某硅钙质磷矿石擦洗脱泥-浮选试验研究.pdf

第3 4 卷 2 0 1 4 年0 8 月 矿冶工程 M I N l 5 f GA N DM 哐T A IL U R G I C A l LE N G I N E E R I N G V 0 1 ．3 4 A u g u s t2 0 1 4 某硅钙质磷矿石擦洗脱泥．浮选试验研究① 王贤晨1 ’2 ⋯，叶军建1 2 ⋯，杜建1 ’2 ’3 ，张覃1 ’2 ’3 1 ．贵州大学矿业学院，贵州贵阳5 5 0 0 2 5 ；2 ．贵州省非金属矿产资源综合利用重点实验室，贵州贵阳5 5 0 0 2 5 ；3 ．贵州省优势矿产资源高效利用工程 实验室，贵州贵阳5 5 0 0 2 5 摘要为使贵州某难选低品位硅钙质磷矿石得到有效利用，进行了擦洗脱泥一浮选试验研究，确定了合适的工艺条件和药剂制 度。结果表明，当擦洗浓度7 0 ％、搅拌强度9 0 0r ／m i n 、擦洗时间1 5r a i n 时，原矿P 2 0 ，品位从1 9 ．0 1 ％提高到2 1 ．7 5 ％，擦洗精矿中 P O ，作业回收率8 9 ．9 1 ％，S i O 脱除率3 5 ．3 4 ％；擦洗脱泥产品通过“一粗一精”正浮选工艺，可获得精矿P O ，品位2 7 ．0 3 ％，精矿中 P O ，作业回收率7 6 ．3 4 ％的浮选指标。 关键词硅钙质磷矿石；擦洗脱泥；正浮选 中图分类号T D 9 2 3文献标识码A d o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n ．0 2 5 3 - 6 0 9 9 ．2 0 1 4 ．0 8 ．0 3 9 文章编号0 2 5 3 6 0 9 9 2 0 1 4 0 8 0 1 4 9 - 0 5 世界磷矿资源以海相沉积型磷块岩为主 含磷矿 物主要是胶磷矿 ，约占7 0 ％以上，中低品位硅钙质磷 矿石是利用难度最大、储量最大的一种类型_ 1J ，采用 选矿技术脱除碳酸盐和硅酸盐脉石矿物后，才能满足 磷肥加工的要求旧一。硅钙质磷矿石中细粒级含泥往 往导致浮选捕收剂选择性降低、浮选产品脱水困难等 问题。3 。4 1 。因此，通常采取脱泥浮选工艺以克服细泥对 浮选的影响。5J 。美国F l o r i d a 磷酸盐矿广泛采用洗矿脱 泥工艺，先脱除一1 5 0 目 一0 ．1 0 6m i l l 矿泥，平均人选品 位为含P 0 ，1 2 ．8 3 ％，矿泥产率为2 8 ．2 2 ％，P O ，品位为 8 ．3 ％，损失率1 8 ．2 5 ％1 6 1 。本文以贵州某低品位硅钙 质磷矿石为研究对象，针对原矿中细粒级部分磷低、硅 高、含粘土矿物的特点，进行擦洗脱泥- 正浮选试验研 究，为该资源的开发利用提供技术参考。 1 ．3 研究方法 擦洗脱泥“ o 是指借助机械力和砂粒间的磨剥力 来除去颗粒表面的粘结及泥性杂质矿物和进一步擦碎 未成单体的矿物集合体，再经分级作业脱除细粒级泥 化部分。影响擦洗效果的主要因素为擦洗机的结构特 点及配置形式，次要因素为擦洗时间和擦洗浓度 擦 洗浓度一般以5 0 ％～7 0 ％为宜 L 8 3 。 擦洗脱泥试验采用电动搅拌器 转速9 0 0r ／r a i n ， 对一定浓度的原矿矿浆进行一定时间的搅拌擦洗，使 用0 ．0 3 8m m 标准筛对擦洗产品进行筛分，筛下产品 - 0 ．0 3 8m m 粒级作为擦洗脱泥作业尾矿，擦洗精矿 0 ．0 3 8m m 粒级作为后续浮选人料。擦洗作业以 - 0 ．0 3 8m m 粒级产率为考核指标，采用磷钼酸铵容量 法测定产品中P O ，含量。