大浪滩光卤石矿冷分解-正浮选工艺研究

谢炳俊 纪 律 陈高琪 吕学海 贾永忠 孙进贺

（1.茫崖兴元钾肥有限责任公司，青海 格尔木 816000；2.青海省安全生产科学技术中心，西宁 810008；3.中国科学院青海盐湖研究所，西宁 810008）

光卤石矿冷分解-正浮选提钾工艺自开发以来，以其流程简单、适应性强而得到了广泛的应用[1]。在该方法应用过程中，其工艺参数应随着矿物组分的变化而不断调整，使其具有更好的适应性。

大浪滩钾矿位于柴达木盆地西部，为钾镁盐矿床，资源以钾为主，固液并存，固体钾盐资源种类复杂[2]。采用冷分解-正浮选工艺，对采自大浪滩矿区的盐田光卤石进行提钾研究，有助于改进和优化浮选工艺，使其对大浪滩钾矿具有更好的针对性。

1 实验部分

1.1 原材料

光卤石原矿来自大浪滩某矿区的盐田光卤石池，其化学组成如见表1。使用前对光卤石原矿进行了磨矿，粒度≤0.18mm的质量分数为48.36%。

表1 原料光卤石的化学组成Tab 1 The chemical composition of raw material carnallite

1.2 工艺流程

将磨矿后的光卤石加水分解一定的时间，加入氯化钾捕获剂浮选氯化钾，经真空过滤、洗涤、分离和干燥，得到氯化钾产品。工艺流程图1所示。

图1 冷分解-正浮选法生产氯化钾工艺流程Fig 1 Process of potassium chloride by cold decomposition-cbverse flotation

1.3 实验方法

按照上述冷分解-正浮选工艺流程处理光卤石矿，通过分解水量实验、浮选时间实验、捕获剂用量实验等考察工艺条件对光卤石矿中钾盐回收率和精矿品质的影响；通过闭路实验考察了中矿、母液返回对精矿质量、回收率的影响；通过精矿洗涤实验考察了利用精矿获得合格产品的洗涤条件。

2 结果与讨论

2.1 分解水量

根据王石军等的研究，分解加水量可直接影响浮选效果、产品产量、产品质量和整个工艺流程的总回收率[3]。如分解加水量不足，则光卤石矿分解不完全，浮选产物杂质含量高，产品质量差；如分解加水量过多，会使氯化钾溶解损失加大。实验根据对大浪滩光卤石矿组分分析结果，结合初步实验，确定冷分解过程中的加水量相对于氯化镁溶解理论需水量需适当过量，分解时间定为30min。分解水量实验结果见表2。

表2 分解水量实验数据Tab 2 Experimental dates of decomposition ofwater

由表2数据可知，当分解水质量由理论量的110%增加至120%时，精矿产率下降1.16%，精矿中KCl的质量分数上升1.05%，而KCl回收率降低了7.39%。出于节省盐湖区宝贵的淡水资源和企业提高钾资源回收率的需求，分解水质量选择为理论量的110%。

2.2 浮选工艺

分解浆料经分解槽充分搅拌后，在调和槽加入药剂充分混合，进入浮选机，在搅拌时吸入空气，形成大量的气泡，在捕收剂的选择性作用下氯化钾粒粘附于空气气泡上，浮于矿浆表面形成一层矿化泡沫层，经泡沫刮板刮出，而存留于矿浆中的氯化钠连续通过串联的各槽，然后在扫选槽排出系统。

2.2.1 浮选系统

浮选系统包括粗选浮选槽、一次精选浮选槽、二次精选浮选槽和扫选浮选槽，分解浆料与药剂搅拌均匀后进入粗选浮选槽，二次精选精矿泡沫由二次精选浮选槽自流至粗钾泡沫槽，然后送至过滤工序，尾盐及大部分母液自扫选槽由尾盐泵排出。

2.2.2 浮选时间

浮选时间直接影响浮选收率和精矿质量。浮选时间过长，能够提高浮选收率，但精矿质量将会下降。浮选时间过短则会造成氯化钾回收率降低。经过实验，粗选时间定为7 min，第1次精选时间为4 min，第2次精选时间为3min，扫选时间定为5min。

