四川某磷矿双反浮选试验研究①_刘朋.pdf

四川某磷矿双反浮选试验研究 ① 刘 朋１， 葛英勇１， 刘 鸣１， 朱国庆２ （１．武汉理工大学 资源与环境工程学院，湖北 武汉 ４３００７０； ２．和静县备战矿业有限公司，新疆 和静 ８４１３００） 摘 要 对四川某磷矿进行了浮选试验研究。 采取双反浮选工艺，以新型药剂 ＭＧ⁃７ 为脱镁反浮选捕收剂、Ｈ２ＳＯ４为抑制剂和 ｐＨ 调节剂，以 Ｔ６０９ 为脱硅反浮选捕收剂、Ｎａ２ＣＯ３为 ｐＨ 调整剂，最终获得了精矿品位 ３２．２５％、回收率 ８２．２１％的闭路试验指标，实现了 目的矿物与脉石的分离。 关键词 磷矿； 捕收剂； 反浮选； 双反浮选 中图分类号 ＴＤ９２３文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１８．０３．０１５ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１８）０３－００６３－０３ Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ Ｒｅｓｅａｒｃｈ ｏｎ Ｄｏｕｂｌｅ Ｒｅｖｅｒｓｅ Ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｏｆ Ｐｈｏｓｐｈａｔｅ Ｏｒｅ ｆｒｏｍ Ｓｉｃｈｕａｎ ＬＩＵ Ｐｅｎｇ１， ＧＥ Ｙｉｎｇ⁃ｙｏｎｇ１， ＬＩＵ Ｍｉｎｇ１， ＺＨＵ Ｇｕｏ⁃ｑｉｎｇ２ （１．Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ ａｎｄ Ｅｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔａｌ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｗｕｈａｎ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｗｕｈａｎ ４３００７０， Ｈｕｂｅｉ， Ｃｈｉｎａ； ２．Ｈｅｊｉｎｇ Ｃｏｕｎｔｙ Ｂｅｉｚｈａｎ Ｍｉｎｉｎｇ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｈｅｊｉｎｇ ８４１３００， Ｘｉｎｊｉａｎｇ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ａ ｄｏｕｂｌｅ⁃ｒｅｖｅｒｓｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ａｐｐｒｏａｃｈ ｗａｓ ａｄｏｐｔｅｄ ｉｎ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｏｆ ａ ｐｈｏｓｐｈａｔｅ ｏｒｅ ｆｒｏｍ Ｓｉｃｈｕａｎ Ｐｒｏｖｉｎｃｅ． Ｆｏｒ ｄｅ⁃ｍａｇｎｅｓｉｕｍ ｐｒｏｃｅｓｓ， ａ ｎｅｗ ｒｅａｇｅｎｔ ＭＧ⁃７ ｗａｓ ｕｓｅｄ ａｓ ｒｅｖｅｒｓｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ， ｗｈｉｌｅ Ｈ２ＳＯ４ｗａｓ ｕｓｅｄ ａｓ ｄｅｐｒｅｓｓａｎｔ ａｎｄ ｐＨ ｒｅｇｕｌａｔｏｒ． Ｆｏｒ ｄｅｓｉｌｉｃａｔｉｏｎ ｐｒｏｃｅｓｓ， Ｔ６０９ ｗａｓ ｕｓｅｄ ａｓ ａ ｒｅｖｅｒｓｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ ａｎｄ Ｎａ２ＣＯ３ｗａｓ ｕｓｅｄ ａｓ ａ ｐＨ ｒｅｇｕｌａｔｏｒ． Ｉｎ ｔｈｅ ｃｌｏｓｅｄ⁃ｃｉｒｃｕｉｔ ｔｅｓｔ， ａ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｗｉｔｈ Ｐ２Ｏ５ｇｒａｄｅ ｏｆ ３２．２５％ ａｎｄ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ８２．２１％ ｗａｓ ｐｒｅｐａｒｅｄ， ａｎｄ ａｎ ｅｆｆｉｃｉｅｎｔ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｏｆ ｖａｌｕａｂｌｅ ｍｉｎｅｒａｌｓ ａｎｄ ｇａｎｇｕｅｓ ｗａｓ ａｃｈｉｅｖｅｄ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｐｈｏｓｐｈａｔｅ ｏｒｅ； ｃｏｌｌｅｃｔｏｒ； ｒｅｖｅｒｓｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ； ｄｏｕｂｌｅ⁃ｒｅｖｅｒｓｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ 磷矿是磷元素的主要化工原料，工业上主要用于 生产磷肥、黄磷、磷酸盐及多种含磷添加剂、染色剂等 产品，是当今农业及科技发展的重要材料之一，对我国 经济的迅速发展有着重要影响［１］。 四川省是我国重 要的磷矿资源地之一，省内磷矿资源分布广，储量大， 但由于磷矿的选别比较困难，急需开发出更高效的选 别流程。 磷矿的选别主要采用浮选工艺［２－６］，而浮选 药剂和流程的选择对选矿指标有着决定性作用。 本文 通过双反浮选流程，比较了 ３ 种捕收剂 ＭＧ⁃７、ＬＢ⁃７、 ＺＧ⁃３ 对四川某磷矿的浮选效果，确定了最佳捕收剂， 并获得了高品质的磷矿产品，为该矿石的开发利用提 供新的依据。 １ 矿石性质 试验所用矿石为四川某磷矿提供，原矿多元素分析 结果见表 １，矿物组成见表 ２。 由表 １ 可知，该磷矿石中 Ｍｇ 和 Ｓｉ 含量较高，为中品位硅镁质型磷矿。 由表 ２ 可 知，该磷矿脉石矿物主要为长石、白云石、石英等。 表 １ 原矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ Ｐ２Ｏ５ＭｇＯＳｉＯ２Ｆｅ２Ｏ３Ａｌ２Ｏ３ＣａＯＫ２ＯＳＯ３ ２６．０８４．２９２４．０９２．３０４．９７５２２．６１３．０４２．５４ Ｎａ２ＯＢａＯＴｉＯ２ＳｒＯＣｅＯ２ＦＣＯ２ ０．６９０．１０９０．６２７０．０５８０．０６７０．４５４８．０７０ 表 ２ 原矿矿物组成（质量分数） ／ ％ 磷灰石 胶磷矿长石白云石石英针铁矿 方解石 黄铁矿 ５１．７６４．７４１３．８４１９．８７．１４０．１９０．３５２．１８ ２ 试验方法、药剂及设备 试验原则流程如图 １ 所示。 首先称取 ４００ ｇ 原 矿，倒入磨矿机中，调整磨矿浓度和时间，磨至适宜细 ①收稿日期 ２０１７－１２－１８ 基金项目 国家自然科学基金（５１５７４１８８） 作者简介 刘 朋（１９９３－），男，河南周口人，硕士研究生，主要研究方向为磷矿选矿。 