1.一种改善硅钙质胶磷矿浮选尾矿的再选方法，其特征是，包括以下步骤：
S1、将浓度为15-25%的胶磷矿尾矿加入浮选机中，并调节矿浆温度28-35℃;
S2、向浮选机中依次加入pH调整剂、介质调整剂和磷矿浮选捕收剂进行预先浮选，得到预选精矿和预选尾矿;
S3、浮选精矿加入旋流器进行分级处理，得到溢流和沉砂;
S4、将S2的预选尾矿和溢流直接合并，加入磷矿浮选捕收剂进行再选作业，得到再选中矿和再选尾矿;
S5、沉砂和再选中矿合并得到最终磷精矿。
2.根据权利要求1所述一种改善硅钙质胶磷矿浮选尾矿的再选方法，其特征是：所述胶磷矿尾矿中，P2O5品位8~20%，Al2O3品位1.0~7.0%，MgO品位1.0~5.0%。
3.根据权利要求1所述一种改善硅钙质胶磷矿浮选尾矿的再选方法，其特征是：所述S2中，pH调整剂为碳酸钠和水玻璃，介质调整剂为羧甲基纤维素钠。
4.根据权利要求3所述一种改善硅钙质胶磷矿浮选尾矿的再选方法，其特征是：pH调整剂调节矿浆pH为8-11。
5.根据权利要求3所述一种改善硅钙质胶磷矿浮选尾矿的再选方法，其特征是：碳酸钠的加入量为4-6kg/t，水玻璃的加入量为5-7kg/t，羧甲基纤维素钠的加入量为0.4-1.2kg/t。
6.根据权利要求1所述一种改善硅钙质胶磷矿浮选尾矿的再选方法，其特征是：磷矿浮选捕收剂的制备如下：将20-40份椰油酰胺丙基羟磺基甜菜碱与40-60份椰油酰胺丙基羟磺基甜菜碱在85℃水浴中共溶20分钟，随后降温至50℃，再加入10-30份异构十三醇聚氧乙烯醚进行搅拌均匀乳化，即制得磷矿浮选脱铝捕收剂。
7.根据权利要求1所述一种改善硅钙质胶磷矿浮选尾矿的再选方法，其特征是：所述S2中，磷矿浮选捕收剂的加入量为100-500g/t。
8.根据权利要求1所述一种改善硅钙质胶磷矿浮选尾矿的再选方法，其特征是：所述S3中，沉砂占比为40-50%。
9.根据权利要求1所述一种改善硅钙质胶磷矿浮选尾矿的再选方法，其特征是：所述S4中，磷矿浮选捕收剂的加入量为70-150g/t。
10.根据权利要求1所述一种改善硅钙质胶磷矿浮选尾矿的再选方法，其特征是：最终磷精矿回收率提升5-15%，P2O5品位18-32%，Al2O3品位<2%;再选尾矿P2O5品位4-7%，Al2O3品位1.8-6%。
说明书
技术领域
[0001]本发明涉及磷矿选矿技术领域，具体涉及一种改善硅钙质胶磷矿浮选尾矿的再选方法。
背景技术
[0002]磷矿作为一种重要的化工原料矿物，主要用于制造磷肥、磷酸、纯磷、化工原料及动物饲料等，具有不可再生性。我国磷资源虽然丰富，储量居世界第二，但80%的磷资源为中低品位磷矿石，目前对这些中低品位矿石的处理多采用浮选法，因此产生大量的浮选尾矿。目前，我国磷矿浮选尾矿综合利用率仅约7%，大量的尾矿只能长期堆放在尾矿库;有些地区甚至直接将尾矿排放到自然环境，不仅占用大量土地资源，尾矿中残留的磷、重金属及化学药剂还会渗透污染土壤与地下水，引发严重的生态环境问题。
[0003]近年来，在中低品位硅钙质胶磷矿的浮选处理中，如何实现含倍半氧化物脉石的清洁高效脱除势在必得，但由于在浮选过程中含倍半氧化物脉石矿物形成的矿化泡沫粘度大、流动性差，导致“浮少抑多”的反浮选工艺难以有效脱除该类脉石。目前，现有技术中针对含倍半氧化物脉石的浮选基本为正浮选，也有通过机械脱泥-正浮选脱泥-反浮选、分级浮选-粗粒反浮选-细粒正浮选的方法，但普遍存在适应性差、流程复杂、回收率低等问题。
