磷矿石脱铁脱铝研究进展.pdf

第3 2 卷 2 0 1 2 年0 8 月 矿冶工程 M I N I N GA N DM E T A L L U R G I C A LE N G 矾E E R D i G V 0 1 _ 3 2 A u g u s t2 0 1 2 磷矿石脱铁脱铝研究进展① 陈广1 ’2 ，张覃1 ’。，赵武强3 ，张文胜3 ，陈开翔3 1 ．贵州大学矿业学院，贵州贵阳5 5 0 0 0 3 ；2 ．贵州省非金属矿产资源综合利用重点实验室，贵卅I 贵阳5 5 0 0 0 3 ；3 ．贵州锦麟化工有限责任公司，贵州 贵阳5 5 0 0 0 5 摘要介绍了我国磷矿资源的现状及磷矿利用存在的问题，叙述了磷矿石中倍伴氧化物的赋存状态及不同类型的磷矿石脱铁脱 铝的工艺及基本方法，并就目前磷矿石脱除铁铝存在的问题及解决对策进行了简要的探讨。 关键词磷矿；倍伴氧化物；脱铁脱铝 中图分类号T D 9 2 文献标识码B文章编号0 2 5 3 6 0 9 9 2 0 1 2 0 8 0 3 5 7 0 5 我国磷矿资源储藏量大，分布比较集中，但是贫化 问题严重，低品位矿多，富矿少，采选难度大。磷矿资 源的利用率低，铁铝杂质的含量是影响磷矿质量的重 要因素，因为这些杂质矿物对磷矿的主要用途磷 肥生产十分有害。它不但使生产加工过程发生困难， 而且使磷肥的质量降低，甚至不合标准。因此，应对磷 矿中的倍伴氧化物 R O 。 进行脱除，以达到所需的 要求。 1 我国磷矿资源概述 1 ．1 我国磷矿资源分布及其特点 我国磷矿资源较丰富，已探明资源仅次摩洛哥，位 于世界第二。截至2 0 0 2 年底，全国共有矿产地4 5 0 处，其中大型7 0 多处，中型1 4 0 处，分布在全国2 7 个 省市自治区，保有资源储量为1 6 7 ．8 4 亿吨。我国磷矿 资源虽然很多，但是近中期在技术经济上可利用的基 础储量占资源总储量仅约2 4 ％，难以利用的资源占 7 6 ％。我国除西藏外均发现磷矿资源，相对集中在云 南、贵州、四川、湖北和湖南5 省，5 省保有磷矿资源储 量占全国的7 5 ％，且P 0 ，大于3 0 ％的富矿几乎全部 集中在这5 个省。我国磷矿资源的主要特点①资源 储藏量较大，分布较集中；②中低品位矿多，富矿少； ③胶磷矿多，采选难度大；④矿床类型主要以沉积磷 块岩为主。 1 ．2 我国磷矿的开发利用水平 按近年世界磷矿产量统计，中国是世界第二大磷 矿生产国。随着磷肥工业和磷化工产品生产对磷矿需 求量的增加，开展了找矿和地质勘探工作，并证明我国 是磷矿资源富有的国家。 目前美国、北非磷资源的回采率可达9 5 ％～9 8 ％， 我国瓮福磷矿、晋宁磷矿和黄麦岭磷矿露天开采回采 率均可达9 8 ％以上，贵州开阳磷矿井下回采率也可达 到7 1 ．1 ％。但我国的磷矿工业还有一些不足之处和 矛盾需要解决，主要问题是磷矿企业整体规模小，回 采率低；磷矿企业装备简陋，管理落后，资源破坏和浪 费严重；不少矿区交通条件差，运输费用高；中低品位 矿多，杂质含量偏高，洗选性差，选矿费用高；磷矿加工 不合理，存在“优矿劣用”、“高质低用”的浪费隋况H ] 。 1 ．3 我国磷资源贫化问题 随着我国磷矿的大规模开采，全国磷矿资源日趋 贫化。2 0 0 0 年国土资源部己将磷矿列为2 0 1 0 年后不 能满足国民经济发展需求的2 0 个矿种之一。