阅读说明：本技术 一种低镁高倍半胶磷矿同步反浮选工艺 (Synchronous reverse flotation process for low-magnesium high-sesqui collophanite ) 是由 陈慧 郑光明 刘鑫 阮耀阳 邹学勇 沈维云 李防 刘连坤 *** 于 2020-05-18 设计创作，主要内容包括：本发明属于磷矿选矿技术领域,具体涉及一种低镁高倍半胶磷矿同步反浮选工艺。其技术方案是：采用“一步法”浮选工艺,即首先加水调浆,在pH4至pH6条件下,利用调整剂调整矿浆浮选体系,然后加入阴离子捕收剂和阳离子捕收剂进行脱硅脱镁同步反浮选。本发明的优点在于针对胶磷矿中脉石矿物所占比例不同,通过对组合药剂的合理利用,有效富集矿石中的有用矿物,精简化了磷矿浮选工艺流程,显著降低了浮选药剂成本,有效地提高了从磷矿石中回收有用矿物的能力,为低镁高倍半胶磷矿的浮选工艺提供了一条新思路。(The invention belongs to the technical field of phosphate ore dressing, and particularly relates to a synchronous reverse flotation process for low-magnesium high-sesqui collophanite. The technical scheme is as follows: the flotation process adopts a one-step method, namely, water is added for size mixing, a pulp flotation system is adjusted by using a regulator under the condition of pH 4-6, and then an anionic collector and a cationic collector are added for desiliconization and demagging synchronous reverse flotation. The method has the advantages that the method effectively enriches the useful minerals in the ore by reasonably utilizing the combined medicament aiming at different proportions of gangue minerals in the collophanite, simplifies the flotation process flow of the phosphorite, obviously reduces the cost of the flotation medicament, effectively improves the capability of recovering the useful minerals from the phosphorite and provides a new idea for the flotation process of the low-magnesium high-sesqui collophanite.)

一种低镁高倍半胶磷矿同步反浮选工艺

技术领域

本发明属于磷矿选矿浮选工艺技术领域，具体涉及一种低镁高倍半胶磷矿同步反浮选工艺。

背景技术

我国磷矿资源丰富，资源储量达167亿吨，其中，沉积型磷块岩又称胶磷矿，占我国磷矿总量的80% 以上，且多数为中低品位矿石。胶磷矿属于氧化矿，由于氧化带的物理化学条件极为复杂，造成氧化矿的矿物组成和结构构造也很复杂。磷矿石的可选性取决于磷矿的种类，脉石组成、矿物和脉石共生关系等因素。我国胶磷矿普遍具有品位低，硅镁杂质含量高，与脉石矿物紧密结合在一起、嵌布粒度细，呈均质胶体或隐晶、微晶质等特点，使其属于难选磷矿。近些年，国内外许多研究者对胶磷矿选矿工艺和技术开展了大量的研究工作，目前，胶磷矿的选矿工艺主要有：重介质分选技术、焙烧消化工艺、擦洗脱泥工艺、浮选法、光电拣选技术和化学选矿。

浮现是较为传统和成熟的胶磷矿选矿工艺，对于硅钙质胶磷矿常用浮选工艺有正反浮选、反正浮选和双反浮选。三种工艺流程本质上是单一浮选的联合，其浮选过程是加入一种捕收剂到矿浆中，一次浮选，分离出一种脉石矿物，直至将碳酸盐、硅酸盐与磷灰石分离得到单一磷精矿，这种分选属于异步浮选。异步浮选模式下，矿浆的pH值需要先调整为酸性，然后再调整为碱性; 或者先调整为碱性，再调整为酸性，pH 调整剂大量的使用，使得选矿药剂成本大幅增加。而将两种捕收剂加入矿浆中，一次浮选，使硅酸盐和碳酸盐脉石矿物混合物一起上浮，获得单一磷精矿的方式称为同步浮选。

胶磷矿因矿物与脉石共生关系复杂，致使所需选矿工艺复杂，药剂用量大，且分选效率低，因此需要开发经济回收磷矿物的精简工艺。本工艺从磷矿石中有用矿物和脉石矿物的可浮性着手，最大程度上实现有用矿石与脉石矿物的可浮性差异化，同时，通过调整剂的作用，使主要的两种脉石矿物碳酸盐和硅酸盐具有相似的可浮性，在酸性矿浆pH条件下，实现硅钙质胶磷矿的同步浮选。采用“一步法”浮选工艺，同时反浮选脱除碳酸盐和硅酸盐矿物，精矿品位P₂O₅可达32.5%以上，回收率大于等于82%。相比一般磷矿石浮选工艺（正反浮选和双反浮选），本工艺只需要一步浮选，通过对组合药剂的合理利用，精简化了磷矿浮选工艺流程，显著降低了浮选药剂成本，有效地提高了从磷矿石中回收有用矿物的能力，为低镁高倍半胶磷矿的浮选工艺提供了一条新思路。