[0004]专利CN109453891A公开了一种高倍半胶磷矿螺旋溜槽重浮联合工艺，其对原矿磨细后采用螺旋溜槽分选，重选精矿采用双反浮选，重选尾矿采用正反浮选，双反浮选精矿和正反浮选精矿合并为总磷精矿。该工艺本质是对倍半氧化物脉石采用粗细分选-粗粒反浮选-细粒正浮选的工艺，对细粒级含铝矿物的脱除效果有限，且流程涉及螺旋溜槽重选、双反浮选、正反浮选多单元，设备投资大、操作复杂，且对矿浆粒度分布要求严苛，适应性受限。专利CN111135947A公开了一种胶磷矿浮选尾矿处理工艺，公开了一种对磷尾矿P2O5品位为8.0%-13.0%的处理工艺，虽得到精矿指标较好，但其处理的磷尾矿的范围较为狭窄，不具有灵活性。文献(云南某浮选厂磷尾矿再选研究，李若兰等)报道了一种云南某浮选厂磷尾矿再选研究的利用工艺，该工艺采用反浮选一粗一精一扫闭路工艺流程，尾矿P2O5品位由9.35%降低到7.21%，但没有解决磷尾矿P2O5小于9.0%的处理工艺，工艺适应性差。
[0005]因此，亟需开发一种能够高效脱除铝倍半氧化物、提升磷精矿品位与回收率、并实现节水节能的尾矿再选方法。
发明内容
[0006]本发明旨在提供一种硅钙质胶磷矿浮选尾矿的再选方法，解决现有技术中P2O5品位8%～15%尾矿存在的磷回收困难、铝杂质脱除效率低及浮选泡沫稳定性差等问题。该方法可有效提高磷精矿品位与资源回收率，降低尾矿磷品位，减少尾矿排放，提升磷资源利用效率。
[0007]为解决上述技术问题，本发明所采用的技术方案是：
一种改善硅钙质胶磷矿浮选尾矿的再选方法，包括以下步骤：
S1、将浓度为15-25%的胶磷矿尾矿加入浮选机中，并调节矿浆温度28-35℃;
S2、向浮选机中依次加入pH调整剂、介质调整剂和磷矿浮选捕收剂进行预先浮选，得到预选精矿和预选尾矿;
S3、预选精矿加入旋流器进行分级处理，得到溢流和沉砂;
S4、将S2的预选尾矿和溢流直接合并，加入磷矿浮选捕收剂进行再选作业，得到再选中矿和再选尾矿;
S5、沉砂和再选中矿合并得到最终磷精矿。
[0008]作为优选的技术方案，所述胶磷矿尾矿中，P2O5品位8~20%，Al2O3品位1.0~7.0%，MgO品位1.0~5.0%。
[0009]本发明调节矿浆浓度为15-25%，通过较低矿浆浓度分散微细粒矿泥，避免矿泥罩盖在磷矿表面，降低矿泥罩盖表面与捕收剂的相互作用，削弱矿泥对捕收剂浮选泡沫的影响;调节矿浆温度为28-35℃，促进pH调整剂及介质调整剂发挥作用，减少环境对捕收剂的影响。
[0010]作为优选的技术方案，所述S2中，pH调整剂为碳酸钠和水玻璃，介质调整剂为羧甲基纤维素钠。介质调整剂一方面调节矿浆为碱性条件，另一方面通过调控浮选介质酸碱性改变捕收剂作用形态，使捕收剂在弱碱性条件下更好发挥效果;同时介质调整剂从源头上改善浮选泡沫影响。
[0011]作为优选的技术方案，pH调整剂调节矿浆pH为8-11。
[0012]作为优选的技术方案，碳酸钠的加入量为4-6kg/t，水玻璃的加入量为5-7kg/t，羧甲基纤维素钠的加入量为0.4-1.2kg/t。
[0013]作为优选的技术方案，磷矿浮选捕收剂的制备如下：将20-40份椰油酰胺丙基羟磺基甜菜碱与40-60份椰油酰胺丙基羟磺基甜菜碱在85℃水浴中共溶20分钟，随后降温至50℃，再加入10-30份异构十三醇聚氧乙烯醚进行搅拌均匀乳化，即制得磷矿浮选脱铝捕收剂。
[0014]作为优选的技术方案，所述S2中，磷矿浮选捕收剂的加入量为100-500g/t。该磷矿浮选捕收剂具有良好的选择性，可有效浮出含铝倍半氧化物杂质;同时通过改变泡沫表面张力达到调节阳离子捕收剂起泡的目的。