通讯作者 葛英勇（１９６１－），男，湖南双峰人，教授，博士，博士研究生导师，主要从事选矿药剂研发和选矿工艺的应用研究。 第 ３８ 卷第 ３ 期 ２０１８ 年 ０６ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３８ №３ Ｊｕｎｅ ２０１８ ChaoXing 度。 将磨好的矿浆加到容积为 １ Ｌ 的浮选槽中，注入 清水，按流程加入浮选药剂进行试验。 浮选机主轴转 速 １ ８００ ｒ／ ｍｉｎ。 浮选后将各产品分别抽滤、烘干、称 重、制样，计算出产率，并采用磷钼酸喹啉容量法 （ＧＢ／ Ｔ１８７１．１－１９９５）测得磷品位，再经计算得出其回 收率。 原矿 Na2CO3 T609 消泡剂 H2SO4 MG-7 脱 硅 硅尾矿 镁尾矿 精矿 脱 镁 磨矿 图 １ 试验原则流程 试验药剂包括 ｐＨ 调整剂 Ｈ２ＳＯ４、Ｎａ２ＣＯ３，捕收剂 ＭＧ⁃７、ＬＢ⁃７、ＺＧ⁃３ 和 Ｔ６０９。 其中捕收剂 ＭＧ⁃７ 是由深 度氧化脂肪酸与长链脂肪酸按一定比例调配而成的混 合捕收剂［３］，Ｔ６０９ 为阳离子捕收剂。 试验设备包括 ＸＭＱ－２４０９０ 型球磨机、ＸＲＦ 系列 单槽浮选机、精密 ｐＨ 计、ＸＴＬＺ－Φ２６０／２００ 多用水环 式过滤机、ＣＳ１０１－２ 型恒温干燥箱。 ３ 结果与讨论 ３．１ 磨矿细度试验 Ｈ２ＳＯ４用量 １８ ｋｇ／ ｔ、ＭＧ⁃７ 用量 １．５ ｋｇ／ ｔ 时，按照 图 １ 所示流程进行了磨矿细度条件试验，结果见图 ２。 -0.074 mm粒级含量/ 35 34 33 32 31 30 29 28 84 83 82 81 80 79 78 78768082848688 P2O5品位/ 回收率/ ■ ■ ■ ■ ▲ ▲ ▲ ▲ 图 ２ 磨矿细度条件试验结果 由图 ２ 可以看出，随着磨矿细度增大，精矿 Ｐ２Ｏ５ 品位先减小后略微增大；回收率在－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８２％时达到最高，为 ８３．０８％，之后又减小。 这是由于 随着磨矿细度增加，矿石中磷矿与脉石矿物单体解离 度增加，回收率也同时增加；当磨矿细度达到一定程度 时浮选泡沫中会夹带一些微细粒的脉石矿物和泥，使 回收率降低。 另外，磨矿细度过大时，要获得同等的精 矿品位和产率，浮选药剂消耗量增大。 考虑到磨矿成 本和浮选指标等综合因素，确定适宜的磨矿细度为 －０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８２％。 ３．２ 脱镁抑制剂种类试验 硫酸和磷酸是磷矿浮选过程中常用的抑制剂和 ｐＨ 调整剂。 硫酸作为磷矿浮选 ｐＨ 调整剂和抑制剂， 通过化学解离分解出碳酸盐和胶磷矿，可以溶解部分 碳酸盐； 磷酸则能抑制磷 矿 物 酸 解， 部 分 ＰＯ４ ３－ 、 ＨＰＯ４ ２－ 及 Ｈ２ＰＯ４ －易于吸附到矿物表面增加矿物亲水 性［７］。 磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８２％时，按图 １ 所 示流程进行了脱镁抑制剂种类试验，结果见图 ３。 