湖北宜化集团殷家坪磷矿双反浮选工艺的研究

刘 晓，瞿定军，刘小平，张祥勤，王 玲，葛英勇，刘 鸣

1.北京蓝图工程设计有限公司，北京 100070；

2.武汉理工大学资源与环境工程学院，湖北 武汉 430070

湖北宜化集团殷家坪磷矿双反浮选工艺的研究

刘 晓1，瞿定军1，刘小平1，张祥勤1，王 玲1，葛英勇2，刘 鸣2

1.北京蓝图工程设计有限公司，北京 100070；

2.武汉理工大学资源与环境工程学院，湖北 武汉 430070

针对湖北宜化殷家坪低品位难选硅镁质磷矿，采用阴离子捕收剂MG-7反浮选脱镁—沉降脱泥—阳离子捕收剂T609反浮选脱硅工艺.在脱硅之前预先脱泥，同时消泡剂TOP和捕收剂T-609搭配使用，解决了阳离子反浮选脱硅过程中泡沫过稳定的难题.获得品位为33.04%，回收率为69.50%的浮选精矿.将分离的矿泥并入精矿，混合后精矿品位为30.56%，回收率为78.68%.相比于传统的正浮选工艺，此工艺不需加温有效地降低了选矿的成本.

磷矿；双反浮选；捕收剂；消泡剂；过稳定泡沫

磷矿最重要的应用之一为磷肥原料.充足的磷肥供应是一个国家农业发展的前提，也直接关乎到世界粮食的供应安全［1-2］.随着磷矿品位的不断贫化，单独使用正浮选或反浮选难以获得高品质的磷精矿.因此，国内外通常运用正—反、反—正和双反浮选工艺处理磷矿石［3-5］.湖北大峪口化工公司采用正浮选脱硅—反浮选脱镁工艺选别低品位磷灰石，是国内处理硅镁质磷矿的典型实例［6］.但是，正浮选脱硅一般需要加温，导致选矿成本升高.因此，阳离子捕收剂反浮选脱硅工艺是目前磷矿领域研究的重要课题.葛英勇等［7］研究发现，采用深度氧化脂肪酸MG反浮选脱镁和烷基多胺醚GE-609反浮选脱硅的双反浮选工艺，可获得精矿P2O5品位和回收率分别为32.51%和91.23%、MgO品位为0.78%、R2O3品位为2.37%的良好指标.突尼斯 kef-Eddur［8］在研究中发现，低品位粗粒磷矿用醚胺反浮选脱硅效果较好，但细粒级分选效果较差，主要原因是细粒矿泥多，比表面积大，泡沫多，恶化了浮选工艺.采取预先脱泥工艺，可以有效改善细粒矿物的浮选效果［9-11］，同时消泡剂和捕收剂的混合使用，可以有效解决阳离子反浮选中泡沫过稳定的问题，促进了双反浮选工艺在工业生产中的大规模应用.北京蓝图工程设计有限公司与武汉理工大学组成的联合试验小组采用阴离子反浮选脱镁—沉降脱泥—阳离子反浮选脱硅联合工艺对殷家坪磷矿进行选别，获得了良好的精矿指标.

1 试验部分

1.1 矿石性质

试验所用矿样来自湖北宜化集团矿业有限责任公司殷家坪磷矿.矿样多元素分析结果如表1所示，矿物成分分析结果如表2所示，单位为质量分数.

表1 矿样多元素分析结果Tab.1 Multi-element analysis of raw ore （mass fraction：%）

表2 矿物成分分析结果Tab.2 Component analysis of raw ore （mass fraction：%）

由表1和表2可知，原矿中P2O5的品位为20.31%，SiO2含量为28.09%，MgO含量为2.33%.含磷矿物为磷灰石（54.48%）和胶磷矿（4.74%），主要脉石矿物为长石（29.64%）、白云石（5.89%）和石英（2.53%），同时含有少量黄铁矿、方解石和针铁矿，属于典型的低品位难选硅镁质磷矿.

