宋昱晗,张凌燕,邱杨率,洪 微
(1.武汉理工大学资源与环境工程学院,湖北 武汉430070;2.矿物资源加工与环境湖北省重点实验室,湖北 武汉430070)
我国磷矿资源量127亿t,居世界第二位,主要分布在云南、贵州、四川、湖北和湖南五省,储量约占全国总量的74%。中国磷矿资源量虽然较大,但全国磷矿平均品位仅16.95%,贫矿多,易选的沉积变质磷灰岩少,难选的磷块岩储量多[1],占全国总储量的85%。其大部分为中低品位矿石,且我国磷矿90%是高镁磷矿,其矿石中有用矿物的粒度细,和脉石结合紧密,不易解离。因此,该种磷矿的选别成为全世界范围内的重要技术难题之一[2-4]。浮选、重选、重介质选矿、磁电选矿、光电选矿、焙烧-消化、化学选矿等多种选矿方法在国内外中低品位磷矿的选矿中均有应用。主要工艺流程有单一浮选流程、单一重选流程以及浮选、重选、焙烧消化、光电选矿、化学选矿等联合流程,但以浮选工艺为主,浮选法是磷矿选矿中使用最多最主要的方法[5]。
湖北省宜昌地区有丰富的低品位磷矿资源,该地磷矿具有矿石粒度细,单体解离困难,碳酸盐和硅酸盐含量高,目的矿物与脉石矿物嵌布关系复杂,且含有碳质和少量黄铁矿等特点,矿石性质复杂。对该矿石进行选矿工艺研究,确定了先用煤油将泥碳质脱除,再用改性脂肪酸类捕收剂进行反浮碳酸盐,最后加温正浮磷灰石的流程,最终可得磷精矿P2O531.36%。
原矿的化学成分见表1。
结合显微镜观察结果可知,该矿物主要含磷灰石39%、白云石27%、石英10%、黏土矿物(伊利石、高岭石、绿泥石)10%,少量的方解石5%、黄铁矿5%和碳质4%。目的矿物磷灰石自形程度较高,颗粒较细,一般0.030mm,最小0.005mm,最大0.075mm。碳酸盐矿物和硅酸盐矿物含量高,分布广泛。而且,磷灰石与碳酸盐、硅质、黏土质、碳质等相互嵌布或呈包裹体存在。
表1 矿石化学多元素分析结果 ω(β)/10-2
目的矿物磷灰石有三类:第一类自形程度较高,单体粒径一般0.030~0.060mm,较容易解离;第二类呈包裹体形式,分布于较为粗大的板状方解石或粒状石英颗粒内部,这类磷灰石自形、半自形、他形均可见,单体粒径一般0.030~0.075mm;第三类与细粒白云石或石英较为均匀的嵌布,被微细粒黏土质和碳质物胶结白云石相互胶结,这类磷灰石颗粒较细,粒度较为均匀,一般0.005~0.030mm。后两类皆较难单体解离。
结合矿石低品位且脉石矿物嵌布关系复杂的特点,拟采用反-正浮选工艺。使用磨矿机为XMB-70型三辊四筒磨矿机(棒磨),浮选设备为XFD-63型单槽浮选机。以煤油为反浮脱泥除炭质的捕收剂,以硫酸和磷酸的混酸作为反浮除碳酸盐的调整剂和抑制剂,采用改性脂肪酸HQ为捕收剂反浮除碳酸盐;以水玻璃抑制硅酸盐,碳酸钠调整矿浆pH,羧甲基纤维素类抑制剂S-2抑制碳酸盐,松醇油作为起泡剂,采用脂肪酸皂S-1正浮捕收磷灰石。
由于磷灰石粒度较细,脉石矿物嵌布复杂,磨矿细度对试验影响较大,因此首先进行磨矿细度试验。首先通过可磨性试验绘制磨矿细度与磨矿关系曲线,然后在不同的磨矿时间下进行浮选试验。固定试验条件:第一道浮选反浮含碳杂质,加入捕收剂煤油900g/t,起泡剂松醇油225g/t;第二道浮选反浮碳酸盐,加入捕收剂HQ 6kg/t,调整剂与抑制剂浓硫酸20kg/t。得到磨矿细度试验结果如图1所示。
图1 磨矿细度实验结果
由图1的精矿指标与磨矿细度的关系曲线可知,当-0.045mm粒级含量61.06%时,精矿品位最高,回收率较高,确定磨矿细度为-0.045mm 61.06%。
反浮脱泥炭质试验以煤油作捕收剂,松醇油作起泡剂,用量225g/t,在中性条件下进行浮选。试验结果见图2。
图2 煤油用量试验结果
由图2可知,当煤油用量为1.5kg/t时,精矿品位最高,为17.26%;回收率较高,为89.31%。确定煤油用量为1.5kg/t。
2.3.1 酸配比试验以及加酸方式对比试验
反浮碳酸盐在弱酸性矿浆中进行,硫酸主要作为pH值调整剂,磷酸既可以调整矿浆pH值又是磷酸盐矿物的抑制剂。近年来国内外皆有研究,用磷酸为抑制剂、用脂肪酸为捕收剂进行反浮选,从矿石中浮去碳酸盐抑制磷酸盐矿物,可以得到较好的效果[6]。但磷酸的价格高,为了尽量减少磷酸的用量,进行硫酸与磷酸的配比试验。固定试验条件:第一道浮选反浮脱泥炭质,加入捕收剂煤油1.5kg/t,起泡剂松醇油225g/t;第二道浮选反浮碳酸盐,加入捕收剂HQ 6kg/t,调整剂与抑制剂硫磷混酸用量20kg/t,试验结果如图3所示。
