低品位磷矿浮选试验研究.pdf
低品位磷矿浮选试验研究 ① 杨峻杰1, 庹必阳1,2,3, 韩 朗1, 姚艳丽1, 谢 飞1, 龙 森1 (1.贵州大学 矿业学院,贵州 贵阳 550025; 2.贵州省优势矿产资源高效利用工程实验室,贵州 贵阳 550025; 3.贵州省非金属矿产资源综合利用重点 实验室,贵州 贵阳 550025) 摘 要 对某地低品位磷矿进行了浮选试验研究,探索了磨矿细度、捕收剂(十二胺)用量、抑制剂(硫酸)用量及浮选流程对浮选指 标的影响。 结果表明,采用一粗一精一扫、中矿返回粗选的浮选工艺流程,在磨矿细度为-0.074 mm 粒级占 78%、粗选十二胺用量 500 g/ t、硫酸用量 18 kg/ t,精选十二胺用量 200 g/ t、硫酸用量 9 kg/ t,扫选硫酸用量 14.4 kg/ t 条件下,针对 P2O5品位为 22.41%的原 矿可获得 P2O5品位 32.47%、P2O5回收率 83.32%的磷精矿,实现了 P2O5的有效富集。 关键词 磷矿; 浮选; 捕收剂; 抑制剂 中图分类号 TD923文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2016.05.013 文章编号 0253-6099(2016)05-0049-04 Laboratory Experiment on Flotation of Low⁃grade Phosphate Rock YANG Jun⁃jie1, TUO Bi⁃yang1,2,3, HAN Lang1, YAO Yan⁃li1, XIE Fei1, LONG Sen1 (1.School of Mining, Guizhou University, Guiyang 550025, Guizhou, China; 2.Guizhou Key Laboratory of Comprehensive Utilization of Non⁃metallic Mineral Resources, Guiyang 550025, Guizhou, China; 3.Guizhou Engineering Lab of Mineral Resources, Guiyang 550025, Guizhou, China) Abstract Flotation experiments were carried out for a lean phosphate rock from Guizhou for investigating the influences of grinding fineness, collector (lauramine, LA) dosage, depressant (sulfuric acid, SA) dosage and flotation process on flotation indices. In the experiment, the raw ore with P2O5content of 22.41%, at a grinding fineness of -0.074 mm 78%, was processed with a flowsheet consisting of one⁃stage roughing, one⁃stage cleaning and one⁃stage scavenging, with the middlings returning to roughing, by using the following optimized reagent system LA 500 g/ t and SA 18 kg/ t for roughing, LA 200 g/ t and SA 9 kg/ t for cleaning, and SA 14.4 kg/ t for scavenging, which produced a phosphate concentrate approaching 32.47% P2O5grade at 83.32% recovery. Key words phosphate rock; flotation; collector; depressant 磷矿是我国重要的战略资源,是一种重要的工业、 农业矿物原料,主要用于制取肥料及化工产品[1-2]。 随着磷肥产业迅速发展,磷矿资源消耗急剧增加,对低 品位以及难选磷矿资源的利用越来越受重视[3]。 