一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法

摘要

一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法，其特征是，工艺步骤包括：a.磷矿闭路粗碎—细碎—筛分—水洗、细矿闭路湿磨分级工艺；b.磷矿粗选—两次精选—一次扫选正浮选－浓密－压滤正浮选工艺；其中：a.磷矿闭路粗碎—细碎—筛分—水洗、细矿闭路湿磨分级工艺，制得质量百分比为P

说明书

技术领域

本发明涉及一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法，特别适于质量百分比为P₂O₅< 20％的贫沉积硅-钙质磷块岩类泥质磷矿石的水洗－浮选。

背景技术

目前处理磷矿的方法主要是浮选法、“擦洗脱泥”工艺、重力选矿、焙烧－消化工艺、化 学浸取技术、光电拣选技术、联合选矿流程等。云南红富化肥有限公司所有东川区大垇子磷 矿所产低品位难选泥质磷矿，其含质量百分比为P₂O₅<20％，是典型的沉积硅-钙质磷块岩类 磷矿石，因其嵌布粒度细、磷矿物与脉石矿物的単体解离较困难，同吋，脉石矿物不仅含有 硅酸盐矿物，还含有白云石、方解石等与磷灰石可浮性相近的钙质矿物，使其分选变得复杂 而困难。同时由于此类磷矿石品位低，单位矿石价值不大，若采用复杂工艺流程和普通药剂 制度选矿成本高，经济上也必定得不偿失。

2014年4月9日，云南红富化肥有限公司委托国土资源部昆明矿产资源监督检测中心， 对云南省昆明市东川区大凹子磷矿进行正浮选试验研究，以查明该矿石采用正浮选工艺所能 达到的分选指标，供选矿厂改造、指导生产使用。对东川大垇子矿样进行工艺矿物学测试， 理化表征如下：

(1)矿石为沉积型磷块岩矿石，具块状构造和纹层状构造，具含鲕粒/球粒砂屑结构， 含砂屑粉砂结构、粉-微晶结构、含粉-细砂屑泥晶结构。属于滇东昆阳-昭通磷矿带的中部磷 块岩矿床。

(2)矿石中共有磷酸盐、氧化物、碳酸盐、硅酸盐、自然元素、硫化物等六类共10种 矿物存在，其中，矿石矿物磷酸盐(胶磷矿/磷灰石)主要，约占60.2％、氧化物约占21％、 硅酸盐约占11％、碳酸盐约占4％、其他矿物少量。主要的脉石矿物为石英、其次为绢云母， 少量白云石、有机质等。

(3)胶磷矿多呈砂屑状，粒度主要在0.02-1.5mm之间，常见有机质、褐铁矿等包裹体， 使其P₂O₅含量低于理论值，是影响磷精矿品位提高的原因之一。而脉石矿物石英、绢云母、 白云石等嵌布粒度均较细，在磨矿过程中与胶磷矿较难相互解离，也会影响到磷精矿品位的 提高。

(4)经化学分析，矿石中P₂O₅的含量在20％左右，经镜下观察及X-衍射分析，磷主要以 独立矿物的形式赋存在胶磷矿中，胶磷矿多呈隐晶质、集合体砂屑状，少数呈显晶质环绕于 磷质表鲕粒的外壳，少见结晶的磷灰石晶体，呈粒状和柱状。

