本发明涉及一种磷矿选矿方法，特别是涉及一种适合硅钙质磷矿的双反浮选方法。
背景技术：
在我国已探明的磷矿储量中，占绝大数为中低品位硅钙磷矿。而目前，我国大部分磷矿选矿厂采用单一反浮选处理高镁低硅磷矿石，该方法简单、碳酸盐分离效率高、实现了常温和低温浮选。但是随着开采，高镁低硅矿的储量越来越少，可能几年以后就会竭尽，解决硅钙质磷矿的浮选已迫在眉睫。
双反浮选方法是处理硅钙质磷矿比较理想的方法流程，双反浮选是由反浮选脱镁方法和反浮选硅方法联合组成，符合“浮少抑多”的浮选原则，可在常温、较粗粒度的条件下进行浮选操作。为此，选矿研究者对磷矿反浮选脱硅进行了大量的研究，特别是高效浮选捕收剂的开发研究。
葛英勇等人以GE-609（多胺醚胺类）为脱硅捕收剂对远安低品位胶磷矿进行双反浮选试验（葛英勇，季荣，袁武谱. 远安低品位胶磷矿双反浮选试验研究[J].矿产综合利用，2008（6）：7-10），原矿品位为P2O5为18.21%，MgO为2.31%，SiO2为26.23%，在实验室可获得磷精矿品位30.13%，回收率为80.74%的浮选指标。
罗惠华等人以S-2A（多胺类混合物）为脱硅捕收剂对宜昌中低品位胶磷矿进行双反浮选试验（罗惠华，陈婷婷，陈慧. 宜昌中低品位胶磷矿双反浮选试验研究[J]. 化工矿物与加工，2010（1）：4-6），原矿品位为P2O5为24.65%，MgO为3.83，SiO2为18.12%，在实验室可获得磷精矿品位30.05%，回收率为84.41%的浮选指标。
使用上述阳离子捕收剂，在现有双反浮选方法下，在实验室均可获得比较满意的浮选指标。但阳离子捕收剂对矿泥敏感，易于吸附在矿泥颗粒表面，使得捕收剂用量增加，浮选泡沫多且发粘。
中国公开专利文献CN101972710A公开了一种中低品位磷矿块岩的双反浮选方法，在浮选脱镁后，通过加入分散剂和少量捕收剂浮选细粒脉石和矿泥，再加入阳离子捕收剂进行浮选脱硅，该方法可提高分选性，降低反浮选脱硅捕收剂用量。
中国公开专利文献CN102009001A公开了原生矿泥胶磷矿的选择性絮凝反浮选脱硅方法，在浮选脱镁后，加入选择性絮凝剂，也可避免矿泥的影响。
使用上述的方法，可避免矿泥对阳离子的影响，在开路浮选试验中，浮选泡沫较少且比较稳定。但在连选试验中，脱硅中矿量较大，随着脱硅中矿的返回，回水循环利用，矿泥不断积累，使捕收剂分选性下降，泡沫变多且发粘，浮选试验无法继续进行。
为了消除矿泥的影响，中国公开专利文献CN102441498A公开了一种磷矿双反浮选方法，在反浮选脱镁和反浮选脱硅之间增加脱泥方法，采用脱泥方法可大部分消除矿泥对反浮选脱硅的干扰。但是，在多数的硅钙质磷矿中，其矿泥的品位仅仅稍低于原矿品位，直接作为尾矿处理，品位较高，回收率损失太大，如果与精矿合并，精矿品位下降较大，达不到磷矿加工的要求，这种方法并不能用于所有的硅钙磷矿中。
上述的方法方法在磷矿双反浮选试验中均有一定的改善作用，但并不能完全解决磷矿双反浮选的问题。特别是在扩大连选试验中，大量脱硅中矿的返回，对反浮选脱硅产生较大的影响。现有双反方法为先以脂肪酸类捕收剂浮选脱镁再用阳离子捕收剂脱硅，选镁后的矿浆中脂肪酸类捕收剂在中性或碱性条件下会浮起部分胶磷矿，这也会使得浮选脱硅的分选性变差。