发明内容

本发明的目的是为低镁高倍半胶磷矿提供一种简单、高效的新型浮选工艺，该工艺可同步实现碳酸盐和硅酸盐等脉石矿物与有用矿物磷灰石的分离，获得高品位的磷精矿，且涉及的工艺流程简单、成本低，适合推广使用。

为实现上述目的，本发明采用的技术方案为：

一种低镁高倍半胶磷矿同步反浮选工艺，通过对低镁高倍半胶磷矿同步进行反浮选脱铝脱镁处理，得磷精矿。

上述方案中，所述低镁高倍半胶磷矿化学组成包括：：P₂O₅ 24-29wt%，倍半氧化物R₂O₃（Fe₂O₃+ Al₂O₃）4.0-8.0% wt%，MgO 0.8-3.0% wt%，SiO₂ 14.0-16.0 wt%，CaO36.47-38.32 wt%。

上述方案中，所述同步反浮选脱铝脱镁工艺包括：将低镁高倍半胶磷矿石加水破碎粉磨得到质量浓度20%-35%的矿浆，在矿浆中添加pH调节剂调节矿浆并搅拌，调整pH至4-6，然后加入调整剂调整矿浆浮选体系，最后加入阴离子捕收剂和阳离子捕收剂搅拌均匀，充气浮选，所得泡沫产品为尾矿，浮选槽内产品为反浮选脱铝脱镁精矿，所得尾矿经过两次扫选，所得泡沫产品为最终反浮选尾矿，浮选槽内产品依次为反浮选脱铝脱镁中矿1和中矿2，反浮选脱铝脱镁中矿1返回上一步与原矿一起进入下一步浮选，反浮选脱铝脱镁中矿2返回上一步与尾矿一起进入下一步浮选。

上述方案中，所述磷矿石加水破碎粉磨的磨矿细度为低于0.074mm的磷矿物料的质量分数为60~90%。

上述方案中，所述低镁高倍半胶磷矿同步反浮选工艺pH调节剂为磷酸，其中，磷酸相对于原矿的用量为5.0-7.0kg/t，TCM相对于原矿的用量为0.3-0.8kg/t。

上述方案中，所述矿浆调整剂为TCM，TCM为氯化铝、氯化钠与聚丙烯酰胺以质量比为0.5-1.5:1:0-0.0006的混合溶液，（优选质量比为1：1：0.0003），其中，TCM相对于原矿的用量为0.3-0.8kg/t。

上述方案中，所述阴离子捕收剂为脂肪酸和氢氧化钠溶液在70-80℃条件下进行皂化反应所得的产品；其中，脂肪酸和氢氧化钠溶液的质量比1：0.5-2，阴离子捕收剂相对于原矿的用量为0.8-1.2kg/t。

所述的脂肪酸为油酸C18:1、亚油酸C18:2、亚麻酸C18:3、软脂酸C16、硬脂酸C18，其中，油酸C18:1占比15-20wt%；亚油酸C18:2占比15-20wt%；亚麻酸C18:3占比10-20wt%；软脂酸C16占比10-15wt%；硬脂酸C18占比5-15wt%；所述的氢氧化钠的质量分数为15-20%wt。

上述方案中，所述阳离子捕收剂XFP-2为N,N-二甲基十二胺与冰醋酸以摩尔比0.5-1.5:1（优选摩尔比为1:1）酸化而成的胺类捕收剂，其中，阳离子捕收剂相对于原矿的用量为0.2-0.5kg/t。

与现有技术相比，本发明有益效果为：

1）充分利用低镁高倍半胶磷矿中有用矿物和脉石矿物在矿浆浮选体系中可浮性的差异，有效分离脉石矿物。首先在弱酸性介质中，碳酸盐矿物具有较好的可浮性，然后通过调整剂的作用，使硅酸盐矿物在弱酸性介质中也可被浮出即从有用矿物中分离出。在酸性矿浆pH条件下，通过阴离子捕收剂和阳离子捕收剂，在调整剂TCM的作用下，硅酸盐矿物也具有可浮性，可同碳酸盐矿物同步被浮出。同时，捕收剂单独与矿物作用浮选时，浮选泡沫量大、粘稠不利于工艺的进行，在加入TCM后，浮选泡沫清脆，流动性好，使得浮现操作性强、稳定，利于浮选。