全国5 大磷矿主产区都几乎面临磷矿资源贫化问题[ 2 ] 。 贵州省磷矿探明储量约2 6 ．8 7 亿吨，保有储量 2 5 ．6 1 亿吨，居全国第2 位。贵州磷矿平均品位2 2 ％， 品位为3 0 ％以上的一级富矿储量5 ．2 7 亿吨，占总储 量的1 9 ．6 ％，主要集中在黔东及黔东北的瓮福磷矿和 开阳磷矿。瓮福集团与开磷集团磷矿开采量和磷化学 品总产值在全省占主导地位，但同样存在中小企业乱 挖现象，一些矿山即将失去大规模开采的价值【3J 。 2 磷矿石中的倍伴氧化物 2 ．1 倍伴氧化物影响磷利用率的主要原因及解决办法 磷矿是磷肥生产的主要原料，对于它的品位评价， 不仅决定于其中所含磷酸盐的量，亦决定于其杂质矿 物的含量。特别是铁铝杂质的含量是评价磷矿品位的 ①收稿日期2 0 1 2 - 0 6 - 2 5 基金项目贵州省重大专项 黔科合重大专项字 2 0 1 0 6 0 0 3 号， 2 0 1 1 6 0 2 3 作者简介陈广 1 9 8 8 一 ，男，四川人，硕士研究生，主要研究方向为难选矿石的选矿技术及资源综合利用。 通讯作者赵武强 1 9 6 5 一 ，男，贵州人，总经理，主要研究方向为难选矿石的选矿及资源综合利用。 万方数据 矿冶工程第3 2 卷 重要条件之一，因为这些杂质矿物对磷肥生产十分有 害，它非但使生产加工过程发生困难，而且使磷肥的质 量降低。因此，在选择磷矿原料时，对其中所含铁铝杂 质矿物的合量有严格的限制。例如，在过磷酸钙或萃 取磷酸生产中，磷矿原料中铁的含量不能超过如下的 规定翼篆墨霎热1 0 0 ≤8 ．0 ，否则将引起生 规疋磷酸矗否戛订；为了1 u u ≤8 ‘，古则椅号l 越生 产加工上的困难并难以保证产品质量。 磷矿中所含铁铝杂质矿物，一般是以其氧化物或 复杂的硅酸盐矿物存在。如海绿石、霞石等。我国磷 矿资源丰富，其中以中低品位胶磷矿 P 0 ，质量分数 2 0 ％左右 居多MJ ，通常硅质胶磷矿中含铁、铝倍伴氧 化物 R O ， 较高。传统的湿法磷酸生产中，铁、铝不 仅干扰硫酸钙结晶的生长，还使磷酸形成淤渣，造成后 续浓缩过程中P O ，的损失较大∞J 。因此，工业标准 中酸法磷肥对铁、铝倍伴氧化物 R O ， 有明确的要 求一类磷精矿倍伴氧化物不得高于2 ．5 ％；二类磷精 矿倍伴氧化物不得高于3 ．0 ％。 在湿法磷酸及酸法制肥过程中，许多企业都通过 开发新的加工工艺和处理方法来降低铁、铝等倍伴氧 化物的干扰，虽然取得好的效果，但开发及生产成本较 高M 一7 ] 。因此，从磷矿物选矿着手，脱除铁、铝杂质，获 取高品质的磷精矿，对磷工业生产有很大的应用价值。 2 ．2 磷矿石中倍伴氧化物赋存状态 大部分磷块岩中，F e O ，和A 1 O 。在不同筛析粒径 中单个的分配率变化很相似，这是因为F e O 。主要赋 存的褐铁矿与A 1 0 ，主要赋存的粘土都有易磨、呈颗 粒状分散嵌布于磷块岩中且颗粒粒径小的共同特点。 对某低品位磷矿石利用偏光显微镜分析，上层矿顶部 的白云质磷块岩主要矿物是胶磷矿、白云石，次要矿物 石英、方解石和少量的粘土类矿物 主要是高岭石，次 要的是白云母 、褐铁矿。铁元素主要赋存在褐铁矿 中，少量F e 3 被粘土吸附，或以同质类相存在于白云 石中，因此，褐铁矿在选矿中降F e 0 ，时是主要的研究 对象 对于高铁型磷块岩主要是磁铁矿 。