2.2.3 浮选温度

温度过低，浮选速度和设备的利用率将会大大降低。温度过高虽然可提高浮选速度，但由于加温要消耗大量热能，并需配置相应的供热设施。故从经济的角度出发，对浮选料浆温度并未加以控制，浮选料浆温度随气温而变化。

2.2.4 捕收剂用量

在浮选作业中，浮选药剂的用量很重要，用量不合适将严重影响实验指标。为了考察浮选氯化钾捕收剂用量，进行了浮选捕收剂用量实验。流程中为了保证回收率增加了扫选作业，扫选药剂用量较少，固定为20 g/t。药剂用量实验结果见表3。

由表3可知，当捕收剂用量由（80+20）g/t增加至 （100+20）g/t时，精矿产率增加1.57%，精矿中 KCl的质量分数下降0.54%，KCl的回收率上升9.44%；而当捕收剂用量由（100+20）g/t原矿增加至（120+20）g/t原矿时，精矿产率增加0.44%，精矿中KCl的质量分数下降2.43%，KCl的回收率上升1.76%。对比可知，当捕收剂用量由（100+20）g/t增加至（120+20）g/t时，精矿产率和KCl回收率上升幅度明显减小，精矿中KCl含量下降幅度增大。综合考虑药剂用量、精矿产率、质量和氯化钾回收率，选择捕收剂用量以（100+20）g/t为宜。

2.2.5 闭路实验

为了考察中矿、母液返回对精矿质量、回收率的影响，及母液中药剂对浮选结果的影响，进行了闭路流程实验。闭路实验捕获剂用量为（70+20）g/t，其他工艺参数不变，闭路实验结果见表4，浮选介质离子组成见表5。

将表4与表3捕获剂用量为 （100+20）g/t开路实验结果对比可知，母液的循环使用不影响药剂的浮选效果；中矿、母液返回可明显提高氯化钾产率和回收率，有效地节约药剂用量；精矿中KCl含量虽略有下降，但并不影响后续的应用；尾矿中氯化钾含量和回收率均有所降低，表明钾资源得到了更为充分的利用。

2.3 精矿洗涤

浮选闭路实验得到的精矿，KCl品位尚未达到GB 6549—2011的要求，必须进行洗涤[4]。洗涤工艺为：将一定量的浮选精矿以饱和母液调浆，加入水，搅拌30 min，过滤，一部分水进行喷淋。实验在室温下进行，洗涤温度为25℃，洗涤水为淡水，总洗涤水质量为精矿的20%。实验数据见表6。

表3 浮选捕收剂用量实验结果Tab 3 Experimental results of collectors dosage by flotation

表4 闭路实验结果Tab 4 Experimental results of closed circuit

表5 浮选介质离子组成Tab 5 Componentofmedium ionic by flotation

由表6可知，产品的KCl的质量分数达到93.56%，换算为干基KCl的质量分数为60.05%，产品达到农业用氯化钾优等品指标要求。

表6 浮选精矿洗涤实验结果Tab 3 Experimental results of concentrate washing by flotation

2.4 干燥工艺

采用转筒干燥器进行干燥，干燥产品与热空气的流向相同，转筒有5:100的倾斜度，靠齿圈带动，物料用螺旋输送器和斗式提升机送入干燥筒上端，热空气由上端的中部进入干燥器，干燥物料由干燥筒末端的下料口排出，带有粉尘的湿空气除干燥器后经旋风除尘器除尘后排空。干燥后的产品装袋后外售。

3 结论

采用冷分解-正浮选工艺，对大浪滩某矿区的盐田光卤石进行提钾研究，获得了优化的工艺参数。结果表明，分解水质量以光卤石中氯化镁完全溶解理论所需的110%为宜；浮选闭路实验表明捕获剂用量可选用（70+20）g/t，中矿和母液的再利用可有效提高精矿产率和氯化钾回收率；经过精矿洗涤处理，产品达到了GB 6549—2011农业用氯化钾优等品指标要求。

[1]曹沁波.可溶性钾盐正浮选的浮选化学研究[D].太原:山西大学,2011.

[2]中国科学院青海盐湖研究所一室.大浪滩钾镁盐矿床矿物成分的研究[J].盐湖研究,1975,（Z1）:32-43.

[3]王石军.冷分解-浮选-洗涤法氯化钾工艺中加水量的控制[J].化工矿物与加工,1999（5）:11-15.

[4]GB 6549—2011氯化钾[S].