0引言我国磷矿资源丰富,其中以中低品位胶磷矿（P2O5含量20%左

右）居多［13］.试验矿样属中低品位钙硅质磷块岩,如文献［4

］分析一样,原矿含P2O5、MgO品位低,R2O3（倍半氧化物）含量高

,要获得高品质磷精矿,需脱除磷精矿中的硅酸盐杂质.由于胶磷矿

与白云石、石英、云母、粘土类和铁碳质等矿物共生关系复杂,呈

微细粒相互充填胶结、包裹嵌布.因此,选择脱泥－浮选工艺进行试

验,对一次磨矿分级后的细粒矿石（有用矿物含量较低,杂质较多）

直接抛尾,然后对抛尾剩余的粗粒矿石进行二次磨矿再选.1原矿性

质1.1原矿成分本实验矿样属于中低品位钙硅质磷块岩,主要有用矿

物为胶磷矿,脉石矿物主要为白云石,石英和玉髓等.原矿化学分析

结果如表1所示.表1原矿多元素化学分析结果
Table 1Chemical composition of the ore%
组份P2O5MgOSiO2CaOFe2O3质量分数19.741.3136.2129.181.68组

份Al2O3FA·I灼失质量分数2.691.940.434.1从表1可知:试验矿样

为低磷低镁高硅胶磷矿石,R2O3含量较高（4.37%）,其中

CaO/P2O5=1.48,SiO2/CaO=1.24.此类矿石不适于通过简单的直接

浮选浮选获得合格磷精矿.1.2原矿筛析为考察原矿中矿物分布情况

,对-1 mm原矿进行筛析试验,结果如表2所示.从表2可知:R2O3易向

细粒级别（-0.038 mm)富集,且细粒级别的产率较低, P2O5的含量

低,而杂质MgO、SiO2和Al2O3的含量较高.采用预先脱泥来处理原

矿,可以提高入选矿石质量（如提高P2O5品位,降低杂质含量）.表

2-1 mm原矿筛析试验结果
Table 2Results of particle size and chemical
analysis of the ore (-1 mm)
粒级/mm产率
/%品位/%

P2O5MgOFe2O3Al2O3SiO2CaO0.2541.2421.231.321.231.7635.11

31.68+0.15～-0.2517.5322.210.991.232.2235.0132.15+0.076

～-0.1514.4323.230.71.161.4934.8134.01+0.045～-

0.0768.2521.140.761.542.8236.6430.93+0.038～-

0.0454.1217.181.071.683.1545.1626.06-

0.03814.438.591.381.095.5959.3713.39合计

10019.691.121.242.539.0929.172实验工艺流程的选择该胶磷矿

风化程度高、有用矿物嵌布粒度细、含泥量大.在以往的正反、

反正、双反浮选工艺研究中,主要存在消泡难,药耗大等技术问题

.据此,试验采用脱泥浮选流程,主要目的是先排出部分含杂质较

高的细粒级矿石,以提高入选原矿的质量.根据该胶磷矿石难浮硅质

矿物所占比例大的特点,应采用“抑难浮易”的浮选工艺流程,先通

过正浮选,抑制硅酸盐矿物,优先浮出磷矿物；然后通过酸性介质调

整作用,浮出正浮精矿中的碳酸盐矿物,得到合格的优质磷精矿.因

此,试验方案选择脱泥、正-反浮工艺选流程进行试验.3脱泥-浮选

试验3.1磨矿粒度试验选矿厂选别指标在很大程度上取决于磨矿产

图1正反浮选闭路流程试验数字量流程图
Fig.1Flow diagram of quantity and quality on closed

circuit test of
directreverse flotation品的质量,有用矿物解离度不够,则严

重影响选别指标.未解离的有用矿物连生体进入精矿将降低精矿品

位,进入尾矿将降低有用矿物回收率.另外,入浮原矿又不宜粉碎,过

粉碎不仅增加电耗、钢耗,而且也会恶化选别过程,降低选别指标［

5］.试验发现,随着磨矿时间增加,-0.038 mm以下矿石中P2O5所占

产率、品位和分配率逐渐增加,杂质（MgO、Fe2O3和Al2O3）含量

变化不大,分配率逐渐增加.当磨矿细度-0038 mm占21.84％时,

-0.038 mm以下矿石中杂质（Fe2O3和Al2O3）含量相对较高,而

P2O5分配率仅14.36％,较低.选择将这部分矿石直接抛尾,有利于

提高入选矿石质量,且有用矿物损失较低.故选择磨矿细度为-0.038

mm产率为2184％时较为合适.对一次磨矿分级后的粗粒级别（＋

0.038 mm以上）矿石进行浮选试验,结果表明:即使在较高的浮选捕

收剂用量下,磷矿物可浮性仍较差,精矿产量较低,尾矿产率和品位

高,不利于有用矿物的回收利用,主要原因为有用矿石的解离度不高

.针对以上分析,试验进行粗粒级二次磨矿,以增加有用矿物的解离

度,提高浮选分离效果.再磨试验表明,随着再磨矿细度的增加,精矿

产率、回收率变化呈先增后减趋势,至峰值后又逐渐降低,选矿效率

逐渐降低.当磨矿细度超过-0.076 mm占98.57％（-0.038 mm占

75.71％）时,精矿产率、回收率均逐渐降低,主要由于二次磨矿过

程中产生的“矿泥”影响了浮选时矿物的分离分选效果,故选择磨

矿细度-0.038 mm占75.71％进行浮选试验.第2期杨贵华,等；晋宁

磷矿脱泥－浮选工艺研究
武汉工程大学学报第33卷
3.2选择性磨矿分级正反浮选闭路试验在确定矿石浮选入选粒度后,

进行药剂用量试验.试验结果表明最佳药剂用量为:正浮粗

选:Na2CO3:3.8 kg/t, Na2SiO3:1.8 kg/t,YP2-1: 2.0 kg/t,正

浮精选:YP2-1:1.25 kg/t,正浮扫选:YP2-1:0.6 kg/t,反浮选时

硫酸用量为4.2 kg/t.完成开路试验及其验证试验后,进行闭路试验

,数质量流程图如图1所示.4结语该中低品位钙硅质磷块岩试样,通

过采用脱泥－浮选工艺流程,抛除一次磨矿后的细粒级（-0.038 mm

以下）,对粗粒级进行磨矿浮选试验,获得如下指标:a. 当原矿P2O5

品位为19.79%,MgO含量为1.22%,R2O3含量为4.28％时,通过磨矿抛

尾后二次磨矿的细度为-0.038 mm占约75％（-0.076 mm占～98％

）,经正反浮选闭路流程选别后可获得P2O5 品位为30.92%,MgO为

0.18%,R2O3含量为1.73％的优质磷精矿,P2O5回收率为69.16%,MgO

的排除率达91.54%,R2O3的排除率达80.65％.b. 该该矿样采用脱

泥－浮选工艺,较其他工艺具有能耗小,药剂种类少,药剂用量小等

特点,值得下一步开发中低品位胶磷矿资源借鉴研究.