湖北宜化集團殷家坪磷礦雙反浮選工藝的研究

劉 曉，瞿定軍，劉小平，張祥勤，王 玲，葛英勇，劉 鳴

1.北京藍圖工程設計有限公司，北京 100070；

2.武漢理工大學資源與環境工程學院，湖北 武漢 430070

湖北宜化集團殷家坪磷礦雙反浮選工藝的研究

劉 曉1，瞿定軍1，劉小平1，張祥勤1，王 玲1，葛英勇2，劉 鳴2

1.北京藍圖工程設計有限公司，北京 100070；

2.武漢理工大學資源與環境工程學院，湖北 武漢 430070

針對湖北宜化殷家坪低品位難選硅鎂質磷礦，采用陰離子捕收劑MG-7反浮選脫鎂—沉降脫泥—陽離子捕收劑T609反浮選脫硅工藝.在脫硅之前預先脫泥，同時消泡劑TOP和捕收劑T-609搭配使用，解決了陽離子反浮選脫硅過程中泡沫過穩定的難題.獲得品位為33.04%，回收率為69.50%的浮選精礦.將分離的礦泥并入精礦，混合后精礦品位為30.56%，回收率為78.68%.相比于傳統的正浮選工藝，此工藝不需加溫有效地降低了選礦的成本.

磷礦；雙反浮選；捕收劑；消泡劑；過穩定泡沫

磷礦最重要的應用之一為磷肥原料.充足的磷肥供應是一個國家農業發展的前提，也直接關乎到世界糧食的供應安全［1-2］.隨著磷礦品位的不斷貧化，單獨使用正浮選或反浮選難以獲得高品質的磷精礦.因此，國內外通常運用正—反、反—正和雙反浮選工藝處理磷礦石［3-5］.湖北大峪口化工公司采用正浮選脫硅—反浮選脫鎂工藝選別低品位磷灰石，是國內處理硅鎂質磷礦的典型實例［6］.但是，正浮選脫硅一般需要加溫，導致選礦成本升高.因此，陽離子捕收劑反浮選脫硅工藝是目前磷礦領域研究的重要課題.葛英勇等［7］研究發現，采用深度氧化脂肪酸MG反浮選脫鎂和烷基多胺醚GE-609反浮選脫硅的雙反浮選工藝，可獲得精礦P2O5品位和回收率分別為32.51%和91.23%、MgO品位為0.78%、R2O3品位為2.37%的良好指標.突尼斯 kef-Eddur［8］在研究中發現，低品位粗粒磷礦用醚胺反浮選脫硅效果較好，但細粒級分選效果較差，主要原因是細粒礦泥多，比表面積大，泡沫多，惡化了浮選工藝.采取預先脫泥工藝，可以有效改善細粒礦物的浮選效果［9-11］，同時消泡劑和捕收劑的混合使用，可以有效解決陽離子反浮選中泡沫過穩定的問題，促進了雙反浮選工藝在工業生產中的大規模應用.北京藍圖工程設計有限公司與武漢理工大學組成的聯合試驗小組采用陰離子反浮選脫鎂—沉降脫泥—陽離子反浮選脫硅聯合工藝對殷家坪磷礦進行選別，獲得了良好的精礦指標.

1 試驗部分

1.1 礦石性質

試驗所用礦樣來自湖北宜化集團礦業有限責任公司殷家坪磷礦.礦樣多元素分析結果如表1所示，礦物成分分析結果如表2所示，單位為質量分數.

表1 礦樣多元素分析結果Tab.1 Multi-element analysis of raw ore （mass fraction：%）

表2 礦物成分分析結果Tab.2 Component analysis of raw ore （mass fraction：%）

由表1和表2可知，原礦中P2O5的品位為20.31%，SiO2含量為28.09%，MgO含量為2.33%.含磷礦物為磷灰石（54.48%）和膠磷礦（4.74%），主要脈石礦物為長石（29.64%）、白云石（5.89%）和石英（2.53%），同時含有少量黃鐵礦、方解石和針鐵礦，屬于典型的低品位難選硅鎂質磷礦.