由图3可知,当磷酸与硫酸用量比例为1∶2时,精矿品位最高,为22.67%,回收率也较高,为79.20%。确定磷酸与硫酸用量比例为1∶2。
由于碳酸盐矿物消耗酸,为验证硫酸与磷酸分别加入(先加入硫酸,后加入磷酸)和同时加入对试验的影响,进行加酸方式的对比试验。试验结果见表2。
图3 酸配比试验结果
由表2可知,加酸方式对精矿指标有较大影响。分开加入硫酸和磷酸时,精矿品位为22.67%,回收率为79.20%;同时加入硫磷混酸时,精矿品位为22.19%,与分开加入时相差不多,但回收率变化较大,下降为75.05%。说明碳酸盐矿物对酸的消耗会影响酸的作用,因此先加入硫酸,让硫酸优先溶解碳酸盐表面,同时碳酸盐矿物在酸性介质中其表面会形成CO2微泡,可能增加浮选时气泡粒子的附着,以利于捕收剂的吸附[7],并起调整矿浆pH的作用。然后再加入磷酸,磷酸根选择性抑制磷灰石,同时削弱脂肪酸阴离子型捕收剂与Ca2+的作用,增强与 Mg2+的作用[8]。
2.3.2 反浮粗选药剂用量试验
反浮碳酸盐捕收剂为HQ,调整剂和抑制剂为混酸(硫酸/磷酸=2∶1)。分别进行了捕收剂 HQ和混酸用量的试验,试验结果如图4和图5所示。
如图4所示,结合精矿指标及药剂成本,确定捕收剂HQ用量为7kg/t,此时精矿品位为24.62%,回收率为68.09%。
如图5所示,当总酸用量为24kg/t时,精矿品位为25.16%,回收率为60.07%,二者皆较高,浮选效果好。确定硫酸用量为16kg/t,磷酸用量为8kg/t。
2.3.3 反浮精选药剂用量试验
图4 捕收剂用量试验结果
图5 混酸用量试验结果
为了进一步提高精矿品位,在反浮泥炭质和一道反浮碳酸盐流程的基础上,进行反浮碳酸盐的精选试验,分别进行了捕收剂HQ和抑制剂磷酸用量的试验,试验结果如表3、表4所示。
表3 精选捕收剂用量试验结果
表4 精选磷酸用量试验结果
由表3可知,当捕收剂HQ用量为2kg/t时,精矿品位和回收率最高,分别为26.89%和60.71%;由表4可知,当磷酸用量为2kg/t时,精矿品位最高,为27.06%,回收率也较高,为60.27%。因此,确定精选捕收剂用量为2kg/t,磷酸用量为2kg/t。
为了除去矿石中的硅酸盐矿物,进一步提高精矿品位,反浮脱除碳酸盐后,在碱性条件下进行加温正浮浮选试验。正浮的矿浆环境为pH 9~10,矿浆温度50℃,并添加水玻璃抑制硅酸盐矿物,水玻璃的用量为4kg/t。除此之外,正浮磷灰石捕收剂采用S-1,钙类矿物抑制剂采用S-2。分别进行捕收剂S-1和抑制剂S-2的用量试验,试验结果如图6、图7所示。
如图6所示,当捕收剂用量为2kg/t时,精矿品位及回收率皆最高,分别为31.06%和51.74%,且药剂用量小。综合考虑精矿指标及经济因素,确定捕收剂用量为2kg/t。
如图7所示,抑制剂用量对品位影响不大,当抑制剂用量为5kg/t时,回收率最高,为51.52%,精矿品位为31.12%。确定抑制剂用量为5kg/t。
通过试验条件的优化,最终确定了采用一道反浮脱泥炭,两道反浮碳酸盐,一道正浮磷灰石的开路试验流程。具体实验条件如图8所示,得到的最终将磷精矿的产率27.53%,P2O5含量31.36%,回收率53.07%。精矿化学多元素分析试验结果见表5。
图6 捕收剂用量试验结果
图7 抑制剂用量试验结果
1)湖北宜昌含碳胶磷矿为低品位硅钙质胶磷矿,目的矿物磷灰石与脉石矿物嵌布关系复杂,颗粒较细。细粒碳质组分增加了矿石的难选性。通过选矿试验研究确定了反浮脱泥炭、反浮除碳酸盐、加温正浮磷灰石的选矿流程,最终将磷精矿P2O5含量提高到31.36%,MgO含量降低到0.95%(原矿P2O5含量16.26%,MgO含量5.87%)。
2)对于含碳的胶磷矿,碳质组分粒度细,无选择性,吸附浮选药剂,恶化反浮碳酸盐的浮选效果。用煤油反浮细粒级泥碳质,试验研究结果显示,当煤油用量为1.5kg/t时,可保证较高的磷回收率。
3)由于脉石矿物碳酸盐含量高,反浮碳酸盐采用一粗一精浮选流程。试验研究确定,粗选捕收剂用量为 7kg/t,硫酸用量为 16kg/t,磷酸用量为8kg/t;精选捕收剂用量为2kg/t,磷酸用量为2kg/t。同时,试验结果表明,粗选时先加入硫酸,再加入磷酸,可以提高精矿回收率。
图8 推荐工艺流程图
表5 精矿化学多元素分析结果 ω(β)/10-2
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