贵州低品位胶磷矿双反浮选试验研究

2012届毕业论文

题 目 贵州低品位胶磷矿双反浮选试验研究 专业班级 学 号

学生姓名

指导教师 指导教师职称 教 授

学院名称 环境与城市建设学院

完成日期：2012 年 6月5 日

2012届毕业论文

题 目 贵州低品位胶磷矿双反浮选试验研究

专业班级 学 号 学生姓名 指导教师 指导教师职称 教 授 学院名称 环境与城市建设学院

完成日期：2012 年 6月5 日

Ⅱ

贵州低品位胶磷矿双反浮选试验研究

Guizhou low grade collophane double reverse flotation test study

指导教师学生姓名

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摘 要

贵州瓮福白岩矿区a层矿为典型的沉积型硅钙质磷块岩，选矿难度大，目前未能开发利用，是本项目主要研究的对象。本实验主要是对中低品位胶磷矿进行双反浮选工艺研究，通过原矿粒级筛析试验、磨矿细度试验、不同粒度下的浮选试验、活化剂用量实验、起泡剂及消泡剂实验、pH试验、捕收剂用量试验、开路试验、闭路试验。闭路实验最终获得精矿品位30.12g/t，回收率84.26%的实验指标。

关键词：胶磷矿，浮选，闭路，品位，回收率

I

X2 П2 A2 K A 23.76 11.48 35.24 85.28 165.06 51.67 18.64 25.01 20.72 32.18 23.14 71.87 20.2 表5.6.2 二扫段ST-4用量对浮选的影响实验结果 由实验可见：中矿П2的品位偏高，效果不是很好，决定改变药剂。

反浮选脱硅捕收剂试验

（1）反浮选脱硅二胺捕收剂用量试验

一粗二精二扫试验试验,工艺流程图如图5.6.3(1) 所示，试验结果见表5.6.3(1)

原矿 磨矿细度-200目84.0% H2SO4 9.0kg/t ST-2 0.5kg/t TSM-26 0.9kg/t H2PO41.0kg/t TSM-26 0.5kg/t NaOH变量 二胺 0.5kg/t 邻苯二甲酸二丁脂 ST-4 0.5kg/t 精矿（K） （П1） 尾矿（X2） 中矿（П2）尾矿（X1） 中矿 5.6.3(1)开路试验流程图

二胺

图产品名称 X1 П1 A1 重量/g 27.4 11.53 38

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X2 П2 A2 K A 2.34 11.33 111.65 表5.6.3(1) 开路试验结果

由实验结果可知：新药剂压制严重，舍弃。

（2）混合胺：二胺与椰子油-胺配比（1:1）

一粗二精二扫试验, 工艺流程图如图5.6.3(2) 所示，试验结果见表5.6.3(2)

原矿 磨矿细度-200目84.0% H2SO4 9.0kg/t ST-2 0.5kg/t TSM-26 0.9kg/t H2PO41.0kg/t TSM-26 0.5kg/t NaOH变量 混合胺0.5kg/t 邻苯二甲酸二丁脂 ST-4 0.5kg/t 精矿（K） （X2） 中矿（П2）尾矿（X1） 中矿（П1） 尾矿图5.6.3(2) 开路试验流程图

混合胺（1:1） 产品名称 X1 П1 重量/g 29.58 12.52 39

产率/% 品位β/% 4.02 15.62

A1 X2 П2 A2 K A 42.1 20.63 9.62 30.25 91.8 164.51 表5.6.3(2)开路试验结果 55.92 7.47 16.88 25.83 19.73 31.37 23.09 由实验结果可知：混合药剂比例效果仍是不佳，决定改变混合比例再次实验。 （3）混合胺：二胺与椰子油-胺配比（2:1）

一粗二精二扫试验, 工艺流程图如图5.6.3(3) 所示，试验结果见表5.6.3(3)

原矿

磨矿细度-200目84.0% H2SO4 9.0kg/t ST-2 0.5kg/t TSM-26 0.9kg/t H2PO41.0kg/t TSM-26 0.5kg/t NaOH变量 混合胺0.5kg/t 邻苯二甲酸二丁脂 ST-4 0.5kg/t 精矿（K） 尾矿（X1） 中矿（П1） 尾矿（X2） 中矿（П2）

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图5.6.3(3) 开路试验流程图

混合胺（2:1） 产品名称 X1 П1 A1 X2 П2 A2 K A 重量/g 14.31 13.94 10.89 99.72 产率/% 品位β/% 16.72 表5.6.3(3) 开路试验结果 由实验结果可知：改变比例后，中矿П2品位人是有点偏高，但是和前一比例混合液结果相差不大，故决定选用此比例。

