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某含碳磷矿浮选试验研究 ① 张 晋1， 葛英勇2， 彭兴华1， 赵和平2 （1.湖北冶金地质研究所（中南冶金地质研究所）， 湖北 宜昌 443000； 2.武汉理工大学 资源与环境工程学院， 湖北 武汉 430070） 摘 要 针对湘西某碳质胶磷矿进行了选矿试验研究。 原矿 P2O5品位约为 20％，MgO 含量 6.70％，SiO2含量 11.81％，S 含量 2.93％，针对该矿在常温下采用“脱碳⁃脱硫⁃脱镁”反浮选试验流程，最终得到了 P2O5品位 28.19％、回收率 78.47％的磷精矿产品，实 现了磷矿的有效回收和富集。 关键词 磷矿； 碳； 硫； 镁； 反浮选 中图分类号 TD923文献标识码 Adoi10.3969／ j.issn.0253－6099.2019.06.010 文章编号 0253－6099（2019）06－0043－04 Experimental Study on Flotation of Carbonaceous Phosphate Rock ZHANG Jin1， GE Ying⁃yong2， PENG Xing⁃hua1， ZHAO He⁃ping2 （1.Hubei Institute of Metallurgical Geology （Central South Institute of Metallurgical Geology）， Yichang 443000， Hubei， China； 2.School of Resources and Environmental Engineering， Wuhan University of Technology， Wuhan 430070， Hubei， China） Abstract Experimental study on mineral processing technology of a carbonaceous phosphate rock from Western Hunan was conducted. The P2O5， MgO， SiO2and S contents in this raw rock are about 20％， 6.70％， 11.81％ and 2.93％， respectively. By adopting a reverse flotation flowsheet comprising sequentially decarburization， desulfurization， demagnetization processes at ambient temperature， a phosphorus concentrate with P2O5grade and recovery of 28.19％ and 78.47％， respectively， is obtained， through which the phosphate rock can be effectively enriched and reclaimed. Key words phosphate rock； carbon； sulfur； magnesium； reverse flotation 我国磷矿资源总储量排名居于世界第 3 位［1］，但 磷矿资源丰而不富，人均占有量少［2］。 磷矿已被列为 2010 年后中国所稀缺的 20 大矿物资源之一［3］，这主 要是因为我国磷矿石平均品位低［4－5］；难选矿多，易 选矿少，我国已探明的磷矿储量中胶磷矿（沉积型磷 矿岩）占 85％以上，且大部分品位在 18％以下；难开采 矿体多，易开采矿体少；我国磷矿资源矿床赋存条件 差，开采难度大［6］；较难开采的薄至中厚、倾斜至缓倾 斜矿体多，适于高强度大规模开采的很少［7］。 湘西某碳质胶磷矿 P2O5品位在 20％左右，MgO 含量约 6.70％，且含有一定量的 S、Fe 等杂质，属于中 低品位胶磷矿。 矿样呈深灰色，经鉴别矿石中含有无 机碳源（石墨）。 