湖北某磷礦選礦實驗研究

王建國，周麗君，李宏建

（中國瑞林工程技術股份有限公司，江西 南昌 330000）

磷是所有作物生長不可缺少的元素，在國家糧食安全保障中具有獨特地位。磷礦作為磷元素的主要來源，是一種具有戰略意義的礦產資源。中國的磷礦資源儲量全球第二，約占世界磷資源儲量的30%，但是我國磷礦資源豐而不富，脈石含量復雜多變，分選難度高[1-2]。根據磷礦石中所含脈石礦物的種類與含量而劃分有硅質、鈣質和硅鈣質型磷礦石，其中硅鈣質磷礦占全國磷礦總儲量的85%以上[3-4]。目前，高鎂鈣質磷礦因選礦技術成熟、成本低廉，被選擇性地開發利用[5-6]，然而由于其資源儲量有限，難以滿足經濟增長對磷礦資源的需求[7]。大量被剝離的難選硅質及硅鎂質磷礦的長期堆存不僅造成資源浪費[8]，同時占用大量的土地。因此，硅鎂質膠磷礦的開發利用顯得尤為重要。

浮選法是分離硅鎂質膠磷礦的常用方法[9]，主要分為雙反浮選工藝及正反浮選工藝。雙反浮選工藝中由于陽離子捕收劑對礦泥敏感，易出現大量過穩定泡沫堆積，難以消泡，嚴重影響浮選指標及后續作業[10-11]，導致其難以在風化程度較高、-10 μm礦石含量較高的磷礦中使用。湖北某磷礦采用雙反浮選工藝時，由于礦石中的-10 μm礦石含量較高，陽離子反浮選脫硅時泡沫量大、粘度高、易堆積、不易消泡，導致該工藝難以實現工業化。正反浮選工藝藥劑制度復雜，選礦成本較高，工業上實現難度較大。因此，針對湖北某磷礦的性質，開發出了擦洗分級+光電選礦+正反浮選工藝，既能有效降低礦石中的含鎂脈石和倍伴氧化物，同時大幅度降低了進入磨浮工藝的礦石量，降低了選礦成本，技術經濟性更合理。

1 實驗部分

1.1 實驗原料

礦石由湖北某磷礦提供，其化學多元素分析見表1。由表1可知，原礦P2O5品位為30.84%，該礦石屬于高品位磷礦。礦石中主要雜質SiO2含量為12.45%，MgO含量為1.24%，倍半氧化物（Al2O3+Fe2O3）含量為4.27%。圖1為磷礦樣品偏光顯微鏡下照片，可以看出礦石中主要礦物組成。由圖1可知，含磷主要礦物為碳氟磷灰石，含鎂主要礦物為白云石，含倍伴氧化物礦物為含鐵鋁的硅酸鹽礦物。該礦石的主要選礦目標是降低礦石中的氧化鎂和倍伴氧化物的含量。

圖1 磷礦樣品偏光顯微鏡照片Fig.1 Photo of phosphate rock sample under polarizing microscope

表1 原礦化學多元素分析結果/%Table 1 Chemical multi-element analysis results of the raw ore

1.2 實驗方法

前期探索實驗表明，+0.074-10 mm粒度礦石質量達到磷精礦質量標準，這部分礦石可以通過篩分獲得作為磷精礦。+10-60 mm粒度礦石符合光電分選入料要求，直接進入光電分選作業。光電分選尾礦、+60 mm礦石經破碎磨礦后與-0.074 mm礦石一同進入浮選作業進一步回收含磷礦物，選礦工藝流程見圖2。原礦經擦洗作業后，按粒度進行分級，其中+10-60 mm粒級產品進入光電分選業，獲得光電選精礦和光電選尾礦。+60 mm粒級產品和光電分選尾礦進入磨礦作業，磨礦作業礦漿和篩析-0.074 mm粒級產品合并進入浮選作業。浮選精礦、篩分精礦（+0.074-10 mm）和光電選精礦直接作為最終精礦產品，浮選尾礦作為最終尾礦產品。