有时胶磷 矿呈褐色是因为胶磷矿被褐铁矿浸染旧J 。褐铁矿以 粒状分散在白云质磷块岩中，颗粒大小主要集中在 5 1 5 0t x m ；褐铁矿与胶磷矿、白云石呈不规则状镶嵌 或被胶磷矿包裹，当被包裹于胶磷矿的褐铁矿粒径小 于1 0 仙m ∽1 时，选矿方法难以将褐铁矿与胶磷矿分离， 分离成本高，因此将此情况的褐铁矿认为是胶磷矿的 一部分。由于褐铁矿容易磨碎，经磨碎后趋向集中于 更小颗粒。根据嵌布粒度分析褐铁矿粒径在0 ．0 7 4 m m ～0 ．0 3 8m m 之间占7 0 ％一8 0 ％。因此，磨矿粒度 一0 ．0 7 4m m 粒级占8 5 ％左右比较好。 磷块岩中的粘土类矿物主要是高岭石，次要是白 云母，呈分散状嵌布于磷块岩中，A 1 0 ，是主要赋存在 粘土类矿物中。粘土粒径大小主要分布在1 0 ～6 0 t x m ，占粘土的4 0 ％～5 0 ％；颗粒微细 一1 0 “m 被胶 磷矿包裹的粘土占2 0 ％～3 0 ％。当被包裹于胶磷矿 的粘土类矿物粒径小于1 0I , z m 时，选矿方法难以将褐 铁矿与胶磷矿分离，分离成本高，因此将此情况的粘土 类矿物认为是胶磷矿的一部分。由于粘土类矿物容易 磨碎，经磨碎后趋向集中于更小颗粒。根据筛析粒度 分析磨矿粒度一0 ．0 3 8m m 粒级占8 5 ％时A 1 0 ，的分 配率6 0 ％～7 0 ％，说明呈微粒集合体产出的粘土基本 被磨出而解离。因此，磨矿粒度一0 ．0 7 4m m 粒级占 8 5 ％左右比较好。 对某中低品位白云质磷块岩的倍伴氧化物赋存状 态进行分析发现，胶磷矿是含有少量S i 、A 1 、M g 、F e 等 有害组分的集合体，包裹粘土、褐铁矿、白云石。此磷 块岩经细磨后，粘土和褐铁矿粒级的含量变化相似，呈 细粒嵌布，趋向富集于更小颗粒。胶磷矿主要呈细粒 嵌布，磨至一0 ．0 7 4m m 粒级占8 5 ％时解离性良好。 选矿厂选别指标在很大程度上取决于磨矿产品的质 量，有用矿物解离度不够，则严重影响选别指标。未解 离的有用矿物连生体进入精矿将降低精矿品位，进入 尾矿将降低有用矿物回收率。另外，人浮原矿又不宜 粉碎，过粉碎不仅增加电耗、钢耗，而且也会恶化选别 过程，降低选别指标。特别是对于磷块岩中的倍伴氧 化物，如果鳃离得不够，将严重影响选别效果【l0 I 。 3 磷矿石脱铁脱铝选矿工艺及方法 3 。l 硅质胶磷矿中铁、铝杂质脱除 沉积型胶磷矿嵌布粒度细，如果有用磷矿物和脉 石矿物在某一粒级上下 如0 ．0 4 6m m 呈明显差别分 布，采用分级浮选能够减小微细粒级矿石对选矿的负 面影响。铁、铝含量较高的硅质胶磷矿，特别是铁、铝 矿物伴生在硅质矿物中的胶磷矿，通过以抑制硅质矿 物为主，分段加药的方式，能够比较好地脱出硅质脉石 矿物，同时达到脱出铁、铝杂质的目的。 对于某沉积型硅质胶磷矿，原矿P O 。为1 9 ．8 7 ％， 铁、铝倍伴氧化物为4 ．3 3 ％，S i O 为3 6 ．2 4 ％，在0 ．0 4 6n l n l 粒度进行分级，获得两种粒级的产品。粗粒级产品直 接采用正浮选进行选别，细粒级产品采用正．反浮选进 行选别。粗粒级矿石P 0 ，品位较高，而铁、铝杂质含 量都较低，因此采用抑制硅质矿物，工艺采用一次粗 选、两次精选及一次反浮选的流程，通过分段加药的选 万方数据 2 0 1 2 年0 8 月 陈广等磷矿石脱铁脱铝研究进展 矿方法，获得的磷精矿指标P O ，3 0 ．