贵州某磷矿正-反浮选试验研究①

代 典，梁 欢，潘志权，何东升

（1．武汉工程大学 国家磷资源开发利用工程技术研究中心，湖北 武汉430073；2．武汉工程大学化学与环境工程学院，湖北武汉430073；3．武汉工程大学 资源与安全工程学院，湖北 武汉430073）

磷矿是生产磷化产品的基础原料，广泛应用于医药、食品、染料、陶瓷、国防等工业部门，又因其不可再生性而属于国家重点战略资源。我国磷矿资源禀赋差异大，因含有复杂的伴生矿物而以中低品位矿居多，其中某些磷矿伴生有稀土资源，具有极高的潜在价值［1－9］。

本文对贵州某P2O5品位11．68%、MgO含量10．87%的低品位磷矿石进行了浮选试验研究，确定了合适的磨矿细度、药剂用量以及浮选工艺流程，在模拟工业生产进行多次闭路循环试验之后，精矿P2O5品位稳定在28%左右。本研究工作可为该类型磷矿石选矿提供一定技术依据。

1 矿石性质及试验方法

1．1 矿石性质

采用X射线荧光光谱分析（XRF）对试验矿石进行了化学多元素分析，结果见表1。

表1 矿石X射线荧光光谱测试结果（质量分数）／%

根据《磷矿地质勘察规范》（DZ／T 0209—2002）中磷矿石工业类型分类标准，虽然该磷块岩矿中P2O5品位稍低于边界品位，但CaO／P2O5比2．95，酸不溶物含量17．59%，该磷块岩矿属于低品位碳酸盐型磷矿石。

XRD分析结果表明，该磷块岩矿中磷主要以氟磷灰石形式存在，主要脉石矿物为白云石、石英及长石等黏土矿物。矿石中矿物赋存状态测定结果见表2。

表2 矿石样品中矿物赋存状态测定结果

MgO基本赋存于白云石中，91．63%的SiO2赋存于石英中。因此，需要通过浮选白云石来达到去除MgO的目的，同时需要通过抑制石英来达到去除90%左右SiO2的目的。

1．2 试验试剂及仪器设备

试验试剂包括Na2CO3（分析纯）、工业水玻璃、工业硫酸、工业磷酸、PL-9和LP-3等。其中PL-9为膦酸类捕收剂，LP-3为磺酸类捕收剂，均为武汉工程大学自主研发的药剂。

试验仪器设备包括X射线荧光光谱仪（ZSX Primus II）、X射线衍射仪（Bruker D8 ADVANCE）、电感耦合等离子光谱仪（PerkinElmer 8300）、球棒两用磨矿机（XMB-68Φ160×200）、0．5 L单槽浮选机（RX／FD111）等。

2 选矿试验研究

工艺矿物学研究结果表明，该矿石虽属碳酸盐型磷矿石，但SiO2含量高达15%，只采用单一反浮选流程难以实现磷灰石的高效富集。因此，本文先采用正浮选分离石英等硅质脉石矿物，再通过反浮选实现磷灰石与白云石等碳酸盐脉石矿物的分离。

2．1 正浮选试验

2．1．1 磨矿细度试验

磨矿细度是影响浮选稳定的一个重要指标，想要最大化地提高处理量，就必须让目标矿物尽可能单体解离，矿石经破碎后解离度不达标，浮选机产生的气泡难以负载过粗的矿粒（＋0．1 mm粒级）使得目标矿物依旧留在浮选槽内，导致精矿回收率低，过细的矿粒（小于0．006 mm）极易使得矿浆泥化，增加浮选分选难度，导致选择性降低。

按图1所示流程和药剂制度，进行了磨矿细度条件试验，结果见图2。

图1 正浮选工艺流程

图2 磨矿细度对正浮选指标的影响

由图2可知，－0．074 mm粒级含量低于90%时，硅酸盐矿物与磷矿物解离不完全，尾矿中P2O5含量高达10%左右；随着磨矿细度增高，硅酸盐矿物与磷矿物充分解离，尾矿P2O5含量减至5%左右，但当－0．074 mm粒级含量达到96．96%后，尾矿P2O5含量下降幅度趋于平缓。考虑尾矿中P2O5含量满足直接抛尾要求，选定磨矿细度－0．074 mm粒级占96．96%，磨矿时间30 min。

2．1．2 Na2CO3用量试验

Na2CO3在矿浆中发生电离-水解作用，碳酸根水解产生的OH－能使矿浆pH值保持在8～10的稳定区间内，同时能使镁、钙、铁等有害离子在弱碱性条件下生成难溶性沉淀，避免其在浮选磷灰石过程中产生抑制作用，提高浮选过程捕收剂选择性。磨矿细度－0．074 mm粒级占96．96%，按图1所示流程进行了Na2CO3用量条件试验，结果见图3。