圖2 選礦實驗流程Fig.2 Flowchart of beneficiation test

2 實驗結果及分析

2.1 原礦擦洗分級實驗

對原礦（破碎前礦石）進行擦洗-分級實驗（流程見圖2），實驗結果見表2。經過擦洗-分級后，礦石中的磷及硅的分布具有規律性的分布特征，高品位的磷礦主要集中在中間粒級，硅主要分布在兩側粒級。根據精礦產品質量要求，將13個粒度級別產品歸為3部分，其中+10-60 mm粒級的礦石進入光電選作業，+0.07-10 mm粒級礦石作為精礦，-0.074 mm和+60 mm粒級的礦石作為擦洗分級尾礦，各粒級產率及產品質量見表3。

表2 原礦石擦洗-分級實驗結果Table 2 Test results of scrubbing-grading of raw ore

表3 原礦擦洗-分級產品歸類結果Table 3 Product classification results of scrubbing-grading test of raw ore

2.2 光電分選實驗

該礦石屬于層狀結構，并不屬于膠磷礦，這為光電選礦提供了分選基礎。實驗所用的光電分選設備是小型實驗樣機，是通過礦石中有用礦物和脈石礦物表面顏色的差異識別，采用高壓氣嘴吹出脈石或有用礦物，實現脈石礦物和有用礦物的分離。圖3為-60+10 mm粒級礦石光電分選后的產品，圖中的深灰色和灰色礦石磷品位較高，雜質含量較低，可以作為光電選精礦。黃色礦物中雜質含量較高，作為光電選尾礦。光電選實驗指標見表4，從表4中可以看出，經過光電選礦后，礦石P2O5品位由31.45%提高至33.70%，Al2O3+Fe2O3含量由4.10%降低到2.99%，較好地去除了礦石中的倍伴氧化物。

圖3 光電分選產品Fig.3 Photoelectric sorting products

表4 -60+10 mm粒級礦石光電分選實驗結果Table 4 Test results of photoelectric separation of -60+10 mm size ore

2.3 浮選實驗

擦洗分級尾礦（+60 mm部分）和光電分選尾礦經破碎-磨礦后與擦洗分級尾礦（-0.074 mm部分）合并后進入浮選作業（見圖2），浮選給礦主要化學成分P2O5、MgO、Fe2O3、Al2O3、SiO2含量分別為24.12%、0.92%、1.63%、6.21%、21.09%。主要脈石礦物為白云石和硅酸鹽礦物，采用正反浮選工藝能有效去除礦石中的脈石礦物，正浮選作業主要脫除礦石中的硅酸鹽礦物，反浮選作業主要脫除礦石中的白云石，采用新型正、反浮選捕收劑，實現了常溫浮選。

2.3.1 磨礦細度實驗

磨礦細度實驗采用一次粗選流程，浮選藥劑條件為：碳酸鈉4167 g/t、抑制劑CY-1 3000 g/t、CB-102 1000 g/t，浮選指標與磨礦細度之間關系見圖4。由圖4可知，磨礦細度隨著-0.074 mm含量的增加，精礦P2O5回收率呈現出先增加后降低的趨勢，其原因為礦物粒度越細，有用礦物與脈石礦物的單體解離度越高，有用礦物更容易與藥劑分子作用后吸附于泡沫表面上浮。然而，磨礦細度過高，會形成過磨現象，大量新生的礦物表面會增加藥劑的消耗，從而導致精礦產率和回收率隨著磨礦細度的增加反而下降。當磨礦細度-0.074 mm 65.88%時，其精礦P2O5回收率達到峰值97%，精礦P2O5品位隨磨礦細度變化并不顯著。綜合考慮浮選指標和選礦成本，磨礦細度選擇為-0.074 mm 65.88%。

