正反浮选工艺流程优化

一.实验室小型试验研究二.复证矿样试验研究

三.吨级扩大连续浮选试验研究四.试验主要创新点和存在的问题目录五.结语1试验目的

随着入选原矿P2O5品位的降低，杂质硅酸盐含量的升高，仅通过单一反浮选已不能获得合格的磷精矿。只有通过正反浮选脱出更多的杂质，才能满足精矿销售要求。正反浮选流程改造是形势所迫。一、实验室小型试验研究2原矿性质2.1原矿主要元素分析表2.1-1

原矿主要元素分析结果项目名称P2O5MgOSiO2CaOFe2O3Al2O3含量/%22.713.2122.1736.421.181.982.2

原矿粒度筛析

对原矿(-1mm)进行了粒度筛析，筛析结果如表2.2-1所示。粒级（mm）占有率％品位％P2O5MgOSiO2个别累积个别累积个别累积个别累积+0.1550.6650.6625.1325.133.363.3619.3419.34+0.076～-0.1515.3666.0226.8425.531.973.0420.4519.60+0.045～-0.0769.3675.3824.6525.422.242.9423.4320.07+0.038～-0.0453.9479.3221.5225.233.32.9625.2920.33+0.025～-0.0382.0481.3619.2325.073.92.9827.3420.51-0.02518.64100.0014.4423.094.043.1831.5522.57合计100.00

23.09

3.18

22.57

表2.2-1原矿粒度筛析结果3.1磨矿细度试验3试验内容

从上图可以：随着磨矿细度的增加，精矿产率、回收率逐渐增加，尾矿产率、回收率、精矿中SiO2的排出率逐渐降低。精矿中P2O5含量、选矿效率先增加后降低。根据试验结果，选择最适宜的磨细度为94.4%。3.2

试验内容与结果

试验工艺流程为正浮一粗一精一扫（其中正浮粗选尾矿与正浮精选尾矿合并进行扫选作业），反浮一次粗选作业，但根据对正浮扫选精矿的处理方式，试验工艺流程主要有：

产品名称产率%品位％回收率%Eβ-α排镁率%P2O5MgOSiO2精矿67.2029.990.8515.0188.6221.427.2581.75反尾15.145.3414.977.32正尾17.6610.081.6453.17总尾（正尾+反尾）32.807.897.8031.9911.38原矿100.0022.743.1320.58100.00

3.2.1作为精矿直接利用

考虑到正扫精产率低，P2O5含量与原矿相近，MgO含量比原矿低，而反浮精矿产率高，P2O5含量高，MgO含量低。工艺流程如图3.2-1，结果见表3.2-1所示。表3.2-1正扫精矿与反浮精矿合并成最终精矿

反浮粗选6min0.5min×H3PO4：3.0kg/t0.5min×H2SO4：8.0kg/t3min×YP2－3：1.2kg/t正浮扫选3min2min×L04：0.2kg/t2min×Na2SiO3：3.5kg/t2min×Na2CO3

：2.0kg/t

原矿

磨矿细度：-0.074mm占～94.4﹪总精矿图3.2-1正浮扫选精与反精矿合并试验工艺流程图正尾矿2min×YP2－1：1.0kg/t正浮粗选5min3min×YP2－1：2.0kg/t2min×Na2SiO3：6.0kg/t3min×YP2－1：0.5kg/t正浮精选3min反尾矿3.2.2与正精精矿合并成混合精矿进行反浮选作业

考虑到正扫精产低，P2O5含量与原矿相近，MgO含量比原矿低，而反浮精矿产率高。将正扫精与正精精矿合并进行反浮选作业，提高反浮选作业产率，降低反浮入选矿中P2O5含量和MgO含量，同时降低反浮选脱镁的难度，降低反浮精矿中P2O5含量。工艺流程如图3.2-2，试验指标见表2.2-2所示。表3.2-2正扫精矿与正浮精矿合并反浮选试验结果产品名称产率%品位％回收率%Eβ-α排镁率%P2O5MgOSiO2精矿66.2430.020.6315.3787.6821.447.3486.09反尾16.676.5514.719.46正尾17.099.980.7557.95总尾（正尾+反尾）33.768.287.6534.0012.32原矿100.0022.683.0021.66100.00反浮粗选6min0.5min×H3PO4：3.0kg/t0.5min×H2SO4：8.0kg/t3min×YP2－3：1.2kg/t正浮扫选3min2min×L04：0.2kg/t2min×Na2SiO3：3.5kg/t2min×Na2CO3

