专利名称：一种用重力、离心力、浮选组合脱出磷矿杂质的工艺方法
技术领域：
本发明属于胶磷矿，尤其是胶磷矿反浮选的选矿工艺方法技术领域。
背景技术：
随着优质磷矿资源的日渐枯竭，而中低品位的磷矿石又无法达到使用要求，需经过选矿处理后才能使用，目前磷矿石选矿多采用正浮选富集磷品位，反浮选脱镁的方法。正浮选虽能大幅提高磷品位，但药耗较高，需2 4kg，选矿成本高，而且药剂受温度影响大，反浮选大多只能脱除磷矿中的MgO，不能脱除其他杂质，磷矿品位提高不多。重选设备由于回收率低而很少用于分选，主要与磨矿设备构成闭路磨矿，用于控制矿浆细度。如中国专利申请CS24748-0004-0002采用重介质选矿一双反浮选的工艺流程选矿，其采用旋流器提精抛尾，精矿再用双反浮选降镁脱硅，但其回收率偏低。迄今为止使用水介质旋流器一卧螺离心机一反浮选的选矿工业化工艺流程未见报道。
发明内容
本发明的目的正是针对上述现有技术存在的缺陷而提供一种更经济、合理且选出的磷精矿品质较好，可满足不同产品要求的水介质旋流器一卧螺离心机一反浮选相结合的选矿工业化工艺流程。本发明的目的是通过如下技术方案实现的。采用水介质旋流器一卧螺离心机一反浮选的选矿工艺流程，其步骤为⑴所述磷矿石为胶质磷矿，P2O5含量为22% 27% ；⑵磷矿石经湿法研磨至-200目> 75%，矿浆含固量为20% 45% ；⑶矿浆用泵打入水介质旋流器，给矿压力为I. 5kg/cnT2. 5kg/cm2 ;即得I级精矿；⑷水介质旋流器尾矿以5(Tl00m3/h给入卧螺离心机；卧螺离心机转鼓转速为1500"2500r/min ;转鼓与螺旋差转速 l(T50r/min ；(5)卧螺离心机精矿加入调整剂，调整矿浆PH值为4 5 ；(6)调整好的矿浆进入浮选机，同时加入脱镁捕收剂，其用量为400g/r600g/T，经充气，刮泡，即得II级精矿。本发明的有益效果是，采用本发明工艺方法使得浮选工艺中药耗降低，还能够脱除其他杂质，憐矿品位大大提闻，回收率也得到提闻。下面结合附图和具体实施方式
对本发明做进一步解释。
图I为本发明流程示意图。
具体实施方式
见图I，实施例一按下述步骤进行操作处理⑴将含P2O5为24% 27%的胶磷矿湿法研磨至细度为-200目80% 85%，含固量为25% 30%的矿浆；⑵将矿衆打入水介质旋流器,给矿压力为I. 5kg/cm2 2. 5kg/cm2 ；⑶水介质旋流器尾矿以5(T70m3/h给入卧螺离心机；卧螺离心机转鼓转速为2500r/min ;转鼓与螺旋差转速50r/min ；⑷卧螺离心机精矿加入硫酸，调整矿浆PH值为4飞；(5)调好的矿浆进入浮选机，同时加入脱镁捕收剂油酸钠，其用量为400g/T，经充气，刮泡。得I级精矿P2O5含量为30. 5% 31. 8%，MgO含量为0. 8% I. 0%，R2O3含量为I. 0% 1. 5%, II级精矿P2O5含量为23. 0% 24. 8%,，MgO含量为0. 5% 0. 8%, R2O3含量为I. 5% 2. 2%,且磷回收率达到 93% 95%。(R2O3 是 Fe203+Al203)实施例二按下述步骤进行操作处理⑴将含P2O5为22% 25%的胶磷矿湿法研磨至细度为-200目85% 90%，含固量为30% 35%的矿浆；⑵将矿衆打入水介质旋流器,给矿压力为I. 5kg/cm2 2. 5kg/cm2 ；⑶水介质旋流器尾矿以7(T85m3/h给入卧螺离心机；卧螺离心机转鼓转速2200r/min ;转鼓与螺旋差转速40r/min ；⑷卧螺离心机精矿加入磷酸，调整矿浆PH值为4 5 ；(5)调好的矿浆进入浮选机，同时加入脱镁捕收剂亚油酸钠，其用量为500g/T，经充气，刮泡。得I级精矿P2O5含量为30. 0% 31. 5%, MgO含量为0. 9% 1. 5%, R2O3含量为I. 2% 1. 5% ； II级精矿P2O5含量为21. 5% 24. 0%,，MgO含量为0. 6% 0. 9%, R2O3含量为I. 5% 2. 0%,且磷回收率达到91. 0% 93. 5%o实施例三按下述步骤进行操作处理
