云南混合型胶磷矿正浮选浮选行为与机理研究*

杨稳权，张 华，何海涛，蔡忠俊，庞建涛，肖 喆

(云南磷化集团有限公司，国家磷资源开发利用工程技术研究中心，云南 昆明 650600)

0 引言

云南磷矿资源丰富，探明储量占全国的22%，平均P2O5品位22.4%[1]。根据磷矿石品级划分，云南低品位磷矿约占其总量的86.2%。经过近60年大规模的开采，富矿资源已消耗殆尽，必须对低品位磷矿进行综合利用，才能确保云南磷矿山和磷化工的可持续发展。

云南省磷矿主要为胶磷矿，按工业类型划分，碳酸盐型胶磷矿、硅质及硅酸盐型胶磷矿各占10%，混合型胶磷矿占80%。从选矿工艺来看，碳酸盐型胶磷矿采用单一反浮选工艺脱除碳酸盐脉石矿物[2]，硅质及硅酸盐型胶磷矿采用单一正浮选工艺脱除硅质脉石矿物[3]，因此该类矿石选矿工艺相对成熟，选别成本较低。而混合型胶磷矿需要同时脱除碳酸盐矿物和硅质矿物才能富集磷矿物[4]，因此选矿工艺流程较复杂，一般采用正反联合浮选[5-10]或双反联合浮选工艺流程[11]，其生产成本较高，产业化应用案例较少，主要原因是对正浮选脱硅浮选[12]行为和机理的研究[13]还不够深入。随着高镁低硅碳酸盐型胶磷矿储量的逐渐减少，如何从混合型胶磷矿中回收磷矿物，直接关系到云南磷化工产业的可持续发展。因此，本文从正浮选工艺[14-15]入手，探索混合型胶磷矿正浮选的浮选行为[16]和机理，以期为胶磷矿产业化应用寻找更低成本、更合理的选别工艺。

1 矿石性质

试验矿样采自云南晋宁磷矿高硅低品位胶磷矿，多元素分析结果见表1。

表1 试验矿样多元素分析结果 单位：%

由表1可以看出，ω(CaO)/ω(P2O5)=1.63，ω(SiO2)为26.56%，说明该试验矿样属于混合型磷块岩。对于该类磷矿石，不仅需要脱除大部分碳酸盐脉石矿物，还需要脱除一部分硅质及硅酸盐脉石矿物才能富集磷矿物[17]；通常采用正反浮选或者双反浮选工艺脱除脉石矿物。本文从正反浮选工艺入手，通过浮选速率试验[18]和浮选机理研究，揭示该类矿石的浮选行为。

2 试验内容与结果

2.1 磨矿细度试验

2.1.1 可磨性磨矿细度试验

可磨性磨矿细度试验主要是为了考查试验矿样在不同磨矿时间下的可磨性[11]。试验结果见图1，图中单位时间磨矿细度为磨矿细度(-0.074 mm质量分数)与磨矿时间的比值。

图1 磨矿时间与磨矿细度关系曲线

由图1可知，随着磨矿时间的增加，磨矿细度逐渐增加，单位时间磨矿细度逐渐减少，磨矿效率降低，说明试验矿样难磨[12]。

2.1.2 可浮性磨矿细度试验

可浮性磨矿细度试验主要是为了考查试验矿样正浮选脱硅最适宜的浮选粒度[13]。磨矿细度与精矿产率、P2O5回收率、MgO回收率、SiO2回收率的关系曲线见图2，磨矿细度与精矿和尾矿中P2O5、MgO、SiO2质量分数关系曲线见图3。

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图2 磨矿细度与精矿产率、回收率关系曲线

图3 磨矿细度与产品品位关系曲线

从图2可以看出：随着磨矿细度的增加，精矿产率和P2O5、MgO、SiO2的回收率均逐渐增加；当磨矿细度为-0.074 mm质量分数超过96.39%时，精矿产率和P2O5、MgO回收率增幅趋缓，SiO2回收率逐渐降低。

从图3可以看出，随着磨矿细度的增加，精矿中P2O5、MgO、SiO2质量分数均变化不大，尾矿中P2O5、MgO质量分数均逐渐降低，但SiO2质量分数逐渐升高，说明矿石细磨有利于降低尾矿中P2O5质量分数，有利于排除硅质脉石矿物。综合图2和图3的结果，选择最佳磨矿细度为-0.074 mm质量分数占96.39%。

