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文档简介
1、浮选回收宜昌磷矿重介质分选产生的微细级低品位胶磷矿罗惠华1刘连坤1朱道鹏1瞿定军2苗华军2胡学超2胡正2张战利2(1 .武汉工程大学资源与土木工程学院,湖北武汉4300742 湖北杉树垭矿业科技发展有限公司,湖北宜昌443000 )摘要:针对宜昌磷矿重介质分选所产生的低品位微细粒级胶磷矿,进行了多元素分析以及粒度分析,-0.045mm的粒级含量达到94%以上,原矿品位P2O5含量为15.62%, Mg含量4.30%, SO含量为24.46%,该磷矿属于微细粒级硅钙 质低品位胶磷矿。试验结果表明,采用正浮选一粗一扫两精联合反浮一粗一扫的工艺流程,获得了最终磷精矿P2Q品位29. 09%、Mg(含
2、量0.82 %、回收率78. 01%的选矿指标。有效回收了宜昌磷矿重介质分选所产生的低品位微细粒 级胶磷矿,减少了宜昌磷矿资源的损失率。关键词:微细粒级胶磷矿;低浓度正-反浮选;重介质选矿doi:10.3969/j.issn.1000-6532.2016.03.00x中图分类号:TD952文献标志码:A文章编号:1000-6532 (2016) 03宜昌地区磷矿资源十分丰富,大部分是中低品位胶磷矿石,硅酸盐脉石矿物以及碳酸盐矿物含量较高,必须经选矿此脉石后才能利用。由于宜昌磷矿是粗粒嵌布条带构造111,重介质选矿是宜昌磷矿首选的选别方法,其选别方法是一个物理过程不添加任何药剂,不会对环境造成影
3、响。上个 世纪末,宜昌磷矿进行了重介质分选研究,宜昌花果树重介质选矿试验厂于1992年建成,其选矿规模为20万t/a,由于当时的技术经济因素的影响,选矿生产成本高,试车后没有进行工业生产2。2005年初,通过技术调研,将原有的重介质分选主要设备两产品旋流器,更换为重介质三产品旋流器, 并于2008年改扩建生产规模为120万t/a的选矿厂3。在生产过程中,原矿通过碎矿筛分之后,产生大量细粒级矿石,-0.045 mn的粒级含量达到94%以上,原矿的P2C5品位为15.62%,Mg(含量4.30%,SQ 的含量为24.46%,此细粒级磷矿重介质工艺无法回收利用,只有通过浮选提出杂质之后,才能被利 用
4、,否则,将会被遗弃在矿区造成磷资源的浪费。目前,针对这类硅钙(钙硅)质磷矿石的浮选工艺有:直接浮选、两步浮选(正-反浮选和反-正浮选)工艺等4-7。本文针对宜昌磷矿重介质分选所产生 的低品位微细粒级胶磷矿,采用低矿浆浓度常温正-反浮选,取得了较好的选矿指标,有效提高了资源的利用率。1试验矿样、设备及药剂1.1试验矿样试样采自重介质选矿中不同的沉淀池,为保证试样的代表性,矿样按质量比1 : 1 : 1: 1配成混合矿样进行浮选。试验样中-0.074 mm占99.6%,-0.045 mm 94.2%,多元素分析结果见表1。表1矿石主要化学成分X射线荧光光谱分析Table 1 Results of
5、X-ray spectrum an alysis of mai n ore chemical compositi on名称P2O5MgOSi02CaOFe2O3AI2O3收稿日期:2016-01-04基金项目:湖北省重大科技创新计划(2014ACA036 ).作者简介: 罗惠华(1968-),男,教授,研究方向:选矿理论、工艺和浮选药剂含量 /%15.624.3024.4633.561.714.82从原矿的多元素分析和粒度分析可知,此矿样为低品位微细粒级胶磷矿,矿样的MgO和SiQ含量都较高,适宜于正-反浮选工艺来剔除矿样的碳酸盐矿物和硅酸盐矿物,降低MgO和SiO2的含量。1.2试验设备主要
6、设备:RK/FD-0.5L 型,RK/FD-0.75型单槽浮选机; RK/ZL260/200多功能真空过滤机;101-4A型电热鼓风干燥箱。1.3试验药剂主要药品:碳酸钠、水玻璃、硫酸、磷酸、ST-4,均为市售;捕收剂:MXO-135 MO-135 TSM-46 YS-703、OYJ-68,均为自制。2试验结果及分析2.1正浮选捕收剂的选择由于样品为细粒级高镁高硅低品位胶磷矿,浮选富集的关键是捕收剂。在0.5 L浮选槽中进行探索试验,控制浮选温度20C,叶轮转速2000 r/min,确定正浮粗选碳酸钠、水玻璃的最佳用量分别为8.0 kg/t 、5.0 kg/t 。采用一次粗选探究不同捕收剂对浮