本文对该胶磷矿进行了选矿试验研 究，旨在实现低品位磷矿的有效回收，并为同类矿产资 源回收利用提供借鉴。 1 试验部分 1.1 原矿性质 原矿化学多元素分析结果见表 1。 表 1 原矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ SiO2Al2O3Fe2O3CaOMgOK2ONa2OSO3P2O5烧失量 11.811.813.5136.076.700.590.262.9320.2016.10 由表 1 可知，矿样主要化学成分为 SiO2、MgO、 Al2O3、Fe2O3、CaO、P2O5。 矿样呈灰色，是典型的碳质 污染胶磷矿，选矿主要考虑脱除 MgO、碳质脉石、SiO2、 Fe2O3等杂质矿物。 脉石矿物主要为白云石、钾长石、 石英、黄铁矿等。 碳的天然可浮性好，在浮选过程中细 粒级碳会吸附在有用矿物和脉石矿物上，降低了矿样 ①收稿日期 2019－06－15 基金项目 湖北省技术创新专项（重大项目）资助（2019ACA148） 作者简介 张 晋（1989－）男，湖北十堰人，硕士，研究实习员，主要从事资源综合利用研究。 通讯作者 葛英勇（1961－）男，湖南双峰人，教授级高级工程师，主要从事选矿药剂研发、选矿工艺应用研究。 第 39 卷第 6 期 2019 年 12 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.39 №6 December 2019 万方数据 的可浮性差异；胶磷矿与白云石都含有同名阳离子 Ca 2＋ ，二者可浮性接近，用脂肪酸类捕收剂分选困难， 而且碱性条件下，石英易被 Ca 2＋ 活化，对石英和胶磷矿 的分离不利［8］。 因此欲采用反浮除碳⁃反浮选脱硫⁃反 浮选脱镁流程进行实验。 试验流程见图 1。 原矿 磨矿-0.074 mm占90.5 煤油 2油 反浮选 除碳 脱碳尾矿 黄药 2油 磷酸 硫酸 MG-7 反浮选 脱镁 反浮选 脱硫 硫酸 MG-7 磷硫混酸 MG-7 脱镁 精选 精矿 扫选 1 中矿1 硫酸 扫选 2 中矿2脱镁尾矿 脱硫尾矿 图 1 试验流程 1.2 试验设备及药剂 试验设备包括 XRF 型单槽浮选机（1.0 L、0.75 L、 0.5 L）、XMQ－24090 锥形球磨机（容积 6.25 L）、电热 鼓风干燥箱（CS101－2 型）、真空抽滤机（XTLZ－Φ260／ 200 型）等。 试验药剂包括起泡剂 2＃油（工业品）、煤油（工业 品）、黄药（工业品）、硫酸（分析纯，配制成 30 g／ L 的 溶液备用）、磷酸（分析纯，配制成 10 g／ L 的溶液备 用）、脱镁捕收剂 MG⁃7［9－10］（工业品，由湖北宜化集团 提供，浓度 5.0％）、碳酸钠（分析纯，配制成 10 g／ L 的 溶液备用）、609 T（工业品，浓度 1.0％）等。 2 试验结果及讨论 2.1 脱碳、脱硫反浮选试验 在确定了最佳磨矿浓度为 66.7％、最佳磨矿细度 －0.074 mm 粒级占 90.5％的情况下，进行了脱碳、脱硫 反浮选条件试验，试验流程如图 1 所示。 脱硫脱碳药 剂制度为硫酸用量 2 000 g／ t、2＃油用量 1 180 g／ t、黄药 用量 200 g／ t、煤油用量 325 g／ t。 此时粗精矿 P2O5品 位为 22.34％、P2O5回收率为 87.24％。 2.2 脱镁反浮选试验 2.2.1 脱镁粗选抑制剂试验 硫酸是工业最常见的无机酸，能与磷酸盐矿物反 应生成磷酸，进而对磷矿起到抑制作用。 脱镁反浮选 试验以硫酸为抑制剂，试验条件为浮选机转速 1 800 r／ min，脱镁捕收剂 MG⁃7 用量 2 000 g／ t（采用分段加 药）。 试验流程见图 1，抑制剂硫酸用量条件实验结果 见图 2。 由图 2 可知，硫酸用量由 15 000 g／ t 增加到 30 000 g／ t，pH 值不断降低，品位表现出不断升高趋 势，回收率平缓下降。 当硫酸用量为 25 000 g／ t 时，pH 值为 5.2，精矿各项指标相对较好，因此确定硫酸用量 为 25 000 g／ t。 