9J ，氟硅酸钾容量法测定样 品中S i O 含量⋯。 1 试样及研究方法2 试验结果与讨论 1 ．1 试样与药剂 试样取自贵州某磷矿区，属于中低品位沉积型硅 钙质磷块岩。破碎至- 2m m 备用。 浮选药剂调整剂碳酸钠 分析纯、配制浓度5 ％ ， 抑制剂水玻璃 分析纯、配制浓度5 ％ ，捕收剂B S N 。 1 ．2 仪器与设备 J J 一1 型电动搅拌器，X M Q 一①2 4 0 x 9 0 A 型锥形棒 磨机，X F D - 6 3 0 ．5L 单槽浮选机，P H S 一3 c 型酸度计 F A 2 0 0 4 型电子万分天平，X ’P e r tP r o X 射线衍射仪 X R D 等。 2 ．1 原矿性质 由表1 所列的原矿化学多元素分析结果可知，原 矿P O ，品位仅为1 9 ．0 1 ％，杂质S i O 、M g O 和倍半氧化 物 A 1 2 0 3 F e 2 0 3 含量分别为2 2 ．0 6 ％、2 ．5 2 ％和 9 ．2 5 ％，需要通过选矿脱硅、降镁和脱除倍半氧化物才 能被经济利用。 表1 原矿化学多元素分析结果 质量分数 ／％ P 2 0 5 C a O M g o S i 0 2A 1 2 0 3 F e 2 0 3 FC I 灼减 1 9 ．O l31 ．0 32 ．5 22 2 ．0 66 ．7 22 ．5 31 ．9 00 ．0 1 24 ．3 7 ①收稿日期2 0 1 4 0 7 一1 2 基金项目国家科技支撑计划课题 2 0 1 3 B A B 0 7 8 0 3 ；国家8 6 3 计划 2 0 1 3 A A 0 6 4 1 0 2 ；贵州省重大专项 黔科合重大专项字[ 2 0 1 1 6 0 2 3 ] 作者简介王贤晨 1 9 9 0 一 ，男，湖北人，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。 通讯作者张覃 1 9 6 7 一 ，女，贵州人，教授，博士，博士研究生导师，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 4 卷 由图1 所示的原矿X R D 分析结果可知，原矿中含 磷矿物主要为氟磷灰石，脉石矿物主要为石英和白云 石，由于A 1 0 ，含量较高，推测还有一定量粘土矿物。 图1 原矿X 射线衍射分析结果 由表2 所列的原矿粒度组成结果可知，原矿以 0 ．1 2 0m m 粒级为主，P 0 ，品位与原矿相当，S i O 品位 比原矿低约4 ％，P 2 0 ，和S i O 分布率分别为7 4 ．1 9 ％和 6 0 ．1 8 ％。一0 ．0 3 8I n l T l 粒级P 2 0 5 品位最低，为9 ．2 5 ％， i 0 2 含量最高，达到3 7 ．7 3 ％，S i 0 2 分布率2 7 ．7 3 ％；由于 该粒级P 0 ，品位低、粒度细，容易恶化浮选，因此考虑 通过擦洗脱泥抛掉- 0 ．0 3 8m m 粒级，而 0 ．0 3 8n l l n 粒 级进入后续浮选。 表2 原矿粒度组成结果 粒级 产率P 2 0 5 品位S i 0 2 含量P 2 0 5 分布率S i 0 2 分布率 ／n u n ，％，％，％，％，％ 2 ．2 原矿擦洗脱泥探索试验 采用单因素试验确定了较合适的擦洗工艺条件， 并对擦洗产品的粒度组成和细泥的矿物组成进行了 分析。 2 ．2 ．1 擦洗矿浆浓度试验 当擦洗时间为3 0m i n 时，考察矿浆浓度对擦洗效 果的影响，试验结果如图2 所示。