(5)矿石中未发现具有综合回收利用价值的共伴生元素。

目前，处理该类型磷矿石仍然以浮选法为主，如单一细磨正浮选、正-反浮选、反-正浮 选以及双反浮选工艺等，其工艺流程分别为：单ー细磨正浮选工艺，即加Na₂CO₃·Na₂SiO₃等 抑制硅酸盐，阴离子捕收剂浮选磷酸盐；正-反浮选，即加Na₂C0₃、Na₂SiO₃等抑制硅酸盐，阴 离子捕收剂浮选磷酸盐及含钙镁等碳酸盐矿物，然后再用H₂SO₄或H₃PO₄将pH值调至5.5～6.0 以抑制磷酸盐，阴离子捕收剂反浮选碳酸盐矿物；反-正浮选，即先用H₂SO₄或H₃PO₄抑制磷矿 物，阴离子捕收剂反浮选白云石等碳酸盐矿物，然后用石灰、Na₂CO₃.Na₂SiO₃等抑制硅酸盐矿 物而用阴离子捕收剂正浮选磷酸盐矿物；双反浮选，即先用H₂SO₄或H₃PO₄抑制磷矿物，阴离 子捕收剂反浮选白云石等碳酸盐矿物，然后矿浆经脱泥后再用阳离子捕收剂反浮选硅酸盐矿 物。但由于缺乏有效的脉石抑制剂和选择性好的捕收剂，单一细磨正浮选、正-反浮选、反- 正浮选等工艺都不易得到良好的分离效果。且存在传统正浮选时一次性细磨成本高、纯碱用 量高达到5～7kg/t、磷精矿质量低等问题；双反浮选分选工艺至今不成熟，特别对选择性好 的高效阳离子捕收剂及选矿工艺尚需做进ー步的研究。

申请号为200810143185.6的发明专利公开了ー种微晶及隐晶质低品位胶磷矿选矿工 艺，其工艺步骤与条件是：(I)矿石破碎，湿磨至-200目含量为90-92％的细度；(2)浮选法脱 泥；(3)磷酸盐正浮选；(4)碳酸盐反浮选，反浮选扫选作业后的槽内产品为最终产品磷精矿。 该发明虽然得到的分选指标较好，但同样存在工艺流程复杂、选矿成本高等不足。申请号为 87101820的发明专利公开了ー种新型高效的磷矿浮选抑制剂木素磺酸钙磺甲基化衍生物即 L-339用于低品位难选磷矿浮选，可达到很好的浮选指标，但该木素磺酸钙磺甲基化衍生物 制备工艺复杂，从市场上不能大規模采购，工业上应用比较困难。总之现有技术均不同程度 存在工艺复杂、分选效果差、分选成本高等缺点。

因此，寻求一种既能达到降低选矿成本、减少药剂用量、又有效选别磷矿物－分级利用 的洗矿浮选方法，对于低品位沉积型泥质磷块石的选矿具有重大意义。

发明内容

本发明的目的正是为了克服上述现有技术存在的缺陷而提供一种磷矿闭路粗碎—细碎 —筛分—水洗、细矿闭路湿磨分级—正浮选综合应用工艺方法。

本发明的技术方案如下：

一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法，本发明特征是，工艺步骤包括：a.磷矿闭 路粗碎—细碎—筛分—水洗、细矿闭路湿磨分级工艺；b.磷矿粗选—两次精选—一次扫选正 浮选－浓密－压滤正浮选工艺；其中：

a.磷矿闭路粗碎—细碎—筛分—水洗、细矿闭路湿磨分级工艺，制得质量百分比为P₂O₅≥25％、 粒度≤25mm供黄磷生产用的磷精矿、制得不经浮选，用于磷酸生产萃取配浆用的粒度－100 目＞85％，质量百分比为P₂O₅28.5％的磷矿浆；具体包括以下顺序工艺步骤和条件：

a.1.将待加工磷矿配制成质量百分比为P₂O₅20％±1％、MgO≤1％；

a.2.将配好的磷矿质量百分比为P₂O₅20％±1％、MgO≤1％,通过振动给料机,使＞45mm的磷矿进 入粗破碎机；

a.3.经破碎的磷矿和振动给料机筛下的磷矿，其粒度＜45mm的磷矿一并送入洗矿机加水洗涤；

a.4.洗矿机溢流液流入高频振动筛，筛下的泥浆流入收集槽，用泵送入浓密机；筛上的细粒 矿在粒度≥0.5mm、质量百分比为P₂O₅20％±1％梭入细矿输送机，送入磨矿贮斗；

