0引言为了解决云南磷化集团安宁选矿厂所面临的生产技术难题,主

要考虑如何通过选矿方法提高产品沉降速度而进行以下各项研究工

作.1原矿性质1.1矿石成分描述供应安宁选矿厂的原矿主要来自天

宁矿业公司一、四采区开采地段浅部上层矿段,以风化矿为主,矿石

类型为条带状白云质球粒磷块岩,条带状白云质砂屑磷块岩,矿石主

要有用矿物为微晶氟磷灰石.脉石矿物有碳酸盐类矿物（白云石、

方解石）,石英—长石—粘土类矿物（白云母、高岭石、长石、石

英、玉髓）.矿石属高度风化磷块岩,矿石化学成分分析如表1所示.

表1原矿多元素分析结果
Table 1Chemical composition of raw ore%
组份P2O5MgOSiO2Al2O3Fe2O3CaOA·I含量

23.020.8931.052.751.5033.4631.76由表1可知矿石中元素分布

情况为：镁低、硅高、磷中等.该矿石易选,工艺简单,药剂制度简

单.1.2矿石风化特性通过显微镜初步研究发现：随着风化程度的增

加,矿石中镁不断减少,而硅相对增加,其原因是风化地质作用使得

镁质白云石被淋失,而硅质石英较难风化.此类矿石孔隙率高、体密

度小.究其原因：一方面,原矿因为白云石被淋失,在矿石结构中留

下大量孔隙,使其体积密度减小,比表面积增加［1］;另一方面, 原

矿在碎磨过程中,由于石英硬度与风化后的胶磷矿硬度相差较大,磨

矿后,石英颗粒脱离,在胶磷矿中也形成了部分孔隙.风化矿孔隙形

貌见显微照片如图1所示.图1风化矿孔隙形貌显微照片（正交镜下

：10×10）
Fig.1The microscope image of Anning weathered phosphate

ore安宁风化矿物理特征初步研究结果见表2.随着风化程度增加,

孔隙率增大（全风化态矿石孔隙率可达45.3%），体积密度减小，

比表面积增大.半风化态矿石孔隙分布在0.1～5 mm之间占62.8%;

全风化态矿石孔隙分布在0.1～5 mm之间占69.6%.
表2安宁风化矿物理特征
Table 2Physical characteristics of Anning weathered ore
孔隙率/%孔隙分布/%-0.1 mm-1 + 0.1 mm-5 + 1 mm+5 mm体积密

度/
g·cm-3比表面积/
m2·g-1原生矿1.80.00.025.774.32.9027.8半风化

22.712.624.338.524.62.1478.3全风化

45.313.240.728.917.21.27106.22常规“正-反”浮选工艺分析试

验表明,该矿石易选,工艺简单,药剂制度简单,通过常规“正-反”