1.2 藥劑

捕 收 劑 MG-7、T609，調 整 劑 H2SO4、H3PO4、Na2CO3，消泡劑 TOP.

1.3 方法

試驗在XFD型單槽浮選機中進行，浮選槽體積為1.0 L，浮選機主軸轉速為1 800 r/min.稱取400 g原礦，使用XMQ-Ф150×50型球磨機磨至適宜細度.依次進行反浮選脫鎂pH條件試驗、脫鎂捕收劑對比試驗、脫泥試驗、脫硅pH條件試驗、脫硅捕收劑對比試驗、閉路試驗.浮選后將各產品分別抽濾、烘干、稱重、制樣、化驗，得出其產率和品位，計算出各產品的回收率.

2 結果與討論

2.1 磨礦細度及H2SO4用量試驗

磨礦細度試驗原則流程如圖1，浮選條件為：磨礦細度（變量）、H2SO4用量為15 kg/t、MG-7用量為2 250 g/t.磨礦細度試驗結果如圖2（a）所示.

由圖2（a）可知，隨著磨礦細度由-0.075 mm占70%增加至-0.075 mm占87%，精礦中P2O5品位由23.22%升至23.75%，回收率由91.94%降至89.72%.當磨礦細度-0.074 mm含量大于80%之后，精礦中P2O5品位增幅相對較小，表明碳酸鹽脈石礦物與有用礦物單體充分解離，因此選擇-0.074 mm占80.23%為最佳磨礦細度.

H2SO4用量試驗原則流程如圖1所示，試驗條件：磨礦細度-0.074 mm占80.23%，H2SO4（變量），MG-7用量為2 250 g/t（兩段加藥），試驗結果如圖 2（b）所示.

由圖 2（b）可知，隨著 H2SO4用量的增加，精礦中P2O5的品位逐漸增加，回收率逐漸降低.而H2SO4用量大于15 kg/t時，P2O5的品位增加幅度相對較小，而回收率降低較為明顯.綜合考慮精礦品位與回收率指標，H2SO4用量定為15 kg/t.

圖1 磨礦細度試驗及脫鎂粗選試驗流程圖Fig.1 Flowchart of ore grinding and de-magnesium roughing flotation

圖2 （a）脫鎂粗選磨礦細度試驗結果；（b）脫鎂粗選H2SO4用量試驗結果；（c）脫鎂粗選捕收劑MG-7用量試驗結果Fig.2 Results of（a）ore grinding，（b）H2SO4dosage and（c）MG-7 collector dosage in de-magnesium roughing flotation

2.2 反浮選脫鎂試驗

原礦中MgO含量為2.55%，在化工生產中磷精礦MgO含量要求小于1%，故進行反浮選脫鎂試驗，脫鎂粗選條件試驗流程如圖1所示.

2.2.1 捕收劑對比試驗 選擇MG-7，EZ-1，HD-1三種捕收劑進行脫鎂藥劑篩選試驗.試驗條件：磨礦細度-0.074 mm占80.23%；H2SO4用量15 kg/t；捕收劑用量均為2 250 g/t，采用分批加藥方式［12-13］；浮選時間t=（4+4）min.試驗結果如表3所示.

由表3可知，MG-7可以得到P2O5品位為23.73%、回收率為90.00%的粗精礦.EZ-1和HD-1的捕收性較強，但是選擇性較差，在獲得精礦P2O5品位相當的情況下，回收率分別比MG-7低8.11%和13.68%

因此，選擇MG-7作為本試驗的脫鎂捕收劑.

表3 脫鎂捕收劑對比試驗結果Tab.3 Results of collector in de-magnesium roughing flotation （%）

2.2.2 捕收劑用量試驗 試驗條件：磨礦細度-0.074 mm 占 80.23%；H2SO4用 量為 15 kg/t；MG-7用量為變量，采用分批加藥方式；浮選時間t=4+4 min.試驗結果如圖 2（c）所示.由圖 2（c）可知，隨著捕收劑用量由1.25 kg/t增加到3 kg/t，精礦中P2O5品位逐漸增加，由22.97%增加至23.76%，回收率逐漸降低，由96.51%降低至87.59%.當MG-7用量為2 250 g/t時，精礦P2O5品位為23.73%回收率為90.00%.繼續增加捕收劑用量，精礦P2O5品位增幅較小，但回收率下降明顯.綜合比較MG-7用量2 250 g/t時為最優條件.