：2.0kg/t

原矿

磨矿细度：-0.074mm占～94.4﹪精矿图3.2-2正浮扫选精与正精精矿合并试验工艺流程图正尾矿2min×YP2－1：1.0kg/t正浮粗选5min3min×YP2－1：2.0kg/t2min×Na2SiO3：6.0kg/t3min×YP2－1：0.5kg/t正浮精选3min反尾矿3.2.3作为中矿与正粗精矿合并进行正浮精选作业

工艺流程如图3.2-3所示。正浮粗选5min反浮粗选6min正浮扫选3min

原矿

磨矿细度：-0.074mm占～94.4﹪精矿图3.2-3正浮扫选精与正粗精矿合并试验工艺流程图正尾矿正浮精选3min反尾矿正浮粗选5min反浮粗选6min正浮扫选3min

原矿

磨矿细度：-0.074mm占～94.4﹪精矿图3.2-4正浮扫选精返回到原矿试验工艺流程图正尾矿正浮精选3min反尾矿3.2.4作为中矿返回原矿进行正浮粗选作业

工艺流程如图3.2-4所示。4选矿产品及经济成本评价试验流程产品名称产率%品

位%回收率%选矿比P2O5MgOSiO2正扫精矿直接与反浮精矿合并利用精矿67.2029.990.8515.0188.621.49正扫精矿与正精精矿合并进行反浮选精矿66.2430.020.6315.3787.681.51表4-1试验产品技术指标表4-2试验各流程药剂用量及成本估算试验流程药剂名称药剂单价（元/t）药剂单耗（kg/t）单位成本（元/t）原矿计精矿计原矿计精矿计正扫精矿直接与反浮精矿合并利用Na2CO320002.02.984.005.96Na2SiO34003.55.221.402.09L04100000.20.302.002.98H2SO48006.49.545.127.63H3PO420004.05.968.0011.92YP2-145003.55.2215.7523.47YP2-355001.21.796.609.83合

计42.8763.881试验目的对吨级扩大连选试验矿样进行工艺流程和药剂制度等的考查，验证小试成果，为吨级扩大连选试验提供必要参数和依据。二、吨级扩大连选矿样复证试验研究2原矿性质2.1原矿主要元素分析表2.1-1原矿主要元素分析结果项目名称P2O5MgOSiO2CaO含量/%21.484.1122.2635.55跟之前试验原矿相比，P2O5含量低了1.23%，MgO含量高了0.90%，硅、钙含量相近。2.2原矿粒度筛析粒级（mm）占有率％品位％P2O5MgOSiO2个别累积个别累积个别累积个别累积+0.1549.1949.1922.222.204.574.5719.3649.19+0.076～-0.1518.7567.9424.7422.902.313.9523.0418.75+0.045～-0.0769.2777.2224.8823.142.513.7721.59.27+0.038～-0.0454.0381.2521.8223.074.013.7922.064.03+0.025～-0.0382.4283.6718.722.954.833.8224.112.42-0.02516.33100.0013.6821.4311.775.1127.5916.33合计100.00

21.43

5.11

21.82100.00表2.2-1原矿粒度筛析结果从原矿粒度筛析结果可以看出：复证试验矿样与试验矿样粒度筛析结果相似，都是粗粒级占有率最高，细粒级P2O5品位较低，MgO、SiO2品位最高，说明细磨有利于提高矿石单体解离，有利于脉石矿物的排出。3试验内容3.1磨矿细度试验随着入选原矿中-0.074mm含量增加，精矿P2O5品位升高，但精矿中P2O5产率和回收率先增大后减小，精矿镁的排出率增加，说明细磨有利于碳酸盐与与磷矿物的解离;同时随着磨矿细度的增加，正浮尾矿产率降低、SiO2含量增加，说明细磨也同时有利于硅酸盐矿物与磷矿物的解离。根据试验结果，磨矿细度选择-0.074mm92.80%较为适宜。表3.2.1-1单反浮选试验结果考虑到原矿中MgO含量高，CaO/P2O5高，对原矿进行单反浮选试验，看获得的精矿指标情况。单反浮选试验工艺流程如图3.2.1-1，结果见3.2.1-1所示。-0.074m占92.8%0.5minH2SO48.0kg/t0.5min6minH3PO43.0kg/tYP2-32.0kg/t3min精矿尾矿图3.2.1-1单反浮选试验工艺流程图反浮粗选产品名称产率/%P2O5/%MgO/%SiO2/%回收率/%排镁率/%精矿67.4927.020.3926.5584.593.48尾矿32.5110.2911.7612.59

