四川省某磷矿选矿工艺改进研究

王 珏

（晋中市能源局能源事务服务中心，山西 晋中 030606）

四川省某磷矿的选矿工艺采用的是反浮选工艺流程，并已经过多年的正常工业生产。近期，由于开采矿层的变化，入选矿石的性质发生了较大变化，矿石出现了不适应选矿厂现有选矿工艺流程的现象。主要表现为浮选刮出的泡沫难以消除、药剂消耗增加、精矿品位下降、精矿回收率降低，严重影响了正常的生产。从浮选的角度看，该矿的浮选过程出现了典型的泥化现象，该现象一般是由于入选矿石中细泥含量过高引起的。针对这种情况，选取目前开采矿层有代表性的磷矿矿样200 kg，对矿石性质、矿物组成、矿石的粒度组成等进行了分析，确定了造成浮选泥化现象的原因。通过实验室选矿试验，对该矿的选矿工艺流程提出了合理的改进方案。

1 矿石性质

1.1 矿石类型

矿石自然类型有：白云质条带（条纹）状磷块岩和块状磷块岩。矿石的工业类型为碳酸盐型磷块岩矿石。

1.2 矿石的构造特征

矿石的构造特征主要为纹层状—条带状和块状构造两种[1]，其构造特征为：

1）纹层状—条带状构造。由白云质磷块岩和（含磷）白云岩、（含磷）硅质岩呈相间互层分布构成。

2）块状构造。由矿石矿物胶磷矿和胶结物白云岩、少量方解石组成的白云质磷块岩，结构均一。

1.3 主要矿物的嵌布特征

磷块岩矿石中磷酸盐矿物为胶磷矿，脉石矿物主要为白云石、石英和玉髓，含少量方解石、黏土矿物等。其嵌布特征如下：

1）胶磷矿：显微镜下观察，通常为胶状集合体夹杂微量的黏土矿物、泥晶碳酸盐矿物、铁质氧化物和碳质物等杂质。

2）白云石：磷块岩矿石中的主要脉石矿物。细—中晶粒径在0.1～0.5 mm之间。

3）石英、玉髓：为磷块岩的脉石矿物之一，石英呈碎屑状作为陆源碎屑物，粒径在0.05～0.2 mm之间。

4）方解石：为磷块岩的脉石矿物之一，镜下呈细粒集合体，分布于白云岩中。

5）黏土矿物：镜下为显微鳞片状集合体，呈纹层状与磷块岩或白云岩互层，主要分布于夹层内。

1.4 矿石化学成分

对矿石进行了多项化学成分分析，分析结果如表1所示。对矿石矿物组成及含量进行了测定，测定结果如表2所示。

表1 矿物化学成分分析结果 %

表2 矿物组成测定结果 %

1.5 小结

从矿石性质可以看出，该磷矿属于典型的碳酸盐型磷块岩。浮选过程中出现泥化现象，一般认为是原矿中含有大量的黏土矿物，且黏土矿物的粒度极细导致。通过对矿石性质进行分析发现，黏土矿物的主要成分w（Al2O3）只有1.09%，矿物组成的测定结果也表明，黏土矿物的含量只有3%，含量并不高。由此得出结论，该磷矿泥化现象的产生并不是矿石中含有大量黏土矿物造成的。

2 矿石粒度组成分析

对原矿进行了粒度组成筛分分析，分析结果如下页表3所示。

表3 原矿粒度组成筛分分析

从原矿筛分分析结果来看，该磷矿原矿中细粒级（-0.5 mm）含量高达25.51%，如果再经过磨矿后进入到浮选，进入浮选的细粒级矿石含量还会大幅提高。由此可以确定，造成该矿浮选产生泥化现象的主要原因是该矿的细粒级矿物含量过高。该矿的细粒级矿石P2O5品位较高，尤其-0.0308 mm粒级P2O5品位（质量分数，下同）高达23.24%，如果采用擦洗脱泥再进入浮选的方法，回收率会大幅下降。因此，该矿采用直接浮选和擦洗脱泥再浮选两种工艺都是不可行的。

3 选矿试验

3.1 浮选试验

为避免浮选过程中出现泥化现象，需要降低入浮矿石的细粒级矿物含量[2]。采取预先分级的试验方案，即将矿石破碎后进行筛分，+0.5 mm粒级矿石进入磨矿机，磨矿细度控制在-200目的含量在65%左右，磨矿后与-0.5 mm粒级矿石混合后进入浮选。浮选的主要目的是脱除脉石矿物白云石（主要成分为MgO），浮选工艺流程及工艺条件如图1所示。