2.3 脫泥試驗

脫硅藥劑屬于陽離子型胺類捕收劑，由于細粒礦物擁有較高的比表面積，在浮選中胺類捕收劑大量的吸附在細顆粒表面，導致捕收劑消耗量增大.藥劑成本增加.同時還產生大量黏性泡沫，致使無法進行正常的浮選操作.故在反浮選脫硅之前進行脫泥，可以有效降低藥劑消耗和改善浮選環境［14-15］.

實驗室采取沉降水析法脫泥，在1 L浮選槽中沉浸100 s，抽出上層懸濁液，得到產率為10%的礦泥.礦泥主要元素分析結果如表4所示.

表4 礦泥主要元素分析Tab.4 Major elements analysis of slime （%）

由表4可知，礦泥中P2O5的品位為19.69%，回收率接近10%.但鎂、鐵、鋁含量偏高，可考慮采用正浮選工藝處理礦泥，從而進一步提高磷精礦回收率.也可將礦泥與精礦直接合并，得到混合精礦.

2.4 反浮選脫硅試驗

由于原礦中含有大量的長石和石英，單獨使用反浮選脫鎂工藝難以得到合格的精礦，因此在脫鎂的基礎上進行脫硅試驗.實踐中陽離子捕收劑反浮選脫硅過程中存在泡沫過穩定的問題，影響其在工業生產中的應用.選擇TOP作醚胺類捕收劑反浮選脫硅的消泡劑，可以有效解決浮選泡沫黏度大、難沖消的難題，根據前期研究經驗，試驗TOP用量定為80 g/t.反浮選脫硅采用一粗一精一掃流程.脫硅粗選、精選試驗流程如圖3.

圖3 脫硅粗選、精選試驗流程圖Fig.3 Flowchart of silicon removal by roughing and concentration flotation

2.4.1 pH條件試驗 選擇Na2CO3作為脫硅pH調整劑.試驗條件：Na2CO3（變量）；T-609，375（250+125）g/t，消泡劑TOP，80 g/t.試驗結果如表5所示.

表5 脫硅pH條件試驗結果Tab.5 Results of pH in silicon removal

由表5可知，陽離子捕收劑T-609在酸性條件（pH為5.7）下捕收效果較差，精礦中品位低至30.66%.加入Na2CO3之后，精礦中P2O5的品位顯著增加，當Na2CO3用量為1 000 g/t時，可以獲得P2O5品位為35.14%，回收率為58.90%的磷精礦，增大Na2CO3用量精礦品位變化幅度較小，因此該礦樣的脫硅最佳Na2CO3用量為1 000 g/t.

2.4.2 捕收劑對比試驗 選取GE-609、YGE-609、T-609三種捕收劑進行脫硅藥劑篩選試驗.試驗條件：Na2CO3，1 000 g/t；捕收劑，375（250+125）g/t.試驗結果如表6所示.

表6 脫硅捕收劑對比試驗結果Tab.6 Results of collector in silicon removal （%）

由表6可知，GE-609作為捕收劑時可以得到P2O5品位為35.05%，回收率為60.92%的精礦，采用T-609可以得到P2O5品位為35.14%，回收率為58.90%的精礦，兩種藥劑脫硅效果相當；YGE-609的捕收性能較差.但考慮到浮選泡沫現象，選擇GE-609做捕收劑反浮選時泡沫較多、難消泡，生產上不易控制.故選擇浮選泡沫現象較好的T-609做為脫硅捕收劑.

2.4.3 捕收劑用量試驗 選擇T-609進行脫硅捕收劑用量試驗，試驗條件：Na2CO3用量為1 000 g/t；T-609（變量），試驗結果如圖4所示.