技术实现要素：
本发明针对现有方法流程的不足，提供一种可提高分选效率、避免脱硅中矿影响、降低药剂用量的先脱硅再脱镁的双反浮选方法。
本发明所要解决的技术问题是通过以下技术方案来实现。本发明是一种适合硅钙质磷矿的双反浮选方法，其特点是，具体包括以下步骤：
（1）反浮选脱硅：硅钙质磷矿经破碎磨矿至要求细度后，加水调浆至质量浓度20~50%，流入搅拌槽，向矿浆中分别加入调整剂有机磷酸钠和反浮选脱硅捕收剂进行调浆，调浆后的物料进入反浮选脱硅系统进行硅粗选作业；得到浮选泡沫进行2次硅再选作业，再选泡沫为硅质尾矿，脱硅中矿不进行返回作业；
（2）脱硅粗精矿和脱硅中矿合并进行浮选脱镁：将步骤（1）中脱硅粗选精矿和脱硅中矿合并进入反浮选脱镁搅拌槽，并向其中分别加入调整剂无机酸和反浮选脱镁捕收剂调浆，调浆后的物料进入反浮选脱镁系统进行镁粗选作业，镁粗选泡沫产品为镁粗选尾矿，槽内产品为磷精矿，经浓缩、过滤、干燥即得成品精矿。
本发明适合硅钙质磷矿的双反浮选方法的步骤（2）中：还可以将镁粗选泡沫产品加入调整剂无机酸后进行镁再选作业，槽内脱镁中矿返回镁粗选，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿。
本发明适合硅钙质磷矿的双反浮选方法的步骤（1）中：优选调浆至质量浓度30~40%，进一步优选调浆至质量浓度35%。
本发明适合硅钙质磷矿的双反浮选方法中，硅钙质磷矿破碎后进入磨矿系统，优选磨至细度为-0.074mm的为50~70%，进一步优选磨至细度为-0.074mm的为55~65%，再优选磨至细度为-0.074mm的为60%。
本发明适合硅钙质磷矿的双反浮选方法中，优选的脱硅捕收剂为醚胺或多胺等阳离表面活性剂（其它现有技术中公开的可适用于硅钙质磷矿的双反浮选方法的阳离表面活性剂均可），脱镁捕收剂优选为脂肪酸皂或与其他表面活性剂（现有技术中公开的可适用于硅钙质磷矿的双反浮选方法的其他表面活性剂均可）的组合药剂。
本发明适合硅钙质磷矿的双反浮选方法中，优选的调整剂有机磷酸钠为乙二胺四甲叉膦钠、二乙烯三胺五甲叉膦钠或己二胺四甲叉膦酸钠等，优选的调整剂无机酸为硫酸、磷酸或者二者混合物（混合比例可按需求调配）。
与现有技术相比，本发明方法先在中性介质中浮选脱硅，再在弱酸介质中浮选脱镁，避免了脂肪酸类捕收剂对脱硅的影响，可提高反浮选脱硅的分选效率。脱硅再选中矿与脱硅粗精矿合并进行浮选脱镁，不进行返回作业，避免了脱硅中矿对反浮选脱硅的影响，整个方法流程更为简单且更加稳定。本发明方法先脱硅会脱去部分碳酸盐脉石，可以减少脱镁捕收剂的用量，节省药剂成本；本发明方法最终浮选精矿在酸性矿浆中，更容易脱水，有利于后续操作。
具体实施方式
以下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1，一种适合硅钙质磷矿的双反浮选方法，具体包括以下步骤：