5.7闭路试验

一粗二精二扫试验试验工艺流程图。如图5.7 所示，试验结果见表5.7

图5.7 闭路试验流程图

产品称重量/g 产率/r% 品41

位r·β% 回收率选矿效号 1K 1X1 1X2 2K 2X1 2X2 3K 3X1 3X2 3A 4K 4X1 4X2 4A 4П1 4П2 84.13 19.3 18.7 100.39 38.98 23.88 105.05 34.26 23.29 162.6 104.88 35.05 23.58 163.51 11.7 19.46 64.61 64.14 β% 30.2 3.67 18.5 22.93 30.12 4.58 17.93 24.68 14.75 19.51 19.32 ε% 85.09 84.26 率E% 20.48 20.12 表5.7 闭路试验结果 由实验结果可见：随着循环次数的增加，精矿产率一直在增大，回收率在第三次循环增加后变化不大，精矿的品位和选矿效率一直减低，第三次循环后增幅减缓大致维持稳定。预计原因：在循环的过程中，捕收剂在累积，所以产率在增加当循环趋于稳定的时候，循环过程中所加入的中矿几乎是不可浮的尾矿，所以回收率减低到一定程度后便大致维持平衡。

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原矿 磨矿细度-200目84.0% H2SO4 9.0kg/t ST-2 0.5kg/t TSM-26 0.9kg/t H3PO4变量 TSM-26 0.3kg/t 精矿（K） 尾矿（X） 图5.4.1精选段不同的H2SO4用量对浮选的影响试验流程图

精选H2SO4kg/t 1.0 2.0 3.0 4.0 产品称号 重量/g 产率/r% 品位β% 28.45 5.94 23.32 28.56 6.84 23.32 28.46 5.62 23.32 28.45 7.05 23.32 回收率ε% 94.21 5.80 100.00 92.92 7.08 100.00 94.60 5.42 100.00 92.71 7.25 100.00 选矿效率E% 16.99 -16.98 0.00 17.05 -17.05 0.00 17.08 -17.06 0.00 16.70 -16.74 0.00 K X A K X A K X A K X A 122.96 36.28 159.24 122.15 38.85 161.00 127.98 37.12 165.10 124.03 39.14 163.17 77.22 22.78 100.00 75.87 24.13 100.00 77.52 22.48 100.00 76.01 23.99 100.00 表5.4.1精选段不同的H2SO4用量对浮选的影响试验结果 由试验结果可见：在精选段，随着H2SO4用量的增加精矿品位、回收率、选矿效率均无明显差距，在1.0kg/t和2.0kg/t时效果比较好，但2者间无大差别，故选定精选H2SO4在1.0kg/t。

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5.4.2精选捕收剂变量试验

一粗一精试验，试验工艺流程图如图5.4.2所示，试验结果见表5.4.2

原矿

磨矿细度-200目84.0% H2SO4 9.0kg/t ST-2 0.5kg/t TSM-26 0.9kg/t H2PO4 1.0kg/t TSM-26 变量 精矿（K） 尾矿（X）

图5.4.2精选段捕收剂用量对浮选的影响试验流程图

TSM-26用量产品重量 kg/t 0.3 0.4 0.5 0.6 称号 K X A K X A K X A K X A /g 125.77 38.41 164.18 120.06 45.25 165.31 117.10 51.61 168.71 115.58 51.44 167.02 产/r% 率品β% 位回收率选矿效率ε% 93.00 7.00 100.00 90.46 9.54 100.00 87.71 12.29 100.00 86.73 13.27 100.00 E% 16.40 -16.40 0.00 17.83 -17.83 0.00 18.30 -18.30 0.00 17.53 -17.53 0.00 76.60 23.40 100.00 72.63 27.37 100.00 69.41 30.59 100.00 69.20 30.80 100.00 28.27 6.95 23.28 28.99 8.14 23.28 30.29 9.19 23.28 29.18 10.02 23.28 表5.4.2精选段捕收剂用量对浮选的影响试验结果

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由试验结果可见：精选段捕收剂用量在0.5kg/t时，精矿品位和选矿效率最高，但回收率不是很高，但是在其他用量时却又达不到较高指标，综合考虑确定精选段TSM-26用量为0.5kg/t。

小结通过反浮选脱镁条件试验：

5.5反浮选脱硅条件试验

5.5.1反浮选脱硅磷矿物抑制剂用量试验

一粗二精试验，试验工艺流程图如图5.5.1 所示，试验结果见表5.5.1

原矿 磨矿细度-200目84.0% H2SO4 9.0kg/t ST-2 0.5kg/t TSM-26 0.9kg/t H2PO41.0kg/t TSM-26 0.5kg/t ST-2变量 椰子油-胺0.5kg/t 尾矿（X1） 尾矿（X2） 精矿（K） 图5.5.1 二精段ST-2用量对浮选的影响试验流程图