抑制剂种类及用量/kg t-1 32.4 32.2 32.0 31.8 31.6 84 82 80 78 磷酸5硫酸18 磷酸9硫酸3 P2O5品位/ 回收率/ ■ ■ ■ ▲ ▲ ▲ 图 ３ 抑制剂种类试验结果 由图 ３ 可知，只用磷酸作脱镁抑制剂时得到的精 矿 Ｐ２Ｏ５品位较高，但回收率较低；使用硫酸或硫酸＋ 磷酸作脱镁抑制剂时得到的精矿品位相差不大，但使 用硫酸＋磷酸时的回收率较低。 从节约药剂成本考 虑，确定选用硫酸作脱镁抑制剂和 ｐＨ 调整剂，用量为 １８ ｋｇ／ ｔ。 ３．３ 脱镁捕收剂种类及用量试验 磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８２％、抑制剂和 ｐＨ 调整剂 Ｈ２ＳＯ４用量 １８ ｋｇ／ ｔ、捕收剂用量 １．５ ｋｇ／ ｔ，按照 图 １ 所示流程进行了捕收剂种类试验，结果见表 ３。 表 ３ 脱镁捕收剂种类试验结果 捕收剂种类精矿产率／ ％ 精矿 Ｐ２Ｏ５品位／ ％ 回收率／ ％ ＭＧ⁃７６８．２１３１．７４８３．０１ ＬＢ⁃７７０．４１３０．５７８２．５３ ＺＧ⁃３７２．０４３０．２８８３．６４ 由表 ３ 可知，使用 ＭＧ⁃７ 作脱镁捕收剂获得的精 矿品位达到了 ３１．７４％，回收率也达到了 ８３．０８％，比使 用其他捕收剂指标稍高；虽然使用 ＺＧ⁃３ 作捕收剂时得 ４６矿 冶 工 程第 ３８ 卷 ChaoXing 到的精矿回收率也较高，但精矿品位很低，浮选效果不 理想。 因此确定 ＭＧ⁃７ 为脱镁适宜的捕收剂。 随后进行了捕收剂 ＭＧ⁃７ 用量试验，结果见图 ４。 MG-7用量/kg t-1 31.8 31.4 31.0 30.6 30.2 29.8 83.2 83.0 82.8 82.6 82.4 82.2 82.0 81.8 81.6 81.4 1.11.21.31.41.51.61.71.81.0 P2O5品位/ 回收率/ ■ ■ ■ ■ ▲ ▲ ▲ ▲ 图 ４ 脱镁捕收剂 ＭＧ⁃７ 用量试验结果 由图 ４ 可以看出，ＭＧ⁃７ 用量从 １．０ ｋｇ／ ｔ 增加到 １．５ ｋｇ／ ｔ 时，精矿品位和回收率逐渐增大，在用量为 １．５ ｋｇ／ ｔ 时达到最大，分别为 ３１．７４％和 ８３．０８％；继续 增大 ＭＧ⁃７ 用量，精矿品位和回收率都降低。 确定 ＭＧ⁃７ 的适宜用量为 １．５ ｋｇ／ ｔ。 ３．４ 脱硅 ｐＨ 调整剂用量试验 经过脱镁流程，精矿 Ｐ２Ｏ５品位为 ３１％ ～３２％，为 进一步提高精矿品位，进行了脱硅探索试验。 由于脱 硅过程中脱硅泡沫较多，不易消泡，因此在加捕收剂之 后加入适量消泡剂。 根据试验，消泡剂用量在 ５０ ｇ／ ｔ 时，能起到较好的消泡效果。 按照图 １ 所示流程，在捕收剂 Ｔ６０９ 用量 １００ ｇ／ ｔ、 消泡剂用量 ５０ ｇ／ ｔ 时，进行了脱硅 ｐＨ 调整剂 Ｎａ２ＣＯ３ 用量试验， 结果如表 ４ 所示。 由表 ４ 可知， 随着 Ｎａ２ＣＯ３用量增大，矿浆 ｐＨ 值随之增大，精矿 Ｐ２Ｏ５品 位和回收率先增大后减小，在 Ｎａ２ＣＯ３用量为 ２．５ ｋｇ／ ｔ 时达到最大，分别为 ３３．６０％和 ６５．３３％，因此确定脱硅 ｐＨ 调整剂 Ｎａ２ＣＯ３适宜用量为 ２．５ ｋｇ／ ｔ。 表 ４ 脱硅 ｐＨ 调整剂用量试验 Ｎａ２ＣＯ３用量 ／ （ｋｇｔ －１ ） ｐＨ 值 精矿产率 ／ ％ 精矿 Ｐ２Ｏ５品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ １．５７．８５３．６２３１．２６６４．２７ ２．５８．８５０．６７３３．６０６５．３３ ３．５９．６５１．３５３２．８４６４．６７ ３．５ 脱硅捕收剂用量试验 按照图 １ 所示流程，在 Ｎａ２ＣＯ３用量 ２．５ ｋｇ／ ｔ 时， 进行了捕收剂 Ｔ６０９ 用量试验，结果见图 ５。 从图 ５ 可 以看出，随着捕收剂 Ｔ６０９ 用量增大，精矿 Ｐ２Ｏ５品位先 减小再增大，回收率则先增大后减小，在 Ｔ６０９ 用量为 １００ ｇ／ ｔ 时综合效果最好，此时精矿 Ｐ２Ｏ５品位达到了 ３３．６０％，回收率 ６５．３３％。 T609用量/g t-1 34.0 33.5 33.0 32.5 32.0 31.5 68 67 66 65 64 63 62 501502001000 P2O5品位/ 回收率/ ■ ■ ■ ■ ▲ ▲ ▲ ▲ 图 ５ 脱硅捕收剂 Ｔ６０９ 用量试验结果 ３．６ 闭路试验 在条件试验基础上进行了闭路试验，闭路试验流 程见图 ６，结果见表 ５。 原矿 磨矿 药剂单位g/t -0.074 mm占82 脱镁 反浮选 脱 泥扫选 1 扫选 2 尾矿1 尾矿2 H2SO4 MG-7 18 1.5 扫选 1 脱硅 反浮选 矿泥 精矿 2.5 0.1 0.05 扫选 2 Na2CO3 T609 消泡剂 H3PO4 1.5 H3PO4 1.5 图 ６ 闭路试验流程 表 ５ 闭路试验结果 产品名称产率／ ％ Ｐ２Ｏ５品位／ ％ 回收率／ ％ 精矿５５．８２３２．７８７０．２１ 矿泥１０．６０２９．４９１２．００ 尾矿 １２８．３２１３．２６１４．４１ 尾矿 ２５．２６１６．７５３．３８ 给矿１００．００２６．０６１００．００ 混合精矿６５．４２３２．２５８２．２１ 由表 ５ 可知，原矿经脱镁粗选后，采用沉降水析法 脱泥，再进行脱硅的闭路试验，可得到品位 ３２．７８％、回 收率 ７０．２１％ 的精矿，混合精矿（精矿＋矿泥） 品位 ３２．２５％、回收率 ８２．２１％，达到了工业要求。 试验验证了 捕收剂 ＭＧ⁃７ 和抑制剂 Ｈ２ＳＯ４对四川某磷矿的选别具 有良好的效果。（下转第 ７０ 页） ５６第 ３ 期刘 朋等 四川某磷矿双反浮选试验研究 ChaoXing 矿相当，因此即使达到解离状况，在磁选过程中也难以 区分选别。 预计磁选过程中硬锰矿、泥质锰矿物和锰 铝榴石会与原矿以近乎等量的比例富集，以致难以获 得高品位精矿。 ４） 矿石中脉石矿物粒度细小，多以泥质物状态嵌 布在矿石中，很少以较粗的集合体状态出现，预计粗粒 抛尾效果不佳。 而三类锰矿物粒度细小且多紧密交 生，即使细磨也不能相互解离，实际上只能作为锰矿物 集合体选别。 由于集合体中不可避免的夹杂细小脉 石，实际品位会与理论品位存在较大差距。 ５） 综合来看，对矿石的选别难以使锰品位大幅度 提高。 其主要原因，一是大量的锰矿物为含锰较低的 硅酸盐矿物 锰铝榴石，导致理论品位较低；二是脉 石矿物粒度细小，并很少呈单独的集合体形式存在，难 以抛尾去除；三是含锰较高的硬锰矿和泥质锰矿物粒 度细小，形态极不规则，与其他矿物嵌布紧密，且易于 泥化，难以针对性地选别获得高品位精矿。 ３ 结 语 １） 条纹状锰矿中硬锰矿、泥质锰矿物和锰铝榴石 均为选矿富集锰矿物的主要目的矿物。 三者交生关系 极为复杂，常紧密镶嵌，构成团块状集合体。 硬锰矿平 均含锰 ５５．９９％，泥质锰矿物平均含锰 ４１．