浮选磷矿尾矿再选试验探索

杨舒然

(云南国土资源职业学院，昆明650217)

磷矿在生产磷精矿时，会产生大量的尾矿。这些尾矿属于工业固体废弃物中的矿业固体废弃物［1］。目前，这部分尾矿作为废弃物丢弃或存放于尾矿库存，综合利用率仅为7%左右［2］，大量的尾矿只能长期堆放在尾矿库中。有些地区的乡镇矿山选厂甚至直接将尾矿排放到自然场地之中，这会严重污染环境。即使尾矿排放到尾矿库中，也会对矿区周围环境造成严重的影响。目前，我国因尾矿造成的污染面积达百万亩以上，间接污染土地面积则有1000多万亩［3］。

云南的磷矿浮选规模达千万t，每年将产生近400万t的磷矿浮选尾矿，此浮选尾矿中的 w(P2O5)基本都在8%以上。在资源日渐减少的今天，浮选磷矿的尾矿作为二次资源，备受世人关注。因此，合理开发利用浮选磷矿的尾矿不仅能产生一定的经济效益，而且有重大的社会意义。

1 工艺矿物学研究

1.1 浮选尾矿的组成

浮选尾矿的化学元素组成和矿物成分构成经MLA检测，结果见表1和表2。

表1 浮选尾矿多元素分析结果Tab.1 Multi－element analysis of flotation tailings

表2 浮选尾矿矿物含量Tab.2 Mineral content of flotation tailings

由表1和表2看出，在浮选尾矿中氟磷灰石的质量分数占到4.86%，相对原矿的51.54%，下降了46.68个百分点，可见，只有少数的氟磷灰石进入浮选尾矿中;浮选尾矿中几种主要的脉石矿物相对原矿均有明显富集:石英从原矿中的30.48%提高到57.98%，正长石由原矿的1.02%提高到3.51%。

在浮选尾矿中，另一种含P颗粒—风化胶磷矿，也出现了富集的现象:质量分数从原矿的13.67%提升到30.72%。通过相关数据对比发现，大多数风化胶磷矿都进到了浮选尾矿中。造成这种现象的主要原因有两点:①风化胶磷矿是氟磷灰石、石英、正长石微细颗粒重新胶结形成的集合体，可浮性弱;②风化胶磷矿的粒度较大，原矿中超过15%的风化胶磷矿颗粒粒度超过80μm。而越大的颗粒受到重力影响越明显，越不易被浮起，这也使得颗粒较大的风化胶磷矿更易于被抑制在浮选槽底部，从而进入浮选尾矿中。

1.2 浮选尾矿的矿物特征

1.2.1 氟磷灰石

浮选尾矿中的氟磷灰石解离情况较好，单体颗粒约有40%，总体解离度为85.86%;氟磷灰石粒度从3～130 μm均有分布，20 μm 以下的细小颗粒占到总含量的28%。在20～80 μm区间范围内，各个粒度范围内的氟磷灰石含量对比原矿均有所降低。小于0.037 4 mm(400目)通过率为42%，比原矿的低5%;而小于0.075 0 mm(200目)通过率为81%，比原矿的低6%;粒度超过80 μm以后，氟磷灰石含量在该粒度区间内的分布略高于原矿:这些数据都从侧面证明了20～80 μm是氟磷灰石浮选的最合理粒度空间。

1.2.2 脉石矿物

尾矿中含量变化比较明显的脉石矿物为石英、正长石、风化胶磷矿，他们在尾矿之中的含量均有明显的富集。这些脉石矿物不仅含量发生富集，解离度情况对比原矿也有所变化:石英的总体解离度为96.49%，对比原矿的74.84%，提高了21.65个百分点;风化胶磷矿的解离度为90.20%，对比原矿提高了32.40个百分点;正长石解离度为89.05%，对比原矿升高28.69个百分点。

脉石矿物的各个粒度级别通过率对比原矿均有明显降低，尾矿颗粒相对原矿粒度较大，这主要是:颗粒越大，受到重力的影响越明显，越容易被抑制进入尾矿。在浮选尾矿中，风化胶磷矿颗粒最大，小于0.150 mm(100目)的通过率仅有56%。可见，大颗粒的风化胶磷矿几乎都被抑制进入尾矿。石英和氟磷灰石粒度相对接近。

正浮选尾矿性质表明，胶磷矿为选矿所捕收的主要矿物，它是磷灰石呈超显微粒的微晶集合体与极细微脉石矿物的混合物。磷矿中硅含量较高，该尾矿在选择浮选工艺时，主要考虑脱除硅。本次试验主要考虑正浮选脱硅，因此，选择正浮选脱硅工艺流程作为该矿浮选开发的原则流程。

2 选矿试验研究

2.1 试验流程

浮选尾矿中、细粒级含量较高，为了防止过磨，同时减少进入再磨作业的处理量，对浮选尾矿进行了预先分级，分级粒度为小于0.037 4 mm(400目)的占80%。对分级溢流进行一粗一精正浮选脱硅试验，其流程如图1所示。

图1 浮选尾矿脱硅工艺流程Fig.1 Desilication process of flotation tailings

2.2 药剂制度试验

WS－2是硅酸盐矿物的重要改性抑制剂，具有很好的抑制效果;WF－3是胶磷矿浮选常温捕收剂，不仅捕收性能和选择性能好，而且价格还相对低廉。

2.2.1 抑制剂用量试验

在捕收剂用量为300 g/t的条件下，按图1所示浮选流程进行抑制剂用量试验，其试验结果见表3。

表3 抑制剂用量试验结果Tab.3 Test results of inhibitor dosage

从表3看出，随着抑制剂用量的增加，精矿中磷受到的抑制作用越来越强，精矿品位逐渐增加后降低，精矿的回收率先增加后降低。综合考虑磷矿品位和回收率及降低药剂用量，确定抑制剂用量为2.0 kg/t。

2.2.2 捕收剂用量试验

浮选尾矿脱硅流程的捕收剂为常温捕收剂WF－3，在抑制剂用量为2.0kg/t的条件下，按图1所示浮选流程进行捕收剂用量试验，试验结果见表4。

表4 捕收剂用量试验结果Tab.4 Test results of collector dosage

从表4看出，随着捕收剂用量的增加，精矿品位逐渐减少，回收率则先增大后减少。综合考虑磷矿品位和回收率，确定捕收剂用量为300 g/t。

最后，通过试验，获得的磷精矿品位为26.96%，回收率为65.79%，尾矿磷品位为4.72%。

3 结论

1)在入选P2O5品位为10.33%的条件下，经预先分级磨矿后的分级溢流进行一粗一精正浮选脱硅流程试验，可以获得精矿品位26.96%，回收率65.79%的良好指标;

2)浮选尾矿脱硅流程的捕收剂WF－3为常温捕收剂，有很好的选择性和捕收性能。

［1］任清宇，姚金蕊.中国磷矿资源的特点与开发策略［J］.矿业快报，2006(2):1－4.

［2］向鹏成，谢英亮.矿山低品位矿利用的技术经济分析［J］.中国资源综合利用，2001(12):14－17.

［3］谢英亮，向鹏成.浅谈矿山低品位矿利用问题［J］.中国资源综合利用，2001(5):26－28.