时间:2024-07-28
薛伟伟,王青丽,余延涛,张朝辉,杨庆玉,王雷雷
(北京灵宝金源金属技术研究院有限公司,河南灵宝 472500)
某中低品位镁硅质胶磷矿浮选试验研究
薛伟伟,王青丽,余延涛,张朝辉,杨庆玉,王雷雷
(北京灵宝金源金属技术研究院有限公司,河南灵宝 472500)
针对某中低品位镁硅质胶磷矿镁硅杂质含量大的特点,进行除镁降硅提质浮选试验研究。试验分别采用反正浮选、双反浮选工艺进行对比,结果表明,采用双反浮选工艺,先除镁再降硅,获得磷精矿P2O5品位32.90%,回收率86.55%,精矿中氧化镁含量1.50%,二氧化硅8.50%,铁0.49%。该工艺获得磷精矿产品指标达到了加工钙镁磷肥用磷一级品质量要求。
中低品位;镁硅质胶磷矿;除镁降硅;双反浮选
我国磷矿资源丰富,截止2014年底已查明磷矿石资源储量达214.5亿t,仅次于墨西哥,位居世界第二[1,2],但我国磷矿石质量较差,70%磷矿为中低品位胶磷矿,P2O5品位低于25%,镁硅杂质含量大,并且是一种不可再生的矿产资源,因此加强磷矿石选冶试验研究,合理开发和利用中低品位磷矿石,实现磷资源的可持续发展,对保障我国农业生产及国民经济健康发展具有重要意义[3]。某选厂加工的中低品位镁硅质胶磷矿,现场生产采用单一反浮选工艺流程脱镁提质,所得磷精矿产品中的二氧化硅杂质含量高,导致P2O5品位达不到加工钙镁磷肥用磷一级品质量要求。本文针对现场生产工艺中存在的问题,进行除镁降硅提质浮选工艺试验研究,以期为选厂生产工艺优化提供参考依据。
该磷矿为镁硅质磷块岩矿石,矿石结构以胶状结构为主,其次为包含结构和自型半自型结构。矿石构造有团块状构造、浸染状构造和团窝状构造。
胶磷矿是矿石中主要含磷矿物,多呈集合体形态产出,其集合体粒度较粗,一般为0.1~0.2 mm,但其内包裹大量细粒脉石包裹体,包裹体粒度为0.002~0.12 mm,主要集中在0.025 mm以下,平均0.015mm。原矿多元素分析结果见表1,矿物组成及相对含量见表2。
表1 原矿多元素分析结果
由表1可知,原矿P2O5品位24.60%,属中低品位含镁硅磷矿石。样品中其它伴生元素含量较低,未达到综合利用标准。
表2 矿物组成及相对含量
由表2可知,该矿石中胶磷矿是主要含磷矿物、脉石矿物主要为白云石、石英、方解石、伊利石、斜长石等。
磷矿石浮选工艺主要有单一反浮选、正浮选、双反浮选、正反浮选、反正浮选等[4,5]。依据该矿石工艺矿物学特征,为了得到合格一级磷精矿产品,试验需采取除镁降硅提质浮选工艺,因此浮选遴选两个工艺方案进行对比:一是反正浮选工艺,先反浮选碳酸盐等矿物,再正浮选磷酸盐矿物;二是双反浮选工艺,先反浮选碳酸盐矿物,再反浮选硅酸盐矿物。反正浮选工艺流程如图1所示,双反浮选工艺流程如图2所示,两种浮选工艺试验结果见表3。
图1 反正浮选工艺流程图
图2 双反浮选工艺流程图
表3 浮选工艺流程探索试验结果%
表3表明,双反浮选工艺先浮镁再浮硅,能够有效分选出矿石中的镁、硅杂质,可获得P2O5品位32.20%、回收率77.32%的磷精矿,比反正浮选工艺磷精矿P2O5品位、回收率提高明显。
3.1 磨矿细度试验
对于中低品位胶磷矿,要获得最佳工艺指标,确定最佳浮选磨矿细度尤其重要[6]。适宜的磨矿细度可以保障目的矿物与碳酸盐、硅酸盐脉石充分解离而又不至于过磨泥化,是获得较好反浮选指标关键。原矿分别磨至细度-0.074 mm占65%、70%、75%、80%,其余条件同图2,进行双反浮选磨矿细度试验,试验结果如图3所示。
从磨矿细度试验结果图3可知,随着磨矿细度增加,精矿产率、P2O5回收率逐渐下降,P2O5品位逐渐上升,当细度达到-0.074 mm粒级占75%之后,再提高细度,精矿P2O5品位上升幅度变小,回收率下降幅度变大,说明磨矿细度到-0.074 mm粒级占75%时磷矿物与脉石已全部或大部分达到单体解离,因此双反浮选磨矿细度选用-0.074mm粒级占75%。
图3 双反浮选磨矿细度试验结果
3.2 磷矿物抑制剂种类试验
磷矿物主要抑制剂有硫酸、磷酸、氢氟酸。用硫酸、磷酸、氢氟酸分别调整矿浆pH=6,进行磷矿物抑制剂种类试验,试验工艺流程如图4所示,试验结果如图5所示。
从图5可知,用磷酸做磷矿物抑制剂,磷矿物与脉石矿物分选较好,因此确定磷矿物抑制剂选用磷酸。
3.3 磷酸用量试验
为了确定磷酸对磷矿物最佳抑制用量,进行抑制剂磷酸用量试验。试验条件同图4,试验结果如图6所示。
图4 磷矿物抑制剂种类试验工艺流程图
图5 磷矿物抑制剂种类试验结果
图6 磷酸用量试验结果
从图6的试验结果可知随着磷酸用量的增加,磷精矿P2O5品位、回收率逐渐提高,当用量到10.00 kg/t后,再增加磷酸用量,磷精矿P2O5品位、回收率出现下降趋势,故选择磷酸用量10.00 kg/t为宜。
3.4 WF-01用量试验
原矿中碳酸盐脉石矿物含量较高,在反浮选工艺中碳酸盐脉石矿物脱除情况,是直接影响磷精矿质量关键因素。WF-01为一种阴离子捕收剂,对碳酸盐类矿物捕收能力强,选择性好,其用量的大小对碳酸盐脉石矿物分选影响较大。固定磨矿细度-0.074 mm粒级含量占75%,磷酸10 kg/t,进行WF -01用量试验,试验结果如图7所示。
图7 WF-01用量试验结果
从图7可知,随着WF-01用量增加,磷精矿P2O5回收率逐渐下降,品位逐渐上升,当用量到300 g/t后,再增加WF-01用量,磷精矿P2O5品位上升幅度变小,综合考虑WF-01用量宜选用300 g/t。
3.5 硅酸盐矿物捕收剂种类试验
