低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨混合浮选方法技术

一种低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨混合浮选方法，该方法将低品级硅钙质胶磷矿磨细，加水制成原矿浆，将磨好的原矿浆用细筛筛分，将筛上物料经再磨作业后，加水制成原矿浆与筛下物料置于浮选设备中进行正浮选粗选，获得筛下产品正浮选粗选精矿和尾矿；筛下产品粗选精矿进行反浮，获得筛下产品反浮选精矿和尾矿；筛下产品反浮选粗选尾矿进行反浮选再选，获得筛下产品反浮选再选精矿和尾矿。本发明专利技术的方法与两段连续磨矿工艺相比，一方面可以改善浮选条件，降低浮选作业由于细粒级机械夹带带来的回收率的损失；另一方面，降低了二段磨矿的能耗，进而降低了选矿成本。本发明专利技术的方法能够起到良好的浮选效果，易于实现低品级硅钙质胶磷矿提纯的工业化生产。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术属于矿物加工
，特别涉及一种。
技术介绍
我国磷矿资源丰富，资源基础储量位居世界第二，但富矿少，平均品位仅为17%左右，难选矿多，而易选矿少。在探明储量中，难选的沉积型磷块岩(胶磷矿)约占总储量的85%，且多数为中低品位矿石。对这类矿石的选别必须同时脱除碳酸盐和硅酸盐杂质后，才能达到制肥的要求，其中浮选是最重要的选别方法，目前胶磷矿的浮选工艺主要有单一正浮选工艺、单一反浮选工艺、正一反浮选工艺、反一正浮选工艺、双反浮选工艺。其中单一反浮选工艺适用于高碳酸盐低硅含量磷矿石，是在酸性介质下抑制磷矿物，然后用选择性强的捕收剂浮出碳酸盐矿物；另外三种工艺主要用于硅一钙(或钙一硅)质磷矿石，它实质是“碳酸盐浮选”和“硅酸盐浮选”两种技术的有机组合，即用“两步浮选工艺”分别排除磷矿石中的碳酸盐和硅酸盐杂质。根据所处理矿石性质来确定采用“正一反”、“反一正”还是“双反”技术。云南、湖北等地胶磷矿多属硅钙质胶磷矿，品级较低，而且嵌布粒度较细，有些需要细磨至-0.074mm为90%以上，才能实现单体解离，由于有用矿物和脉石矿物的硬度不同，在磨矿过程中存在选择性磨矿，有些硬度较低的矿物出现过磨，最终产生了大量的次生矿泥。细粒矿物与气泡碰撞、粘附的概率较低，影响浮选速率，而且容易产生细粒夹带，影响精矿品位和回收率；而且细粒矿物的比表面积大，对药剂非选择性吸附，药耗加大，增加了选矿成本，另外由于细粒矿物比表面能大，容易吸附在适宜浮选粒度的矿物表面，降低了该矿物的可浮性。
技术实现思路
本专利技术所要解决的技术问题是针对目前低品级硅钙质胶磷矿存在细磨后会产生大量的次生矿泥会恶化浮选过程的问题，提供一种，最终达到以较低选矿成本分选出合格产品的效果。本专利技术所要解决的技术问题是通过以下的技术方案来实现的。本专利技术是一种，其特点是，其步骤如下: (1)将低品级硅钙质胶磷矿磨细至细度-0.0 7 4_的部分占全部物料总重量的60.00^80.00%，然后加水制成重量浓度为30.00^50.00%的原矿浆； (2)将磨矿的原矿浆用细筛筛分，筛分作业浓度为30.00-50.00%，分别分级0.074mm、0.063mm、0.045mm的粒度，筛下浓度调为15.00^35.00%,筛上浓度为45.00^65.00% ； (3)将筛上物料经再磨作业后，细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的80、5%，然后加水制成重量浓度为30.00-40.00%的原矿浆； (4)将筛上再磨后的物料和筛下的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为120(T2100rpm条件下先加入似20)3调节？!1，Na2CO3的加入量为1000_3000g/t，再加入水玻璃搅拌，水玻璃的加入量为600(T8000g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌，正浮选捕收剂的加入量为180(T2500g/t，然后进行正浮选粗选，获得筛下产品正浮选粗选精矿和尾矿； (5)将筛下产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为120(T2100rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为6000-8000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌，反浮选捕收剂的加入量为30(T500g/t，然后进行反浮选粗选，获得筛下产品反浮选精矿和尾矿； (6)将筛下产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为120(T2100rpm条件下，先加入混酸调节pH,混酸的加入量为500-1000g/t，然后进行反浮选再选，获得筛下产品反浮选再选精矿和尾矿。本专利技术所述的中，优选的技术方案的步骤如下: Cl)将低品级硅钙质胶磷矿磨细至细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的65.00-75.00%，然后加水制成重量浓度为35.00^45.00%的原矿浆； (2)将磨矿的原矿浆用细筛筛分，筛分作业浓度为35.00-45.00%，分别分级0.074mm、0.063mm、0.045mm的粒度，筛下浓度调为20.00^30.00%,筛上浓度为50.00^60.00% ； (3)将筛上物料经再磨作业后，细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的85、0%，然后加水制成重量浓度为3 