浮选回收宜昌磷矿重介质分选产生的微细级低
品位胶磷矿
罗惠华1刘连坤1 朱道鹏1 瞿定军2苗华军2 胡学超2 胡正2 张战利2
(1．武汉工程大学资源与土木工程学院，湖北 武汉 430074 2．湖北杉树垭矿业科技发展有限公司，湖北 宜昌443000 ）
摘要：针对宜昌磷矿重介质分选所产生的低品位微细粒级胶磷矿，进行了多元素分析以及粒度分析， -0.045mm的粒级含量达到94%以上，原矿品位P2O5含量为15.62%，MgO含量4.30%，SiO2含量为24.46%，该磷矿属于微细粒级硅钙质低品位胶磷矿。试验结果表明，采用正浮选一粗一扫两精联合反浮一粗一扫的工艺流程，获得了最终磷精矿P2O5品位29．09％、MgO含量0.82％、回收率78．01％的选矿指标。有效回收了宜昌磷矿重介质分选所产生的低品位微细粒级胶磷矿，减少了宜昌磷矿资源的损失率。
关键词：微细粒级胶磷矿；低浓度正-反浮选；重介质选矿
doi:10.3969/j.issn.1000-6532.2016.03.00x
中图分类号：TD952 文献标志码：A 文章编号：1000-6532（2016）03
宜昌地区磷矿资源十分丰富，大部分是中低品位胶磷矿石，硅酸盐脉石矿物以及碳酸盐矿物含量较高，必须经选矿此脉石后才能利用。由于宜昌磷矿是粗粒嵌布条带构造，重介质选矿是宜昌磷矿首选的选别方法，其选别方法是一个物理过程．不添加任何药剂，不会对环境造成影响。上个世纪末，宜昌磷矿进行了重介质分选研究，宜昌花果树重介质选矿试验厂于1992年建成，其选矿规模为20万t/a，由于当时的技术经济因素的影响，选矿生产成本高，试车后没有进行工业生产。2005年初，通过技术调研，将原有的重介质分选主要设备两产品旋流器，更换为重介质三产品旋流器，并于2008年改扩建生产规模为120万t/a的选矿厂
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[1]
。在生产过程中，原矿通过碎矿筛分之后，产生
大量细粒级矿石，-0.045 mm的粒级含量达到94%以上，原矿的P2O5品位为15.62%，MgO含量4.30%，SiO2的含量为24.46%，此细粒级磷矿重介质工艺无法回收利用，只有通过浮选提出杂质之后，才能被利用，否则，将会被遗弃在矿区造成磷资源的浪费。目前，针对这类硅钙(钙硅)质磷矿石的浮选工艺有：直接浮选、两步浮选(正-反浮选和反-正浮选)工艺等
[4-7]
。本文针对宜昌磷矿重介质分选所产生
的低品位微细粒级胶磷矿，采用低矿浆浓度常温正-反浮选，取得了较好的选矿指标，有效提高了资源的利用率。
1试验矿样、设备及药剂
1.1 试验矿样
试样采自重介质选矿中不同的沉淀池，为保证试样的代表性，矿样按质量比1：1：1：1配成混合矿样进行浮选。试验样中-0.074 mm占99.6%，-0.045 mm 94.2%，多元素分析结果见表1。
表 1 矿石主要化学成分X射线荧光光谱分析
Table 1 Results of X-ray spectrum analysis of main ore chemical composition
名称
P2O5
MgO
SiO2
CaO
Fe2O3
Al2O3
收稿日期：2016-01-04
基金项目：湖北省重大科技创新计划（2014ACA036）. 作者简介： 罗惠华（1968-），男，教授，研究方向：选矿理论、工艺和浮选药剂.