由图2 所示的结果 可以看出，随着矿浆浓度增加，擦洗产品中- 0 ．0 3 8m m 粒级产率从2 0 ．1 3 ％增加到2 3 ．3 5 ％，增幅不大。同时 考虑到矿浆浓度过高，矿浆流动性差、对擦洗装置磨损 严重、搅拌能耗亦较高。综合考虑以上因素，确定矿浆 浓度为7 0 ％为较合适的擦洗矿浆浓度，此时擦洗产品 中- 0 ．0 3 8n l r t l 粒级产率为2 1 ．7 5 ％。 矿浆浓度／％ 图2 擦洗矿浆浓度对产品中一0 ．0 3 8m m 粒级产率的影响 2 ．2 ．2 擦洗时间试验 当擦洗矿浆浓度为7 0 ％时，考察擦洗时间对擦洗 效果影响，试验结果如图3 所示。 擦洗时间／m i n 图3 擦洗时间对产品中一0 ．0 3 8m m 粒级产率的影响 由图3 所示的结果可以看出，随着擦洗时间延长， 擦洗产品中一0 ．0 3 8m m 粒级产率先从1 6 ．2 2 ％快速增 加到2 1 ．7 5 ％，之后增幅不大。擦洗时间过长，擦洗装 置磨损严重、能耗较高，综合考虑以上因素，确定较合 适的擦洗时间为1 5m i n 。 2 ．2 ．3 擦洗产品的粒度组成和细泥的矿物组成结果 由表3 所列的擦洗产品粒度组成结果可知，经擦 洗工艺后，原矿中- 0 ．0 3 8m m 粒级产率由1 6 ．2 2 ％提高 到2 1 ．7 5 ％，S i 0 2 脱除率从2 7 ．7 3 ％提高到3 5 ．4 3 ％， P 2 0 5 损失率1 0 ．1 7 ％，可直接作为尾矿； 0 ．0 3 8m m 粒 级产品P 2 0 ，品位2 1 ．7 5 ％，比原矿高2 ．7 4 ％，作为后续 浮选人料。 表3 擦洗产品的粒度组成结果 万方数据 2 0 1 4 年0 8 月 王贤晨等某硅钙质磷矿石擦洗脱泥- 浮选试验研究 对擦洗产品中- 0 ．0 3 8m l n 细泥进行x 射线衍射分 析，结果如图4 所示。 图4 擦洗产品中- 0 ．0 3 8m m 细泥X 射线衍射结果 与原矿相比，图4 所示的结果表明，- 0 ．0 3 8r a i n 细 泥的氟磷灰石峰强降低，白云石和石英峰强增大，并出 现了粘土矿物的衍射峰，说明擦洗脱除了一定量的粘 土矿物。 2 1 3 擦洗精矿浮选试验 采用正浮选工艺，通过单因素考察磨矿细度和药 剂 碳酸钠、水玻璃、B S N 用量对粗选指标的影响，并 进行了“一粗一精”开路试验，探索可能获得的浮选指 标，粗选试验流程如图5 所示。 原矿 0 ．0 3 8 m m 磨矿 碳酸钠 水玻璃 B S N 浮 选 精矿尾矿 图5 正浮选粗选工艺流程图 2 ．3 ．1 磨矿动力学曲线 在给矿量1 5 0g 、磨矿浓度为6 0 ％的条件下，考察 磨矿时间与磨矿细度的关系，由图6 所示的磨矿动力 学曲线可以看出，随着磨矿时间增加，磨矿细度降低， 磨矿4m i n 时，- 0 ．0 7 5m m 粒级产率由原矿的8 ．3 6 ％迅 速增加至7 5 ．8 5 ％；此后随磨矿时间延长，磨矿细度减 小，速度变缓，磨矿6m i n 时，- 0 ．0 7 5 m m 粒级产率增加 至9 0 ．2 3 ％。 2 ．3 ．2 磨矿细度试验 磨矿细度是浮选的重要影响因素。在碳酸钠用量 3 ．0k g ／t 、水玻璃用量2 ．0k g ／t 、B S N 用量2 ．0k g ／t 的条件 下，考察磨矿细度对粗选的影响，试验结果如图7 所示。 磨矿时I 目] ／m i n 图6 磨矿动力学曲线 一00 7 5 m m 粒缓含量，％ 图7 磨矿细度对粗选的影响 图7 结果表明，磨矿细度对精矿P O ，品位影响不 大，精矿P O ，保持在2 4 ％左右；而精矿中P O ，回收 率随磨矿细度增加先升高后降低，在磨矿细度- 0 ．