图1 浮选工艺流程

通过条件试验确定最优的试验参数和药剂制度，试验结果如表4所示。

表4 试验结果 %

试验中未出现明显的泥化现象，但是通过试验发现，精矿P2O5品位只有29%，达不到30%的要求。这表明，开采矿层发生变化后，虽然通过降低入浮矿石的细粒级矿物含量避免了泥化现象的出现，但由于原矿P2O5品位的降低，浮选精矿依然难以达到要求。

3.2 重选试验

既然浮选方法不可行，接下来研究一下重选试验的可行性。该矿的构造特征为：由白云质磷块岩和（含磷）白云岩、（含磷）硅质岩呈相间互层分布构成，纹层—条带状构造。同时主要脉石矿物白云石（MgO）的堪布粒度多在0.1～0.5 mm，而脉石矿物石英、玉髓（SiO2）的堪布粒度多在0.05～0.2 mm，明显低于白云石的堪布粒度。如果通过重选拋尾可以有效脱除原矿中的硅质类脉石矿物，则可以提高粗精矿的品位[3]。

为此，进行了实验室浮沉试验，浮沉试验所用重液为二碘甲烷、二溴乙烷、三溴乙烷、四氯化碳等有机重液。根据原矿矿石性质、重介质选矿的实践经验，确定采用粒度上限分别为8 mm、10 mm、15 mm，粒度下限为0.5 mm的原矿试样进行试验。对比三个粒级试样的选矿结果，发现选矿指标相差不大，出于容易实现工业化和降低选矿成本的考虑，选取-15+0.5 mm的粒级试样。-15 mm粒级原矿筛分分析结果如表5所示，可选性曲线如下页图2所示。

图2 -15+0.5 mm粒级重液浮沉可选性曲线

表5 -15 mm粒级原矿粒度组成筛析结果

对精矿中P2O5品位分别达到24%、25%、26%和27%时，由重选可选性曲线[4]查得重选理论分选指标，如下页表7所示。

表7 重选理论分选指标

从浮沉试验结果来看，选矿效果比较理想。综合选矿指标和易于实现工业化两方面考虑，选取分离密度为2.86 g/cm3比较合适，当分选密度为2.86 g/cm3时，可使精矿中P2O5品位达到25%以上，精矿产率84.88%，精矿回收率94.68%，MgO含量相对于原矿基本不变，w（SiO2）降低到4.03%，脱硅率63.76%，有效提升了P2O5品位。

3.3 重选—反浮选联合试验

将原矿破碎至-15 mm，-15+0.5 mm粒级原矿进入重选，分离密度为2.86 g/cm3，所获得粗精矿经磨矿后（磨矿细度-200目含量65%左右）与-0.5 mm粒级（细度-200目含量52.90%）原矿合并，合并后再进行反浮选[5]。

合并后的入浮原矿P2O5品位为24.42%，w（MgO）为6.51%，w（SiO2）为5.18%，相对于原矿的回收率为96.28%。

浮选流程如上页图1所示，试验结果如表8所示。

表8 试验结果 %

试验结果表明，采用重选—反浮选联合工艺流程，可以有效地将精矿P2O5品位提升到31.28%，达到了精矿质量要求。

3.4 试验结果

1）通过对矿石性质和原矿筛分分析结果进行研究，发现原矿中细粒级矿物含量过多，-0.5 mm粒级矿物含量达到25.51%，磨矿后细粒级矿物含量进一步增大，导致浮选出现泥化现象。且该部分细粒级矿物P2O5品位较高，不能预先脱除。

2）原矿P2O5品位的降低，导致采用预先分级的浮选流程难以使精矿达到P2O5品位30%以上的要求。通过重选拋尾作业可以使粗精矿P2O5品位到达25.03%，重选粗精矿经磨矿后与-0.5 mm粒级原矿合并再进入反浮选，合并后的入浮原矿P2O5品位为24.42%。采用重选—反浮选联合工艺流程所得精矿P2O5品位31.28%，达到质量要求。

4 结论

本选矿工艺改进方案的主要优点如下：

1）-0.5 mm粒级原矿未经磨矿直接进入浮选，有效降低了进入浮选矿石中细粒级矿物含量，消除了浮选泥化现象。

2）重选粗精矿与-0.5 mm粒级原矿合并后，P2O5品位明显提高，有效提高了浮选精矿品位。

3）不需要对选矿厂现有浮选设备进行改动，只需在浮选设备前加入筛分和重介质选矿设备即可。改动成本较低，工业上较容易实现。