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某硅镁质胶磷矿正-反浮选试验研究 ① 邓 坤， 葛英勇， 郭萧轲， 鱼光辉 （武汉理工大学 资源与环境工程学院，湖北 武汉 430070） 摘 要 对某高硅低镁低品位胶磷矿进行了选矿试验研究。 采用正-反浮选工艺流程，在磨矿细度－0.074 mm 粒级占 98.57％情况 下，采用“一粗一精一扫”正浮选脱硅与一段反浮选脱镁联合流程，最终获得了 P2O5品位 28.64％、回收率 78.26％、MgO 含量 0.88％的磷精矿，有效实现了磷灰石与脉石矿物的分离。 关键词 胶磷矿； 磷灰石； 脱硅； 脱镁； 浮选； 水玻璃 中图分类号 TD923文献标识码 Adoi10.3969／ j.issn.0253－6099.2020.04.010 文章编号 0253－6099（2020）04－0042－03 Direct and Reverse Flotation of Silicon Magnesium Collophanite DENG Kun， GE Ying-yong， GUO Xiao-ke， YU Guang-hui （College of Resources and Environmental Engineering， Wuhan University of Technology， Wuhan 430070， Hubei， China） Abstract A mineral processing test for a low-grade collophanite with high silicon content and low magnesium content was conducted by adopting a direct and reverse flotation process. With a grinding fineness of 98.57％ －0.074 mm， the raw ore was treated by a direct desilication flotation process， consisting of one roughing， one cleaning and one scavenging， combined with a demagging reverse flotation. A phosphate concentrate with P2O5grade of 28.64％， recovery of 78.26％ and MgO content of 0.88％ was obtained. The separation of apatite and gangue minerals is effectively realized. Key words collophanite； apatite； desilication； demagging； flotation； water glass 我国的磷矿资源丰富，但大多数以胶磷矿存 在［1］。 目前在我国磷矿生产过程中，中低品位磷矿石 占据着重要地位［2－3］。 低品位胶磷矿作为一种难选的 磷矿石，一直以来是企业资源综合利用所面临的难题。 随着磷矿资源需求量不断提高，加强对贫细杂难选磷 矿石的综合利用具有重大意义［4－6］。 本文对某低品位 胶磷矿进行浮选试验，根据其矿石特性设计了“一粗 一精一扫”正浮选脱硅与一段反浮选脱镁联合流程并 进行了相关探索。 1 原矿性质及试验方法 1.1 原矿性质 试样来自某低品位磷矿石，其有用矿物主要是碳 氟磷灰石，脉石矿物主要有石英、白云石以及少量白云 母、长石和黄铁矿等，其主要化学成分见表 1。 由表 1 可知，该矿石属高硅低镁低品位胶磷矿。 表 1 试样主要化学成分（质量分数） ／ ％ P2O5 CaOMgO SiO2Fe2O3Al2O3 18.4729.182.3434.511.723.73 K2ONa2OFCO2烧失量 0.640.121.153.064.90 1.2 试验方法 根据原矿特性，拟定的浮选试验原则流程见图 1。 试验中用到的试剂碳酸钠、硫酸、磷酸、氢氧化钠 均为分析纯，高模（模数 3.0）水玻璃，脂肪酸类捕收剂 MG-2、MG-7 均为工业纯。 2 结果与讨论 2.1 正浮选脱硅试验 2.1.1 高模水玻璃用量试验 在磷矿浮选过程中水玻璃具有抑制脉石矿物的作 ①收稿日期 2020－02－19 基金项目 国家自然科学基金（51574188） 作者简介 邓 坤（1996－），男，湖南娄底人，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，湖南娄底人，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应用研究。 