[0015]作为优选的技术方案，所述S3中，沉砂占比为40-50%。
[0016]作为优选的技术方案，所述S4中，磷矿浮选捕收剂的加入量为70-150g/t。
[0017]步骤S4的再选尾矿固液分离得到的回水用于S3中预选精矿矿浆的分级处理，充分利用回水，实现水资源的循环利用。
[0018]作为优选的技术方案，最终磷精矿回收率提升5-15%，P2O5品位18-32%，Al2O3品位<2%;再选尾矿P2O5品位4-7%，Al2O3品位1.8-6%。
[0019]与现有技术相比，本发明的有益效果是：
1.本发明通过对胶磷矿尾矿进行预先浮选和再选处理，利用磷矿浮选捕收剂进行预先浮选和再选作用，高效脱除倍半氧化物，显著降低精矿中Al2O3含量;利用羧甲基纤维素钠有效抑制矿泥影响，缩短浮选泡沫半衰期，改善浮选操作稳定性;利用预先浮选、分级处理和再选，实现中低品位磷尾矿中磷精矿的高效回收，有效提高磷精矿的质量，同时降低了尾矿中磷品位。
[0020]2.本发明方法有效降低浮选成本，节约用水，废水全部回用，处理成本低;且提高了磷精矿的质量，具有分选效果好，精矿产品铝倍半氧化物低等优点，兼具经济效益与环保价值。
附图说明
[0021]下面结合附图对本发明作进一步说明：
图1是本发明的一种高效改善硅钙质胶磷矿浮选尾矿再选方法的工艺流程图。
具体实施方式
[0022]下面将结合实施例对本发明的技术方案进行详细描述。下列实施例仅用于说明本发明，而不应视为限定本发明的范围。
[0023]实施例1：
磷矿浮选捕收剂的制备方法如下：将30份椰油酰胺丙基羟磺基甜菜碱与60份椰油酰胺丙基羟磺基甜菜碱在85℃水浴中共溶20分钟，随后降温至50℃，再加入10份异构十三醇聚氧乙烯醚进行搅拌均匀乳化，后直接以10%乳状液形式进行投加，搅拌均匀制得高效除倍半氧化物的磷矿浮选捕收剂(脱铝捕收剂)。
[0024]本实施例选取云南某选厂磷尾矿进行浮选试验，原尾矿P2O5为10.24%，Al2O3含量为1.67%，MgO含量为3.5%。
[0025]如图1所示，一种高效改善硅钙质胶磷矿浮选尾矿再选方法，包括如下步骤：
S1、将浓度为20%的胶磷矿尾矿加入浮选机中，并调节矿浆温度30℃;
S2、向浮选机中加入5kg/t碳酸钠与6kg/t水玻璃调节矿浆pH值至9，再加入0.6kg/t羧甲基纤维素钠调节矿浆浮选条件;最后加入250g/t磷矿浮选捕收剂(即脱铝捕收剂)进行预先浮选，得到预选精矿和预选尾矿;
S3、浮选精矿加入旋流器进行分级处理，得到溢流和沉砂;
S4、将S2的预选尾矿和溢流直接合并，加入70g/t磷矿浮选捕收剂进行再选作业，得到再选中矿和再选尾矿;
S5、沉砂和再选中矿合并得到最终磷精矿。实验中各项指标如表1所示。
[0026]表1
[0027]由表1可知，磷尾矿经过预先浮选矿和再选工艺处理后，磷原尾矿P2O5品位从10.24%降低到6.24%，磷精矿P2O5品位为25.76%，Al2O3品位为1.00%，尾矿磷品位6.24%，铝脱除率65%，磷资源回收率提高了7.25%，有效降低了磷资源的流失，减少了尾矿排放量。
[0028]实施例2：
磷矿浮选捕收剂的制备方法如下：将35份椰油酰胺丙基羟磺基甜菜碱与50份椰油酰胺丙基羟磺基甜菜碱在85℃水浴中共溶20分钟，随后降温至50℃，再加入20份异构十三醇聚氧乙烯醚进行搅拌均匀乳化，后直接以10%乳状液形式进行投加，搅拌均匀制得高效除倍半氧化物的磷矿浮选捕收剂。