圖4 脫硅捕收劑T-609用量試驗結果Fig.4 Results of T-609 collector dosage in silicon removal

由圖4可知，隨著T-609用量由300 g/t增加至450 g/t，精礦中P2O5品位由32.89%增加至36.08%，回收率由63.06%降低至50.26%.當捕收劑用量大于337.5（225+112.5）g/t時，精礦品位增加幅度較小，回收率降低幅度較大.綜合考慮確定脫硅捕收劑用量為337.5（225+112.5）g/t.

2.5 閉路試驗

為驗證最佳試驗條件的可靠性與穩定性，進行了閉路試驗.閉路試驗流程如圖5所示，閉路試驗結果如表7所示，精礦多元素分析結果如表8所示，單位為質量分數.

圖5 閉路試驗流程圖Fig.5 Flowchart of closed-circuit test

表7 閉路試驗結果Tab.7 Results of closed-circuit test （%）

由表7和表8可知，通過雙反浮選試驗，可以將原礦P2O5品位從20.31%提高到33.04%，且鐵鋁鎂總含量＜3%，獲得良好的生產指標.若將礦泥與精礦合并，則混合精礦品位為30.56%，回收率為78.68%.

表8 精礦多元素分析結果Tab.8 Multi-element analysis of the concentrate （mass fraction：%）

3 結 語

1）湖北某磷礦原礦P2O5含量為20.31%，主要脈石礦物為長石、白云石和黃鐵礦，其中SiO2和MgO含量分別為28.09%、2.55%，屬于典型的難選中低品位硅鎂質磷礦.

2）在-0.074 mm占80.23%的磨礦細度下，脫鎂粗選的最佳藥劑制度為：H2SO415 kg/t、MG-7 2 250 g/t（兩段加藥）；脫硅粗選的最佳藥劑制度為：Na2CO31 000 g/t、T609 225 g/t、TOP 80 g/t；脫硅精選的最佳藥劑制度為：T609 112.5 g/t.通過雙反浮選工藝，獲得P2O5品位33.04%，回收率69.50%，鐵鋁鎂總含量小于3%的優質磷精礦.將礦泥與精礦直接合并，可以得到P2O5品位為30.56%，回收率為78.68%的混合精礦.

3）脫硅之前預先脫泥，加上反浮選脫硅陽離子捕收劑T-609和消泡劑TOP的搭配使用，可以有效改善陽離子反浮選中泡沫過穩定的問題.

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Double Reverse Flotation of Yinjiaping Phosphate Mine in Hubei Yihua Group

LIU Xiao1，QU Dingjun1，LIU Xiaoping1，ZHANG Xiangqin1，WANG Ling1，GE Yingyong2，LIU Ming2
1.Beijing Landmark Engineering Co.，LTD，Beijing 100070，China；
2.School of Resource and Environment Project，Wuhan University of Technology，Wuhan 430070，China

A low grade phosphate ore with high silicon and magnesium in Hubei was processed by a double reverse flotation with anionic collector MG-7 removing magnesium，sedimentation desliming and the cationic collector T609 removing silicon.The problem of over-stable foam in cationic reverse flotation process can be effectively solved by desliming before desilication，and combining collector T-609 with defoaming agent TOP.The grade of P2O5achieves 33.04%，and the recovery is 69.50%.When combined slime with concentrate，the concentrate grade is 30.56%and the recovery is 78.68%.Compared with the traditional flotation process，this new technology without heating reduces the production cost

phosphate ore；double reverse flotation；collector；defoaming agent；over-stable foam

1674-2869（2017）06-0594-06

TD923

A

10.3969/j.issn.1674-2869.2017.06.012

2017-05-12

劉 曉，高級工程師，E-mail：lx661212@sina.com

劉曉，瞿定軍，劉小平，等.湖北宜化集團殷家坪磷礦雙反浮選工藝的研究［J］.武漢工程大學學報，2017，39（6）：594-599.

LIU X，QU D J，LIU X P，et al.Double reverse flotation of Yinjiaping Phosphate Mine in Hubei Yihua Group［J］.Journal of Wuhan Institute of Technology，2017，39（6）：594-599.

苗 變