7、选指标的影响。试验结果见表2。捕收剂类型精矿产率/%P2O5品位/%回收率/%选矿效率/%MO-13571.6017.5579.097.49MXO-13566.1517.4373.587.43TSM-4659.3817.1364.905.52YS-70357.4316.2559.351.92表2不同正浮选捕收剂浮选试验结果Table 2 Floati on results of differe nt types of collectors由表2数据可知,正浮选捕收剂 MO-135和MXO-135勺捕收能力和选择性明显优于捕收剂TSM-46和YS-703,前两者的回收率和选矿效率高于后两者的回收
8、率和选矿效率。将MO-135 和 MXO-135 两种捕收剂进行正-反浮对比试验,试验流程及药剂制度见图1,原矿结果见表3。碳酸钠1' >水玻璃2 '< MO-135正粗1.5kg/tX水玻璃正精8.0kg/t5.0kg/t或 MXO-135 2.2kg/tT=20°C1 ' 硫酸 18.0kg/t1 ' 磷酸 3.0kg/t1 ' X OJY-0.6kg/t中矿 1反粗正浮尾矿图1两种正浮选捕收剂对比试验流程图Fig.1 The compa表3两种正浮选捕收剂对比试验结果反浮尾矿Table 3 CorffPlarative res
9、ults of two kinds of collectors精矿产率/%rative flow chart of two kinds of collectors捕收剂品位(RO) /%回收率/%选矿效率/%MO-13533.8523.7651.8017.95MXO-13532.7027.3757.7825.08由表3可知,正浮选选择捕收剂MXO-135所得精矿品位 27.37%和选矿效率 25.08%明显优于MO-135,结果表明,捕收剂MO-135对该矿反浮选的影响较大,MXO-135具有较好的选择性,因此选定MXO-135乍为最佳正浮选捕收剂。2.2反浮选两种抑制剂对比要实现磷矿物与碳酸
10、盐矿物的分离,有效抑制磷矿物不被浮出,添加合理的抑制剂是非常重要 的。通过试验确定反浮选硫酸的用量为21.0kg/t,进行了反浮选磷矿抑制剂磷酸和小分子有机酸ST-4用量的对比试验研究。浮选试验流程如图1,试验结果见图2、图3。位位 品回% 标指矿选% 标指矿选0505050565544332I.品位回收率 选矿效率0.00.20.40.60.81.01.2ST-4用量(kg/t )201011 2 '31420磷酸用量(kg/t )图2磷酸用量试验结果Fig.2 Test results of phosphoric acid dosage从图2、图3可知,添加抑制剂磷酸和图3 ST-
11、4用量试验结果Fig.3 Test results of ST-4 dosageST-4之后,回收率比没有添加抑制剂提高了但是磷酸的添加量较大,而抑制剂ST-4的加入量较少,结果表明小分子有机酸ST-4对磷矿物具有较好的选择性抑制作用。2.3正反浮选开路流程对比试验确定各药剂用量后,进行了两种不同开路流程的对比实验,一种开路流程见图4,正浮选一粗一精一扫,反浮一粗的工艺流程,另一种开路试验流程见图5,正浮选一粗二精一扫,反浮一粗一扫的工艺流程,试验结果见表6。中矿3中矿4图4正浮选一粗一扫一精反浮一粗的工艺流程图Fig.4 The flow chart of one roughing one
12、scavenging one cleaning direct flotation and one roughing onescave nging reverse flotati on< 硫酸 6.0kg/t< OJY-680.3kg/t反扫精矿反浮尾矿图5正浮选一粗一扫二精反浮一粗一扫的工艺流程Fig.5 The flow chart of one roughing one scavenging two cleaning direct flotation and one roughing onescave nging reverse flotati on表4开路流程对比试验结果Ta