第 40 卷第 4 期 2020 年 08 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.40 №4 August 2020 原矿 磨矿 Na2CO3 Na2SiO3 MG-2 H2SO4 H3PO4 MG-7 正浮选 脱硅 尾矿1 反浮选 脱镁 磷精矿尾矿2 图 1 浮选试验原则流程 用，可以调节矿浆 pH 值，也是浮选中有效的矿泥分散 剂，并且随着水玻璃模数提高，水玻璃的抑制作用和分 散能力也随之增大［7］。 由于该胶磷矿解离度不高、嵌 布粒度细且连生体多，因此要求磨矿细度较高，故而产 生了较多微细粒矿泥，针对这一特点，选用模数为 3.0 的水玻璃作为粗选抑制剂，在抑制脉石矿物的同时，可 有效分散矿泥。 在磨矿细度－0.074 mm 粒级占 98.57％， 捕收剂 MG-2 用量1.50 kg／ t 条件下，加入 Na2CO32 kg／ t 控制矿浆 pH 值在 9.8 左右，进行了粗选水玻璃用量条 件试验，结果见图 2。 高模水玻璃用量／kg t-1 25 24 23 22 21 20 100 95 90 85 80 75 70 0426810 粗精矿P2O5品位／ 粗精矿P2O5回收率／ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ 品位 回收率 ■ ▲ 图 2 高模水玻璃用量试验结果 由图 2 可知，当控制矿浆 pH 值在 9.8 左右时，随着 水玻璃用量提高，精矿 P2O5品位持续增长，而回收率逐 渐减少。 综合考虑，确定水玻璃用量为 7.60 kg／ t，此时 精矿 P2O5品位及回收率分别为 23.16％和 88.18％。 2.1.2 MG-2 用量试验 在粗选磨矿细度 － 0. 074 mm 粒级占 98. 57％， Na2CO3用量 2.00 kg／ t，高模水玻璃用量 7.60 kg／ t 条 件下，探索了粗选 MG-2 用量，结果见图 3。 分析图 3 可 知，粗精矿 P2O5品位随 MG-2 用量增加而降低，回收率 随 MG-2 用量增加而升高；当 MG-2 用量为 1.5 kg／ t 时， P2O5品位和回收率分别为 23.10％和 87.95％。 确定粗 选 MG-2 最佳用量为 1.5 kg／ t。 MG-2用量／kg t-1 23.8 23.5 23.2 22.9 22.6 22.3 89 86 83 80 77 0.81.01.21.61.41.8 粗精矿P2O5品位／ 粗精矿P2O5回收率／ ■ ■ ■ ■ ■ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ 品位 回收率 ■ ▲ 图 3 MG-2 用量试验结果 2.2 反浮选脱镁试验 入选原矿中 MgO 含量为 2.34％，经正浮选一次粗 选一次精选后得到的精矿中 MgO 含量为 3.27％，不利 于下游磷化工生产，考虑添加反浮选脱镁作业。 白云 石作为该矿石中的主要含镁矿物，其天然可浮性与磷灰 石相近，故可调整pH 值至酸性以抑制磷矿物，再用阴离 子捕收剂 MG-7 浮选白云石，从而达到脱镁的目的［8］。 2.2.1 H2SO4用量试验 脱镁作业选用 H2SO4为 pH 调整剂，同时也可充 当磷矿抑制剂，在正浮选脱硅试验最优条件基础上，选 定 H3PO4用量3.0 kg／ t、MG-7 用量0.75 kg／ t，探索了反 浮选脱镁作业中 H2SO4用量对浮选指标的影响，结果 见图 4。 H2SO4用量／kg t-1 30.6 30.4 30.2 30.0 29.8 70 68 66 64 62 34756 磷精矿P2O5品位／ 磷精矿P2O5回收率／ ■ ■ ■ ■ ■ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ 品位 回收率 ■ ▲ 图 4 H2SO4用量试验结果 分析图 4 可知，随着 H2SO4用量增大，精矿 P2O5 品位先上升后下降，而回收率逐渐提高；当 H2SO4用量 为6 kg／ t 时，磷精矿 P2O5品位30.28％、回收率70.10％。 继续增加 H2SO4用量，P2O5回收率基本不变，但品位 下降较大，故确定 H2SO4用量为 6 kg／ t。 