浮选是磷矿选矿工艺中的一种高效分离富集方 法,常用的浮选工艺有正浮选、反浮选、正⁃反浮选、反⁃ 正浮选、双反浮选等[4-5]。 正浮选工艺是通过添加抑 制剂抑制脉石矿物,利用捕收剂将磷矿物集中在泡沫 产品中从而达到分离富集含磷矿物的目的,但对氧化 镁含量较高的磷矿采用正浮选效果不佳[6-8]。 反浮选 工艺是以硫酸、磷酸等无机酸抑制含磷矿物及调整矿 浆 pH 值至弱酸性,加入捕收剂浮出脉石矿物将含磷 矿物富集在槽内,该工艺适用于磷酸盐矿物和碳酸盐 矿物的分离,其优点是工艺简单、磨矿细度要求低、除 镁率高,实现了常温浮选[9-10]。 正⁃反、反⁃正、反⁃反浮 选工艺根据矿石性质不同,将磷酸盐浮选、碳酸盐浮选 及硅酸盐浮选技术有机结合起来,从而实现含磷矿物 与碳酸盐、硅酸盐等脉石矿物的分离,工艺优点是可根 据矿石性质的不同设计浮选流程,应用广泛[11-15]。 由 此可见,合适的浮选工艺对磷矿石的高效回收利用具 有重要意义。 沉积型磷块岩占我国磷矿总储量 85%左右,是我 ①收稿日期 2016-05-04 基金项目 国家自然科学基金(51464007);博士基金(贵大人基合字(2013)51 号) 作者介绍 杨峻杰(1992-),男,贵州贵阳人,硕士研究生,主要研究方向为难选矿石的选矿及资源综合利用。 通讯作者 庹必阳(1979-),男,云南镇雄人,博士,副教授,主要从事选矿技术研究。 第 36 卷第 5 期 2016 年 10 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.36 №5 October 2016 万方数据 国主要的磷矿资源,其主要特点是矿物颗粒细且嵌布 紧密、品位低且有害杂质多,这些均为选矿增加了难 度[16]。 但该类难选磷矿石经过一次浮选后得到的精 矿品位和回收率不高,可通过优化浮选流程来提升品 位和回收率。 因此,本文对某地硅钙质磷矿石进行了 矿物组成和元素分析,通过试验确定了合适的磨矿细 度、捕收剂用量、抑制剂用量以及浮选工艺流程,以期 探索一种在工艺生产中能够提高该类磷矿物浮选指标 的新工艺。 1 原矿性质及试验方法 1.1 原矿性质 试验矿样磷矿石采自贵州某地,XRD 分析图谱见 图 1,原矿多元素分析结果见表 1。 20406080 2 / θ B; -4/; ;A 图 1 原矿 X 射线衍射(XRD)分析结果 表 1 原矿多元素分析结果(质量分数) / % P2O5MgOCaOAl2O3Fe2O3SiO2 22.418.6442.541.330.3510.11 由图 1 得知,氟磷灰石是主要的有用矿物,白云石 和石英是主要的脉石矿物。 由表 1 可知,原矿 P2O5品 位较低,为 22.41%,氧化镁、二氧化硅和氧化钙含量较 高,分别为 8.64%、10.11%和 42.54%,其中氧化镁与氧 化钙赋存于白云石中,由此可知该矿样中碳酸盐矿物 含量高,这些脉石矿物的存在对磷矿的浮选分离产生 了较大影响。 1.2 一次浮选(粗选)流程 根据原矿性质,一次粗选试验采用反浮选工艺,流 程见图 2。 每次称取 200 g 矿样破碎至-2 mm,加入 XMB-Φ160200 棒磨机中进行湿式磨矿(磨矿浓度 60%),转移到 XFD-Ⅲ(1 L)单槽浮选机中,加水至 1 L。 开启搅拌机,根据设计的抑制剂和捕收剂用量依 次添加药剂并分别搅拌 3 min,开始充气刮泡,至泡沫 中不再夹带矿物后停止浮选(泡沫产品为尾矿,槽内 产品为精矿),分别过滤精矿和尾矿,置于 101-4AS 电 热鼓风干燥箱中于 100 ℃下烘干 2 h 并称重,最后测 定精矿和尾矿的 P2O5品位。 B3 63 AD0 ;0 ,- 233 3 min 3 min 图 2 粗选试验流程 2 结果与讨论 2.1 磨矿细度试验 为考察磨矿时间对浮选指标的影响,在硫酸用量 15 kg/ t 和十二胺用量 400 g/ t 条件下,考察了磨矿时 间对浮选指标的影响,结果如表 2 所示。 表 2 磨矿时间对浮选指标的影响 磨矿时间 / min -0.074 mm 粒级含量/ % P2O5品位 / % 回收率 / % 367.8828.9560.21 478.2129.6362.15 587.2027.5252.92 691.0126.5651.97 由表 2 可知,当磨矿时间少于 4 min 时,有用矿物 和脉石矿物解离不够完全,浮选效果不佳;当磨矿时间 为 4 min 时,矿物颗粒细粒级所占质量分数增加,精矿 P2O5品位与回收率均最高,分别为29.63%和62.15%, 表明矿物解离比较完全;磨矿时间继续增加,品位和回 收率均降低,其原因是矿物颗粒过细易泥化,细粒矿物 易粘附于气泡被浮起,对含磷矿物与脉石矿物的浮选 分离不利。 