13、ble 4 Results of comparis on of ope n-circuit flotati on开路试验工艺流程产品名称产率丫/%品位(3/%回收率£/%选矿效率E/%精矿29.8028.8654.23正浮一粗一精一扫反浮尾矿23.939.3214.06反浮一粗精选中矿17.3010.7811.7624.46扫选中矿6.9417.717.75正浮尾矿22.038.7812.20原矿100.0015.86100.00精矿21.3333.6745.53反扫中矿1.8724.972.96反浮尾矿9.511.440.87正浮一粗二精一扫正精2中矿11.9113.6510.31
14、24.20反浮一粗一扫正精1中矿19.4713.8817.13正扫中矿10.8416.8511.58正浮尾矿25.077.3211.62原矿100.0015.78100.00试验结果表明,采用正浮一粗一精一扫反浮一粗开路试验最终磷精矿品位只有28.86%,精矿中MgO的含量为1.6%,SiO2的含量为11.88%;反浮选尾矿品位高达9.34 %,正浮选尾矿品位 8.78%,精矿品位不高,正反浮的尾矿品位都较高。为了提高精矿品位,降低尾矿品位,在原来的基础进行 了调整,在正浮选上再加一次精选,且两次精选不添加任何药剂;反浮选粗选pH控制在5.8,ST-4抑制剂提高到0.9kg/t ,OYJ-68
15、增加到1.5kg/t ;反浮选加一次扫选,其pH控制在4.3左右,降低反浮选尾矿磷的品位,原矿经正浮一粗两精一扫反浮一粗一扫的开路浮选后,获得精矿指标PzQ品位33.67%,反浮尾矿P2Q5品位1.44%,正浮尾矿 PO品位7.32%,开路试验的回收率达到45.53%。2.4闭路流程试验闭路试验是用来考查循环物料影响的分批试验,是在不连续设备上模仿连续的生产过程。为了 降低中矿的累积,减少细泥团聚的现象,闭路试验时将正浮选粗选的矿浆浓度33% (质量分数)左右降到24%同时提高浮选的温度至 25C。试验流程见图4,闭路数质量流程见图5。正精1原矿1'正粗2,碳酸钠8.0kg/t水玻璃5
16、.0kg/tMXO-135 1.8kg/tT=20CMXO-135 0.6kg/t正精2正扫T 乂 硫酸 15.0kg/tT 柠檬酸 0.9kg/t 1'<OJY-68 1.5kg/t反粗OJY-68 1.5kg/t1' X 硫酸 6.0kg/t1' 乂OJY-680.3kg/t反扫精矿中矿2中矿3中矿1正浮尾矿图6闭路试验流程图Fig.6 The flow chart of closed-circuit flotati onFig.7 Quan tity-quality flowsheet of closed-circuit test原矿P2O5品位15.62%
17、经过正浮选一粗两精一扫,反浮选一粗一扫中矿顺序返回闭路流程试验, 获得的磷精矿 P2O5品位29.09%、回收率78.07%,精矿中MgO勺品位0.82%.反浮选尾矿P2Q品位3.02%,正浮选尾矿 P2Q品位7.29%。3结论(1) 宜昌磷矿重介质分选产生的微细级低品位胶磷矿需采用低浓度浮选,同时采用较强选择性的捕收剂有助于提高精矿的品位,利用小分子有机酸ST-4能有效抑制剂细粒级磷矿物,提高分选效果。(2) 原矿P2Q品位15.62%正浮选一粗两精一扫,反浮选一粗一扫中矿顺序返回闭路流程试验,在矿浆浓度为 24% 浮选温度 25C,药剂制度 NazCO 8.0kg/t 、NaSiO 5.0
18、kg/t 、MXO-135 1.8kg/t 、 正浮扫选MXO-135 0.6kg/t 、两次精选不加药;反浮粗选硫酸15kg/t、柠檬酸0.9kg/t、反浮粗选OYJ-68 1.5kg/t 、反浮扫选硫酸6.0kg/t、反浮扫选OYT-68 0.3kg/t的条件下,获得的磷精矿P2O品位29.09%、回收率78.07%,精矿MgO位0.82%,反浮选尾矿 PQ品位3.02%,正浮选尾矿7.29%,选矿效率 36.14%。参考文献:1刘乃富湖北省中低品位磷矿合理利用的分析与建议J 化工矿物与加工,2005,34(11): 1 4 .Liu Nai-fu. Analysis and propos