由图3可知，随着Na2CO3用量增加，精矿P2O5回收率逐渐升高，而精矿品位变化不大。当Na2CO3用量超过3．5 kg／t时，P2O5回收率升高趋势减弱，尾矿P2O5品位下降趋势减缓，且泡沫为黏稠状态，不易消泡。因此选定Na2CO3用量3．5 kg／t。

图3 Na2 CO3用量对正浮选指标的影响

2．1．3 水玻璃用量试验

水玻璃成分复杂，以各类硅酸类化合物混杂共存于体系当中。而起到抑制作用的主要是H2SiO3和。硅酸胶粒和硅酸离子因强大复杂的羟基结构而具有较强的水化性，易于吸附在具有相同酸根的脉石矿物如石英、硅酸盐等表面，形成一层亲水膜，产生抑制作用。磨矿细度－0．074 mm粒级占96．96%，按图1所示流程进行了水玻璃用量条件试验，结果见图4。

图4 水玻璃用量对正浮选指标的影响

由图4可知，随着水玻璃用量增大，精矿回收率逐渐降低，精矿P2O5品位逐渐升高。当水玻璃用量达1．2 kg／t时，继续增加水玻璃用量，尾矿P2O5含量呈增高态势。考虑到尾矿直接抛尾，尾矿P2O5回收率不宜高于6%，选定水玻璃用量1．2 kg／t。

2．1．4 PL-9用量试验

磨矿细度－0．074 mm粒级占96．96%，按图1所示流程进行了正浮选捕收剂PL-9用量条件试验，结果见图5。

由图5可知，随着PL-9用量增加，精矿回收率呈升高趋势，精矿P2O5品位呈缓慢下降趋势。当PL-9用量达到0．6 kg／t时，精矿回收率升高趋势变小。考虑药剂成本和选矿指标，选择PL-9用量0．6 kg／t。

图5 捕收剂PL-9用量对正浮选指标的影响

2．2 反浮选流程试验

2．2．1 H2SO4用量试验

在正浮选脱硅基础上，选用H2SO4作为反浮选pH调整剂。硫酸电离出的H＋离子能使矿浆pH值保持在弱酸性，同时可通过改变磷矿物表面电荷，增强磷矿物亲水性，并且浸蚀碳酸盐矿物表面达到提高矿物分选性的作用。反浮选流程如图6所示，反浮选H2SO4用量条件试验结果见图7。

图6 反浮选工艺流程

图7 H2 SO4用量对反浮选指标的影响

由图7可知，H2SO4用量太少，矿浆pH值偏高，对含磷矿物抑制作用不强，分选性差，得到的精矿P2O5品位低；而H2SO4用量过大，在分解碳酸盐矿物的同时也分解了少量磷矿物，导致精矿P2O5损失量过多。考虑精矿P2O5品位和生产成本，选定H2SO4用量24 kg／t。

2．2．2 捕收剂LP-3用量试验

选定H2SO4用量24 kg／t，按图6所示流程进行了反浮选捕收剂LP-3用量试验，结果见图8。

图8 捕收剂LP-3用量对反浮选指标的影响

由图8可知，LP-3用量小于1．4 kg／t时，精矿P2O5品位低于28%，不能满足工业生产要求；LP-3用量大于1．4 kg／t时，精矿回收率大幅度降低。综合考虑精矿P2O5品位和生产成本，选定LP-3用量1．4 kg／t。

2．3 闭路试验

在条件试验基础上，进行了正浮选-反浮选闭路试验，试验流程见图9。其中试验用水和中矿均模仿工厂生产方式用于循环，连续重复进行了5组试验，所得闭路循环浮选指标如表3所示。

图9 闭路试验数质量流程

由表3可知，当磨矿细度－0．074 mm粒级占96．96%、Na2CO3用量3．5 kg／t、工业水玻璃用量1．2 kg／t、正浮选捕收剂PL-9用量0．6 kg／t，H2SO4用量30 kg／t、H3PO4用量8 kg／t、反浮选捕收剂LP-3用量1．2 kg／t时，经“正浮选、一粗两扫反浮选”闭路浮选，可获得P2O5品位28．04%、回收率81．92%、MgO含量0．75%的磷精矿。

表3 闭路试验结果

3 结 论

贵州某低磷层白云质磷块岩矿P2O5品位11．68%、CaO含量33．52%，主要杂质元素MgO含量10．87%、SiO2含量17．59%。通过对该低品位磷块岩矿进行探索性选矿试验，在磨矿细度－0．074 mm粒级占96．96%条件下，经过常温“正浮选、一粗两扫反浮选”闭路浮选，获得了P2O5品位28．04%、回收率81．92%、MgO含量0．75%的磷精矿。