0 7 5 r a i n 占8 4 ．0 9 ％时，精矿中P 2 0 5 回收率高达8 7 ．9 4 ％。 综合两者变化趋势，确定合适的磨矿细度为一O ．0 7 5 m n l 占8 4 ．0 9 ％。 2 ．3 ．3 调整剂用量试验 当磨矿细度为- 0 ．0 7 5m m 占8 4 ．0 9 ％，保持其它条 件不变，考察碳酸钠用量对粗选的影响，试验结果如图 8 所示。 碳酸钠用量／ k g ‘t1 图8 碳酸钠用量对粗选的影响 由图8 可见，随着碳酸钠用量增大，精矿P O ，品 位和精矿中P O ，回收率均先升高后降低，P O ，品位 万方数据 矿冶工程 第3 4 卷 变化幅度不大。确定合适的碳酸钠用量为3 ．0k g ／t ， 可以获得精矿P 2 0 ，品位2 4 ．2 6 ％，精矿中P O ，回收率 8 7 ．9 4 ％的粗选指标。 2 ．3 ．4 抑制剂用量试验 在已确定的合适磨矿细度和碳酸钠用量基础上， 保持B S N 用量2k g ／t 不变，考察水玻璃用量对粗选指 标的影响，试验结果如图9 所示。 水玻璃用量， 1 【g r 1 图9 水玻璃用量对粗选的影响 图9 结果表明，随着水玻璃用量增大，精矿P O ， 品位和精矿中P O ，回收率均先升高后降低，但变化幅 度均不大。确定合适的水玻璃用量3 ．0k g ／t ，获得的 精矿P O ，品位2 5 ．0 5 ％，精矿中P 2 0 5 回收率8 8 ．4 6 ％ 的粗选指标。 2 ．3 ．5 捕收剂用量试验 其它条件均保持在合适的水平，考察B S N 用量对 粗选的影响，试验结果如图1 0 所示。 寥 趋 喀 了 r 奄 婆 B S N 用量肚g 。r 1 图1 0B S N 用量对粗选的影响 图l o 结果表明，随着B S N 用量增大，精矿P O ， 品位逐渐降低，P O ，回收率均先升高后稳定，确定合 适的B S N 用量为2 ．0k g ／t 。 2 ．3 ．6 “一粗一精”正浮选开路试验 单因素试验确定了合适的磨矿细度为- 0 ．0 7 5m m 占8 4 ．9 0 ％，粗选药剂用量为碳酸钠3 ．0k g ／t 、水玻璃 3 ．0k g ／t 和B S N2 ．0k g ／t 。在此基础上进行了精选加 药和不加药两组开路对比试验。结果列于表4 中。 表4 “一粗一精”正浮选开路试验结果 精选捕收剂声窟产率P 2 0 5 品P 2 0 5 回S i 0 2 含S i 0 2 脱M s , o 含M s , O 脱 ／ k g t - I ’”／％位／％收率／％萤／％除率／％量／％除{ V ％ 1 ．6 83 7 ．7 2 2 ．6 81 7 ．1 6 2 ．7 41 9 ’3 2 4 ．5 82 5 ．3 4 2 ．4 01 0 0 L ∞ 由表4 所列结果可知，精选加药时选矿指标相对 较好，精矿P O ，品位2 7 ．0 3 ％，精矿中P 0 ，作业回收 率7 6 ．3 4 ％。考虑到擦洗脱泥精矿P O ，作业回收率 8 9 ．9 1 ％，擦洗脱泥．正浮选P O ，回收率为6 8 ．7 2 ％，回 收率较低。 在浮选过程中，擦洗脱泥后的 0 ．0 3 8m m 粒级产 品经磨矿后，会新生成一定量一0 ．0 3 8m m 的细粒级，导 致捕收剂选择性降低，胶磷矿与石英等脉石矿物难以 实现有效分离，精矿P O ，品位提高有限，精矿中P O ， 回收率偏低。 