4 8 ％、S i O 2 0 ．3 9 ％，铁、铝倍伴氧化物 R 0 ， 1 ．6 5 ％，达到一级 酸法磷肥对磷精矿的用矿要求，使用这类磷精矿能够 有效降低磷肥生产的运行成本，提高磷的利用率。细 粒级尾矿P 0 ，质量分数为9 ．3 8 ％，达到了工业排放 标准，可以直接排人尾矿库。 3 ．2 高硅低品位磷矿选矿⋯J 对于高硅低品位砂质磷矿 P O ；含量5 ％左右 ， 原矿细粒级质量分数大，主要成分为粘土，细粒级矿中 有用矿物质量分数低而倍伴氧化物质量分数高，直接 浮选矿浆发粘，有用矿物和杂质难于分离。采用分级 浮选工艺流程，预先排除细粒级矿，然后采用直接浮选 工艺抑硅浮磷，得到比较理想的技术指标。此工艺流 程简单，泡沫量少、易碎，易于实现工业化生产。 对某地砂质磷矿筛析进行分析，发现其中一0 ．0 3 8 m m 的细粒级矿主要是粘土，P 0 ，含量0 ．5 3 ％、F e 0 。 6 ．6 8 ％、A I 0 31 4 ．2 8 ％。由于杂质A 1 2 0 3 含量高，单独 过滤这部分细粒级矿，烘干后成很硬的块矿，难于破 碎，不脱除这部分细粒级矿，浮选矿浆发粘呈胶状物， 不利于有用矿物和杂质分离。采用分级浮选工艺流 程，预先分离细粒级矿，缓解了矿浆发粘的问题，可以 得到理想的指标。该矿样采用分级分选工艺流程，直 接丢弃细粒级矿，在常温下，采用Y P 系列药剂，粗粒 级矿采用一粗一精工艺流程，可以获得精矿产率 1 5 ．2 5 ％、P 2 0 52 8 ．1 2 ％、M g O0 ．4 3 ％、S i O2 8 ．7 5 ％、回 收率8 5 ．3 8 ％的指标；粗粒级矿采用一粗一扫工艺流 程，可以获得精矿产率1 6 ．8 5 ％、P ，0 ，2 5 ．0 7 ％、M g O 0 ．5 5 ％、S i O ，1 9 ．9 5 ％、回收率8 6 ．9 6 ％的指标。原矿 最大粒度4 ．5m m ，今后工业生产不需要破碎工段，有 用矿棕红色颗粒在原矿中分布很清晰 有用矿单体解 离比较充分 ，磨矿的目的只是降低有用矿粒度，磨矿 粒度只需一0 ．0 7 4m m 粒级占6 5 ．0 ％即可，粒度过细， 磨细的硅酸盐杂质混入精矿，会导致磷精矿品位下降。 类似这样的磷矿在我国北方或国外还有很多，对 该类矿石的试验研究的突破，可以将磷矿使用范围从 高、中品位延伸到低品位领域，可以扩大磷资源的利用 率，为磷复肥生产提供原料保障。 3 ．3 低品位钙硅质磷块岩脱泥- 浮选工艺 我国磷矿资源丰富，其中以中低品位胶磷矿 P 0 ，含量2 0 ％左右 居多2 。。该类型磷块岩中含 P O ，、M g O 品位低，R O ， 倍伴氧化物 含量高，要获 得高品质磷精矿，需脱除磷精矿中的硅酸盐杂质。由 于胶磷矿与白云石、石英、云母、粘土类和铁碳质等矿 物共生关系复杂，呈微细粒相互充填胶结、包裹嵌布。 因此，选择脱泥一浮选工艺进行试验，对一次磨矿分级 后的细粒矿石 有用矿物含量较低，杂质较多 直接抛 尾，然后对抛尾剩余的粗粒矿石进行二次磨矿再选 。 对该类型的磷块岩进行筛析试验，结果发现 R 0 ，易向细粒级别 一0 ．0 3 8m m 富集，且细粒级别 的产率较低，P 2 0 ，含量低，而杂质M g O 、S i O 和A 1 O ， 的含量较高。