3.00-36.00%的原矿浆； (4)将筛上再磨后的物料和筛下的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为150(Tl800rpm条件下先加入Na2CO3调节pH，Na2CO3的加入量为1500_2500g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为650(T7500g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为200(T2200g/t，然后进行rSmin正浮选粗选，获得筛下产品正浮选粗选精矿和尾矿； (5)将筛下产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为150(Tl800rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为6500-7500g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f 2min，反浮选捕收剂的加入量为35(T450g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛下产品反浮选精矿和尾矿； (6)将筛下产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为150(Tl800rpm条件下，先加入混酸调节pH,混酸的加入量为700-800g/t，然后进行4~8min反浮选再选，获得筛下产品反浮选再选精矿和尾矿。本专利技术所述的中，进一步优选的技术方案的步骤如下: Cl)将低品级硅钙质胶磷矿磨细至细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的65.00-75.00%，然后加水制成重量浓度为40.00%的原矿浆； (2)将磨矿的原矿浆用细筛筛分，筛分作业浓度为40.00%，分别分级0.074mm、0.063mm、0.045mm的粒度，筛下浓度调为25.00%,筛上浓度为55.00% ； (3)将筛上物料经再磨作业后，细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的90%，然后加水制成重量浓度为35.00%的原矿浆； (4)将筛上再磨后的物料和筛下的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1700rpm条件下先加入Na2CO3调节pH，Na2CO3的加入量为2000g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为7000g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为2100g/t，然后进行rSmin正浮选粗选，获得筛下产品正浮选粗选精矿和尾矿； (5)将筛下产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为1700rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为7000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f 2min，反浮选捕收剂的加入量为400g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛下产品反浮选精矿和尾矿； (6)将筛下产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为1700rpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为750g/t，然后进行rSmin反浮选再选，获得筛下产品反浮选再选精矿和尾矿。本专利技术所述的中:可以将获得的筛下产品再选精矿返回至筛下产品反浮选粗选作业中，与原矿浆一起进行反浮选粗选。本专利技术所述的中:所述的正浮选捕收剂可以为现有中公开的任何一种用于低品级硅钙质胶磷矿正浮选的捕收剂，优选为阴离子捕收剂Cltl-C22烷基脂肪酸或者脂肪酸钾盐或者脂肪酸钠盐。本专利技术所述的中:所述的反浮选捕收剂可以为现有中公开的任何一本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨混合浮选方法，其特征在于，其步骤如下：（1）将低品级硅钙质胶磷矿磨细至细度‑0.074mm的部分占全部物料总重量的60.00~80.00%，然后加水制成重量浓度为30.00~50.00%的原矿浆；（2）将磨矿的原矿浆用细筛筛分，筛分作业浓度为30.00‑50.00%，分别分级0.074mm、0.063mm、0.045mm的粒度，筛下浓度调为15.00~35.00%，筛上浓度为45.00~65.00%；（3）将筛上物料经再磨作业后，细度‑0.074mm的部分占全部物料总重量的80~95%，然后加水制成重量浓度为30.00~40.00%的原矿浆；（4）将筛上再磨后的物料和筛下的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1200~2100rpm条件下先加入Na2CO3调节pH，Na2CO3的加入量为1000‑3000g/t，再加入水玻璃搅拌，水玻璃的加入量为6000~8000g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌，正浮选捕收剂的加入量为1800~2500g/t，然后进行正浮选粗选，获得筛下产品正浮选粗选精矿和尾矿；（5）将筛下产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为1200~2100rpm条件下先加入混酸调节pH，混酸的加入量为6000‑8000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌，反浮选捕收剂的加入量为300~500g/t，然后进行反浮选粗选，获得筛下产品反浮选精矿和尾矿；（6）将筛下产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为1200~2100rpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为500‑1000g/t，然后进行反浮选再选，获得筛下产品反浮选再选精矿和尾矿。...