此外,磨矿时间过长也会导致能耗增大、经 济效益降低。 因此,磨矿时间为 4 min(-0.074 mm 粒 级占 78.21%)时,浮选精矿指标较佳。 2.2 十二胺用量试验 在磨矿时间 4 min、硫酸用量 15 kg/ t 条件下,考察 了十二胺用量对磷矿浮选指标的影响,结果如图 3 所 示。 由图 3 可知,随十二胺用量增加,精矿中 P2O5品 位提高,但回收率降低,其原因是矿石中 3 种矿物(氟 磷灰石、白云石、石英)的可浮性差异较小,十二胺对 其均有一定的捕收性,硫酸存在时,氟磷灰石被抑制, 十二胺的主要捕收目标为白云石和石英,但十二胺具 有良好的起泡性,其用量增加会使矿浆中产生大量泡 05矿 冶 工 程第 36 卷 万方数据 沫,导致十二胺的选择性变差,令更多的含磷矿物随气 泡上浮进入尾矿。 因此,十二胺适宜用量为 500 g/ t, 此时可获得精矿 P2O5品位 29.93%、回收率 67.69%。 ;,A4g t-1 50 45 40 35 30 25 20 80 70 60 50 40 30 20 10 200400600800100012001400 P2O58 P2O5/;5 图 3 十二胺用量与 P2O5品位和回收率的关系 2.3 硫酸用量试验 在磨矿时间 4 min、十二胺用量 500 g/ t 条件下,考 察了硫酸用量对磷矿浮选指标的影响,结果见图 4。 4 P2O5/;5 图 4 硫酸用量与 P2O5品位和含量的关系 由图 4 可知,矿浆中加入硫酸,一方面使矿浆呈酸 性;另一方面,矿浆中的 SO4 2- 与游离态的 Ca 2+ 和 Mg 2+ 反应生成微溶的硫酸钙和硫酸镁,硫酸钙与硫酸镁会 优先罩盖在含磷矿物表面使其亲水,同时,在酸性条件 下,硫酸钙与水结合形成水化膜进一步改善其表面亲 水性。 随着硫酸用量增加,硫酸对含磷矿物的抑制越 明显,精矿品位和回收率均得到提高,在硫酸用量 18 kg/ t 时达到最高,精矿 P2O5品位为 30.72%,回收 率为 68.98%。 当硫酸用量超过 18 kg/ t 时,P2O5品位 变化不明显,表明硫酸钙与硫酸镁在含磷矿物表面的 罩盖已趋于饱和。 故确定合适的硫酸用量为 18 kg/ t。 2.4 开路试验 前期试验表明较优试验条件为磨矿细度-0.074 mm 粒级占 78.21%、硫酸用量 18 kg/ t、十二胺用量 500 g/ t。 但一次粗选获得的浮选指标不理想,精矿回收率和品 位都较低,因此,试验采用一粗一精一扫浮选流程对磷 矿进行浮选研究,流程如图 5 所示。 B3 63 4g/t 4 ;, * 18000 500 4 ;, 2 23 9000 200 1440043 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/ %P2O5回收率/ % 精矿58.2232.4783.32 尾矿41.789.0616.68 原矿100.0022.69100.00 由表 5 可知,闭路试验最终获得精矿 P2O5品位 32.47%、回收率83.32%,相对于一次粗选,品位和回收 率都得到了大幅提高,含磷矿物得到了有效富集。 3 结 论 1) 原矿 P2O5品位低,有用矿物主要是氟磷灰石, 脉石矿物主要有石英、白云石等,氧化镁与氧化钙含量 高,主要以碳酸盐形式存在,属于低品位难选磷矿石。 2) 采用一次粗选、一次精选和一次扫选,扫选精 矿和精选尾矿合并作为中矿返回粗选的浮选工艺流 程,在粗选十二胺用量 500 g/ t、硫酸用量 18 kg/ t,精选 十二胺用量 200 g/ t、硫酸用量 9 kg/ t,扫选硫酸用量 14.4 kg/ t 条件下,获得精矿 P2O5品位 32.47%、回收率 83.32%,含磷矿物得到有效富集。 参考文献 [1] 刘颐华. 我国与世界磷资源及开发利用现状[J]. 磷肥与复肥, 2005,20(5)1-10. 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