（1）反浮选脱硅：硅钙质磷矿经破碎磨矿至要求细度后，加水调浆至质量浓度20~50%，流入搅拌槽，向矿浆中分别加入调整剂有机磷酸钠和反浮选脱硅捕收剂进行调浆，调浆后的物料进入反浮选脱硅系统进行硅粗选作业；得到浮选泡沫进行2次硅再选作业，再选泡沫为硅质尾矿，脱硅中矿不进行返回作业；
（2）脱硅粗精矿和脱硅中矿合并进行浮选脱镁：将步骤（1）中脱硅粗选精矿和脱硅中矿合并进入反浮选脱镁搅拌槽，并向其中分别加入调整剂无机酸和反浮选脱镁捕收剂调浆，调浆后的物料进入反浮选脱镁系统进行镁粗选作业，镁粗选泡沫产品为镁粗选尾矿，槽内产品为磷精矿，经浓缩、过滤、干燥即得成品精矿。
实施例2，实施例1所述的一种适合硅钙质磷矿的双反浮选方法，步骤（1）中：加水调浆至质量浓度35%，其余均与实施例1相同。
实施例3，实施例1或2所述的一种适合硅钙质磷矿的双反浮选方法，步骤（2）中：将镁粗选泡沫加入调整剂无机酸后进行镁再选作业，槽内脱镁中矿返回镁粗选，镁再选泡沫为碳酸盐尾矿。
实施例4，实施例1－3中任何一项所述的一种适合硅钙质磷矿的双反浮选方法，步骤（1）中，硅钙质磷矿破碎后进入磨矿系统，磨至细度为-0.074mm的为50~70%。
实施例5，实施例1－3中任何一项所述的一种适合硅钙质磷矿的双反浮选方法，步骤（1）中，硅钙质磷矿破碎后进入磨矿系统，磨至细度为-0.074mm的为60%。
实施例6，实施例1－5中任何一项所述的一种适合硅钙质磷矿的双反浮选方法，步骤（1）中，所述的脱硅捕收剂为阳离表面活性剂醚胺或多胺；所述的脱镁捕收剂为脂肪酸皂，或者为脂肪酸皂与其他表面活性剂的组合药剂；所述的调整剂有机磷酸钠选自乙二胺四甲叉膦钠、二乙烯三胺五甲叉膦钠或己二胺四甲叉膦酸钠；所述的调整剂无机酸为硫酸、磷酸或者二者混合物。
实施例7，对比实验一：
现有双反方法处理某硅钙质磷矿浮选试验：
原矿P2O5品位为19.38%、MgO含量为5.46%，酸不溶A.I含量为19.78%。矿样破碎至-2mm入棒磨机，磨矿至细度-0.074mm为65%。加水调浆至浓度为40%，进入浮选搅拌槽，分别加入调整剂磷酸4.0kg/t，脱镁捕收剂脂肪酸皂2.0kg/t，调浆1~2分钟，调浆后的物料进入反浮选系统进行脱镁作业，所得到泡沫产品为脱镁尾矿，脱镁尾矿进行1次再选。槽内产品进入反浮选脱硅系统搅拌槽，加入调整剂碳酸钠1.0 kg/t，絮凝剂聚丙烯酰胺0.06kg/t，脱硅捕收剂醚胺0.4kg/t，调浆1~2分钟，调浆后的物料进入反浮选系统脱硅粗选作业，槽内产品为磷精矿，泡沫产品进行2次再选。得到精矿产率为53.18%，P2O5品位为30.51%，MgO含量为1.41%，A.I含量为11.72%，P2O5回收率为83.80%。
本发明方法处理某硅钙质磷矿浮选试验：
原矿P2O5品位为19.38%、MgO含量为5.46%，酸不溶A.I含量为19.78%。矿样破碎至-2mm入棒磨机，磨矿至细度-0.074mm为65%。加水调浆至浓度为40%，进入浮选搅拌槽，分别加入调整剂有机磷酸钠0.5kg/t，脱硅捕收剂醚胺0.375kg/t，调浆1~2分钟，调浆后的物料进入反浮选系统进行脱硅粗选作业，泡沫产品进行2次再选，得到脱硅再选中矿与脱硅粗精矿进入脱镁搅拌槽，加入调整剂磷酸4.0kg/t，脱镁捕收剂脂肪酸皂1.5kg/t，调浆1~2分钟，调浆后的物料进入反浮选系统进行脱镁作业，所得到泡沫产品为脱镁尾矿，脱镁尾矿进行了1次再选。槽内产品为磷精矿。得到精矿产率为58.22%，P2O5品位为30.34%，MgO含量为1.37%，A.I含量为11.03%，P2O5回收率为90.23%。