2.2 正浮选浮选速率及浮选动力学试验

试验工艺流程见图4，结果见图5。从图5可以看出，随着浮选时间的增加，精矿中P2O5、MgO的质量分数逐渐降低，但SiO2的质量分数逐渐升高。当浮选时间超过2 min后再进行浮选时，精矿5—精矿7中P2O5质量分数低于原矿P2O5质量分数，成为无效选矿，因此浮选时间确定为2 min。 2 min后的浮选应作为扫选作业来增加P2O5回收率。

图4 正浮选浮选速率试验工艺流程

图5 浮选不同时间精矿、尾矿中P2O5、MgO、SiO2质量分数曲线

为了研究磷矿石中各矿物的浮选动力学，利用各矿物的浮选速率的规律来分析浮选影响因素。研究浮选速率可以改善浮选工艺和流程，完善浮选试验研究方法。

浮选进行的快慢可用单位时间内浮选矿浆中被浮选矿物的浓度变化或回收率变化来衡量，称为浮选速率。一段时间内回收率的变化称为平均浮选速率[19]，不同矿物的平均浮选速率对比见图6。

图6 不同矿物的平均浮选速率对比

从图6可以看出，在浮选3 min时，3种矿物的平均浮选速率一致，该浮选速率符合一级反应速率方程。在实际矿石浮选时，由于浮选物料由具有不同浮选速率常数(时间函数)的矿物组成，所以随着具有较大浮选速率常数的矿物不断浮出，浮选机中剩余物料的平均浮选速率常数将随着浮选时间的延长逐渐降低。

在前0.5 min浮选时间内，白云石矿物可浮性最好，平均浮选速率最大，磷矿物平均浮选速率次之。浮选1 min后，白云石矿物和磷矿物的可浮性一致，平均浮选速率基本一致;而硅质及硅酸盐矿物的可浮性相对较差，主要原因有二：一是硅质及硅酸盐矿物亲水性强，二是与添加水玻璃等抑制剂有关。另外，从浮选开始至3 min(从精矿1至精矿5)时，3种矿物的平均浮选速率趋于相同，当浮选时间超过4 min(精矿6)后，硅质矿物的平均浮选速率略高于白云石矿物和磷矿物。

2.3 浮选各矿物相对接触角测定

接触角θ为矿物可浮性的标志，矿物表面的疏水性越强，则θ越大，矿物越容易浮选。对图4中精矿1—精矿7和尾矿进行固体粉末相对接触角[20]测定，结果见图7。

从图7可以看出，浮选后各固体粉末产品的相对接触角相近，都较大，在88°～89°，主要原因是各矿物吸附了药剂，提高了矿物的接触角，增强了矿物的疏水性，即提高了矿物的可浮性。相对接触角大的矿物优先浮出，而相对接触角小的矿物亲水性较强，难以上浮。

相对接触角测定结果表明，要获得较好的选别指标，利用浮选药剂调整矿石的接触角是关键。对于试验矿样，相对接触角差值需要大于15.11°才能获得较好的选别指标。

以cosθ为润湿性指标[21]，则可浮性=1-cosθ。对图4中精矿1-精矿7和尾矿进行可浮性与润湿性计算，结果见图8。

图8 浮选产品润湿性与可浮性关系曲线

从图8可以看出，随着浮选时间增加，上浮的精矿1—精矿7和浮选尾矿产品的润湿性逐渐增强，即亲水性增强，而可浮性逐渐降低。润湿性最小时可浮性最大，反之，润湿性最大时可浮性最小。

3 结论与讨论

a．可磨性磨矿细度试验结果表明，磨矿细度随磨矿时间的增加而增加，但单位时间磨矿细度逐渐降低，说明磨矿效率降低，试样难磨。

b．可浮性磨矿细度试验结果表明，在精矿品位相近的情况下，磨矿细度增加有利于提高精矿回收率和降低尾矿中P2O5品位。

c．从浮选时间来看，当其超过2 min后，浮选过程为无效选矿；延长浮选时间虽然可以提高精矿回收率，但会降低精矿品位。因此2 min后的浮选应定为扫选作业，以此来确定浮选流程内部结构。

d．从浮选速率来看，磷矿石中3种矿物的平均浮选速率均随浮选时间的增加而降低，白云石矿物、磷矿物与硅质矿物在一定浮选时间内平均浮选速率相差较大，因此可以利用矿物的浮选速率差来确定脱除脉石矿物的浮选工艺。根据浮选速率差通过正浮选作业很难将磷矿物、白云石、硅质及硅酸盐矿物同时分离，因此只能先混合浮选出磷矿物和白云石矿物、脱除槽底硅质矿物，再分选已混合浮出的磷矿物和白云石矿物。

e．对于试验矿样，通过药剂与矿物作用，其相对接触角差值需要大于15.11°才能获得较好的选别指标。