ST-4用量产品称重量/g kg/t

号 K 93.97 产/r% 率品β% 位回收率选矿效率ε% 78.25 E% 20.63 57.62 25 32.40 0.0 0.5 1.0 1.5 X2 X1 A K X2 X1 A K X2 X1 A K X2 X1 A 26.43 42.68 163.08 103.99 21.36 43.15 168.50 103.68 16.49 44.91 165.08 102.16 14.13 47.67 163.96 16.21 26.17 100.00 61.72 12.68 25.61 100.00 62.81 9.99 27.20 100.00 62.31 8.62 29.07 100.00 20.57 7.09 23.86 31.47 18.90 7.97 23.86 31.93 16.84 7.80 23.86 31.05 17.95 9.24 23.86 13.97 7.78 100.00 81.39 10.04 8.74 100.00 84.07 7.05 8.69 100.00 82.27 6.48 11.26 100.00 -2.23 -18.39 0.00 19.67 -2.64 -17.41 0.00 21.26 -2.94 -17.89 0.00 19.96 -2.13 -17.81 0.00 表5.5.1 二精段ST-2用量对浮选的影响试验结果 由试验结果可见：随着ST-2用量的增加，精矿回收率和选矿效率都是先增后减，并且均在1.0kg/t时达到最大值，精矿品位在一定范围内上下浮动。所以，ST-2的最佳用量为1.0kg/t。 5.5.2脱硅 H2SO4用量试验

一粗二精试验，试验工艺流程图如图5.5.2 所示，试验结果见表5.5.2

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原矿 磨矿细度-200目84.0% H2SO4 9.0kg/t ST-2 0.5kg/t TSM-26 0.9kg/t H2PO4 1.0kg/t TSM-26 0.5kg/t H2SO4 变量 椰子油-胺0.5kg/t 尾矿（X1） 尾矿（X2）

精矿（K） 图5.5.2 二精段H2SO4用量对浮选的影响试验流程图

H2SO4用量产品称重量/g 产kg/t 0.0 0.5 1.0 1.5

率品位作业回收率作业选矿效ε% 85.26 14.74 100.00 90.96 9.04 100.00 86.12 13.88 100.00 83.46 16.54 100.00 率E% 11.01 -11.01 0.00 6.51 -6.51 0.00 7.12 -7.12 0.00 3.78 -3.78 0.00 号 K X2 87.19 30.23 /r% 74.25 25.75 84.45 15.55 79.00 21.00 79.69 20.31 β% 33.00 21.28 29.98 32.29 17.41 29.98 32.69 19.79 29.98 31.4.0 20.98 29.98 A 117.42 100.00 K 100.50 X2 K X2 K X2 18.50 96.08 25.54 93.57 23.85 A 119.00 100.00 A 121.62 100.00 A 117.42 100.00 表5.5.2 二精段H2SO4用量对浮选的影响试验结果 27

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在加入样品前先检验磨机是否漏水，在确认无漏水后加入样品。加入样品后应确认给料口盖已拎紧，防止在磨矿过程中，给料口盖冲出，料液溅出。磨机开启的同时按下秒表，记录时间。

4.3 浮选过程

将矿样静置5分钟后，将上清液注入洗瓶做补加水和清洗水用，将矿样倒入0.5L的浮选槽中，将浮选槽装上RK/FD型单槽浮选机中搅拌，在搅拌过程中按顺序按时间加入浮选药剂，开启冲气开关，40秒后开始自动刮泡，刮到一定的时间后，停止刮泡，关闭冲气开关，取下浮选槽，冲洗残留在浮选机上的矿浆，关闭搅拌开关。

4.4 过滤、烘干过程

将精矿、尾矿和中矿分别倒入RK/ZL-Ф260/Ф200多功能真空过滤机中过滤，待水分过滤完毕后，放入D2-101-3型电热鼓风干燥箱中烘干。

4.5 称重、制样过程

将烘干的精矿和尾矿分别用电子天平称重并记录。

本试验制样采取四分法对分：将试样碾碎混匀并堆成圆锥后，压平成饼状，然后用专用的十字板或者普通木板、铁板等将其沿中心十字线分割为四份，取其中互为对角的两份作为一份，反复3～5次后，取其装入矿样袋中。

