矿区正反浮选工艺流程优化工业实践范文

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摘要：针对胡集矿区一层矿品位和杂质类型差异较大的问题，对其原采用的正反浮选工艺流程进行了优化研究和实践，结果表明采用优化后的不同正反浮选工艺流程选别不同品位的一层矿，既保证了精矿工艺指标符合要求，又缩短了流程路线，降低了选矿成本。

关键词：胶磷矿；正反浮选；流程优化

引言

湖北大峪口化工有限责任公司胡集矿区的磷矿为中低品位硅钙质胶磷矿，针对这类矿石，需要同时排除碳酸盐和硅酸盐杂质后才能满足后续加工的要求。目前，采用自主开发的正反浮选工艺选别胡集矿区磷矿，即正浮选去除部分硅酸盐，提高矿浆P2O5含量，反浮选去除碳酸盐，降低杂质镁的含量，从而获得满足高浓度复合肥生产需求的磷精矿［1］。此工艺主要针对三层矿（P2O5品位低于21％、MgO质量分数高于4％）开发，胡集矿区一层矿资源储量丰富，但其品位和杂质类型差异较大，如果浮选一层矿时仍使用三层矿采用的标准的正反浮选工艺流程，则不太经济。因此本文对不同品位和杂质的胡集矿区一层矿的正反浮选工艺流程进行了优化研究和实践。

1原矿性质

矿区含磷岩系为震旦系上统陡山沱组，属浅海相沉积磷块岩矿床。陡山沱组共赋存有四层磷矿，自下而上分别称为第一层磷矿（Ph1）、第二层磷矿（Ph2）、第三层磷矿（Ph3）和第四层磷矿（Ph4），其中Ph1和Ph3是矿段的主要工业矿层。Ph1矿层中目的矿物以均质胶磷矿为主，脉石矿物主要为白云石、方解石等，矿石工业类型属硅钙质磷块岩［2］。

2原正反浮选工艺介绍

来自磨矿系统的合格矿浆自流至第一搅拌桶，添加适量的正浮选药剂和蒸汽后，再流入第二搅拌桶，搅拌好的矿浆流入粗选间隔箱内，添加捕收剂C1，由粗选吸浆槽吸入到粗选槽内搅拌和充气，粗选刮出的精矿泡沫产品添加正浮选药剂后进入精选Ⅰ浮选槽，尾矿自流至尾矿池，精选Ⅰ刮出的精矿泡沫产品进入精选Ⅱ浮选槽，中矿经添加正浮选药剂后输送到再选作业；精选Ⅱ刮出的精矿泡沫产品由缓冲槽进入反粗作业，中矿返回到精Ⅰ浮选槽。反浮选药剂加入反粗选槽，反粗选的精矿浆进入浓密池浓缩。经反粗选刮出的尾矿泡沫进入反扫选作业，反扫作业刮出的尾矿泡沫自流至尾矿池，中矿返回到反粗作业。工艺流程如图1所示。

3优化后的浮选工艺

3．1原矿为氧化镁质量分数低于3％的一层矿

3．1．1优化后的工艺流程原有正反浮选工艺优化后取消反浮选部分，保留正浮选部分。精选Ⅱ作业刮出的精矿泡沫冲洗水由中性的工艺水改为酸性水，这样精矿泡沫易消除，精矿矿浆可保持较好的流动性。优化后的精矿矿浆汇集到精选缓冲槽然后自流到浓密池浓密。采用酸性水的作用是消除正浮选过程磷酸盐矿物颗粒周围的泡沫，使磷精矿沉降。优化后的工艺流程如图2所示。

3．1．2优化后的工艺可行性正反浮选系统由正浮选和反浮选两部分组成。正选主要提高矿浆中磷的含量，反选主要降低矿浆中镁的含量和消泡［3］。为验证优化工艺的可行性，选取优化后的连续5日生产数据进行分析，结果如表1所示。由表1可知，精矿浆中P2O5平均品位为29．31％，最高30．48％，最低28．64％；MgO平均质量分数为0．68％，最高1．03％，最低0．40％，精矿浆质量指标符合下游生产要求［4］。试验期间，一层矿正反浮选原矿中P2O5平均品位为21．91％，一层矿正浮选精矿中P2O5平均品位为29．31％，一层矿正反浮选尾矿1的P2O5平均品位为10．25％，尾矿2的平均品位为13．35％，尾矿3的平均品位为7．12％，正反浮选精矿中P2O5平均品位为30．12％。经计算，优化前的正反浮选工艺流程磷回收率为76．58％，优化后的浮选工艺流程回收率为77．24％，回收率提高0．66％。该浮选系统生产能力为55t／h，若矿石价格按450元／t计算，以全年正常生产300d计算，则优化后每年可多回收84．3万元标准磷精矿。此方案优点：缩短了浮选工艺流程，提高了P2O5回收率和装置生产能力，降低了选矿生产成本。在不改变原有设备布置的情况下，只需在精选Ⅱ浮选槽末端增加一个闸阀和一条管线到浓密池。当原矿P2O5品位高于21．50％、MgO质量分数低于2％时，开启闸阀，直接输送到浓密池；当原矿不满足优化路线条件时，浮选流程采用原有路线。