原矿100.0021.584.0922.01

3.2不同工艺流程试验从表3.2.1-1可以看出：通过单反浮选工艺流程精矿中MgO含量可降至0.39%，说明矿石已充分单体解离，但P2O5含量仅能达到27.02%，不能满足精矿销售要求。对此类矿石需要进行正反浮选作业来提高其精矿品质。3.2.1单反浮选3.2.2正反浮选全流程试验试验工艺流程如图3.2.2-1，试验结果见表3.2.2-1所示。正浮扫选正浮精选图3.2.2-1正反浮选全流程试验工艺流程图正浮粗选5min-0.076mm占92.8%2minNa2CO32kg/t2minL10100g/t

YP2-12.5kg/t3minNa2SiO35.5kg/t3min

YP2-11kg/t3min精矿尾矿22min0.5min0.5min反浮选6minH2SO48kg/tH3SO43kg/t

YP2-11kg/t3min2minNa2SiO36kg/t3min尾矿12minYP2-31kg/t表3.2.2-1正反浮选全流程试验结果产品名称产率/%P2O5/%MgO/%SiO2/%回收率/%排镁率/%精矿61.6830.360.8415.0187.5986.18尾矿219.475.3415.625.71

尾矿118.858.551.0257.20

原矿100.0021.383.7521.15

4选矿产品及经济成本评价试验流程产品名称产率%品位%回收率%选矿比P2O5MgOSiO2正扫精矿直接与正浮精矿合并进行反浮选精矿61.6830.360.8415.0187.591.62表4-1

选矿产品技术指标表4-2

试验药剂用量及成本估算试验流程药剂名称药剂单价（元/t）药剂单耗（kg/t）单位成本（元/t）原矿计精矿计原矿计精矿计正扫精矿与正精精矿合并进行反浮选Na2CO320002.03.244.006.48Na2SiO340011.518.634.607.45L04100000.10.161.001.62H2SO48008.012.966.4010.37H3PO420003.04.866.009.72YP2-145004.57.2920.2532.81YP2-355001.01.625.508.91合

计47.7577.361试验目的优化验证实验室小试和复证试验结果，为海口浮选厂工业生产改造提供更合理的工艺路线和生产出优质的磷精矿提供技术支撑。

三、吨级扩大连选试验2试验矿样性质

试验原矿与复证试验矿样一致。3吨级扩大试验原则工艺流程吨级扩大试验原则工艺流程采用复证试验矿样工艺流程见复证试验图2.2-1所示。4工艺过程简述

连选试验工艺设备联系图见图4-1所示。25224碳酸钠水玻璃L10YP2-1

硫酸磷酸YP2-3

正浮扫选图4-1吨级扩试设备联系图去尾矿池去尾矿池正

浮

粗

选反浮粗选正浮精选1346789101112131416171921去精矿池182021232215265.1磨矿分级作业5试验结果编号班平均给矿量水份g/30秒%2011-8-24-8：00～16：003504.502011-8-24-16：00～24：00350