[0029]本实施例选取贵州开阳某磷尾矿进行浮选试验，原矿P2O5为10.08%，Al2O3含量为2.67%，MgO含量为2.8%。
[0030]如图1所示，一种高效改善硅钙质胶磷矿浮选尾矿再选方法，包括如下步骤：
S1、将浓度为16%的胶磷矿尾矿加入浮选机中，并调节矿浆温度30℃;
S2、向浮选机中加入5kg/t碳酸钠与6kg/t水玻璃调节矿浆pH值至9，再加入0.5kg/t羧甲基纤维素钠调节矿浆浮选条件;最后加入150g/t磷矿浮选捕收剂(即脱铝捕收剂)进行预先浮选，得到预选精矿和预选尾矿;
S3、浮选精矿加入旋流器进行分级处理，得到溢流和沉砂;
S4、将S2的预选尾矿和溢流直接合并，加入100g/t磷矿浮选捕收剂进行再选作业，得到再选中矿和再选尾矿;
S5、沉砂和再选中矿合并得到最终磷精矿。实验中各项指标如表2所示。
[0031]表2
[0032]由表2可知，磷尾矿经过预先浮选矿和再选工艺处理后，磷原尾矿P2O5品位从10.08%降低到5.24%，磷精矿P2O5品位为19.16%，Al2O3品位为1.80%，尾矿磷品位5.24%，铝脱除率50%，磷资源回收率提高了10.15%，有效降低了磷资源的流失，减少了尾矿排放量。
[0033]实施例3：
磷矿浮选捕收剂的制备方法如下：将40份椰油酰胺丙基羟磺基甜菜碱与60份椰油酰胺丙基羟磺基甜菜碱在85℃水浴中共溶20分钟，随后降温至50℃，再加入30份异构十三醇聚氧乙烯醚进行搅拌均匀乳化，后直接以10%乳状液形式进行投加，搅拌均匀制得高效除倍半氧化物的磷矿浮选捕收剂。
[0034]本实施例选取贵州某选厂磷尾矿进行浮选试验，原矿P2O5为8.29%，Al2O3含量为3.67%，MgO含量为2.00%。
[0035]如图1所示，一种高效改善硅钙质胶磷矿浮选尾矿再选方法，包括如下步骤：
S1、将浓度为16%的胶磷矿尾矿加入浮选机中，并调节矿浆温度30℃;
S2、向浮选机中加入5kg/t碳酸钠与6kg/t水玻璃调节矿浆pH值至9，再加入0.8kg/t羧甲基纤维素钠调节矿浆浮选条件;最后加入150g/t磷矿浮选捕收剂(即脱铝捕收剂)进行预先浮选，得到预选精矿和预选尾矿;
S3、浮选精矿加入旋流器进行分级处理，得到溢流和沉砂;
S4、将S2的预选尾矿和溢流直接合并，加入100g/t磷矿浮选捕收剂进行再选作业，得到再选中矿和再选尾矿;
S5、沉砂和再选中矿合并得到最终磷精矿。实验中各项指标如表3所示。
[0036]表3
[0037]由表3可知，磷尾矿经过预先浮选矿和再选工艺处理后，磷原尾矿P2O5品位从8.29%降低到4.24%，磷精矿P2O5品位为20.16%，Al2O3品位为1.80%，尾矿磷品位4.24%，铝脱除率75%，磷资源回收率提高了9.64%，有效降低了磷资源的流失，减少了尾矿排放量。
[0038]实施例4：
磷矿浮选捕收剂的制备方法如下：将25份椰油酰胺丙基羟磺基甜菜碱与45份椰油酰胺丙基羟磺基甜菜碱在85℃水浴中共溶20分钟，随后降温至50℃，再加入25份异构十三醇聚氧乙烯醚进行搅拌均匀乳化，后直接以10%乳状液形式进行投加，液拌均匀制得高效除倍半氧化物的磷矿浮选捕收剂。
[0039]本实施例选取湖北宜昌磷尾矿进行浮选试验，原矿P2O5为11.28%，Al2O3含量为4.67%，MgO含量为1.50%。
[0040]如图1所示，一种高效改善硅钙质胶磷矿浮选尾矿再选方法，包括如下步骤：
S1、将浓度为20%的胶磷矿尾矿加入浮选机中，并调节矿浆温度31℃;