圖4 磨礦細度與浮選指標關系曲線Fig.4 Relationship between grinding fineness and flotation index

2.3.2 正浮選碳酸鈉用量實驗

碳酸鈉用量實驗采用一次粗選流程，浮選藥劑條件為：抑制劑CY-1 3000 g/t、CB-102 1000 g/t，碳酸鈉用量實驗結果見圖5。由圖5可知，隨著碳酸鈉用量的增加，精礦產率逐步增加，這是由于碳酸鈉在礦漿中電離產生CO32-離子，一定程度上消除了礦漿中難免離子對脂肪酸類捕收劑的影響，提高了捕收劑的有效利用率。同時，隨著精礦產率的增加，精礦P2O5品位降低并不顯著，而回收率逐步升高。當碳酸鈉的用量在4167 g/t的時，精礦產率和浮選回收率均為最大值，因此正浮選粗選的碳酸鈉用量為4167 g/t較優。

圖5 碳酸鈉用量實驗結果Fig.5 Test results of sodium carbonate dosage

2.3.3 正浮選抑制劑對比實驗

正浮選抑制劑對比實驗采用一次粗選流程，浮選藥劑條件為：碳酸鈉4167 g/t、CB-102 1000 g/t，抑制劑對比實驗結果見圖6。由圖6可知，隨著抑制劑聚萘磺酸鹽用量的增加，精礦P2O5回收率顯著降低，但精礦P2O5品位并沒有明顯提高，說明聚萘磺酸鹽用量的增加并沒有提高磷酸鹽礦物與硅酸鹽礦物的分選效果。隨著CY-1用量的逐漸增加，精礦P2O5品位逐步增加，精礦P2O5回收率呈現出先增加后降低的變化趨勢。當CY-1用量為3733 g/t原礦時，精礦P2O5回收率達到峰值91.13%，根據粗選優先保證回收率的原則，采用CY-1作為正浮選抑制劑，CY-1用量為3733 g/t原礦。

圖6 硅酸鹽抑制劑對比實驗結果Fig.6 Comparison test results of silicate inhibitor

2.3.4 正浮選捕收劑條件實驗

正浮選捕收劑用量實驗采用一次粗選流程，浮選藥劑條件為：碳酸鈉4167 g/t、抑制劑CY-1 3733 g/t，正浮選捕收劑用量實驗結果見圖7。由圖7可知，隨著捕收劑CB-102用量的增加，精礦產率和P2O5回收率先增加然后趨于平穩，精礦P2O5品位略有降低。綜合考查精礦指標與藥劑成本消耗，選定捕收劑用量為1333 g/t。

圖7 正浮選捕收劑用量實驗結果Fig.7 Test results of flotation collector dosage

2.3.5 浮選溫度實驗

正浮選捕收劑CB-102為脂肪酸類捕收劑，浮選溫度對其活性影響較大[12]，溫度越高，其活性越高。浮選溫度實驗采用一次粗選流程，浮選藥劑條件為：碳酸鈉4167 g/t、抑制劑CY-1 3733 g/t、CB-102 1333 g/t，浮選溫度實驗結果見表5。從表中數據可知，當浮選精礦產率和精礦P2O5品位相當時，溫度越高，CB-102捕收能力越強，其用量越低。以25 ℃條件下CB-102用量為基準，當精礦浮選產率相當前提下，15 ℃組CB-102用量約為25 ℃組的1.6倍；35 ℃組CB-102用量約為25 ℃組0.6倍；45 ℃組CB-102用量約為25 ℃組0.4倍。

表5 溫度對浮選精礦影響實驗結果Table 5 Test results of temperature influence on flotation indexes

2.3.6 浮選礦漿濃度實驗

浮選礦漿濃度實驗采用一次粗選流程，浮選藥劑條件為：碳酸鈉4167 g/t、抑制劑CY-1 3733 g/t、CB-102 1333 g/t，浮選礦漿質量濃度實驗結果見圖8。由圖8可知，隨著浮選礦漿濃度的增加，精礦產率和精礦P2O5回收率顯著增加。當浮選濃度由26%增加至38%時，浮選精礦產率和精礦P2O5回收率分別由82.77%、89.60%提高至91.10%、95.92%。精礦P2O5品位略有降低，由26.15%降低至25.55%。由此可知，浮選濃度增加有利于提高捕收劑的使用效果。然而，從浮選泡沫現象上看，隨著浮選礦漿濃度增加，浮選泡沫粘度逐步增加，泡沫量增大，泡沫流動性降低。當浮選濃度高于30%后，由于浮選泡沫量過大，泡沫過粘，嚴重影響后續精選作業。因此，確定正浮選粗選作業浮選質量濃度為30%。