2011-8-25-0：00～8：00350

2011-8-25-8：00～16：003504.552011-8-25-16：00～24：00350

2011-8-26-0：00～8：00350

2011-8-26-8：00～16：003504.462011-8-26-16：00～24：00350

2011-8-27-0：00～8：00350

平均3504.50每小时干矿40.11kg/h日均干矿0.96t/日编

号Ⅰ段磨矿Ⅱ段磨矿前水（L/h）后水（L/h）浓度％200目占％400目占%后水（L/h）浓度％200目占％400目占%2011-8-24-8：00～16：00242445.0088.0153.094829.0098.0374.252011-8-24-16：00～24：00242446.5088.5665.184829.00100.0078.682011-8-25-0：00～8：00242445.7588.2959.144828.3199.0077.582011-8-25-8：00～16：0024244828.5774.442011-8-25-16：00～24：0024244828.5974.242011-8-26-0：00～8：0024244827.8876.002011-8-26-8：00～16：0024244829.0676.252011-8-26-16：00～24：0024244828.9876.082011-8-27-0：00～8：0024244828.1976.67平均242445.7588.2959.144828.6299.0176.025.2浮选给药编号碳酸钠（ml/30s）水玻璃（ml/30s）L10（ml/30s）YP2-1（ml/30s）硫酸（ml/30s）磷酸（ml/30s）YP2-3（ml/30s）正浮粗选正浮扫选正浮精选正粗Ⅰ正粗Ⅱ正浮扫选正浮精选反粗选反粗选反粗选2011-8-24-8：30～16：308.0012.0012.006.86.0010.23.59.53.815.56.811.02011-8-24-17：30～23：308.0012.0012.006.76.0010.23.59.33.815.86.811.02011-8-25-0：30～8：308.0011.5012.006.65.809.83.49.43.715.56.811.72011-8-25-8：30～16：308.0012.0011.506.85.8010.23.49.53.915.56.811.62011-8-25-17：30～23：308.0012.0011.506.85.7010.03.49.53.715.56.811.02011-8-26-0：30～8：308.0011.5012.006.76.0010.03.59.33.715.76.811.02011-8-26-8：30～16：308.0011.5012.006.86.009.83.49.43.715.86.811.72011-8-26-17：30～23：308.0012.0011.506.66.0010.23.59.33.815.86.811.62011-8-27-0：30～8：308.0011.5012.006.75.8010.23.49.53.815.66.811.62011-8-27-8：30～16：308.0011.5012.006.85.909.83.49.33.815.56.811.62011-8-27-17：30～23：308.0012.0012.006.75.909.83.59.43.715.76.811.62011-8-28-0：30～8：308.0012.0011.506.65.9010.23.59.33.715.86.811.72011-8-28-8：30～16：308.0011.0012.006.96.009.83.59.53.715.86.811.0平均8.0011.7311.846.795.9110.023.459.43.7515.656.811.39折算成矿量单耗（Kg/t原矿）1.553.353.371.940.171.430.491.340.5417.881.310.81药剂总耗量（Kg/t原矿）1.558.660.173.8017.881.310.815.3工艺数质量流程图γ％βP2O5％βMgO％βSiO2％

εP2O5％原矿（Ⅱ段磨矿分级溢流）正浮粗选图5.3-1浮选工艺数质量流程图正浮扫选反粗尾矿反粗精矿正浮精选100.0021.554.2723.25100.00100.00100.00100.0086.9823.025.0115.1492.9179.0423.815.2610.9887.3313.0211.730.8757.057.0920.9613.031.566.2812.6713.989.521.3464.726.177.9415.162.576.075.586.9820.062.1928.706.5086.0223.515.0112.4293.83正扫尾矿反浮粗选31.5311.5410.659.8416.8954.4930.430.8914.7176.94主要技术指标表5.4

初步经济技术评估试验流程磨矿细度-200目%产品名称产率（%）品位（%）回收率（%）选矿比P2O5MgOSiO2正浮一粗一精一扫作业，反浮一次粗选作业99.01原矿100.0021.554.2723.2576.941.84精矿54.4930.430.8914.71正扫尾矿13.989.521.3464.72反浮尾矿31.5311.2910.729.84连选试验药剂用量及成本估算试验流程药剂名称药剂单价（元/t）药剂单耗（kg/t）单位成本（元/t）原矿计精矿计原矿计精矿计正浮一粗一精一扫作业，反浮一次粗选作业碳酸钠20001.552.823.105.70水玻璃8008.6615.766.9312.75L10100000.170.311.703.13YP2-135003.806.9213.324.47YP2-345000.811.473.656.72硫酸90017.8832.5416.0929.61磷酸40001.312.385.249.64合

计50.0192.021试验的主要创新点试验充分利用矿物性质和特点，能早抛尾的尽可能的早抛尾，能回收的早回收，避免或降低了磷矿物的损失，最大程度地提高了精矿产率和回收率，主要体现在对正浮粗、精、扫选的浮选时间选取。试验获得的工艺流程为开