a.4.1.洗泥水进入浓密机前加入絮凝剂稀释液，该絮凝剂稀释液配制浓度1.5g/l，混匀后 进入深锥浓密机中心筒，进行浓密澄清；

a.4.2.经过浓密机澄清的溢流液再回用，底流排出的稠浆用泵送至尾矿坝；

a.5.洗矿机排出的粗洗矿落入多层园振动直线筛分机，筛上加水冲洗；

a.5.1多层园振动直线筛分机上层粒度＞45mm的磷矿经输送机送入颚式细破碎机进一步细 碎；由破碎机排出的细碎磷矿，经过输送机返送回多层筛分机；

a.5.2.多层园振动直线筛分机中层物料粒度在8mm～45mm之间的为黄磷矿，由皮带输送机送 往黄磷矿堆场进行对外销售；

a.5.3.多层园振动直线筛分机底层筛板上粒度在0.5mm～8mm之间的磷矿梭入细矿输送机， 送入磨矿贮斗；

a.5.4.通过多层园振动直线筛分机的料浆，经隔栅后进入集液槽，用泥浆泵将泥浆抽回洗矿 机进行循环洗涤，隔筛留下的粗粒人工清运到细矿输送机上；

a.6.磨矿贮斗的细矿粒度≤8mm、质量百分比为P₂O₅20％±1％经过输送加料机进入球磨机，采 取闭路循环湿磨的方式制取粗矿浆，制得粗磨矿浆含固量55％～60％、细度-0.074mm50～50％；

a.7.粗磨矿浆进入水力分级器，通过注入压力水使细粒矿浆悬浮溢出，粗粒矿浆通过喉颈被 水带出，将粗粒矿浆用泵抽入球磨机进料口进行循环磨矿；悬浮溢出的细粒粒度≤0.15mm的 矿浆流入搅拌调浆槽；

a.8.水力分级器悬浮溢出的细粒粒度≤0.15mm的矿浆流入搅拌调浆槽，加水调至成含固量 22％±1％矿浆,用泵送至旋流分级器，进行矿浆分级处理；

a.9.从旋流分级器上部旋流出的矿浆成为合格的入选矿浆，其含固量22％±2％、细度－200目 ＞85％，质量百分比为P₂O₅20％，经管道流入入选合格矿浆贮槽；底流稠浆全部流至精矿浆中 间贮槽为合格磷精矿浆。

b.一种磷矿粗选—两次精选—次扫选正浮选－浓密－压滤正浮选工艺，具体包括以下顺序工 艺步骤和条件：

b.1.混合：用泵将入选合格矿浆贮槽的含固量22％±2％、细度－200目＞85％，质量百分比为 P₂O₅20％磷矿浆送入高效反应搅拌槽JB3000,按每吨原矿加入调整剂碳酸钠1～2kg、复合抑制 剂溶液：苛性淀粉+高模数水玻璃2～3kg于高效反应搅拌槽JB3000槽中,调浆5-10分钟后, 严格控制反应料浆pH9.5～10,反应料浆溢流入高效反应搅拌槽JB2500中,直接添加捕收剂 YS1～1.2kg，搅拌15-20分钟，反应料浆溢流入粗选槽；

b.2.粗选：将高效搅拌反应后的料浆和扫选的中矿一并导入粗选槽，在搅拌的情况下、鼓入 空气，观察泡沫带料状况，适时加入捕收剂YS、复合抑制剂，进行粗选浮，选出粗选精矿、 槽中的粗选尾矿流入精选槽；

b.3.精选Ⅰ：由粗选槽粗选尾矿和精选Ⅱ返送来的上浮沫料浆一并流入精选Ⅰ槽，在搅拌的 情况下、鼓入空气，观察泡沫带料状况，按每吨原矿加入复合抑制剂溶液：苛性淀粉+高模数 水玻璃0.5～1kg，进行1次精选，选出精选中矿和尾矿Ⅰ；