８６％，而锰铝榴 石平均含锰仅为 ２３．４５％，这将大大影响锰精矿的品位。 ２） 块状锰矿中硬锰矿、泥质锰矿物和锰铝榴石均 为选矿富集锰矿物的主要目的矿物。 其中硬锰矿和泥 质锰矿物关系更为密切，构成团块状集合体，集合体内 部常零星嵌布锰铝榴石，而泥质锰矿物呈形态各异的 集合体沿锰铝榴石粒间充填。 其中硬锰矿平均含锰 ５７．４２％，泥质锰矿物平均含锰 ４１．１４％，而锰铝榴石平 均含锰仅为 ２７．２３％。 由于含锰低的硅酸锰矿物 锰铝榴石比例较大，选别提高锰品位的难度更大。 ３） 分析预测表明条纹状锰矿和块状锰矿两种矿 样的选矿理论品位分别仅为 ３６．６３％和 ３２．８４％。 矿石 选别难度较大，主要影响因素，一是大量的锰矿物为含 锰较低的硅酸盐矿物 锰铝榴石，导致理论品位较 低；二是脉石矿物粒度细小，并很少呈单独的集合体形 式存在，难以抛尾去除；三是含锰较高的硬锰矿和泥质 锰矿物粒度细小，形态极不规则，与其他矿物嵌布紧 密，且易于泥化，难以针对性地选别获得高品位精矿。 参考文献 ［１］ 雷晓力，胡永达． 锰矿资源现状及开发利用思考［Ｊ］． 中国矿业， ２０１５（６）１９－２１． ［２］ 何 辉． 锰矿资源现状与锰矿勘察研究［Ｊ］． 中国锰业，２０１７（２） ２３－２４． 引用本文 瞿思思． 尼日利亚某锰矿石工艺矿物学研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１８，３８（３）６６－７０． （上接第 ６５ 页） ４ 结 论 磨矿细度－０．０７４ ｍｍ 粒级占 ８２％，以 Ｈ２ＳＯ４为脱 镁反浮选抑制剂和 ｐＨ 调整剂、 ＭＧ⁃７ 为捕收剂， Ｎａ２ＣＯ３为脱硅反浮选 ｐＨ 调整剂、Ｔ６０９ 为捕收剂，经 脱镁和脱硅双反浮选闭路试验，得到的混合精矿 Ｐ２Ｏ５ 品位３２．２５％、回收率８２．２１％，达到了试验要求，满足了 工业需要。 参考文献 ［１］ 韦 敏，张凌燕，邱杨率，等． 我国磷矿资源概况及选矿方法综 述［Ｊ］． 选煤技术， ２０１６（４）８８－９２． ［２］ 赵 辉，刘志红． 贵州某硅⁃钙质胶磷矿双反浮选试验研究［Ｊ］． 矿 冶工程， ２０１７，３７（２）５７－５９． ［３］ 梁 欢，李博洋，沈博玮，等． 高镁中低品位磷矿反浮选捕收剂的 合成及其浮选性能研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１７，３７（５）４４－４８． ［４］ 阮耀阳，罗惠华，张泽强，等． 难选硅钙质胶磷矿正反浮选研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１７，３７（６）３８－４１． ［５］ 赵和平，葛英勇，朱 静，等． 胶磷矿组合捕收剂的浮选性能研 究［Ｊ］． 化工矿物与加工， ２０１６（３）１－３． ［６］ 郭 云，李若兰，张可欣，等． 滇池地区某胶磷矿选矿工艺研究［Ｊ］． 磷肥与复肥， ２０１６，３１（１）８－１０． ［７］ 郭小龙，葛英勇，余 俊，等． 含铁低品位磷矿的浮选［Ｊ］． 化工矿 物与加工， ２０１７（１）４－７． 引用本文 刘 朋，葛英勇，刘 鸣，等． 四川某磷矿双反浮选试验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１８，３８（３）６３－６５． ０７矿 冶 工 程第 ３８ 卷 ChaoXing