2）采用低镁高倍半胶磷矿同步反浮选工艺，可同时反浮选脱除碳酸盐和硅酸盐矿物，使精矿品位P₂O₅达32.5%以上，回收率大于等82%。本工艺浮选流程简单，浮选药剂成本低，克服了现有磷矿浮选工艺复杂，浮选过程难于控制和稳定的问题。

附图说明

图1 为本发明所述一种低镁高倍半胶磷矿同步反浮选工艺的流程图。

具体实施方式

为了更好的理解本发明，下面结合实施例进一步阐明本发明的内容，但本发明的内容不仅仅局限下面的实例。

以下实例中，采用的低镁高倍半胶磷矿包括化学成分：P₂O₅ 24-29wt%，倍半氧化物R₂O₃（Fe₂O₃+ Al₂O₃）4.0-8.0 wt%，MgO 0.8-3.0 wt%，SiO₂ 14.0-16.0 wt%，CaO36.47-38.32wt%。

以下实施例如无具体说明，采用的试剂为市售化学试剂或工业产品。

以下实施例中，采用的调整剂TCM为氯化铝、氯化钠与聚丙烯酰胺以质量比为0.5-1.5:1:0-0.0006的混合溶液；采用的阴离子捕收剂为脂肪酸皂类捕收剂，所述阴离子捕收剂为脂肪酸和氢氧化钠溶液在70-80℃条件下进行皂化反应所得的产品；其中，脂肪酸和氢氧化钠溶液的质量比1：2，所述的脂肪酸为油酸C18:1、亚油酸C18:2、亚麻酸C18:3、软脂酸C16、硬脂酸C18，其中，油酸C18:1占比15wt%；亚油酸C18:2占比20wt%；亚麻酸C18:3占比20wt%；软脂酸C16占比10wt%；硬脂酸C18占比10wt%；所述的氢氧化钠的质量分数为20%wt。采用的阳离子捕收剂XFP-2为nn二甲基十二胺与冰醋酸以摩尔比1:1酸化而成的胺类捕收剂，

实施例1

本实施例对P₂O₅品位为26.46%，倍半氧化物Al₂O₃含量3.67%，Fe₂O₃含量1.21%，MgO含量1.56%，SiO₂ 15.3wt%，CaO 37.37wt%的低镁高倍半胶磷矿进行同步反浮选脱铝脱镁浮选，工艺流程见图1，具体工艺步骤如下：

（1）将低镁高倍半胶磷矿石加水破碎粉磨（-0.074mm含量为70%）得到质量浓度26%的矿浆，在矿浆中添加pH调节剂磷酸调节矿浆并搅拌，调整pH至5.8，然后加入调整剂TCM（氯化铝、氯化钠与聚丙烯酰胺以质量比为1:1:0.0003）调整矿浆浮选体系，最后加入阴离子捕收剂和阳离子捕收剂搅拌均匀，充气浮选，所得泡沫产品为尾矿，浮选槽内产品为反浮选脱铝脱镁精矿，所得尾矿经过两次扫选，所得泡沫产品为最终反浮选尾矿，浮选槽内产品依次为反浮选脱铝脱镁中矿1和中矿2。其中，磷酸相对于原矿的用量为6.0kg/t，TCM相对于原矿的用量为0.4kg/t，阴离子捕收剂相对于原矿的用量为1.2kg/t，阳离子捕收剂相对于原矿的用量为0.4kg/t。

（2）通过同步反浮选脱铝脱镁工艺获得的浮选精矿P₂O₅品位为34.54%，Al₂O₃品位1.90%，MgO含量0.76%，精矿回收率为83.56%。

实施例2

本实施例对P₂O₅品位为26.47%，倍半氧化物Al₂O₃含量3.47%，Fe₂O₃含量1.23%，MgO含量1.86%，SiO₂ 16.4wt%，CaO 36.74wt%的低镁高倍半胶磷矿进行同步反浮选脱铝脱镁浮选，工艺流程见图1，具体工艺步骤如下：