浮选即可得到精矿品位30.21%P2O5、0.30%MgO,回收率为80.62%的

浮选指标,具体试验流程如图2所示.但实践证明,常规“正-反”浮

选工艺不适宜在该矿种应用,主要原因如下.所得精矿沉降速度慢、

溢流“跑浑”严重（含固量达6%以上）,最终产品浓度很难达到55%

以上,导致现有浓缩设备不能满足生产需要;精矿在湿法磷酸萃取作

业发泡严重,阻碍生产.试验过程中发现,振动久置后的矿浆,有一部

分矿粒会附着在气泡上一同上浮至液面,气泡破裂后该部分矿粒呈

悬浮态,后经测试,该部分颗粒平均体积密度为1.68 g/cm3,这是影

响产品分级、沉降的根本原因,并极有可能是湿法磷酸萃取过程发

泡严重的原因.因此,必须排除这部分矿物颗粒对整个工艺过程的不

利影响,即需采用适当手段分出体密度小的高孔隙率矿物单独处理

［2］.图2常规“正-反”浮选试验流程图
Fig.2The flow chart of traditional directreverse

flotation proces第2期罗廉明,等：安宁风化矿选矿工艺研究
武汉工程大学学报第33卷
3“重-浮”分级工艺试验常见的分级方法有筛分、水力旋流器分级

等,但这些方法需要装备分级设备,难以实现现场改造.如表2数据所

示,高孔隙率矿物的体密度小,全风化矿为1.27 g/cm3、而原生矿

则为2.9 g/cm3,因此可以利用此密度差异来实现按矿石密度分离,

即可采用重介质分选方法来分离不同矿石.如视分散在矿浆中的细

矿物颗粒为重介质即可实现自生重介质分选方法.另外,试验中也发

现,高孔隙率矿石具有较好可浮性,因此可以利用矿石以上特性,采

用“重-浮”结合方式实现矿石按密度分离的目的.3.1分级方案的

确定经试验证实,单纯地通过矿浆自身密度及可浮性差异很难实现

分级的目的,需添加适当调整剂,以达到更有效的按密度分级的目的

［3］.具体方案为：调整矿浆浓度、添加调整剂QP1,在浮选机内实

现分级（同浮选操作相似）.浮选助剂QP1是一种理想的矿浆调整剂

,能够起到调整矿浆粘度、增加气泡的选择性的作用［3］,试验表

明,添加适量QP1可确保体密度小的高孔隙率矿物得到有效分离.由

于该助剂无毒无害、易自然降解,因此在磷矿选矿中具有较好的应

用前景.“重-浮”分级作业试验流程如图3所示.
图3“重-浮”分级试验流程图
Fig.3The flow chart of classify process by Gravity

Flotation3.1.1高孔隙率矿物排除率与QP1用量关系试验泡沫产品

中所含多孔细粒级的排除率与最终产品的沉降性能关系密切,因此

确定QP1用量与多孔细粒级排除率关系很有必要.通过试验可获得到

泡沫产品产率及体密度随QP1用量的变化关系曲线,如图4所示.图4

泡沫产率与QP1用量关系图
Fig.4The yield and the bulk density of Froth versus QP1

Dosage由图4可知：a. 泡沫产品产率随着QP1用量的增加而增加,

但当用量超过51.5 g/t时,产率增加减缓,泡沫产率基本趋于一稳定

值.这表明,此时可浮性较好的矿粒已基本浮出,再增加试剂用量对

产率影响不大.据此判断,入选原矿中多孔细粒级矿物约占26%;b.

体密度在产率接近26%时基本保持不变约为2.0 g/cm3,该体密度值

介于全风化矿（1.27 g/cm3）和半风化矿（2.14 g/cm3）之间,但

较接近半风化矿,表明泡沫产品组成以体密度较小的半风化矿为主.

可见,“重-浮”分级工艺能有效地将体密度小的多孔细粒级矿物从

原矿中分离出去.
3.1.2QP1用量的确定将不同QP1用量得到的重组份产品（槽内）直

接进行沉降试验,考查轻组份矿物的排除对产品沉降的性能的影响,

并由此确定QP1的最佳用量.图5示出了不同QP1用量时沉积物质量分

数与沉降时间的关系曲线.图5重组份产品沉降曲线图
Fig.5Sedimentation rate of heavier product for QP1

dosage as indicated由图5中沉积物质量分数与沉降时间关系可

知,QP1用量越高,沉积物浓度增加速度越快,这表明“重-浮”分级

流程排除了越多的多孔细粒级矿物;另外,QP1用量为34 g/t与51

g/t时的沉降曲线基本重合,表明QP1用量为34 g/t时多孔细粒级已

基本可以排除干净,因此确定QP1的最佳用量为34 g/t.
3.1.3矿浆分级浓度确定分级过程实质上是一个类似“重-浮”结合

的分选过程.在该过程中,一方面,利用了孔隙率高矿粒具有体密度

小、可浮性好的性质,另一方面,因矿浆浓度对矿浆密度即重介质密

度也有影响,因此,为达到更为理想的分级效果,进行了矿浆浓度试

验.试验流程如图3所示,固定QP1用量34 g/t,矿浆浓度作为变量,

以分离速度的快慢来表示分离效率的高低,试验结果如表3所示.表3

矿浆浓度试验结果
Table 3The experimental results of the pulp density
矿浆质量分数/%2626.729323538分级时间/min5.25.04.84.132.8