【技术特征摘要】
1.一种低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨混合浮选方法，其特征在于，其步骤如下: (1)将低品级硅钙质胶磷矿磨细至细度-0.0 7 4_的部分占全部物料总重量的60.00~80.00%，然后加水制成重量浓度为30.00~50.00%的原矿浆； (2)将磨矿的原矿浆用细筛筛分，筛分作业浓度为30.00-50.00%，分别分级0.074mm、0.063mm、0.045mm的粒度，筛下浓度调为15.00~35.00%,筛上浓度为45.00~65.00% ； (3)将筛上物料经再磨作业后，细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的80、5%，然后加水制成重量浓度为30.00-40.00%的原矿浆； (4)将筛上再磨后的物料和筛下的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1200~2100rpm条件下先加入似20)3调节？，Na2CO3的加入量为1000_3000g/t，再加入水玻璃搅拌，水玻璃的加入量为6000~8000g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌，正浮选捕收剂的加入量为1800~2500g/t，然后进行正浮选粗选，获得筛下产品正浮选粗选精矿和尾矿； (5)将筛下产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为120(T2100rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为6000-8000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌，反浮选捕收剂的加入量为30(T500g/t，然后进行反浮选粗选，获得筛下产品反浮选精矿和尾矿； (6)将筛下产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为120(T2100rpm条件下，先加入混酸调节pH,混酸的加入量为500-1000g/t，然后进行反浮选再选，获得筛下产品反浮选再选精矿和尾矿。2.根据权利要求1所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨混合浮选方法，其特征在于，其步骤如下: (1)将低品级硅钙质胶磷矿磨细至细度-0.0 7 4_的部分占全部物料总重量的65.00-75.00%，然后加水制成重量浓度为35.00^45.00%的原矿浆； (2)将磨矿的原矿浆用细筛筛分，筛分作业浓度为35.00-45.00%，分别分级0.074mm、0.063mm、0.045mm的粒度，筛下浓度调为20.00^30.00%,筛上浓度为50.00^60.00% ； (3)将筛上物料经再磨作业后，细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的85、0%，然后加水制成重量浓度为33.00-36.00%的原矿浆； (4)将筛上再磨后的物料和筛下的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为150(Tl800rpm条件下先加入Na2CO3调节pH，Na2CO3的加入量为1500_2500g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为650(T7500g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为200(T2200g/t，然后进行rSmin正浮选粗选，获得筛下产品正浮选粗选精矿和尾矿； (5)将筛下产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为150(Tl800rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为6500-7500g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f 2min，反浮选捕收剂的加入量为35(T450g/t，然后进行rSmin反浮...

【专利技术属性】
技术研发人员：李丰，宋文义，刘升林，杨勇，刘国举，钱押林，冯春晖，刘星强，刘云涛，
申请(专利权)人：中蓝连海设计研究院，
类型：发明
国别省市：江苏;32