采用预先脱泥来处理原矿，可以提高人 选矿石质量 如提高P 0 ，品位，降低杂质含量 。 该胶磷矿风化程度高、有用矿物嵌布粒度细、含泥 量大，在以往的正一反、反一正、双反浮选工艺研究中，主 要存在消泡难、药耗大等技术问题。据此，试验采用脱 泥- 浮选流程，主要目的是先排出部分含杂质较高的细 粒级矿石，以提高入选原矿的质量。根据该胶磷矿石 难浮硅质矿物所占比例大的特点，应采用“抑难浮易” 的浮选工艺流程，先通过正浮选，抑制硅酸盐矿物，优 先浮出磷矿物，然后通过酸性介质调整作用，浮出正浮 精矿中的碳酸盐矿物，得到合格的优质磷精矿。因此， 试验方案选择脱泥、正- 反浮工艺选流程进行试验引。 某地低品位钙硅质磷块岩通过采用脱泥一浮选工 艺流程，抛除一次磨矿后的细粒级 一0 ．0 3 8m m 以 下 ，对粗粒级进行磨矿浮选试验，获得如下指标当 原矿P 2 0 5 品位为1 9 ．7 9 ％，M g O 含量为1 ．2 2 ％，R 0 3 含量为4 ．2 8 ％时，通过磨矿抛尾后二次磨矿粒度为 一0 ．0 3 8m m 粒级占约7 5 ％ 一0 ．0 7 6m m 粒级约占 9 8 ％ ，经正反浮选闭路流程选别后可获得P 0 ，品位 为3 0 ．9 2 ％，M g O 为0 ．1 8 ％，R 2 0 3 含量为1 ．7 3 ％的优 质磷精矿，P 0 ，回收率为6 9 ．1 6 ％，M g O 排除率达 9 1 ．5 4 ％，R 0 ，排除率达8 0 ．6 5 ％。该矿样采用脱泥． 浮选工艺，较其他工艺具有能耗小、药剂种类少、药剂 用量小等特点，值得下一步开发中低品位胶磷矿资源 借鉴研究。 3 ．4 磁铁磷灰石型磷矿浮选精矿除铁镁 对于磁铁磷灰石磷矿，主要有用矿物为氟磷灰石 和磁铁矿，脉石矿物有辉石、黑云母，其次为正长石、方 解石、绢云母、钛榴石等。选矿流程采用先浮选磷，再 用磁选回收铁的浮一磁联合流程。选磷采用一粗一扫 二精的选矿流程。 据有关报道，矾山磷矿选矿厂浮选所用药剂是一 ．种脂肪酸类捕收剂，浮选泡沫粘性大，捕收能力强。由 于温度、p H 值等矿浆性质的影响，再加上机械夹杂。使 得部分磁铁矿上浮，进入磷精矿中。而云母的天然可 泽陛好，同样也易被带入磷精矿中。对原有磷精矿进 行弱磁选，降铁效果不太明显，对降镁作用也不大。而 采用强磁选再洗矿，理论上可以达到目的。 万方数据 3 6 0矿冶工程第3 2 卷 在不增加设备、不改变工艺流程的前提下，对不同 抑制剂进行试验。结果表明，在精选加大硅酸钠用量， 可以比较经济地提高磷精矿的品位和回收率。因此硅 酸钠是提高精矿品位和赊铁、镁等杂质的较为有效也 是较为经济的抑制剂4 | 。 3 ．5 高铁碳酸盐脉石类型磷块岩选矿除铁 回收磷矿中含铁磁性矿物，在外加磁场的作用下 与非磁性的脉石矿物分离。磁铁矿主要呈不规则状嵌 布于脉石矿物中，其次呈细粒浸染状分布在脉石矿物 中。赤铁矿和假象赤铁矿多与磁铁矿紧密共生，在弱 磁选作业中，多数和磁铁矿一起以连生体形式进入弱 磁选铁精矿中，褐铁矿和其它含铁脉石矿物则进入弱 磁选尾矿中。部分磁铁矿嵌布粒度较细，又与脉石和 含铁的硅酸盐矿物密切共生，因此，为保证精矿质量， 适当细磨是必要的。磷灰石常呈柱状和六边形自形晶 结构，其次呈不规则粒状产出，主要嵌布在脉石矿物及 其集合体间隙中，与辉石、长石、绿泥石等脉石矿物关 系密切，磷矿物可以采用浮选方法综合回收。