圖8 浮選礦漿質量濃度實驗結果Fig.8 Test results of flotation pulp mass concentration

2.3.7 反浮選脫鎂抑制劑條件實驗

由于正浮選過程中，白云石會通過浮選富集到精礦中，因此正浮選精礦中的氧化鎂含量達到1.5%～1.6%，高于氧化鎂含量小于1.0%的要求。因此，須增加脫鎂工藝降低精礦中的氧化鎂含量。反浮選脫鎂抑制劑條件實驗采用一次粗選流程，反浮選脫鎂藥劑條件：捕收劑QS-29 111 g/t，抑制劑條件實驗結果見表6。從表中可以看出，當反浮選脫鎂精礦指標相當時，全硫酸流程硫酸用量為8056 g/t原礦；全磷酸流程磷酸用量為6111 g/t原礦；硫酸和磷酸混用流程用量為硫酸6667 g/t和磷酸1333 g/t原礦。由于硫酸成本低于磷酸，因此本實驗確定反浮選抑制劑為硫酸，用量為8056 g/t原礦。

表6 抑制劑條件實驗結果Table 6 Inhibitor condition test results

2.3.8 反浮選脫鎂捕收劑用量實驗

反浮選脫鎂捕收劑用量實驗采用一次粗選流程，反浮選脫鎂藥劑條件：硫酸8056 g/t，捕收劑用量實驗結果見圖9。從圖中可以看出，隨著反浮選脫鎂捕收劑QS-29用量的增加，精礦中MgO含量逐漸降低，精礦P2O5品位和回收率變化并不顯著。當用量達到111 g/t時，精礦中MgO含量0.49%，此后繼續增加捕收劑用量，精礦中MgO含量下降并不顯著，故捕收劑QS-29用量不宜繼續增加。因此，本實驗將反浮選捕收劑QS-29用量定為111 g/t原礦。

圖9 反浮選捕收劑QS-29用量實驗結果Fig.9 Test results of dosage of flotation collector QS-29

2.4 全流程閉路實驗

在條件實驗的基礎上開展全流程實驗，實驗工藝流程見圖2，正浮選粗選藥劑條件為：碳酸鈉4167 g/t、抑制劑CY-1 3733 g/t、CB-102 1333 g/t；正浮選精選藥劑條件：抑制劑CY-1 600 g/t；正浮選掃選藥劑條件：CB-102 300 g/t；反浮選藥劑條件：硫酸8056 g/t、捕收劑QS-29 111g/t。實驗結果見表7。由表7可知，25 ℃條件下閉路實驗達到平衡時，綜合精礦平均產率88.09%、平均P2O5品位33.52%、平均MgO含量0.82%、平均倍半氧化物(Fe2O3+Al2O3)含量2.84%、平均P2O5回收率95.69%，取得了良好的實驗指標。

表7 全流程實驗結果Table 7 Results of full-process test

3 結 論

（1）該磷礦P2O5品位30.84%，屬于高品位磷礦，主要雜質為MgO和倍伴氧化物（Fe2O3+Al2O3），其中含鎂脈石主要為白云石，倍伴氧化物主要以鐵、鋁硅酸鹽礦物形式存在。

（2）針對該礦石的特性，開發出了“擦洗分級+光電分選+正反浮選”的聯合工藝，常溫條件下，閉路實驗可以獲得綜合精礦平均產率88.09%、平均P2O5品位33.52%、平均MgO含量0.82%、平均倍半氧化物(Fe2O3+Al2O3)含量2.84%、平均P2O5回收率95.69%的良好指標。

（3）采用擦洗分級和光電選礦可以預先獲得產率為72.88%的合格精礦，能夠大幅度地減少進入浮選作業的礦石量，大幅度地減少了選礦成本。