19、al about rational utilization of middle-low grade phosphate rock in Hubei provinceJ . Industrial Minerals and Processing,2005,34(11): 1-4.2魏祥松,黄启生,李宇新.花果树磷矿重介质选矿研究与应用综述J.化工矿产地质,2010,32(3):186-188Wei Xiang-song,HUANG Qi-sheng,LI Yu-xin. Study on Heavy-medium separation and Its 'pplication in Huag
20、uoshuPhosphorite DepositJ. Geology of Chemical Minerals 2010,32(3):186-1883魏祥松潢启生,李宇新.宜昌花果树磷矿重介质选别工业生产实践J.武汉工程大学学报,2011: ,33 ( 3) 48-52of YichangWei Xiang-song,Huang Qi-sheng,LI Yu xin Heavy-medium separation industrial production practiceHuaguoshu PhosphoriteJ.Journal of Wuhan Institute of Technolo
21、gy, 2011 : ,33 (3) 48-524 吴彩斌,段希祥.我国磷矿石的处理工艺研究J.云南冶金,2000, 29:1922.Wu Cai-bin,Duan Xi-xiang. Study on Processing Phosphorus Ores in ChinaJ.Yu nan Metallugy, 2000 , 29(4): 19 22.5 罗惠华.湖北宜昌中低品位胶磷矿选矿工艺探讨J 矿冶,2007,16 (4) 10-13Luo Hui-hua.Discussion on Beneficiation for a Mid-low Grade Collophanite Ore o
22、f Hubei YichangJ. Mining & Metallurgy,2007,16 (4) :10-132007,(2): 25-26.6罗惠华,程静,余爱萍.宜昌中低品位磷矿常温正-反浮选试验研究J.中国非金属矿业工程,Luo Hui-hua,Cheng Jing,Yu Ai-ping. Experimental Research of Direct-negative Flotation at Ambient Temperature ofMid-low Grade Phosphorus Ore of Yichang J. China Non-Metallic Mining I
23、ndustry Herald,2007, (2) :25-26.7 张凌燕,宏微,邱杨率,宋昱晗.细粒低品位难选胶磷矿浮选研究J.中国非金属矿业工程,2012,35 (2): 20-21.Zhang Ling-yan, Hong Wei Qiu Yang-shuai Song Yu-han. Experimental Study on Flotation of Fine Low Grade CollophaneJ. China Non-Metallic Mining Industry Herald,2012,35(2) :20-21.8 郑其.胶磷矿的反浮选J.中国矿业,1998,:5962.
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25、u Zheng , ZhangZha nli2(1.School of Resource and Civil Engin eeri ng, Wuha n In stitute of Tech no logy, Wuha n, Hubei,chi na;2.Hubei Shashuya Mining Tech no logy Developme nt Co.,Ltd., yicha ng, Hubei,ch ina)Abstract: Directed at the low-grade fine grain collopha ne produced by the heavy medium separati on of Yichang phosphate rock, the multi-el
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