含量/% 15.62 4.30 24.46 33.56 1.71 4.82 从原矿的多元素分析和粒度分析可知，此矿样为低品位微细粒级胶磷矿，矿样的MgO和SiO2含量都较高，适宜于正-反浮选工艺来剔除矿样的碳酸盐矿物和硅酸盐矿物，降低MgO和SiO2的含量。 1.2 试验设备
主要设备： RK/FD-0.5L型，RK/FD-0.75型单槽浮选机；RK/ZLΦ260/Φ200多功能真空过滤机；101-4A型电热鼓风干燥箱。 1.3 试验药剂
主要药品：碳酸钠、水玻璃、硫酸、磷酸、ST-4，均为市售；捕收剂：MXO-135、MO-135、TSM-46、YS-703、OYJ-68，均为自制。
2 试验结果及分析
2.1正浮选捕收剂的选择
由于样品为细粒级高镁高硅低品位胶磷矿，浮选富集的关键是捕收剂。在0.5 L浮选槽中进行探索试验，控制浮选温度20℃，叶轮转速2000 r/min，确定正浮粗选碳酸钠、水玻璃的最佳用量分别为8.0 kg/t、5.0 kg/t。采用一次粗选探究不同捕收剂对浮选指标的影响。试验结果见表2。
表2不同正浮选捕收剂浮选试验结果
Table 2 Floation results of different types of collectors
捕收剂类型 MO-135 MXO-135 TSM-46 YS-703
精矿产率/% 71.60 66.15 59.38 57.43
P2O5品位/% 17.55 17.43 17.13 16.25
回收率/% 79.09 73.58 64.90 59.35
选矿效率/%
7.49 7.43 5.52 1.92
由表2数据可知，正浮选捕收剂MO-135和MXO-135的捕收能力和选择性明显优于捕收剂TSM-46和YS-703，前两者的回收率和选矿效率高于后两者的回收率和选矿效率。将MO-135和MXO-135两种捕收剂进行正-反浮对比试验，试验流程及药剂制度见图1，结果见表3。
原矿
1’1’2’1’碳酸钠8.0kg/t水玻璃5.0kg/tMO-135 或MXO-135 2.2kg/t
1’1’1’正粗水玻璃1.5kg/t正精T=20℃硫酸18.0kg/t磷酸3.0kg/t OJY-0.6kg/t中矿1正浮尾矿图1两种正浮选捕收剂对比试验流程图
Fig.1 The comparative flow chart of two kinds of collectors
反浮尾矿反粗表3两种正浮选捕收剂对比试验结果
精矿Table 3 Comparative results of two kinds of collectors 精矿产率/% 品位（P2O5）/%
回收率/% 选矿效率/% 捕收剂
MO-135 MXO-135 33.85 32.70 23.76 27.37 51.80 57.78 17.95 25.08 由表3可知，正浮选选择捕收剂MXO-135所得精矿品位27.37%和选矿效率25.08%明显优于MO-135，结果表明,捕收剂MO-135对该矿反浮选的影响较大， MXO-135具有较好的选择性，因此选定MXO-135作为最佳正浮选捕收剂。 2.2反浮选两种抑制剂对比
要实现磷矿物与碳酸盐矿物的分离，有效抑制磷矿物不被浮出，添加合理的抑制剂是非常重要的。通过试验确定反浮选硫酸的用量为21.0kg/t，进行了反浮选磷矿抑制剂磷酸和小分子有机酸ST-4用量的对比试验研究。浮选试验流程如图1，试验结果见图2、图3。
6055
品位 回收率 选矿效率6055选矿指标（% ） 504540353025200123
选矿指标（% ） 504540353025200.00.20.40.60.81.01.2 品位 回收率 选矿效率4
磷酸 用 量（kg/t ) ST-4用量（kg/t ) 图2 磷酸用量试验结果 图3 ST-4用量试验结果
Fig.2 Test results of phosphoric acid dosage Fig.3 Test results of ST-4 dosage
从图2、图3可知，添加抑制剂磷酸和ST-4之后，回收率比没有添加抑制剂提高了10%左右，但是磷酸的添加量较大，而抑制剂ST-4的加入量较少，结果表明小分子有机酸ST-4对磷矿物具有较好的选择性抑制作用。 2.3正反浮选开路流程对比试验
确定各药剂用量后，进行了两种不同开路流程的对比实验，一种开路流程见图4，正浮选一粗一精一扫，反浮一粗的工艺流程，另一种开路试验流程见图5，正浮选一粗二精一扫，反浮一粗一扫的工艺流程，试验结果见表6。
1’1’2’碳酸钠8.0kg/t水玻璃5.0kg/tMXO-135 1.8kg/t 正粗原矿 1’水玻璃1.5kg/t 2’正精1
T=20℃MXO-135 0.6kg/t 1’硫酸21.0kg/t1’柠檬酸0.6kg/t 1’反粗OJY-68 0.6kg/t 正扫中矿2中矿1正浮尾矿
图4正浮选一粗一扫一精反浮一粗的工艺流程图
Fig.4 The flow chart of one roughing one scavenging one cleaning direct flotation and one roughing one
scavenging reverse flotation
原矿 碳酸钠8.0kg/t1’ 1’水玻璃5.0kg/tMXO-135 1.8kg/t 2’ T=20℃正粗2’MXO-135 0.6kg/t 正精1 正扫 正精2 1’硫酸15.0kg/t 正浮尾矿1’柠檬酸0.9kg/t 中矿2中矿1 1’OJY-68 1.5kg/t反粗 中矿31’硫酸6.0kg/t 1’OJY-680.3kg/t 反扫 精矿 中矿4反浮尾矿 图5正浮选一粗一扫二精反浮一粗一扫的工艺流程
Fig.5 The flow chart of one roughing one scavenging two cleaning direct flotation and one roughing one
scavenging reverse flotation
表4开路流程对比试验结果
Table 4 Results of comparison of open-circuit flotation
开路试验工艺流程
产品名称 精矿
正浮一粗一精一扫
反浮一粗
反浮尾矿 精选中矿 扫选中矿 正浮尾矿
产率γ/% 29.80 23.93 17.30 6.94 22.03
品位β/% 28.86 9.32 10.78 17.71 8.78
回收率ε/% 54.23 14.06 11.76 7.75 12.20
24.46 选矿效率E/%