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第5章 试验过程与分析

5.1贵州低品位胶磷矿磨矿细度试验

5.1.1 磨矿细度试验

本实验旨在确定双反浮选试验最佳磨矿细度。取3份矿样，分别磨矿8、9、10分钟，测得-200目细度。试验结果见表5.1.1，结果分析图见图5.1.1：

磨矿时间/min 细度-200目/%

8 79.6

9 84.0

10 89.3

表 5.1.1磨矿时间与磨矿细度试验结果

细度-200目/?90888684828078767489磨矿时间/min10细度-200目/%细度-200目/%

图5.1.1磨矿时间与磨矿细度试验结果分析图

从试验结果可知：磨矿细度随磨矿时间的增加而逐渐增大，要想得到最佳磨矿时间，还需在各磨矿时间条件下的浮选效果，故还需做磨矿细度下的浮选试验以得到最佳磨矿时间。

5.2 贵州低品位胶磷矿不同粒度下的浮选试验

5.2.1 不同粒度下的浮选试验

不同的磨矿细度对矿的浮选指标影响很大,适宜的磨矿细度既能保证有用矿

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物较完全的单体解离,又不至于造成过粉碎而恶化浮选效果。浮选流程选用粗选试验，试验工艺流程图如图5.2.1 所示，试验结果见表5.2.1：

原 矿 磨矿细度变量 3min 3min 3min H2SO4 9.0kg/t H3PO4 3.0kg/t TSM-26 0.9kg/t 7min 尾矿（X） 精矿（K） 图5.2.1 不同粒度下对浮选的影响试验流程图 表5.2.1 不同粒度下对浮选的影响试验结果

-200目细度/% 79.6 84.0 89.3 产品称号 K X A K X A K X A 重量/g 产率/r% 品位β% 28.83 7.20 23.28 29.05 4.22 23.28 29.44 7.19 23.10 回收率ε% 92.05 7.95 100.00 95.80 4.20 100.00 89.50 10.50 100.00 选矿效率E% 17.22 -17.22 0.00 19.04 -19.04 0.00 17.98 -17.98 0.00 122.90 42.45 165.35 126.19 38.21 164.40 114.99 45.80 160.79 74.33 25.67 100.00 76.76 23.24 100.00 71.52 28.48 100.00 *注：品位β无特别说明指P2O5品位 *注：E=ε-γ，ε=βγ/a(a指原矿品位)；下面符号相同。

由试验结果可知：在同一浮选条件下，磨矿8分钟及10分钟的选矿效率、回收率均小于磨矿9分钟条件下的回收率和选矿效率，故以9分钟磨矿时间作为后续试验磨矿时间。

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5.3药剂变量试验

5.3.1 H2SO4用量实验

H2SO4的作用

粗选试验，试验工艺流程图如图5.3.1 所示，试验结果见表5.3.1：

原 矿 磨矿细度-200目79.6% 3min 3min 3min H2SO4 变量 H3PO4 3.0kg/t TSM-26 0.9kg/t 7min 尾矿（X） 精矿（K） 图5.3.1不同H2SO4用量对浮选的影响试验流程图 表5.3.1不同H2SO4用量对浮选的影响试验结果

H2SO4用量/kg/t 6.0 9.0 12.0 15.0

产品称号 K X A K X A K X A K X 重量/g 产率/r% 品位β% 28.85 8.90 23.28 28.83 7.20 23.28 28.60 7.20 22.91 28.20 6.60 回收率ε% 89.34 10.66 100.00 92.05 7.94 100.00 89.37 10.62 100.00 91.66 8.34 选矿效率E% 17.25 -117.25 0.00 17.22 -17.73 0.00 15.56 -14.97 0.00 14.89 -14.89 121.44 47.01 168.45 122.90 42.45 165.35 124.15 42.05 168.20 127.92 38.70 72.09 29.91 100.00 74.33 25.67 100.00 73.81 26.19 100.00 76.77 23.23 16

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由试验结果可知：H2SO4的用量随着增加选矿效率降低，而回收率存在上下波动。故综合选矿效率及回收率两项指标来判断，当H2SO4用量在9.0kg/t时，能保证选矿效率及回收率都较高浮选结果。 5.3.2 H3PO4用量试验

H3PO4的作用

粗选试验，试验工艺流程图如图5.3.2 所示，试验结果见表5.3.2：

原 矿 A 166.62 100.00 23.18 100.00 0.00 磨矿细度-200目89.3% 3min 3min 3min H2SO4 9.0kg/t H3PO4变量 TSM-26 0.9kg/t 7min 尾矿（X） 精矿（K） 图5.3.2不同H3PO4用量对浮选影响试验流程图

H3PO4用量kg/t 产品称号 重量G/g 产率r/% 品位β/% 回收率ε/% 选矿效率E/% 2.0 3.0 4.0

K 110.00 X 48.42 69.40 30.60 74.84 25.16 71.52 28.48 77.25 17 29.63 8.85 23.28 29.66 6.35 23.80 29.44 7.19 23.10 29.28 87.38 12.62 100.00 94.35 5.15 100.00 89.50 10.50 100.00 96.13 17.98 -17.99 0.00 19.51 -19.50 0.00 17.98 -17.98 0.00 18.88 A 158.42 100.00 K 121.13 X 40.72 A 161.85 100.00 K 114.99 X 45.80 A 160.79 100.00 K 124.07

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