《武汉工程大学学报》 2010年11期
54-57
出版日期：2010-11-30
ISSN:1674-2869
CN:42-1779/TQ
宜昌中低品位磷矿工艺流程试验研究
0引言我国磷矿已探明储量仅次于摩洛哥，但资源的特点是“丰而不富”.湖北省磷矿大多为浅海沉积磷块岩矿床和沉积变质型磷灰岩矿床，属中低品位，主要分布在宜昌、保康、钟祥、大悟、恩施等地区.开展湖北省中低品位磷矿石的综合利用研究迫在眉睫，一是湖北省磷化工稳步增长，需大量高品位磷矿石原料;二是随着富矿开采量逐步增加，储量逐年减少;三是磷矿开采方面存在严重的“采富弃贫”现象，资源浪费严重，导致中低品位磷矿得不到合理利用.如宜昌磷矿，矿层结构为上贫矿、中富矿、下贫矿共生，形成“两贫一富”的赋存形态，而中富矿储量仅占宜昌磷矿总储量的11.7%.据估算，开采1 t富矿，就损失4~5 t中低品位磷矿石.将近80%的贫矿丢弃，造成了矿产资源的严重浪费.因此，要取得社会效益和可观的经济效益，就必须调整产业结构，打破传统开采，粗放式经营模式，走可持续发展之路，首要的就是“采选结合”，即把采矿与选矿有机的结合起来，建立采选联合企业，实行全层开采.加强选矿是保护资源，提高资源利用率的唯一有效途径［1］.本研究以丁东磷矿为研究对象，进行了原矿直接正—反浮选和重介质选矿+正—反浮选联合流程试验研究，旨在为宜昌磷矿资源的合理利用，提供技术上合理、经济上可行，并考虑环保与运输问题的原则流程.1试验矿样及方法原矿试样由宜昌中孚化工有限公司提供，矿石工业类型为硅镁质磷矿［2］.试样用颚式破碎机破碎至-16 mm，混匀缩分成两份，一份作重浮试样，一份作浮选试样.原矿化学多元素分析结果见表1.表1原矿化学多元素分析结果
Table 1Multielement analysis of minerun
组分项目P2O5SiO2CaOMgOCO2Fe2O3Al2O3F酸不溶物灼失量w/%16.8338.3725.271.543.573.167.561.8842.405.18重浮试样破碎至-16 mm，筛除-2 mm细粒(保存)，筛上产品筛析分成-16＋10 mm、-10＋2 mm两个级别，洗去矿泥(保存)，烘干(100 ℃)后备用.试验采用最常用的重液分离法进行比重组分分析［3］.选择的重液为四溴乙烷，以分析纯的无水酒精作溶剂.浮选试样用颚式破碎机、对滚机破碎至-2 mm，混匀缩分装袋，每袋1 kg备用.2试验内容及结果分析2.1重介质选矿+浮选试验结果
2.1.1-16 mm试样重液分离结果试验在容积为3 000 mL的烧杯中进行，首先将重液(分离密度分别为2.96、2.9、2.8、2.7、2.6 g/cm3)配好，置于烧杯中，然后将洗净的试样分小批给入某一比重的重液中，搅拌后静置分层，用带孔的瓢分别将浮物和沉物捞出，待全部试样分离完毕后，分别洗净，烘干;浮物(或沉物)再转入下一个比重较大或较小的重液中再一次进行分离，直至将试样全部按要求分离为不同比重组分为止.然后将所得各个比重组分的产品分别洗涤、烘干、称重、并锤碎、磨细、取样化验.试验结果如表2.表2重液分离试验结果
Table 2Results of dense medium separation(DMS)
密度组分质量/g产率/%品位/%金属量/γβ回收率/%+2.962944533.30 30.86 1027.67 55.61+2.90-2.964588.55.19 16.96 88.02 4.76+2.80-2.9038884.40 19.84 87.25 4.72+2.70-2.801156213.08 15.72 205.57 11.12+2.60-2.706645.57.52 2.32 17.43 0.94-2.608692.99.83 1.12 11.02 0.60未分离23597.5 26.69 15.40 411.00 22.24合计88419.4100.00 17.48 1747.95 100.00由表2可知，当分离密度为2.96时，沉物P2O5品位达30.86%，产率33.30%，回收率55.61%，但MgO为0.95%，虽然P2O5品位达到磷精矿质量，但因MgO偏高，达不到一类磷精矿要求;另一方面虽然生产成本低，生产过程中无需药剂，不会因化学药剂而对环境产生污染，但有用成份回收率低，44.39%的有用成份被丢弃，资源浪费严重.另外加重剂比重大，对设备管件磨损大.当分离密度为2.70时，浮物可抛去17.35%(7.52+9.83=17.35 )左右的尾矿;但当密度在2.70～2.96之间时，产率高达22.65%，使分离变得困难.因此，对于-16 mm试样，当分离密度为2.96时，可采用重介质选矿方法获得合格精矿，但MgO偏高，达不到一类磷精矿要求，且回收率只有55.61%，资源浪费又太大;当分离密度为2.70时，可适当抛尾.总之，重介质选矿得不到满意的技术指标.