（1）将低镁高倍半胶磷矿石加水破碎粉磨（—0.074mm70%）得到质量浓度26%的矿浆，在矿浆中添加pH调节剂磷酸调节矿浆并搅拌，调整pH至5.8，然后加入调整剂TCM（氯化铝、氯化钠与聚丙烯酰胺以质量比为1:1:0.0005）调整矿浆浮选体系，最后加入阴离子捕收剂和阳离子捕收剂搅拌均匀，充气浮选，所得泡沫产品为尾矿，浮选槽内产品为反浮选脱铝脱镁精矿，所得尾矿经过两次扫选，所得泡沫产品为最终反浮选尾矿，浮选槽内产品依次为反浮选脱铝脱镁中矿1和中矿2。其中，磷酸相对于原矿的用量为6.0kg/t，TCM相对于原矿的用量为0.7kg/t，阴离子捕收剂相对于原矿的用量为1.2kg/t，阳离子捕收剂相对于原矿的用量为0.4kg/t。

（2）通过同步反浮选脱铝脱镁工艺获得的浮选精矿P₂O₅品位为33.34%，倍半氧化物Al₂O₃品位1.96%，MgO含量0.66%，精矿回收率为82.32%。

实施例3

本实施例对P₂O₅品位为26.67%，倍半氧化物Al₂O₃含量3.47%，Fe₂O₃含量1.04%，MgO含量2.36%，SiO₂ 14.45 wt%，CaO 37.85 wt%的低镁高倍半胶磷矿进行同步反浮选脱铝脱镁浮选，工艺流程见图1，具体工艺步骤如下：

（1）将低镁高倍半胶磷矿石加水破碎粉磨（-0.074mm70%）得到质量浓度26%的矿浆，在矿浆中添加pH调节剂磷酸调节矿浆并搅拌，调整pH至5.8，然后加入调整剂TCM（氯化铝、氯化钠与聚丙烯酰胺以质量比为0.6:1:0.0004）调整矿浆浮选体系，最后加入阴离子捕收剂和阳离子捕收剂搅拌均匀，充气浮选，所得泡沫产品为尾矿，浮选槽内产品为反浮选脱铝脱镁精矿，所得尾矿经过两次扫选，所得泡沫产品为最终反浮选尾矿，浮选槽内产品依次为反浮选脱铝脱镁中矿1和中矿2。其中，磷酸相对于原矿的用量为6.0kg/t，TCM相对于原矿的用量为0.5kg/t，阴离子捕收剂相对于原矿的用量为1.0kg/t，阳离子捕收剂相对于原矿的用量为0.4kg/t。

（2）通过同步反浮选脱铝脱镁工艺获得的浮选精矿P₂O₅品位为33.42%，倍半氧化物Al₂O₃品位1.93%，MgO含量0.76%，精矿回收率为83.36%。

实施例4

本实施例对P₂O₅品位为24.67%，倍半氧化物Al₂O₃含量3.68%，Fe₂O₃含量0.98%，MgO含量2.36%，SiO₂ 15.76 wt%，CaO 38.30 wt%的低镁高倍半胶磷矿进行同步反浮选脱铝脱镁浮选，工艺流程见图1，具体工艺步骤如下：

（1）将低镁高倍半胶磷矿石加水破碎粉磨（—0.074mm70%）得到质量浓度26%的矿浆，在矿浆中添加pH调节剂磷酸调节矿浆并搅拌，调整pH至5.8，然后加入调整剂TCM（氯化铝、氯化钠与聚丙烯酰胺以质量比为1.1:1:0.0005）调整矿浆浮选体系，最后加入阴离子捕收剂和阳离子捕收剂搅拌均匀，充气浮选，所得泡沫产品为尾矿，浮选槽内产品为反浮选脱铝脱镁精矿，所得尾矿经过两次扫选，所得泡沫产品为最终反浮选尾矿，浮选槽内产品依次为反浮选脱铝脱镁中矿1和中矿2。其中，磷酸相对于原矿的用量为6.0kg/t，TCM相对于原矿的用量为0.5kg/t，阴离子捕收剂相对于原矿的用量为1.0kg/t，阳离子捕收剂相对于原矿的用量为0.4kg/t。

（2）通过同步反浮选脱铝脱镁工艺获得的浮选精矿P₂O₅品位为32.57%，倍半氧化物Al₂O₃品位1.97%，MgO含量0.82%，精矿回收率为82%。

实施例5

本实施例对P₂O₅品位为26.46%，倍半氧化物Al₂O₃含量3.67%，MgO含量1.56%，Fe₂O₃含量1.14%，SiO₂ 14.88 wt%，CaO 36.85 wt%的低镁高倍半胶磷矿进行同步反浮选脱铝脱镁浮选，工艺流程见图1，具体工艺步骤如下：

