浓度；所述的浮选药剂为水玻璃和脂肪酸，水玻璃的用量为7 公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为2.5公斤/吨.原矿；检测得知原矿P2O5品位为11. 24%， Fe2O3 含量 17. 36%, Al2O3 含量 6. 53% ；(2)将调浆后的物料投入浮选系统，按下述方法在32°C下进行浮选先进行粗选， 粗选槽内产品为浮选尾矿I，粗选泡沫产品进行3次精选；第1次精选的中矿扫选泡沫产品 返至粗选，第1次精选的中矿扫选槽产品为尾矿II，第2次精选的中矿返至第1次精选，第 3次精选的中矿返至第2次精选；第3次精选泡沫产品即为磷精矿，尾矿I及尾矿II合并 为最终尾矿；粗选的浮选时间为10分钟；第1、2次精选时浮选药剂为水玻璃和萘磺化缩合 物，水玻璃的用量为2. 7公斤/吨.原矿，萘磺化缩合物的用量为2. 5公斤/吨.原矿，浮 选时间为10分钟；第3次精选的浮选药剂水玻璃的用量为1. 8公斤/吨.原矿，浮选时间 为8分钟；第1次精选的中矿扫选药剂为脂肪酸，其用量为1. 4公斤/吨.原矿，浮选时间 为5分钟。检测结果表明经过浮选可获得P2O5品位为35. 18%，Fe203+Al203含量2. 94%的合 格磷精矿，精矿产率25. 37%，精矿P2O5回收率为79. 40%。
权利要求
一种高铁铝低品位磷矿浮选工艺，其特征在于，其步骤如下(1)将原矿石破碎，湿法磨矿至-400目含量占90-99％，磨矿浓度为40-70％，加入浮选药剂，再加水调浆至25-35％的矿浆浓度；所述的浮选药剂为水玻璃和脂肪酸，水玻璃的用量为1-8公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为0.5-3公斤/吨.原矿；(2)将调浆后的物料投入浮选系统，按下述方法在15-35℃下进行浮选先进行粗选，粗选槽内产品为浮选尾矿Ⅰ，粗选泡沫产品进行3次精选；第1次精选的中矿扫选泡沫产品返至粗选，第1次精选的中矿扫选槽产品为尾矿Ⅱ，第2次精选的中矿返至第1次精选，第3次精选的中矿返至第2次精选；第3次精选泡沫产品即为磷精矿，尾矿Ⅰ及尾矿Ⅱ合并为最终尾矿；第1、2次精选时浮选药剂为水玻璃和萘磺化缩合物，水玻璃的用量为0.5-3公斤/吨.原矿，萘磺化缩合物的用量为0.1-3公斤/吨.原矿；第3次精选的浮选药剂水玻璃的用量为0.2-2公斤/吨.原矿；第1次精选的中矿扫选药剂为脂肪酸，其用量为0.2-1.5公斤/吨.原矿。
2.根据权利要求1所述的高铁铝低品位磷矿浮选工艺，其特征在于在步骤(1)中，水 玻璃的用量为2-5公斤/吨.原矿，脂肪酸的用量为1-2公斤/吨.原矿；
3.根据权利要求1或2所述的高铁铝低品位磷矿浮选工艺，其特征在于，在步骤(2) 中，第1、2次精选时浮选药剂水玻璃的用量为0. 75-2公斤/吨.原矿，萘磺化缩合物的用量 为0. 3-1. 5公斤/吨.原矿；第3次精选的浮选药剂水玻璃的用量为0. 3-1. 0公斤/吨.原 矿；第1次精选的中矿扫选药剂为脂肪酸的用量为0. 3-1. 0公斤/吨.原矿。
4.根据权利要求1或2所述的高铁铝低品位磷矿浮选工艺，其特征在于，在步骤(2) 中，粗选的浮选时间为5-10分钟；第1、2次精选的时间为5-10分钟；第3次精选的时间为 3-8分钟 ’第1次精选的中矿扫选时间为1-5分钟。
全文摘要
一种高铁铝低品位磷矿浮选工艺，其特征在于将原矿石破碎，湿法磨矿至-400目含量占90-99％，磨矿浓度为40-70％，加入浮选药剂水玻璃和脂肪酸，再加水调浆；将调浆后的物料投入浮选系统，先进行粗选，粗选泡沫产品进行3次精选；第3次精选泡沫产品即为磷精矿；第1、2次精选时浮选药剂为水玻璃和萘磺化缩合物；第3次精选的浮选药剂水玻璃。本发明工艺成功实现了磷矿的超细粒的浮选，解决了微细粒嵌布氧磷灰石的选矿难题。它可以用于选别铁铝含量较高、嵌布粒度微细的低品位磷矿，所得磷精矿P2O5品位大于35％，Fe2O3+Al2O3含量小于3.5％。
文档编号B03D1/08GK101829634SQ20101018275
公开日2010年9月15日 申请日期2010年5月26日 优先权日2010年5月26日
发明者单连勇, 岳秋, 张红茹, 曹效权, 朱孔金, 杨勇, 钱押林, 马晓青 申请人:中蓝连海设计研究院