四川某磷矿双反浮选试验研究.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 万方数据 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 万方数据 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 万方数据 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 万方数据