采用磁 选一浮选联合工艺，实现了资源的综合利用，既能有效 的回收金属铁，也可以综合回收磷。 目前对于像北方高铁磷灰石的选矿实践，几乎均 采用了浮一磁联合流程解决磷、铁的分离。平环式磁选 机除铁率仅为4 0 ％左右，而磷精矿中含F e O ，远不能 达到工业要求。选用可用于超微细粒弱磁性矿物磁选 的高梯度磁选机除铁率高达9 0 ％以上，且磷精矿中含 铁远低于工业要求，但磷精矿回收率较低。场强对磷 灰石与赤铁矿分离的试验结果说明，场强高时，部分 磷、铁连生体被选上；由于磷铁连生体多少不同，被磁 力吸上的程度也不等，所以可以选择达到工业要求的 的场强。在浮选过程中，提高水玻璃的用量对磷灰石 的回收率有一定的好处，但用量也不宜过大，否则造成 后处理困难，这样既分离了磷、铁，也保证了回收率。 磷灰石损失主要集中在高梯度磁选作业的磁性产 物中 约占总量的2 5 ％左右 。经查明，损失的这些磷 灰石依然是晶体中包裹着一些超细微的赤铁矿颗粒， 或是磷灰石表面受赤铁矿的污染所致。 3 ．6 沉积型高铁磷灰岩矿石的选矿纠 含碳酸盐脉石的磷块岩选矿，自从研制出碳酸盐 脉石有效抑制剂，才基本上得到解决。然而我国一些 沉积型含铁高的磷灰岩矿床，因其嵌布粒度极细，脂肪 酸类捕收剂又缺乏选择性，浮选精矿往往含铁太高，往 往使该类型矿石不能开发利用。石梯磷灰岩矿石，主 要由硅质磷灰岩和铁锰质磷灰岩矿石组成。矿石质地 疏松，性脆易碎，泥化较严重。差热分析主要含赤铁 矿，与磷矿物嵌布非常微细，磷灰石矿物表面大多遭到 氧化铁的污染，或被氧化铁膜所覆盖。 据有关报道，研究人员采用抑铁选磷的流程，当时 由于抑制铁的同时，也常常会严重影响磷的可浮性，因 此该类型矿石不宜采用抑铁选磷的流程。 有人采用反．正浮选流程，磷灰石适宜于在碱性介 质中浮选，赤铁矿最佳浮选p H 值为6 ～7 。采用酸性 水玻璃调节矿浆使其适合赤铁矿浮选p H 值，并借助 它抑制脉石矿物。以磷酸作磷灰石的抑制剂，优先选 出铁矿物。再用碳酸钠调节浮选尾矿p H 值至碱性选 磷。研究证明，大量赤铁矿的预先选除对获取合格磷 精矿是完全可能的。只因赤铁矿浮选时磷灰石损失近 5 0 ％，而使流程失去了实用价值。 对于重选除铁，原矿经重选后F e O ，可除去4 0 ％ 左右。人选原料的F e O ，含量降低5 个百分点左右， 磷的损失很少，为下一步选磷创造了一定条件。尽管 如此，选磷时除铁效果仍然不理想，即使改变药剂条件 和增加精选次数，磷精矿含F e O ，仍然达不到要求。 据考查，重选除去的铁大多属于单体，连生体大部分残 留在重选尾矿里，这类矿物是很难用浮选完全分离的。 磷灰石具有微弱的磁性，比磁化系数1 8 1 0 ～。 赤铁矿比磁化系数 4 0 2 0 0 X1 0 ～。两种矿物磁性 的差异较大，用磁选法有可能实现分离。鉴于矿石中 硅酸盐矿物所占比例较大，还必须用浮选法除硅，进而 用强磁选除铁回收磷。 对某地的沉积型高铁磷灰岩矿石进行浮选，选粗 精矿经高梯度磁选机一次处理，F e O ，在精矿中含量 降至3 ％以下，完全能满足用户的要求。当磁场强度 为3 2 0 ～8 0 0k A ／m 时，浮选精矿的除铁效果几乎无大 变化，均能把含F e O ，1 0 ％的入选物料降至0 ．8 ％以 下。然而磷在磁性产品中的损失也十分惊人，最终磷 精矿回收率仅有3 0 ％左右。