3 结论 1 原矿属于低品位硅钙质磷矿石，脉石矿物以石 英和白云石为主，还有一定量的粘土矿物，需要通过选 矿脱硅、降低M g O 和倍半氧化物含量，选矿难度较大。 2 合适的擦洗脱泥条件为搅拌速度9 0 0r ／m i n 、 擦洗矿浆浓度7 0 ％、擦洗时间1 5m i n ，原矿P O ，品位 由1 9 ．0 1 ％提高到2 1 ．7 5 ％，精矿中P 2 0 5 回收率 8 9 ．9 1 ％，S i 0 2 脱除率3 5 ．4 3 ％；脱除的一0 ．0 3 8m m 粒级 细泥产率2 1 ．7 5 ％，P 2 0 5 品位8 ．8 5 ％，含有部分粘土矿 物，可直接作为尾矿。 3 对擦洗精矿进行正浮选试验，在磨矿细度 - 0 ．0 7 5r a i n 占8 4 ．9 0 ％、碳酸钠3 ．0k g ／t 、水玻璃3 ．0k g ／t 、 B S N2 ．0k s ／t 条件下，得到粗选精矿P O ，品位2 5 ．0 5 ％，精 矿中P O ，作业回收率8 8 ．4 6 ％的指标；“一粗一精”开 路试验获得精矿P 0 5 品位2 7 ．0 3 ％，精矿中P 2 0 ，作业 回收率7 6 ．3 4 ％的指标。 4 擦洗脱泥的精矿 0 ．0 3 8m m 粒级 经磨矿后， 产生了次生矿泥，可能是导致捕收剂选择性降低、浮选 指标不佳的原因。后续试验可以考虑采用磨矿后再脱 ∞嚣弘B 忱 嚣蒜一 孵站醴卯蝎n 孤孤儿m捞％昕丌D蚴麟M 怒 聪肿舶亚彤；目悖堪吼殂眇硒￡j弱D蛐；l 眦蔷 矿尾精矿矿将橇扭屠原 无 万方数据 2 0 1 4 年0 8 月王贤晨等某硅钙质磷矿石擦洗脱泥- 浮选试验研究 1 5 3 泥浮选的工艺，同时探索选择性更好的捕收剂和调整 剂组合。 参考文献 [ 1 ]常苏娟，朱杰勇，刘益，等．世界磷矿资源形势分析[ J ] ．化工矿 物与加工，2 0 1 0 9 2 3 一”． [ 2 ] 刘颐华．我国与世界磷资源及开发利用现状[ J ] ．磷肥与复肥， 2 0 0 5 5 1 5 ． [ 3 ] 李成秀．我国磷矿选矿现状及其进展[ J ] ．矿产综合利用，2 0 1 0 2 2 2 2 5 ． [ 4 ]辜国杰．中低品位硅钙质胶磷矿富集技术探讨[ J ] ．化工矿物与 加工。2 0 0 2 5 1 3 ． [ 5 ] 周杰强，陈建华，穆枭，等．磷矿擦洗尾矿浮选试验研究[ J ] ．矿 产保护与利用，2 0 0 6 5 1 9 2 1 ． [ 6 ] 周慧．美国F l o r i d a 细粒磷矿尾矿磷的回收试验研究[ D ] ．沈 阳东北大学，2 0 0 8 ． [ 7 ] 牛福生，徐晓军，高建国，等．石英砂选矿提纯工艺研究[ J ] ．云南 冶金，2 0 0 1 1 1 8 2 1 ． [ 8 ] F a n gG u o ，J u nL i ．S e p a r a t i o ns t r a t e g i e sf o rJ o r d a n i a np h o s p h a t er o c k w i t hs i l i c e o u sa n dc a l l u sg a n g u e s [ J ] ．I n t e r n a t i o n a lM i n e r a l P r o c e s s i n g ．2 0 1 0 7 7 4 7 8 ． [ 9 ] 张新海，张覃．磷钼酸铵容量法快速测磷矿石中五氧化二磷的 改进[ J ] ．现代矿业，2 0 l o 3 1 1 4 一1 1 5 ． [ 1 0 ] G B ／T 1 9 4 2 1 ，氟硅酸钾容量法测定磷矿石中二氧化硅含量[ s ] ． 万方数据