b.3.1精选Ⅱ：由精选Ⅰ槽流出的尾矿Ⅰ流入精选Ⅱ槽，鼓入空气，观察泡沫带料状况，适 时加入捕收剂YS，进行2次精选，上浮沫料浆返至精选Ⅰ槽，使排出尾矿浆残磷质量百分比 为P₂O₅＜7％；

b.4扫选：由粗选槽送来的上浮沫料浆进入扫选槽，在搅拌的情况下、鼓入空气，观察泡沫 带料状况，按每吨原矿加入捕收剂YS200g、适时加复合抑制剂，进行扫选，制得质量百分比 为P₂O₅＞30％，细度－200目，含固量16～18％的浮选精矿浆,扫选中矿流入粗选槽；

b.5.精矿浆浓密：由扫选机浮选得到质量百分比为P₂O₅＞30％，细度－200目，含固量16～18％ 的精矿浆通过U型集料槽，在U型集料槽加入1～1.5g/l絮凝剂稀释液,加入量以原矿计按 60～100g/t,在进入浓密机NZSG-25前充分混匀后流入中心筒，经过浓密沉降，使出浓密机底 流稠浆质量百分比为P₂O₅＞30％，含固量＞55％，底流稠浆直接导入精矿浆中转槽，浓密溢液 一部分流至出磨矿浆调配槽，余下部分用泵送至高位回用水池；

b.6.尾矿浆浓密：由浮选精选Ⅱ段排出的质量百分比为P₂O₅＜7％，细度－200目80％左右，含 固量20％±1％尾矿浆，通过U型集料槽，在U型集料槽用水稀释，使其含固量＜16％，加入1～ 1.5g/l絮凝剂稀释液,加入量以原矿计按60～100g/t,在进入浓密机NZSG-20前充分混匀后流 入中心筒，经过浓密沉降，使出浓密机底流稠浆，含固量＞35％，底流稠浆直接用泵送压滤工 序；浓密溢液流经中转槽用泵送至高位回用水池；

b.7.精矿浆压滤：在满足磷酸萃取用磷矿浆的前提下，多余的精矿浆用泵送至压滤工序精矿 浆给料槽，磷矿浆通过给料泵压入精矿压滤机HVPF-84m²,经过压滤得到质量百分比为P₂O₅30％， 水分＜15％的精矿粉，滤液返至精矿浓密机进料中心筒；

b.8.尾矿浆压滤：由尾矿浓密机排出的稠浆泵送压入尾矿稠浆给料槽，通过给料泵压入尾矿 压滤机HVPF-50m²,经过压滤得到质量百分比为P₂O₅＜7％，水分＜25％的尾矿滤饼，经胶带输送 机送至堆场，用汽车转运至尾矿坝，滤液返至尾矿浓密机进料中心筒；当压滤机发生故障时， 尾矿稠浆采用泵送至尾矿坝。

本发明的优点：

1.采用多碎少磨－闭路筛分－洗选工艺，磨矿能耗可降低10kw.h/t。

2.实现磷矿的分级使用，使我公司磷矿资源得到了有效利用。

3.药剂用量小，药剂用量为传统药剂用量的1/2～1/3。

4.磷矿物与脉石矿物分离效果显著、分选指标好，较传统工艺磷精矿回收率高10％左右，尾 矿残磷低2～3％。

附图说明

图1为本发明选矿工艺流程示意图；

图2为浮选－浓密－压滤工艺流程示意图。

具体实施方式

见图1，图2，一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法，本发明特征是，工艺步骤包 括：a.磷矿闭路粗碎—细碎—筛分—水洗、细矿闭路湿磨分级工艺；b.磷矿粗选—两次精选 —一次扫选正浮选－浓密－压滤正浮选工艺；其中：