由实验对比可知，本发明方法下，脱镁捕收剂和脱硅捕收剂用量均有所下降，综合精矿品位30%以上，回收率可提高6.43%。在浮选试验中，本发明双反方法的浮选泡沫优于现有双反方法，现有双方法浮选一段时间后，泡沫开始变多且发粘，本发明双反方法，浮选泡沫稳定，泡沫无发粘现象。
实施例8，对比实验二：
现有双反方法处理某硅钙质磷矿浮选试验：
原矿P2O5品位为20.57%、MgO含量为2.07%，酸不溶A.I含量为29.53%。矿样破碎至-2mm入棒磨机，磨矿至细度-0.074mm为55%。加水调浆至浓度为40%，进入浮选搅拌槽，分别加入调整剂磷酸5.0kg/t，脱镁捕收剂脂肪酸皂1.6kg/t，调浆1~2分钟，调浆后的物料进入反浮选系统进行脱镁作业，所得到泡沫产品为脱镁尾矿，脱镁尾矿进行了1次再选。槽内产品使用旋流器进行脱泥，脱泥后的产品进入反浮选脱硅系统搅拌槽，加入调整剂碳酸钠2.0kg/t，脱硅捕收剂醚胺0.4kg/t，调浆1~2分钟，调浆后的物料进入反浮选系统脱硅粗选作业，槽内产品为磷精矿，泡沫产品进行2次再选。得到精矿产率为46.51%，P2O5品位为31.66%，MgO含量为0.53%，A.I含量为14.06%，P2O5回收率为71.03%；矿泥产率为13.86%，P2O5品位为17.36%，回收率为11.61%。
本发明方法处理某硅钙质磷矿浮选试验：
原矿P2O5品位为20.57%、MgO含量为2.07%，酸不溶A.I含量为29.53%。矿样破碎至-2mm入棒磨机，磨矿至细度-0.074mm为55%。加水调浆至浓度为40%，进入浮选搅拌槽，分别加入调整剂有机磷酸钠1.0kg/t，脱硅捕收剂醚胺0. 5kg/t，调浆1~2分钟，调浆后的物料进入反浮选系统进行脱硅粗选作业，泡沫产品进行2次再选，得到脱硅再选中矿与脱硅粗精矿进入脱镁搅拌槽，加入调整剂磷酸5.0kg/t，脱镁捕收剂脂肪酸皂1.2kg/t，调浆1~2分钟，调浆后的物料进入反浮选系统进行脱镁作业，所得到泡沫产品为脱镁尾矿，脱镁尾矿进行了1次再选。槽内产品为磷精矿。得到的综合精矿产率为57.82%，P2O5品位为30.114%，MgO含量为0.71%，A.I含量为15.51%，P2O5回收率为84.13%。
由对比实验二可知，在浮选脱硅前增加脱泥方法，脱硅的分选较好，捕收剂用量减少，流程稳定，但是增加的脱泥方法流程复杂，选矿成本增加。矿泥产率较大，矿泥P2O5品位为17.36%，矿泥作为尾矿处理时，磷精矿收率为71.03%，回收率太低；如果与精矿合并作精矿处理，精矿品位为28.38%，达不到精矿利用的要求。而使用本发明方法可获得P2O5品位为30.114%，回收率为84.13%的磷精矿，浮选泡沫稳定，流程简单，易于操作。