第11期李冬莲,等:宜昌中低品位磷矿工艺流程试验研究
武汉工程大学学报第32卷
2.1.2正—反浮选闭路流程试验根据重液分离结果，需要与浮选流程联合使用，选择分离密度为2.70，浮物抛去17.35%左右重量的尾矿，将沉物与-2 mm未经重选分离样品充分混匀、缩分、分样，1 kg装袋供浮选用.重选抛尾后，重选粗精矿或称为重介质精矿P2O5品位为20.89%，回收率达98.5%;MgO 1.51%.因抛尾量不大，浮选的入选品位不够高，直接反浮选得不到合格精矿，因此，仍需采用正—反浮选流程［4］.本试验采用碳酸钠作调整剂、水玻璃作抑制剂、OT8作高效捕收剂进行正浮选，硫酸作调整剂进行反浮选，其闭路流程图及药剂用量如图1，试验结果见图2.图1重选粗精矿正—反浮选闭路流程图
Fig.1Flowsheet of directreverse floatation processing after DMS图2重选粗精矿正—反浮选数质量流程图
Fig.2Number quality flowsheet of directreverse floatation processing after DMS试验结果表明：采用重介质选矿+浮选(包括一粗、一精、一扫正浮选与一粗、一扫反浮选)联合流程，原矿入选品位P2O5 16.83%，精矿品位P2O5 31.62%， P2O5回收率83.00%，MgO 0.39%，精矿质量达到酸法加工一类标准;选矿比2.24，精矿生产成本134.3元/t.2.2正—反浮选闭路流程试验本试验对原矿进行了正—反浮选试验，药剂种类不变，其闭路流程图及药剂用量如图3，试验结果见图4.图3正—反浮选闭路流程图
Fig.3Flowsheet of directreverse floatation processing图4正—反浮选数质量流程图
Fig.4Number quality flowsheet of directreverse floatation processing试验结果表明：a. 采用正—反浮选流程.经一粗、一精、一扫正浮选与一粗、一扫反浮选联合流程，在磨矿细度为-0.074 mm 63.28%，碳酸钠6.0 kg/t、水玻璃4.0 kg/t、OT8 2.0 kg/t、硫酸6.0 kg/t，不加温条件下，闭路试验可获得P2O5 31.49%，回收率83.75%，MgO 0.52%，选矿比为2.28的优良指标，精矿产品化学多元素分析结果见表3.表3精矿化学多元素分析结果
Table 3Multielement analysis of concentrate
组分项目P2O5SiO2CaOMgOCO2Fe2O3Al2O3F酸不溶物灼失量w/%31.3811.1644.710.552.891.282.133.5611.823.91b. 浮选在粗磨，矿浆温度20～30 ℃的条件下进行，可降低能耗，节约成本;同时在反浮选中未采用价格高的磷酸，而是采用全硫酸流程，降低了成本.经估算精矿生产成本为126.7元/t.c. 浮选未采用碳酸盐抑制剂，而是采用选择性能好、对环境污染小的的高效捕收剂，对环境影响小.3结语a. 宜昌磷矿通过重介质选矿，当分离比重为2.96时，可获得合格精矿，但MgO为0.95%，达不到一类磷精矿要求，且损失44.39%的有用成份;当分离比重为2.70时，浮物可抛去17.35%左右的尾矿.b. 宜昌磷矿重介质选矿后，需与浮选流程(包括一粗、一精、一扫正浮选与一粗、一扫反浮选)联合使用，原矿入选品位P2O5 16.83%，精矿品位P2O5 31.62%， P2O5回收率83.00%，MgO 0.39%，选矿比2.24，精矿生产成本134.3元/t.c. 宜昌磷矿宜采用正—反浮选流程.经一粗、一精、一扫正浮选与一粗、一扫反浮选联合流程，在磨矿细度为-0.074 mm 63.28%，碳酸钠6.0 kg/t、水玻璃4.0 kg/t、OT-8 2.0 kg/t、硫酸6.0 kg/t，不加温条件下，闭路试验可获得P2O5 31.49%，回收率83.75%，MgO 0.52%，选矿比为2.28的优良指标，精矿生产成本126.7元/t.