其原因除与磷灰石本身 的弱磁陛有关外，主要是入选的物料仍然有许多是磷 与铁的连生体，还有一些表面被赤铁矿污染和被氧化 铁薄膜覆盖的磷灰石，在高梯度场强的作用下，产生聚 磁作用而被大量吸入磁性产品所致。因而场强控制在 1 2 0 1 6 0k A ／m 为好。 如果磷灰石与赤铁矿呈一般的连生体，浮选的泡 沫产品只需进行再磨磁选，便可提高磷的回收率。磷 灰石和赤铁矿的共生关系是十分复杂的，原来显微镜 下确认单体的磷灰石，不是共晶体内包裹着一些星点 状的赤铁矿，就是磷灰石与赤铁矿呈微粒共生，以致使 机械磨矿亦不能使其单体解离，磷矿物中铁质的出现， 必然会提高它的磁性，所以高梯度磁选时，磷灰石损失 万方数据 2 0 1 2 年0 8 月陈广等磷矿石脱铁脱铝研究进展 在磁性产品中。该类磷灰石可浮性好，矿石细磨后的 浮选回收率很高，其泡沫产品经高梯度磁选机除铁后， 可使磷精矿的质量达到用户要求。该流程操作稳定， 指标可靠，是解决沉积型高铁磷灰岩除铁的较佳方案。 部分磷灰石的嵌布粒度过于微细，细磨亦不能达到单 体解离，尤其是它与赤铁矿连生在一起，造成了高场强 下磷灰石大量损失。 3 ．7 其它药剂 据有关报道，使用F s 作捕收剂，且p H 1 0 时，磷灰石可浮性迅速下降。并对比了N A 、油酸等 对实际矿石的影响，结果表明F S 药剂在弱碱性介质中 能够反浮选磷块岩，浮选效果优于其他药剂。相同条 件下，药剂F S 作为捕收剂浮选磷矿石所得产品泡沫正 常，且容易处理，对降低A 1 O ，含量很有帮助，且适应 性强、廉价、无毒引。 3 ．8 改革流程提高磷精矿质量 选矿工艺流程结构合理与否，不能单从试验指标 来取舍，还应综合各方面技术经济效果来评定。国内 湿法磷酸生产中，对磷精矿的杂质极限含量提法不一， 一般为M g o ／P 2 0 5 5 ％，R 2 0 3 ／P 2 0 5 1 2 ％时勉强可 用。在考虑磷肥加工对磷矿的质量要求时，首先应考 虑我国磷矿资源贫的特点，以及目前所能达到的选矿 技术水平。国内磷矿除云贵两省部分矿石质量高外， 大多数矿石P 0 ，含量低，有害杂质含量高，如两湖、四 川、江西等省矿床，为此，对磷矿石的质量要求，应以能 满足磷肥加工技术的可能性及经济上的合理性为基 准。流程结构的合理性，应以提高企业经济效益为标 准。流程结构的合理性还取决于资源的利用程度。 4 结语 对于我国磷矿资源的贫化问题，其中主要的解决 办法就是采用先进的选矿工艺及技术，使得由于磷矿 原矿的入选品位降低，能有效的脱除磷矿石中的杂质， 特别是倍伴氧化物F e 0 ，及A 1 0 ，的脱除。目前国内 对于磷矿石脱铁脱铝的选矿方法主要为浮选，而对于 北方的高铁低磷型磷矿石，可用磁选．浮选联合流程， 其中的磁选机主要用到高梯度磁选机。除了选矿工艺 的改进以外，还需探索研究新的药剂，特别是新型铁铝 抑制剂的发明，将会有力促进磷矿石脱铁脱铝工艺的 进步。需特别指出的是粘土矿物、磁铁矿等嵌布于磷 块岩中且颗粒粒径小，故应注意磨矿过程。因此，随着 各种先进工艺及技术的应用，磷矿石脱铁脱铝工艺水 平将会有较大的提升。 参考文献 [ 1 ] 袁俊宏．我国磷资源现状及资源保障程度分析[ J ] ．中国矿业， 2 0 0 3 ，1 2 4 4 9 ． 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