（1）将低镁高倍半胶磷矿石加水破碎粉磨（-0.074mm含量为70%）得到质量浓度26%的矿浆，在矿浆中添加pH调节剂磷酸调节矿浆并搅拌，调整pH至5.8，然后加入阴离子捕收剂和阳离子捕收剂搅拌均匀，充气浮选，所得泡沫产品为尾矿，浮选槽内产品为反浮选脱铝脱镁精矿，所得尾矿经过两次扫选，所得泡沫产品为最终反浮选尾矿，浮选槽内产品依次为反浮选脱铝脱镁中矿1和中矿2。其中，磷酸相对于原矿的用量为6.0kg/t，阴离子捕收剂相对于原矿的用量为1.2kg/t，阳离子捕收剂相对于原矿的用量为0.4kg/t。

（2）浮选过程中泡沫发黏，量大，不易脱落，通过同步反浮选脱铝脱镁工艺获得的浮选精矿P₂O₅品位为29.98%，Al₂O₃品位2.90%，MgO含量1.06%，精矿回收率为86.14%。

实施例6

本实施例对P₂O₅品位为26.46%，倍半氧化物Al₂O₃含量3.67%，Fe₂O₃含量0.95%，MgO含量1.56%，SiO₂ 14.33 wt%，CaO38.12 wt%的低镁高倍半胶磷矿进行同步反浮选脱铝脱镁浮选，工艺流程见图1，具体工艺步骤如下：

（1）将低镁高倍半胶磷矿石加水破碎粉磨（-0.074mm含量为70%）得到质量浓度26%的矿浆，在矿浆中添加pH调节剂磷酸调节矿浆并搅拌，调整pH至5.8，然后加入调整剂TCM（氯化铝、氯化钠与聚丙烯酰胺以质量比为1.3:1）调整矿浆浮选体系，最后加入阴离子捕收剂和阳离子捕收剂搅拌均匀，充气浮选，所得泡沫产品为尾矿，浮选槽内产品为反浮选脱铝脱镁精矿，所得尾矿经过两次扫选，所得泡沫产品为最终反浮选尾矿，浮选槽内产品依次为反浮选脱铝脱镁中矿1和中矿2。其中，磷酸相对于原矿的用量为6.0kg/t，TCM相对于原矿的用量为1.0kg/t，阴离子捕收剂相对于原矿的用量为1.2kg/t，阳离子捕收剂相对于原矿的用量为0.4kg/t。

（2）浮选过程中泡沫清脆、易脱落、流动性好，但泡沫量较大，通过同步反浮选脱铝脱镁工艺获得的浮选精矿P₂O₅品位为30.86%，Al₂O₃品位1.83%，MgO含量0.76%，精矿回收率为74.86%。

实施例7

本实施例对P₂O₅品位为26.46%，倍半氧化物Al₂O₃含量3.67%，Fe₂O₃含量1.21%，MgO含量1.56%，SiO₂ 15.3wt%，CaO 37.37wt%的低镁高倍半胶磷矿进行同步反浮选脱铝脱镁浮选，工艺流程见图1，具体工艺步骤如下：

（1）将低镁高倍半胶磷矿石加水破碎粉磨（-0.074mm含量为70%）得到质量浓度26%的矿浆，在矿浆中添加pH调节剂磷酸调节矿浆并搅拌，调整pH至5.8，然后加入调整剂TCM（氯化铝、氯化钠与聚丙烯酰胺以质量比为0.9:1:0.0006）调整矿浆浮选体系，此次浮选中TCM为氯化铝与氯化钠为1:1的混合溶液，最后加入阴离子捕收剂和阳离子捕收剂搅拌均匀，充气浮选，所得泡沫产品为尾矿，浮选槽内产品为反浮选脱铝脱镁精矿，所得尾矿经过两次扫选，所得泡沫产品为最终反浮选尾矿，浮选槽内产品依次为反浮选脱铝脱镁中矿1和中矿2。其中，磷酸相对于原矿的用量为6.0kg/t，TCM相对于原矿的用量为0.5kg/t，阴离子捕收剂相对于原矿的用量为1.2kg/t，阳离子捕收剂相对于原矿的用量为0.4kg/t。

（2）浮选过程中泡沫小而圆、可脱落、流动性较好，通过同步反浮选脱铝脱镁工艺获得的浮选精矿P₂O₅品位为32.96%，Al₂O₃品位2.23%，MgO含量0.76%，精矿回收率为81.98%。