为了考察各种阳离子捕收剂对该矿石中硅酸盐矿物的浮选效果,在反浮选碳酸盐矿物试验条件基础上,用醚胺、YG-328B(一种新型硅酸盐矿物捕收剂)做硅酸盐矿物捕收剂,进行硅酸盐矿物捕收剂种类试验,试验工艺流程如图2所示,试验结果如图8所示。
图8 硅酸盐矿物捕收剂种类试验结果
图8 表明阳离子捕收剂YG-328B兼顾对硅酸盐矿物选择性和捕收性,能明显分选出磷精矿中二氧化硅杂质。
3.6 YG-328B用量试验
在确定硅酸盐脉石矿物捕收剂为YG-328B的条件下,固定磨矿细度-0.074 mm粒级含量占75%,进行YG-328B用量试验。试验条件同图2,试验结果如图9所示。试验结果表明YG-328B适宜用量为100 g/t。
图9 YG-328B用量试验结果
3.7 双反浮选开路及闭路试验
通过开路试验确定双反浮选工艺流程为二次粗选,二次扫选,一次精选,开路试验可得到磷精矿产率59.53%、P2O5品位33.05%、回收率80.06%、精矿中MgO含量1.35%、SiO2含量7.90%的选矿指标。在此基础上进行闭路试验,试验中矿采取循环返回方式。试验流程如图10所示,试验结果见表4。
图10 双反浮选闭路试验工艺流程图
表4 双反浮选闭路试验结果%
闭路试验结果表明采用二次粗选,二次扫选,一次精选工艺进行双反浮选试验,可获得磷精矿P2O5品位32.90%、回收率86.55%、精矿中MgO含量1.50%、SiO2含量8.50%、TFe含量0.49%的技术指标。
1.该磷矿石样品P2O5品位24.60%,MgO品位4.10%,SiO2品位13.10%,属中低品位镁硅质磷矿石,矿石主要由胶磷矿、白云石、石英及方解石等矿物组成。
2.试样采用双反浮选工艺流程,经一段磨矿细度-0.074 mm含量占75%,采用二次粗选二次扫选一次精选工艺进行闭路试验,试验获得精矿五氧化二磷品位32.90%、回收率86.55%、精矿中氧化镁含量1.50%、二氧化硅含量8.50%、铁含量0.49%。
3.试验结果表明该矿样采用双反浮选工艺,先除镁再降硅能明显降低磷精矿中杂质含量,提高P2O5品位,使精矿产品达到加工钙镁磷肥用磷一级品质量要求。
[1] 中华人民共和国国土资源部.中国矿产资源报告[M].北京:地质出版社,2015.3-6.
[2] 刘艳飞,张艳,于汶加,等.资源与环境约束下的中国磷矿资源需求形式[J].中国矿业,2014,(9):9-11.
[3] 谭明,魏明安.磷矿选矿技术进展[J].矿业,2010,(4):1-4.
[4] 张裕书,陈达,龚文琪.磷矿浮选工艺和药剂的研究现状[J].中国矿业,2007,(7):59-61.
[5] 骆兆军,钱鑫,王文潜.国内外磷矿选矿的新进展[J].中国矿业,1999,(4):40-53.
[6] 杨稳权.磨矿细度对胶磷矿浮选精矿产率和P2O5回收率的影响[J].磷肥与复肥,2012,7(4):17-19.
Flotation Experiment Study for Certain Middle Low Grade Cllophanite with Silicon and Calcium
XUEWei-wei,WANG Qing-li,YU Yan-tao,ZHANG Chao-hui,YANG Qing-yu,WANG Lei-lei
(Beijing Linbao Jinyuan Metal Technical Institute Limited Company,Linbao 472500,China)
For amiddle low grade magnesium siliceous collophanite ore,removing impurity ofmagnesium and silicon experiments were studied according to the feature of the ore.Two-stage reverse process and reverse flotation testwas studied respectively.The result proved that the concentrate phosphorous ore insisted of 1.50%magnesium oxide,8.50%silicon dioxide and 0.49%the total iron was obtained,and that the grade of P2O5and the recovery rate were 32.90%and 86.55%respectively after removingmagnesium and silicon dioxide.The product of phosphorousmeets the stander of process for phosphate fertilizer.
middle low grade;collophanitewith silicon and calcium;removingmagnesium and silicon reduction;twostage reverse flotation
TD923
A
1003-5540(2016)03-0020-04
2016-03-16
薛伟伟(1982-),男,助理工程师,主要从事选矿工艺研究工作。
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