吴中贤等：云南某胶磷矿AMCS工艺矿物学研究及其难选机理探讨 509· 100 由图7可知，48~74m粒级中氟磷灰石单体颗粒 Magnesium tailing 80 的质量分数仅40%左右，解离度较低，导致白云石 Middling I Middling l 与氟磷灰石的富连生体进入到尾矿中，使得精矿 Middline I Con 中P2O5回收率降低.而对于-30m粒级的氟磷灰 40 石产品，虽然该部分粒级具有较好的单体解离度， 20 但是大量微细粒的存在会增加药剂消耗和矿浆黏 度，导致有用矿物进入泡沫产品2Yin和Yao等 0.1 10 100 1000 研究表明，部分微细粒有用矿物会非选择性地吸 Particle size/μm 附在粗粒脉石矿物表面，形成亲水性“护甲”，阻碍 图9开路流程各产品粒度分析 脉石矿物与捕收剂气泡的作用，降低脉石矿物的 Fig.9 Particle size analysis of each product in the open circuit process 可浮性2930，只有增加捕收剂浓度，才可将脉石矿 4.2闭路流程试验 物有效脱除.Hoang等研究表明，浮选矿浆中的不 双反浮选闭路试验的数质量流程如图10所 利流变效应也会导致微细粒夹带作用增加]同 示，在粗选脱镁、一粗两扫脱硅闭路试验中，获得 时，在浮选机浮选中，由于泡沫层薄等缺点导致浮 了磷精矿中P205品位为29.75%、P203回收率为 选过程夹带严重31划综上所述，嵌布粒度细、难 81.95%、SiO2品位为12.63%的分选指标.在双反 以获得较好的解离度、泥化严重是该胶磷矿样品 浮选闭路数质量流程的基础上，深入分析了“粗选 难选的主要原因 脱镁一粗两扫脱硅”闭路流程基本特性，分别对浮 5结论 选给矿、精矿、脱镁尾矿、脱硅尾矿进行了湿式筛 分分析（图11），以便考查P2O5在各粒级在浮选过 根据以上数据的分析讨论，可以得出以下主 程中的分选行为. 要结论： 由图11可知，若以PO5回收率作为评价指 (1)样品中氟磷灰石嵌布粒度较粗，多数大于 标，在-30m的粒级范围内，镁尾矿中P2O5回收 20um,小于20m的超细颗粒的质量分数为29.25%. 率为4.18%，硅尾矿中P205回收率为4.74%；在48~ 石英粒度相对较粗，多数大于20um,小于20m 74um粒级范围内，镁尾矿的Pz05回收率为4.68%. 的超细颗粒的质量分数为32.81%.白云石粒度相 P.Os grade/%SiO:grade/% Legend:Yield/% 100.00 21.09114.10 Feed P,O,recovery/%SiO,recovery/ 100.00100.00 米 pH6.0 3 min Sodium hexametaphosphate 2.5 kg-t 3min米 Sodium oleate 3.0 kg-t 70.3026.3316.54 Roughing(magnesium removal) pH6.087.77824 3 min 2min KDJ 1.25 kg-t 94.40 26.3316.54 87.7782.47 Magnesium tailing 17.40125.32 Roughing(silica removal) 36.30 8.698.32 2 min 29.9565.19 29.7022317.5 45.30 16.81124.38 36.1178.33 21.1220.34 24.1024.334.7 Scavenging I 2 min 21”8器 9.00 14.43120.58 Scavenging I 6.1613.14 1.5 min Silica tailing Concentrate 58.1029.7512.63 10.06135.15 12.20 5.8230.42 81.9552.05 图10闭路浮选流程试验 Fig.10 Closed-circuit flotation flowsheet4.2    闭路流程试验 双反浮选闭路试验的数质量流程如图 10 所 示，在粗选脱镁、一粗两扫脱硅闭路试验中，获得 了磷精矿中 P2O5 品位为 29.75%、 P2O5 回收率为 81.95%、SiO2 品位为 12.63% 的分选指标. 