1.2 药剂

捕 收 剂 MG-7、T609，调 整 剂 H2SO4、H3PO4、Na2CO3，消泡剂 TOP.

1.3 方法

试验在XFD型单槽浮选机中进行，浮选槽体积为1.0 L，浮选机主轴转速为1 800 r/min.称取400 g原矿，使用XMQ-Ф150×50型球磨机磨至适宜细度.依次进行反浮选脱镁pH条件试验、脱镁捕收剂对比试验、脱泥试验、脱硅pH条件试验、脱硅捕收剂对比试验、闭路试验.浮选后将各产品分别抽滤、烘干、称重、制样、化验，得出其产率和品位，计算出各产品的回收率.

2 结果与讨论

2.1 磨矿细度及H2SO4用量试验

磨矿细度试验原则流程如图1，浮选条件为：磨矿细度（变量）、H2SO4用量为15 kg/t、MG-7用量为2 250 g/t.磨矿细度试验结果如图2（a）所示.

由图2（a）可知，随着磨矿细度由-0.075 mm占70%增加至-0.075 mm占87%，精矿中P2O5品位由23.22%升至23.75%，回收率由91.94%降至89.72%.当磨矿细度-0.074 mm含量大于80%之后，精矿中P2O5品位增幅相对较小，表明碳酸盐脉石矿物与有用矿物单体充分解离，因此选择-0.074 mm占80.23%为最佳磨矿细度.

H2SO4用量试验原则流程如图1所示，试验条件：磨矿细度-0.074 mm占80.23%，H2SO4（变量），MG-7用量为2 250 g/t（两段加药），试验结果如图 2（b）所示.

由图 2（b）可知，随着 H2SO4用量的增加，精矿中P2O5的品位逐渐增加，回收率逐渐降低.而H2SO4用量大于15 kg/t时，P2O5的品位增加幅度相对较小，而回收率降低较为明显.综合考虑精矿品位与回收率指标，H2SO4用量定为15 kg/t.

图1 磨矿细度试验及脱镁粗选试验流程图Fig.1 Flowchart of ore grinding and de-magnesium roughing flotation

图2 （a）脱镁粗选磨矿细度试验结果；（b）脱镁粗选H2SO4用量试验结果；（c）脱镁粗选捕收剂MG-7用量试验结果Fig.2 Results of（a）ore grinding，（b）H2SO4dosage and（c）MG-7 collector dosage in de-magnesium roughing flotation

2.2 反浮选脱镁试验

原矿中MgO含量为2.55%，在化工生产中磷精矿MgO含量要求小于1%，故进行反浮选脱镁试验，脱镁粗选条件试验流程如图1所示.

2.2.1 捕收剂对比试验 选择MG-7，EZ-1，HD-1三种捕收剂进行脱镁药剂筛选试验.试验条件：磨矿细度-0.074 mm占80.23%；H2SO4用量15 kg/t；捕收剂用量均为2 250 g/t，采用分批加药方式［12-13］；浮选时间t=（4+4）min.试验结果如表3所示.

由表3可知，MG-7可以得到P2O5品位为23.73%、回收率为90.00%的粗精矿.EZ-1和HD-1的捕收性较强，但是选择性较差，在获得精矿P2O5品位相当的情况下，回收率分别比MG-7低8.11%和13.68%

因此，选择MG-7作为本试验的脱镁捕收剂.

表3 脱镁捕收剂对比试验结果Tab.3 Results of collector in de-magnesium roughing flotation （%）

2.2.2 捕收剂用量试验 试验条件：磨矿细度-0.074 mm 占 80.23%；H2SO4用 量为 15 kg/t；MG-7用量为变量，采用分批加药方式；浮选时间t=4+4 min.试验结果如图 2（c）所示.由图 2（c）可知，随着捕收剂用量由1.25 kg/t增加到3 kg/t，精矿中P2O5品位逐渐增加，由22.97%增加至23.76%，回收率逐渐降低，由96.51%降低至87.59%.当MG-7用量为2 250 g/t时，精矿P2O5品位为23.73%回收率为90.00%.继续增加捕收剂用量，精矿P2O5品位增幅较小，但回收率下降明显.综合比较MG-7用量2 250 g/t时为最优条件.