a.磷矿闭路粗碎—细碎—筛分—水洗、细矿闭路湿磨分级工艺，制得质量百分比为P₂O₅≥25％、 粒度≤25mm供黄磷生产用的磷精矿、制得不经浮选，用于磷酸生产萃取配浆用的粒度－100 目＞85％，质量百分比为P₂O₅28.5％的磷矿浆；按附图2所示的工艺流程，具体包括以下顺序 工艺步骤和条件：

a.1.将待加工磷矿配制成质量百分比为P₂O₅20％±1％、MgO≤1％；

a.2.将配好的磷矿质量百分比为P₂O₅20％±1％、MgO≤1％,通过振动给料机,使＞45mm的磷矿进 入粗破碎机；

a.3.经破碎的磷矿和振动给料机筛下的磷矿，其粒度＜45mm的磷矿一并送入洗矿机加水洗涤；

a.4.洗矿机溢流液流入高频振动筛，筛下的泥浆流入收集槽，用泵送入浓密机；筛上的细粒 矿在粒度≥0.5mm、质量百分比为P₂O₅20％±1％梭入细矿输送机，送入磨矿贮斗；

a.4.1.洗泥水进入浓密机前加入絮凝剂稀释液，该絮凝剂稀释液配制浓度1.5g/l，混匀后 进入深锥浓密机中心筒，进行浓密澄清；

a.4.2.经过浓密机澄清的溢流液再回用，底流排出的稠浆用泵送至尾矿坝；

a.5.洗矿机排出的粗洗矿落入多层园振动直线筛分机，筛上加水冲洗；

a.5.1多层园振动直线筛分机上层粒度＞45mm的磷矿经输送机送入颚式细破碎机进一步细 碎；由破碎机排出的细碎磷矿，经过输送机返送回多层筛分机；

a.5.2.多层园振动直线筛分机中层物料粒度在8mm～45mm之间的为黄磷矿，由皮带输送机送 往黄磷矿堆场进行对外销售；

a.5.3.多层园振动直线筛分机底层筛板上粒度在0.5mm～8mm之间的磷矿梭入细矿输送机， 送入磨矿贮斗；

a.5.4.通过多层园振动直线筛分机的料浆，经隔栅后进入集液槽，用泥浆泵将泥浆抽回洗矿 机进行循环洗涤，隔筛留下的粗粒人工清运到细矿输送机上；

a.6.磨矿贮斗的细矿粒度≤8mm、质量百分比为P₂O₅20％±1％经过输送加料机进入球磨机，采 取闭路循环湿磨的方式制取粗矿浆，制得粗磨矿浆含固量55％～60％、细度-0.074mm50～50％；

a.7.粗磨矿浆进入水力分级器，通过注入压力水使细粒矿浆悬浮溢出，粗粒矿浆通过喉颈被 水带出，将粗粒矿浆用泵抽入球磨机进料口进行循环磨矿；悬浮溢出的细粒粒度≤0.15mm的 矿浆流入搅拌调浆槽；

a.8.水力分级器悬浮溢出的细粒粒度≤0.15mm的矿浆流入搅拌调浆槽，加水调至成含固量 22％±1％矿浆,用泵送至旋流分级器，进行矿浆分级处理；

a.9.从旋流分级器上部旋流出的矿浆成为合格的入选矿浆，其含固量22％±2％、细度－200目 ＞85％，质量百分比为P₂O₅20％，经管道流入入选合格矿浆贮槽；底流稠浆全部流至精矿浆中 间贮槽为合格磷精矿浆。

b.一种磷矿粗选—两次精选—次扫选正浮选－浓密－压滤正浮选工艺，具体包括以下顺序工 艺步骤和条件：

b.1.混合：用泵将入选合格矿浆贮槽的含固量22％±2％、细度－200目＞85％，质量百分比为 P₂O₅20％磷矿浆送入高效反应搅拌槽JB3000,按每吨原矿加入调整剂碳酸钠1～2kg、复合抑制 剂溶液：苛性淀粉+高模数水玻璃2～3kg于高效反应搅拌槽JB3000槽中,调浆5-10分钟后, 严格控制反应料浆pH9.5～10,反应料浆溢流入高效反应搅拌槽JB2500中,直接添加捕收剂 YS1～1.2kg，搅拌15-20分钟，反应料浆溢流入粗选槽；

