浮選磷礦尾礦再選試驗探索

楊舒然

(云南國土資源職業學院，昆明650217)

磷礦在生產磷精礦時，會產生大量的尾礦。這些尾礦屬于工業固體廢棄物中的礦業固體廢棄物［1］。目前，這部分尾礦作為廢棄物丟棄或存放于尾礦庫存，綜合利用率僅為7%左右［2］，大量的尾礦只能長期堆放在尾礦庫中。有些地區的鄉鎮礦山選廠甚至直接將尾礦排放到自然場地之中，這會嚴重污染環境。即使尾礦排放到尾礦庫中，也會對礦區周圍環境造成嚴重的影響。目前，我國因尾礦造成的污染面積達百萬畝以上，間接污染土地面積則有1000多萬畝［3］。

云南的磷礦浮選規模達千萬t，每年將產生近400萬t的磷礦浮選尾礦，此浮選尾礦中的 w(P2O5)基本都在8%以上。在資源日漸減少的今天，浮選磷礦的尾礦作為二次資源，備受世人關注。因此，合理開發利用浮選磷礦的尾礦不僅能產生一定的經濟效益，而且有重大的社會意義。

1 工藝礦物學研究

1.1 浮選尾礦的組成

浮選尾礦的化學元素組成和礦物成分構成經MLA檢測，結果見表1和表2。

表1 浮選尾礦多元素分析結果Tab.1 Multi－element analysis of flotation tailings

表2 浮選尾礦礦物含量Tab.2 Mineral content of flotation tailings

由表1和表2看出，在浮選尾礦中氟磷灰石的質量分數占到4.86%，相對原礦的51.54%，下降了46.68個百分點，可見，只有少數的氟磷灰石進入浮選尾礦中;浮選尾礦中幾種主要的脈石礦物相對原礦均有明顯富集:石英從原礦中的30.48%提高到57.98%，正長石由原礦的1.02%提高到3.51%。

在浮選尾礦中，另一種含P顆粒—風化膠磷礦，也出現了富集的現象:質量分數從原礦的13.67%提升到30.72%。通過相關數據對比發現，大多數風化膠磷礦都進到了浮選尾礦中。造成這種現象的主要原因有兩點:①風化膠磷礦是氟磷灰石、石英、正長石微細顆粒重新膠結形成的集合體，可浮性弱;②風化膠磷礦的粒度較大，原礦中超過15%的風化膠磷礦顆粒粒度超過80μm。而越大的顆粒受到重力影響越明顯，越不易被浮起，這也使得顆粒較大的風化膠磷礦更易于被抑制在浮選槽底部，從而進入浮選尾礦中。

1.2 浮選尾礦的礦物特征

1.2.1 氟磷灰石

浮選尾礦中的氟磷灰石解離情況較好，單體顆粒約有40%，總體解離度為85.86%;氟磷灰石粒度從3～130 μm均有分布，20 μm 以下的細小顆粒占到總含量的28%。在20～80 μm區間范圍內，各個粒度范圍內的氟磷灰石含量對比原礦均有所降低。小于0.037 4 mm(400目)通過率為42%，比原礦的低5%;而小于0.075 0 mm(200目)通過率為81%，比原礦的低6%;粒度超過80 μm以后，氟磷灰石含量在該粒度區間內的分布略高于原礦:這些數據都從側面證明了20～80 μm是氟磷灰石浮選的最合理粒度空間。

1.2.2 脈石礦物

尾礦中含量變化比較明顯的脈石礦物為石英、正長石、風化膠磷礦，他們在尾礦之中的含量均有明顯的富集。這些脈石礦物不僅含量發生富集，解離度情況對比原礦也有所變化:石英的總體解離度為96.49%，對比原礦的74.84%，提高了21.65個百分點;風化膠磷礦的解離度為90.20%，對比原礦提高了32.40個百分點;正長石解離度為89.05%，對比原礦升高28.69個百分點。

脈石礦物的各個粒度級別通過率對比原礦均有明顯降低，尾礦顆粒相對原礦粒度較大，這主要是:顆粒越大，受到重力的影響越明顯，越容易被抑制進入尾礦。在浮選尾礦中，風化膠磷礦顆粒最大，小于0.150 mm(100目)的通過率僅有56%?？梢?，大顆粒的風化膠磷礦幾乎都被抑制進入尾礦。石英和氟磷灰石粒度相對接近。

正浮選尾礦性質表明，膠磷礦為選礦所捕收的主要礦物，它是磷灰石呈超顯微粒的微晶集合體與極細微脈石礦物的混合物。磷礦中硅含量較高，該尾礦在選擇浮選工藝時，主要考慮脫除硅。本次試驗主要考慮正浮選脫硅，因此，選擇正浮選脫硅工藝流程作為該礦浮選開發的原則流程。

2 選礦試驗研究

2.1 試驗流程

浮選尾礦中、細粒級含量較高，為了防止過磨，同時減少進入再磨作業的處理量，對浮選尾礦進行了預先分級，分級粒度為小于0.037 4 mm(400目)的占80%。對分級溢流進行一粗一精正浮選脫硅試驗，其流程如圖1所示。

圖1 浮選尾礦脫硅工藝流程Fig.1 Desilication process of flotation tailings

2.2 藥劑制度試驗

WS－2是硅酸鹽礦物的重要改性抑制劑，具有很好的抑制效果;WF－3是膠磷礦浮選常溫捕收劑，不僅捕收性能和選擇性能好，而且價格還相對低廉。

2.2.1 抑制劑用量試驗

在捕收劑用量為300 g/t的條件下，按圖1所示浮選流程進行抑制劑用量試驗，其試驗結果見表3。

表3 抑制劑用量試驗結果Tab.3 Test results of inhibitor dosage

從表3看出，隨著抑制劑用量的增加，精礦中磷受到的抑制作用越來越強，精礦品位逐漸增加后降低，精礦的回收率先增加后降低。綜合考慮磷礦品位和回收率及降低藥劑用量，確定抑制劑用量為2.0 kg/t。

2.2.2 捕收劑用量試驗

浮選尾礦脫硅流程的捕收劑為常溫捕收劑WF－3，在抑制劑用量為2.0kg/t的條件下，按圖1所示浮選流程進行捕收劑用量試驗，試驗結果見表4。

表4 捕收劑用量試驗結果Tab.4 Test results of collector dosage

從表4看出，隨著捕收劑用量的增加，精礦品位逐漸減少，回收率則先增大后減少。綜合考慮磷礦品位和回收率，確定捕收劑用量為300 g/t。

最后，通過試驗，獲得的磷精礦品位為26.96%，回收率為65.79%，尾礦磷品位為4.72%。

3 結論

1)在入選P2O5品位為10.33%的條件下，經預先分級磨礦后的分級溢流進行一粗一精正浮選脫硅流程試驗，可以獲得精礦品位26.96%，回收率65.79%的良好指標;

2)浮選尾礦脫硅流程的捕收劑WF－3為常溫捕收劑，有很好的選擇性和捕收性能。

［1］任清宇，姚金蕊.中國磷礦資源的特點與開發策略［J］.礦業快報，2006(2):1－4.

［2］向鵬成，謝英亮.礦山低品位礦利用的技術經濟分析［J］.中國資源綜合利用，2001(12):14－17.

［3］謝英亮，向鵬成.淺談礦山低品位礦利用問題［J］.中國資源綜合利用，2001(5):26－28.