2.3 脱泥试验

脱硅药剂属于阳离子型胺类捕收剂，由于细粒矿物拥有较高的比表面积，在浮选中胺类捕收剂大量的吸附在细颗粒表面，导致捕收剂消耗量增大.药剂成本增加.同时还产生大量黏性泡沫，致使无法进行正常的浮选操作.故在反浮选脱硅之前进行脱泥，可以有效降低药剂消耗和改善浮选环境［14-15］.

实验室采取沉降水析法脱泥，在1 L浮选槽中沉浸100 s，抽出上层悬浊液，得到产率为10%的矿泥.矿泥主要元素分析结果如表4所示.

表4 矿泥主要元素分析Tab.4 Major elements analysis of slime （%）

由表4可知，矿泥中P2O5的品位为19.69%，回收率接近10%.但镁、铁、铝含量偏高，可考虑采用正浮选工艺处理矿泥，从而进一步提高磷精矿回收率.也可将矿泥与精矿直接合并，得到混合精矿.

2.4 反浮选脱硅试验

由于原矿中含有大量的长石和石英，单独使用反浮选脱镁工艺难以得到合格的精矿，因此在脱镁的基础上进行脱硅试验.实践中阳离子捕收剂反浮选脱硅过程中存在泡沫过稳定的问题，影响其在工业生产中的应用.选择TOP作醚胺类捕收剂反浮选脱硅的消泡剂，可以有效解决浮选泡沫黏度大、难冲消的难题，根据前期研究经验，试验TOP用量定为80 g/t.反浮选脱硅采用一粗一精一扫流程.脱硅粗选、精选试验流程如图3.

图3 脱硅粗选、精选试验流程图Fig.3 Flowchart of silicon removal by roughing and concentration flotation

2.4.1 pH条件试验 选择Na2CO3作为脱硅pH调整剂.试验条件：Na2CO3（变量）；T-609，375（250+125）g/t，消泡剂TOP，80 g/t.试验结果如表5所示.

表5 脱硅pH条件试验结果Tab.5 Results of pH in silicon removal

由表5可知，阳离子捕收剂T-609在酸性条件（pH为5.7）下捕收效果较差，精矿中品位低至30.66%.加入Na2CO3之后，精矿中P2O5的品位显著增加，当Na2CO3用量为1 000 g/t时，可以获得P2O5品位为35.14%，回收率为58.90%的磷精矿，增大Na2CO3用量精矿品位变化幅度较小，因此该矿样的脱硅最佳Na2CO3用量为1 000 g/t.

2.4.2 捕收剂对比试验 选取GE-609、YGE-609、T-609三种捕收剂进行脱硅药剂筛选试验.试验条件：Na2CO3，1 000 g/t；捕收剂，375（250+125）g/t.试验结果如表6所示.

表6 脱硅捕收剂对比试验结果Tab.6 Results of collector in silicon removal （%）

由表6可知，GE-609作为捕收剂时可以得到P2O5品位为35.05%，回收率为60.92%的精矿，采用T-609可以得到P2O5品位为35.14%，回收率为58.90%的精矿，两种药剂脱硅效果相当；YGE-609的捕收性能较差.但考虑到浮选泡沫现象，选择GE-609做捕收剂反浮选时泡沫较多、难消泡，生产上不易控制.故选择浮选泡沫现象较好的T-609做为脱硅捕收剂.

2.4.3 捕收剂用量试验 选择T-609进行脱硅捕收剂用量试验，试验条件：Na2CO3用量为1 000 g/t；T-609（变量），试验结果如图4所示.