b.2.粗选：将高效搅拌反应后的料浆和扫选的中矿一并导入粗选槽，在搅拌的情况下、鼓入 空气，观察泡沫带料状况，适时加入捕收剂YS、复合抑制剂，进行粗选浮，选出粗选精矿、 槽中的粗选尾矿流入精选槽；

b.3.精选Ⅰ：由粗选槽粗选尾矿和精选Ⅱ返送来的上浮沫料浆一并流入精选Ⅰ槽，在搅拌的 情况下、鼓入空气，观察泡沫带料状况，按每吨原矿加入复合抑制剂溶液：苛性淀粉+高模数 水玻璃0.5～1kg，进行1次精选，选出精选中矿和尾矿Ⅰ；

b.3.1精选Ⅱ：由精选Ⅰ槽流出的尾矿Ⅰ流入精选Ⅱ槽，鼓入空气，观察泡沫带料状况，适 时加入捕收剂YS，进行2次精选，上浮沫料浆返至精选Ⅰ槽，使排出尾矿浆残磷质量百分比 为P₂O₅＜7％；

b.4扫选：由粗选槽送来的上浮沫料浆进入扫选槽，在搅拌的情况下、鼓入空气，观察泡沫 带料状况，按每吨原矿加入捕收剂YS200g、适时加复合抑制剂，进行扫选，制得质量百分比 为P₂O₅＞30％，细度－200目，含固量16～18％的浮选精矿浆,扫选中矿流入粗选槽；

b.5.精矿浆浓密：由扫选机浮选得到质量百分比为P₂O₅＞30％，细度－200目，含固量16～18％ 的精矿浆通过U型集料槽，在U型集料槽加入1～1.5g/l絮凝剂稀释液,加入量以原矿计按 60～100g/t,在进入浓密机NZSG-25前充分混匀后流入中心筒，经过浓密沉降，使出浓密机底 流稠浆质量百分比为P₂O₅＞30％，含固量＞55％，底流稠浆直接导入精矿浆中转槽，浓密溢液 一部分流至出磨矿浆调配槽，余下部分用泵送至高位回用水池；

b.6.尾矿浆浓密：由浮选精选Ⅱ段排出的质量百分比为P₂O₅＜7％，细度－200目80％左右，含 固量20％±1％尾矿浆，通过U型集料槽，在U型集料槽用水稀释，使其含固量＜16％，加入1～ 1.5g/l絮凝剂稀释液,加入量以原矿计按60～100g/t,在进入浓密机NZSG-20前充分混匀后流 入中心筒，经过浓密沉降，使出浓密机底流稠浆，含固量＞35％，底流稠浆直接用泵送压滤工 序；浓密溢液流经中转槽用泵送至高位回用水池；

b.7.精矿浆压滤：在满足磷酸萃取用磷矿浆的前提下，多余的精矿浆用泵送至压滤工序精矿 浆给料槽，磷矿浆通过给料泵压入精矿压滤机HVPF-84m²,经过压滤得到质量百分比为P₂O₅30％， 水分＜15％的精矿粉，滤液返至精矿浓密机进料中心筒；

b.8.尾矿浆压滤：由尾矿浓密机排出的稠浆泵送压入尾矿稠浆给料槽，通过给料泵压入尾矿 压滤机HVPF-50m²,经过压滤得到质量百分比为P₂O₅＜7％，水分＜25％的尾矿滤饼，经胶带输送 机送至堆场，用汽车转运至尾矿坝，滤液返至尾矿浓密机进料中心筒；当压滤机发生故障时， 尾矿稠浆采用泵送至尾矿坝。