2.2.2 H3PO4用量试验 H2SO4、MG-7 用量分别为 6.0 kg／ t 和 0.75 kg／ t，探 索了 H3PO4用量对反浮选脱镁效果的影响，结果见图5。 34第 4 期邓 坤等 某硅镁质胶磷矿正-反浮选试验研究 H3PO4用量／kg t-1 30.4 30.0 29.6 29.2 28.8 70 69 68 67 66 65 12534 磷精矿P2O5品位／ 磷精矿P2O5回收率／ ■ ■ ■ ■ ■ ▲ ▲ ▲▲ ▲ 品位 回收率 ■ ▲ 图 5 H3PO4用量试验结果 由图 5 可知，精矿 P2O5品位随 H3PO4用量增加 呈先升高后降低趋势，在 H3PO4用量为 3 kg／ t 时，磷 精矿 P2O5品位和回收率分别为 30.28％和 70.10％，因 此选定 H3PO4用量为 3 kg／ t。 2.2.3 MG-7 用量试验 H2SO4、H3PO4用量分别为 6 kg／ t 和 3 kg／ t，进行 了反浮选脱镁 MG-7 用量试验，结果见图 6。 MG-7用量／kg t-1 30.5 30.0 29.5 29.0 71.00 70.25 69.50 68.75 68.00 0.250.501.250.751.00 磷精矿P2O5品位／ 磷精矿P2O5回收率／ ■ ■ ■ ■ ■ ▲ ▲ ▲ ▲ ▲ 品位 回收率 ■ ▲ 图 6 MG-7 用量试验结果 由图 6 可知，MG-7 用量越大，精矿 P2O5品位越 高、回收率越低；在 MG-7 用量达到 0.50 kg／ t 时，磷精 矿 P2O5品位和回收率分别为 30.28％和 70.10％；继续 增大 MG-7 用量，P2O5品位增幅不大且回收率继续降 低，因此选定反浮选脱镁试验 MG-7 用量为 0.50 kg／ t。 2.3 闭路试验 根据开路试验结果确定了闭路试验流程并进行了 试验，结果见表 2，试验流程见图 7。 表 2 闭路试验结果 产品 产率 ／ ％ 品位／ ％ P2O5MgOAl2O3Fe2O3 P2O5 回收率／ ％ 磷精矿50.8228.640.881.790.9878.26 尾矿 136.829.201.116.182.9518.21 尾矿 212.365.3116.061.410.813.53 原矿100.0018.602.343.731.72100.00 原矿 Na2CO3 Na2SiO3 MG-2 2.0 7.6 1.5 Na2SiO31.7 MG-20.4 脱硅 粗选 尾矿1 H2SO4 H3PO4 MG-7 6.0 3.0 0.5 精 选扫 选 脱镁 反浮选 磷精矿尾矿2 药剂单位kg/t 磨矿-0.074 mm占98.57 图 7 闭路试验流程 由表 2 可知，在原矿 P2O5品位 18.60％时，采用 图 7 所示的正-反浮选流程处理原矿石后，可以获得 P2O5品位28.64％、回收率78.26％、MgO 含量0.88％的 磷精矿。 3 结 论 1） 某低品位胶磷矿中主要有用矿物为碳氟磷灰 石，脉石矿物主要有石英、白云石以及少量白云母、长 石和黄铁矿等。 试样属高硅低镁型低品位胶磷矿。 2） 在磨矿细度－0.074 mm 粒级占 98.57％的情况 下，采用一粗一精一扫正浮选脱硅与一段反浮选脱镁 闭路联合流程，有效实现了磷灰石与脉石矿物的分离， 最终获得了 P2O5品位 28.64％、回收率 78.26％、MgO 含量 0.88％的磷精矿。 参考文献 ［1］ 佘秋平. 低品位磷矿选矿现状及应用研究［J］. 企业技术开发， 2016，35（13）65－66. ［2］ 张文学. 我国磷资源开发利用及趋势［J］. 武汉工程大学学报， 2011，33（2）1－5. ［3］ 余永富，葛英勇，潘昌林. 磷矿选矿进展及存在的问题［J］. 矿冶 工程， 2008，28（1）29－33. ［4］ 柳 正. 我国磷矿资源的开发利用现状及发展战略［J］. 中国非 金属矿导刊， 2006，52（1）19－22. ［5］ 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. ［6］ 纪 斌，孙 伟，王若林. 十二胺反浮选胶磷矿的消泡机理研究［J］. 矿冶工程， 2018，38（2）47－50. ［7］ 朱玉霜，朱建光. 浮选药剂的化学原理［M］. 长沙中南工业大学 出版社， 1996. ［8］ 洪 微，张凌燕，宋昱晗，等. 四川某胶磷矿石反-正浮选选磷试验［J］. 金属矿山， 2013（3）96－99. 引用本文 邓 坤，葛英勇，郭萧轲，等. 某硅镁质胶磷矿正-反浮选试验 研究［J］. 矿冶工程， 2020，40（4）42－44. 44矿 冶 工 程第 40 卷