S2、向浮选机中加入5kg/t碳酸钠与6kg/t水玻璃调节矿浆pH值至9，再加入0.5kg/t羧甲基纤维素钠调节矿浆浮选条件;最后加入100g/t磷矿浮选捕收剂(即脱铝捕收剂)进行预先浮选，得到预选精矿和预选尾矿;
S3、浮选精矿加入旋流器进行分级处理，得到溢流和沉砂;
S4、将S2的预选尾矿和溢流直接合并，加入150g/t磷矿浮选捕收剂进行再选作业，得到再选中矿和再选尾矿;
S5、沉砂和再选中矿合并得到最终磷精矿。实验中各项指标如表4所示。
[0041]表4
[0042]由表4可知，磷尾矿经过预先浮选矿和再选工艺处理后，磷原尾矿P2O5品位从11.28%降低到5.33%，磷精矿P2O5品位为28.74%，Al2O3品位为1.80%尾矿磷品位5.33%，铝脱除率75%，磷资源回收率提高了8.88%，有效降低了磷资源的流失，减少了尾矿排放量。
[0043]实施例5：
磷矿浮选捕收剂的制备方法如下：将30份椰油酰胺丙基羟磺基甜菜碱与55份椰油酰胺丙基羟磺基甜菜碱在85℃水浴中共溶20分钟，随后降温至50℃，再加入25份异构十三醇聚氧乙烯醚进行搅拌均匀乳化，后直接以10%乳状液形式进行投加，搅拌均匀制得高效除倍半氧化物的磷矿浮选捕收剂。
[0044]本实施例选取云南某选厂磷尾矿进行浮选试验，原矿P2O5为14.84%，Al2O3含量为2.98%，MgO含量为3.00%。
[0045]如图1所示，一种高效改善硅钙质胶磷矿浮选尾矿再选方法，包括如下步骤：
S1、将浓度为20%的胶磷矿尾矿加入浮选机中，并调节矿浆温度30℃;
S2、向浮选机中加入5kg/t碳酸钠与6kg/t水玻璃调节矿浆pH值至9，再加入0.6kg/t羧甲基纤维素钠调节矿浆浮选条件;最后加入250g/t磷矿浮选捕收剂(即脱铝捕收剂)进行预先浮选，得到预选精矿和预选尾矿;
S3、浮选精矿加入旋流器进行分级处理，得到溢流和沉砂;
S4、将S2的预选尾矿和溢流直接合并，加入75g/t磷矿浮选捕收剂进行再选作业，得到再选中矿和再选尾矿;
S5、沉砂和再选中矿合并得到最终磷精矿。实验中各项指标如表5所示。
[0046]表5
[0047]由表5可知，磷尾矿经过预先浮选矿和再选工艺处理后，磷原尾矿P2O5品位从14.84%降低到5.24%，磷精矿P2O5品位为30.45%，Al2O3品位为1.20%，，尾矿磷品位5.24%，铝脱除率68%，磷资源回收率提高了7.05%，有效降低了磷资源的流失，减少了尾矿排放量。
[0048]实施例6：
对云南某选矿厂磷尾矿(原矿磷品位15.65%)进行浮选实验，包括如下步骤：
将浓度为15%的胶磷矿尾矿加入浮选机中，向浮选机中加入碳酸钠与水玻璃调节矿浆pH值至9.5，进行浮选，得到磷精矿品位28.98%，精矿产率45.06%，磷尾矿品位10.03%;但在浮选过程泡沫直径≥1cm，半衰期长。
[0049]实施例7：
对云南某选矿厂磷尾矿(原矿磷品位15.65%)进行浮选实验，包括如下步骤：
将浓度为15%的胶磷矿尾矿加入浮选机中，向浮选机中加入碳酸钠、水玻璃和羧甲基纤维素钠调节矿浆pH值至9.5，进行浮选。浮选过程中脱铝泡沫流动性明显变好，且泡沫半衰期缩短;最终磷精矿品位28.76%，磷尾矿品位15.85%。该方法得到的浮选精矿指标和本发明方法得到的指标无显著差异。
[0050]上述的实施例仅为本发明的优选技术方案，而不应视为对于本发明的限制，本发明的保护范围应以权利要求记载的技术方案，包括权利要求记载的技术方案中技术特征的等同替换方案为保护范围。即在此范围内的等同替换改进，也在本发明的保护范围之内。
说明书附图(1)