硫酸用量／g t-1 27.5 27.0 26.5 26.0 25.5 25.0 24.5 76 75 74 73 72 15000200002500030000 P2O5品位／ 回收率／ 图 2 抑制剂硫酸用量试验结果 2.2.2 脱镁粗选捕收剂试验 抑制剂硫酸用量 25 000 g／ t，其他条件不变，进行 了脱镁捕收剂 MG⁃7 用量条件试验，结果见图 3。 由图 3 可知，当捕收剂用量过少时，不能将有用矿物充分选 出，会造成选矿产率偏高，而品位不够；当捕收剂用量 过大，虽然精矿品位会上升，但是总体回收率会大幅下 降。 MG⁃7 用量由 1 000 g／ t 升至 3 000 g／ t，精矿品位 表现出不断上升趋势，精矿回收率表现出先升高后下 降趋势。 MG⁃7 用量 2 000 g／ t 时精矿指标相对较优， 粗精矿 P2O5品位和回收率分别为 26.78％和 75.13％。 综合考虑确定捕收剂 MG⁃7 用量为 2 000 g／ t。 MG-7用量／g t-1 29 27 25 23 77 75 73 71 69 100020003000 P2O5品位／ 回收率／ 图 3 脱镁粗选捕收剂 MG⁃7 用量试验结果 44矿 冶 工 程第 39 卷 万方数据 2.2.3 脱镁粗选浮选浓度试验 浮选浓度会直接影响到浮选精矿的各项指标，粗 选浮选浓度试验采用分样机对已磨试样进行分样，然 后混合不同数量的分样置入浮选槽中获得不同浓度的 矿浆。 浮选浓度试验结果见图 4。 由图 4 可知，浮选 浓度由 25％升至 35％，精矿品位及回收率均表现出先 升高然后急剧下降的趋势。 产生这种现象的原因是浮 选浓度低时浮选效率低、浓度高时机械夹带严重，降低 了精矿品位。 综合考虑，确定脱镁浮选浓度为 30％， 此时粗精矿 P2O5品位为 27.01％、回收率为 75.23％。 浮选浓度／ 27.5 27.0 26.5 26.0 25.5 55.0 54.5 54.0 53.5 252729313335 回收率／ P2O5品位／ 图 4 浮选浓度试验结果 2.2.4 脱镁精选试验 为进一步提升精矿 P2O5品位，进行了脱镁精选试 验。 精选试验仍以硫酸为抑制剂，MG⁃7 为捕收剂，固 定脱镁粗选反浮选条件为浮选矿浆浓度 30％，硫酸 用量 20 000 g／ t，MG⁃7 用量 2 000 g／ t。 以精选药剂用 量为粗选用量的 20％进行精选试验，最终得到的精矿 产品 P2O5品位为 29.89％、回收率为 61.58％。 2.2.5 脱镁扫选试验 经计算脱镁尾矿产率有 39.48％，且 P2O5品位在 15％左右。 为了提高磷回收率，必须进行扫选。 通过 前述试验可知脱镁的最佳矿浆 pH 值约在 5.2 左右。 而粗选试验后再测得矿浆 pH 值为 6.0 以上，因此扫选 仅研究抑制剂用量对反浮选效果的影响。 脱镁扫选 1 以磷硫混酸为抑制剂（按磷酸 ∶硫酸 用量比1∶2加入），捕收剂 MG⁃7 用量 500 g／ t 条件下， 混酸用量条件试验结果见图 5。 由图 5 可知，随着混 酸用量增加，中矿 1 品位缓慢升高，对比数据可知，当 磷酸用量 500 g／ t、硫酸用量 1 000 g／ t 时，分选效果较 好，此时中矿 1 的 P2O5品位为 21.93％、回收率为 12.73％。 因此，扫选 1 确定药剂用量为磷酸 500 g／ t、 硫酸 1 000 g／ t。 脱镁扫选 2 以磷酸为抑制剂，不添加捕收剂，磷酸 用量试验结果见图 6。 由图 6 可知，随着磷酸用量增 加，中矿 2 品位降低，考虑到流程平衡和中矿品质，确 定磷酸用量为 1 000 g／ t。 混酸用量／g t-1 22.0 21.5 21.0 20.5 20.0 13.0 12.5 12.0 11.5 9001200150018002100 回收率／ P2O5品位／ 图 5 扫选 1 抑制剂混酸用量试验结果 磷酸用量／g t-1 18.0 17.5 17.0 16.5 16.0 8 7 6 5 90070011001300 P2O5品位／ 回收率／ 图 6 扫选 2 抑制剂磷酸用量试验结果 经过脱碳、脱硫、脱镁 3 次反浮选处理，可以得到 P2O5品位29.95％、回收率61.21％的磷精矿产品，基本 满足了磷化工产业的生产要求，出于降低选矿成本的 目的，不需要再进行脱硅反浮选。 