3．1．3经济效益分析生产用到的反粗和反扫设备见表2。由表2可知，该正反浮选系统优化后，停用设备10台，按系统年运行300d、电价0．72元／kW•h计算，则每年节约电费0．69×（37×2＋30×2＋45＋30×2＋1．5×2＋0．55×2＋30）×24×300＝255．9万元。流程优化后，工艺水用量减少10m3／h，按系统年运行300d、水价1．5元／t计算，则每年可节约水费10×24×300×1．5＝10．8万元。综上所述，工艺优化后全年可创造经济效益351万元。

3．2原矿为氧化镁质量分数高于3％的一层矿

反浮选的优点是去除氧化镁杂质效率高，如原矿中氧化镁含量高，仍采用以上优化流程，则精矿氧化镁质量分数很难控制在1．1％以下［5］，影响肥料养分控制，如采用标准正反浮选流程则经济性较差。

3．2．1流程优化通过对流程中各中间环节取样分析，发现回收率低的原因是流程过长造成的，为此对流程进行了优化改造，以降低尾矿品位，提高精矿品位和回收率。优化后的工艺流程如图3所示。

3．2．2优化后的工艺可行性流程稳定后取72h生产数据进行分析，结果如表3所示。由表3可知，一层矿正反浮选原矿中P2O5平均品位为22．34％，MgO平均质量分数为3．18％，精矿浆中P2O5平均品位为29．88％，最高为31．32％，最低为29．94％，MgO平均质量分数为1．08％，最高为1．28％，最低为0．81％，回收率为79．51％。精矿浆质量符合下游生产要求。

3．2．3经济效益分析优化后的正反浮选工艺流程与优化前相比，取消了精选、再选作业流程，其正浮选部分为一粗选，粗选后的精矿直接进入反浮选作业，进入反粗选的精矿量比优化前的量大，提高了装置的生产能力；同时由于取消了再选作业，因此，节省了原再选作业需要的碳酸钠和抑制剂DYK。反浮选部分为一反粗一反扫，进入反粗选作业的精矿浆pH值要比优化前小，因此，反粗选硫酸和捕收剂JVC耗量相比优化前基本不变。根据72h流程样分析结果，流程优化前和优化后的精矿药剂单耗量及成本见表4。由表4可知，优化后的浮选工艺流程精矿药剂单耗均比优化前的药剂单耗低，每吨精矿药剂消耗成本降低了9．37元，全年可创造经济效益483．69万元。

4结语

a．优化后的正反浮选工艺可以针对原矿杂质和品位灵活调整工艺路线，方案成熟，运行稳定，经济效益显著。b．在一层矿原矿P2O5品位为22．34％、MgO质量分数高于3％的情况下，取消精选及再选作业可获得满足下游生产需求的磷精矿并提高回收率，创造经济效益300万元以上；在原矿P2O5品位为21．5％、MgO质量分数低于2．93％的情况下，取消反浮选可获得满足下游生产需求的磷精矿并提高回收率，创造经济效益400万元以上。c．优化流程改造方便，改造费用较少，对不同品位矿源可随时切换。

参考文献

［1］何新建，傅克文，孙立田，等．大峪口一层矿“多管吸浆”正反浮选工艺流程研究［J］．有色金属（选矿部分），2016（4）：53－57．

［2］朱书全．矿山选矿新技术新设备与国外先进经验借鉴实用手册［M］．北京：北京冶金工业出版社，2010．

［3］叶林，姜振胜，余俊，等．提高磷矿品位的单一反浮选试验［J］．武汉工程大学学报，2012，34（9）：22－25．

［4］江善襄．磷酸、磷肥和复混肥料［M］．北京：化学工业出版社，1999．

［5］康辉．最新选矿技术问答［M］．北京：中国矿业大学出版社，2008．

作者：占其军 单位：湖北大峪口化工有限责任公司