⑴将含P2O5为23% 25%的胶磷矿湿法研磨至细度为_200目75% 85%，含固量为35% 40%的矿浆；⑵将矿衆打入水介质旋流器,给矿压力为I. 5kg/cm2 2. 5kg/cm2 ；⑶水介质旋流器尾矿以6(T80m3/h给入卧螺离心机；卧螺离心机转鼓转速为1800r/min ;转鼓与螺旋差转速25r/min ；⑷卧螺离心机精矿加入氟硅酸，调整矿浆PH值为4飞；(5)调好的矿浆进入浮选机，同时加入脱镁捕收剂硬脂酸钠，其用量为600g/T，经充气，刮泡。得I级精矿P2O5含量为29. 0% 31. 5%, MgO含量为0. 7% 1. 0%, R2O3含量为I. 2% 1. 8% ； II级精矿P2O5含量为23. 0% 25. 0%,，MgO含量为0. 8% 1. 0%, R2O3含量为
I.8% 2. 5%，且磷回收率达到94% 96%。
实施例四按下述步骤进行操作处理⑴将含P2O5为239^26%的胶磷矿湿法研磨至调度为-200目90% 95%，含固量为20% 25%的矿浆；⑵将矿衆打入水介质旋流器,给矿压力为I. 5kg/cm2 2. 5kg/cm2 ；⑶水介质旋流器尾矿以85 100m3/h给入卧螺离心机；卧螺离心机转鼓转速为1500r/min ;转鼓与螺旋差转速10r/min ；⑷卧螺离心机精矿加入硫酸，调整矿浆PH值为4 5 ；(5)调好的矿浆进入浮选机，同时加入脱镁捕收剂油酸钠，其用量为450g/T，经充气，刮泡。 得I级精矿P2O5含量为30. 0% 31. 0%，MgO含量为0. 8% I. 4%，R2O3含量为
1.4% 1. 8%, II级精矿P2O5含量为23. 8% 26. 0%,，MgO含量为0. 5% 1. 0%, R2O3含量为
2.2% 2. 8%，且磷回收率达到91% 94%。
权利要求
1. 一种用重力、离心力、浮选组合脱出磷矿杂质的工艺方法，其特征是采用水介质旋流器一卧螺离心机一反浮选的选矿工艺流程，其步骤为 ⑴所述磷矿石为胶质磷矿，P2O5含量为22% TPk ； ⑵磷矿石经湿法研磨至-200目> 75%，矿浆含固量为20% 45% ； ⑶矿衆打入水介质旋流器， 给矿压力为I. 5kg/cm2 2. 5kg/cm2 ;即得I级精矿； ⑷水介质旋流器尾矿以5(Tl00m3/h给入卧螺离心机，卧螺离心机转鼓转速为1500"2500r/min ;转鼓与螺旋差转速 l(T50r/min ； (5)卧螺离心机精矿加入调整剂，调整矿浆PH值为4 5； (6)调整好的矿浆进入浮选机，同时加入脱镁捕收剂，其用量为400g/r600g/T，经充气，刮泡，即得II级精矿。
全文摘要
一种用重力、离心力、浮选组合脱出磷矿杂质的工艺方法，本发明采用水介质旋流器—卧螺离心机—反浮选的选矿工艺流程，其步骤为⑴所述磷矿石为胶质磷矿，P2O5含量为22%~27%；⑵磷矿石经湿法研磨至-200目＞75%，矿浆含固量为20%~45%；⑶矿浆打入水介质旋流器，给矿压力为1.5kg/cm2~2.5kg/cm2；即得Ⅰ级精矿；⑷水介质旋流器尾矿以50~100m3/h给入卧螺离心机，卧螺离心机转鼓转速为1500~2500r/min；转鼓与螺旋差转速10~50r/min；⑸卧螺离心机精矿加入调整剂，调整矿浆pH值为4~5；⑹调整好的矿浆进入浮选机，同时加入脱镁捕收剂，其用量为400g/T~600g/T，经充气，刮泡，即得Ⅱ级精矿。本发明的有益效果是，采用本发明工艺方法使得浮选工艺中药耗降低，还能够脱除其他杂质，磷矿品位大大提高，回收率也得到提高。
文档编号B03B7/00GK102716799SQ20121019702
公开日2012年10月10日 申请日期2012年6月14日 优先权日2012年6月14日
发明者刘泽祥, 刘甍, 周永祥, 曾润国, 杨兴, 赵家荣, 魏家贵 申请人:昆明川金诺化工股份有限公司