在双反 浮选闭路数质量流程的基础上，深入分析了“粗选 脱镁一粗两扫脱硅”闭路流程基本特性，分别对浮 选给矿、精矿、脱镁尾矿、脱硅尾矿进行了湿式筛 分分析（图 11），以便考查 P2O5 在各粒级在浮选过 程中的分选行为. 由图 11 可知，若以 P2O5 回收率作为评价指 标，在−30 μm 的粒级范围内，镁尾矿中 P2O5 回收 率为 4.18%，硅尾矿中 P2O5 回收率为 4.74%；在 48～ 74 μm 粒级范围内，镁尾矿的 P2O5 回收率为 4.68%. 由图 7 可知，48～74 μm 粒级中氟磷灰石单体颗粒 的质量分数仅 40% 左右，解离度较低，导致白云石 与氟磷灰石的富连生体进入到尾矿中，使得精矿 中 P2O5 回收率降低. 而对于−30 μm 粒级的氟磷灰 石产品，虽然该部分粒级具有较好的单体解离度， 但是大量微细粒的存在会增加药剂消耗和矿浆黏 度，导致有用矿物进入泡沫产品[28] . Yin 和 Yao 等 研究表明，部分微细粒有用矿物会非选择性地吸 附在粗粒脉石矿物表面，形成亲水性“护甲”，阻碍 脉石矿物与捕收剂/气泡的作用，降低脉石矿物的 可浮性[29−30] . 只有增加捕收剂浓度，才可将脉石矿 物有效脱除. Hoang 等研究表明，浮选矿浆中的不 利流变效应也会导致微细粒夹带作用增加[13] . 同 时，在浮选机浮选中，由于泡沫层薄等缺点导致浮 选过程夹带严重[31−32] . 综上所述，嵌布粒度细、难 以获得较好的解离度、泥化严重是该胶磷矿样品 难选的主要原因. 5    结论 根据以上数据的分析讨论，可以得出以下主 要结论： （1）样品中氟磷灰石嵌布粒度较粗，多数大于 20 μm，小于 20 μm 的超细颗粒的质量分数为 29.25%. 石英粒度相对较粗，多数大于 20 μm，小于 20 μm 的超细颗粒的质量分数为 32.81%. 白云石粒度相 Magnesium tailing Silica tailing MiddlingⅠ MiddlingⅡ MiddlingⅢ Concentrate Feed 0 20 40 60 80 100 0.1 1 10 100 1000 Cumulative distribution/% Particle size/μm 图 9    开路流程各产品粒度分析 Fig.9    Particle size analysis of each product in the open circuit process Roughing (magnesium removal) 5 min Sodium hexametaphosphate 2.5 kg·t−1 Sodium oleate 3.0 kg·t−1 Feed Magnesium tailing Concentrate pH 6.0 KDJ 1.25 kg·t 2 min −1 ScavengingⅠ 2 min ScavengingⅡ 1.5 min Silica tailing Roughing (silica removal) 2 min 100.00 100.00 21.09 100.00 14.10 12.23 29.70 8.69 17.53 8.32 81.95 58.10 29.75 52.05 12.63 5.82 12.20 10.06 30.42 35.15 6.16 9.00 14.43 13.14 20.58 24.13 24.10 21.12 34.77 20.34 87.77 70.30 26.33 82.47 16.54 87.77 94.40 26.33 82.47 16.54 29.95 36.30 17.40 65.19 25.32 36.11 45.30 16.81 78.33 24.38 11.98 21.20 11.92 43.56 28.96 Legend: Yield/% P2O5 grade/% P2O5 recovery/% SiO2 grade/% SiO2 recovery/% 3 min 3 min pH 6.0 图 10    闭路浮选流程试验 Fig.10    Closed-circuit flotation flowsheet 吴中贤等： 云南某胶磷矿 AMICS 工艺矿物学研究及其难选机理探讨 · 509 ·