由试验结果可知,矿浆质量分数由32%增加至35%时的分级时间减少

幅度为1.1 min,是整个试验质量分数范围内变化最大的,说明质量

分数在35%左右时分级效率对浓度的变化最敏感.结合工业生产实际

情况,35%的浮选质量分数较易实现的,因此选取矿浆分级质量分数

为35%,预先处理时间为3 min.
3.1.4泡沫产品筛析结果为了考查“重-浮”分级效果,对泡沫产品

、入选原矿进行了筛析试验,结果如表4所示.
表4泡沫产品与原矿筛析结果对照表
Table 4The grain size distribution of froth product and

raw ore
粒级/mm+0.074-0.074-0.045-0.038 5总计+0.045+0.038

5+0.030 8-0.030 8分布率/%泡沫产品

1.696.786.783.3981.36100.00入选原矿

16.0011.4513.5512.7146.29100.00分析表4可知,泡沫产品以-

0.030 8 mm粒级矿物为主,测得其体密度为1.68 g/cm3（入选原矿

-0.030 8 mm粒级的体积密度为1.82 g/cm3）,表明该粒级以体密

度较小的细粒级矿粒为主,“重-浮”分级流程有很强的选择性分级

作用,即将体密度较小的多孔细粒级矿物与槽内产品分开了.4“重-

浮”工艺数质量流程图采用“重-浮”联合的分级工艺,再分别对泡

沫产品和槽内产品进行正-反浮选处理,正浮选药剂用量Na2CO3

2.14 kg/t、Na2SiO3 2.2 kg/t、L1 0.13 kg/t、YP2-3 1.9

kg/t,反浮选药剂用量为H2SO4 6.2 kg/t、YP2-3 0.34 kg/t,获

得的试验数据如图6所示.由图6可知,“重-浮”工艺所得的两种精

矿（泡沫产品浮选精矿、重组份浮选精矿）品位P2O5>30%、

MgO<0.3%,品质均优于常规“正-反”浮选精矿,即P2O5高、MgO低;

“重-浮”工艺的两种精矿回收率之和为81.09%,较后者高0.47%,

表明分级处理有助于得到高品质精矿、提高P2O5回收率.5沉降试验

结果将“重-浮”工艺所得浮选精矿与常规“正-反”浮选精矿进行

自然沉降速度对比试验，如表5所示.图6“重-浮”工艺数质量流程

图
Fig.6The flow chart of quality and quantity for Gravity

Flotation process表5不同工艺精矿沉降试验结果
Table 5sedimentation test results of different

concentrate
精矿名称沉降条件澄清界面高度/mm沉积物质量分数/%起始终止高

度增幅起始终止浓度增幅常规“正-反”精矿自然沉降

241.0136.0105.016.8624.477.61重组份精矿自然沉降

311.0106.0205.016.8640.6323.77轻组份精矿自然沉降

311.0213.098.016.0720.634.56轻组份精矿絮凝沉降

309.0162.0147.016.0730.1414.07由试验结果可知,“重-浮”工

艺重组份浮选精矿的沉降速度明显加快,30 min内,澄清界面平均下

降速度为6.8 mm/min,沉积物质量分数由16.86%增至40.63%,分别

较常规“正-反”浮选精矿的提高了95%和66%.轻组份精矿沉降速度

较慢,即使采用絮凝沉降也明显较重组份沉降速度慢,30 min内,澄

清界平均下降速度为4.9 mm/min,沉积物质量分数由16.07%增至

30.14%.6结果及讨论a. 入选原矿中含有大约26%的体密度较小的

多孔细粒级矿物,它是导致精矿沉降速度慢、溢流“跑浑”严重的

根本原因,将其分出后进行絮凝沉降,可使问题得到解决.b. 采用“

重-浮”联合流程在磨矿细度为-0.07 4 mm占84%情况下,通过“重

-浮”分级流程可以有效地将体密度较小的轻组份与其它矿石分离,

使得重组份浮选精矿沉降速度得到显著提高,其澄清界面平均下降

速度较常规“正-反”浮选的提高了95%,可见,该工艺对提高重组份

浮选精矿沉降速度有显著效果.c. “重-浮”分级流程得到泡沫产

品和粗粒级产品,分别对两产品进行正-反浮选,均可得到品位

P2O5>30%、MgO<0.3%的优质磷精矿,泡沫产品与重组份产品两者所

得综合精矿产率60.69%、P2O5品位30.76%、MgO品位0.25%、P2O5

回收率81.09%,优于常规“正-反”浮选指标.d. “重-浮”联合工

艺流程简单,易于在现有工艺上得到实现.e. 轻组份浮选精矿具有

多孔（体积密度小）的性质,可能是导致湿法磷酸萃取作业发泡严

重的原因,该产品不适宜作为湿法磷酸用矿,宜作为钙镁磷肥用矿,

具体应用方案需进行相关评价工作.