2.3 闭路试验 在条件试验和开路试验基础上进行了闭路试验， 中矿 1 品位为 21.93％，可以考虑返回到脱镁粗选，中 矿 2 品位为 17.26％，可以考虑返回扫选 1。 闭路试验 流程见图 7，试验结果见表 2。 由表 2 可知，闭路试验 精矿 P2O5品位 29.11％、回收率 75.68％，精矿品质良 好，但选矿回收率低，是因为脱硫脱碳回收率损失了 13.51％，由于这一尾矿中含有大量的污染碳质，因此 该尾矿无法做到扫选回收。 2.4 闭路优化试验 由于混合矿闭路试验回收率仅为 75.68％，究其原 因在于脱碳脱硫流程损失了一部分的磷资源，且这一 部分的磷资源无法得到有效回收利用，且脱硫脱碳增 加了药剂成本，因此尝试简化了脱硫脱碳的药剂制度。 由于 MG⁃7 本身具有反浮选黄铁矿的能力，因此不再 添加黄药；碳质本身具有天然可浮行，因此确定仅采用 2＃油脱碳。 确定脱碳药剂制度为硫酸用量2000 g／ t、2＃ 油用量 700 g／ t，其他药剂制度不变。 结果见表 3。 54第 6 期张 晋等 某含碳磷矿浮选试验研究 万方数据 原矿 磨矿 药剂单位g/t -0.074 mm占95.1 反浮选 除碳脱硫 尾矿1 反浮选 脱镁 硫酸 MG-7 3 min 3 min 5000 500 硫酸磷酸 MG-7 3 min 3 min 1000500 500 硫酸3 min1000 硫酸 MG-7 3 min 3 min 25000 2000 精 选 精矿 扫选 1 硫酸 煤油 黄药 2油 2000 325 160 700 3 min 3 min 3 min 3 min 尾矿2 扫选 2 图 7 闭路试验流程 表 2 闭路试验结果 产物名称产率／ ％品位／ ％回收率／ ％ 精矿53.3929.1175.68 尾矿 119.5314.2013.51 尾矿 227.088.2010.81 原矿100.0020.53100.00 表 3 闭路优化试验结果 产物名称产率／ ％品位／ ％回收率／ ％ 精矿58.1428.1978.47 尾矿 113.4414.509.33 尾矿 228.428.9712.21 原矿100.0020.89100.00 由表3 可知，闭路优化流程精矿 P2O5品位 28.19％， 精矿品位降低了 0.92 个百分点，回收率由 75.68％提升 到了 78.47％。 说明简化脱硫脱碳流程有助于提升闭 路流程精矿回收率，但是由于脱碳不彻底导致精矿品 质受到了一定影响。 3 结 论 1） 湘西某含碳胶膦矿原矿 P2O5品位 20.61％， SiO2含量 11.81％，MgO 含量 6.70％，矿样呈深灰色，且 烧失量达到了 16％以上，是典型的碳质污染胶磷矿。 2） 采用一次脱硫脱碳、一粗一精二扫脱镁闭路流 程，可获得精矿 P2O5品位 29.11％、回收率 75.68％。 造成精矿回收率低的原因是尾矿 1 中的磷灰石无法得 到有效回收利用。 闭路优化试验简化了脱硫脱碳试验 流程，最终获得精矿 P2O5品位 28.19％、回收率 78.47％ 的选别指标，实现了磷矿资源的有效回收。 参考文献 ［1］ 孙媛媛. 四川某磷矿浮选尾矿的再选试验［J］. 现代矿业， 2014， 30（3）144－145. ［2］ 刘建雄. 我国磷矿资源分析与开发利用［J］. 化肥工业， 2009，36 （6）27－31. ［3］ 王邵东，张红映. 中国磷矿资源与磷肥生产与消费［J］. 化工矿物 与加工， 2007（9）30－32. ［4］ 李小双，李耀基. 我国磷矿资源开采现状及其展望［C］∥中国采 选技术十年回顾展望. 201220－23. ［5］ Jiang L， Li H， Wang Y， et al. 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