图4 脱硅捕收剂T-609用量试验结果Fig.4 Results of T-609 collector dosage in silicon removal

由图4可知，随着T-609用量由300 g/t增加至450 g/t，精矿中P2O5品位由32.89%增加至36.08%，回收率由63.06%降低至50.26%.当捕收剂用量大于337.5（225+112.5）g/t时，精矿品位增加幅度较小，回收率降低幅度较大.综合考虑确定脱硅捕收剂用量为337.5（225+112.5）g/t.

2.5 闭路试验

为验证最佳试验条件的可靠性与稳定性，进行了闭路试验.闭路试验流程如图5所示，闭路试验结果如表7所示，精矿多元素分析结果如表8所示，单位为质量分数.

图5 闭路试验流程图Fig.5 Flowchart of closed-circuit test

表7 闭路试验结果Tab.7 Results of closed-circuit test （%）

由表7和表8可知，通过双反浮选试验，可以将原矿P2O5品位从20.31%提高到33.04%，且铁铝镁总含量＜3%，获得良好的生产指标.若将矿泥与精矿合并，则混合精矿品位为30.56%，回收率为78.68%.

表8 精矿多元素分析结果Tab.8 Multi-element analysis of the concentrate （mass fraction：%）

3 结 语

1）湖北某磷矿原矿P2O5含量为20.31%，主要脉石矿物为长石、白云石和黄铁矿，其中SiO2和MgO含量分别为28.09%、2.55%，属于典型的难选中低品位硅镁质磷矿.

2）在-0.074 mm占80.23%的磨矿细度下，脱镁粗选的最佳药剂制度为：H2SO415 kg/t、MG-7 2 250 g/t（两段加药）；脱硅粗选的最佳药剂制度为：Na2CO31 000 g/t、T609 225 g/t、TOP 80 g/t；脱硅精选的最佳药剂制度为：T609 112.5 g/t.通过双反浮选工艺，获得P2O5品位33.04%，回收率69.50%，铁铝镁总含量小于3%的优质磷精矿.将矿泥与精矿直接合并，可以得到P2O5品位为30.56%，回收率为78.68%的混合精矿.

3）脱硅之前预先脱泥，加上反浮选脱硅阳离子捕收剂T-609和消泡剂TOP的搭配使用，可以有效改善阳离子反浮选中泡沫过稳定的问题.

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Double Reverse Flotation of Yinjiaping Phosphate Mine in Hubei Yihua Group

LIU Xiao1，QU Dingjun1，LIU Xiaoping1，ZHANG Xiangqin1，WANG Ling1，GE Yingyong2，LIU Ming2
1.Beijing Landmark Engineering Co.，LTD，Beijing 100070，China；
2.School of Resource and Environment Project，Wuhan University of Technology，Wuhan 430070，China

A low grade phosphate ore with high silicon and magnesium in Hubei was processed by a double reverse flotation with anionic collector MG-7 removing magnesium，sedimentation desliming and the cationic collector T609 removing silicon.The problem of over-stable foam in cationic reverse flotation process can be effectively solved by desliming before desilication，and combining collector T-609 with defoaming agent TOP.The grade of P2O5achieves 33.04%，and the recovery is 69.50%.When combined slime with concentrate，the concentrate grade is 30.56%and the recovery is 78.68%.Compared with the traditional flotation process，this new technology without heating reduces the production cost

phosphate ore；double reverse flotation；collector；defoaming agent；over-stable foam

1674-2869（2017）06-0594-06

TD923

A

10.3969/j.issn.1674-2869.2017.06.012

2017-05-12

刘 晓，高级工程师，E-mail：lx661212@sina.com

刘晓，瞿定军，刘小平，等.湖北宜化集团殷家坪磷矿双反浮选工艺的研究［J］.武汉工程大学学报，2017，39（6）：594-599.

LIU X，QU D J，LIU X P，et al.Double reverse flotation of Yinjiaping Phosphate Mine in Hubei Yihua Group［J］.Journal of Wuhan Institute of Technology，2017，39（6）：594-599.

苗 变