Ｓｅｒｉａｌ Ｎｏ．５３９ Ｍａｒｃｈ．２０１４ 现代矿业 ＭＯＤＥＲＮ ＭＩＮＩＮＧ 总第５３９期 ２０１４年３月第３期 四川某磷矿浮选尾矿的再选试验 孙媛媛 （中蓝连海设计研究院） 摘要四川某磷矿矿石中主要矿物为胶磷矿，脉石矿物主要为白云石。对该磷矿石粗选尾 矿进行了再磨再选试验，综合精矿Ｐ ０ 的回收率从９０．９５％提高到９５．９７％，尾矿再选无矿石开 采、破碎、筛分等作业，生产成本低。 关键词磷尾矿再磨再选资源化 表２ 选厂原粗选的作业指标 ％ 磷矿作为一种重要的化工原料矿物，主要用于 制造磷肥、磷酸、纯磷、化工原料及动物饲料等，具有 不可再生性。我国磷资源虽然丰富，储量居世界第 二位，但８０％磷资源为中低品位磷矿石，目前对这 些中低品位矿石的处理多采用浮选法，因此产生大 量的浮选尾矿 。多年以来，由于技术方面的原 因，浮选尾矿中Ｐ ０ 的品位一般在８％～１５％。在 和ＭｇＯ在各个粒级的分布情况进行分析，决定 Ｐ，０ 与ＭｇＯ的分离方式。 ２．２粗选尾矿的矿石性质 粗选尾矿中的主要脉石矿物为白云石、方解石， 其化学多元素分析结果见表３，粒度分析见表４。 表３ 粗选尾矿化学多元素分析 成分含量资源日益匮乏的今天，尾矿作为二次资源再选对节 约资源和保护环境具有重要意义 。Ｊ。近年来，磷尾 矿再选利用方面，主要有使用新药剂再选、重结晶再 浮选和再磨分级浮选等。 ％ １矿石性质 某矿矿石中主要矿物有胶磷矿、磷灰石、碳磷灰 石，脉石矿物主要有白云石、硅酸盐矿物及炭质等。 Ｐ２０５ ＭｇＯ Ａ１２０３ Ｆｅ２０３ ＣａＯ ＳｉＯ２ Ａ．Ｉ 烧失 ９．２３ １０．８１ ０．３５ ０．５１ ３６．９７ １．５５ ３８．３４ ０．１５ 表４粗选尾矿粒度分析结果 白云石矿物嵌布粒度粗、纯度高，较集中分布成团块 状和条带状，只有少量以微细粒呈浸染状分布在胶 磷矿中，硅质物含量较低，共生关系复杂，分布不均 匀。矿石化学多元素分析结果见表１。 表Ｉ 原矿化学多元素分析结果 成分含量％ Ｐ２０５ ＭｇＯ Ａ１２０３ Ｆｅ２０３ ＣａＯ ＳｉＯ２ Ａ．Ｉ 烧失 ２５．１４ ４．８５ １．６５ １．２５ ４２．２６ ９．５０ １０．１５ ０．１５ 一从表４可以看出，尾矿中Ｐ Ｏ 主要分布在 ２试验结果及讨论 ２．１选厂原工艺指标 ０．０３７ ｍｍ粒级，但是还有３０．５６％的Ｐ ０ 分布 在＋０．０３７ ｍｍ粒级，为充分回收尾矿中的Ｐ ０ ，需 选厂采用一段反浮选作业处理该含磷矿石，选 别指标见表２。 要对尾矿进行再磨处理。 ２．３再选工艺流程 粗选尾矿中细粒级含量较高，为了防止粗选尾 从表２可以看出，选厂的粗选尾矿中Ｐ ０ 的品 位达９．２６％，且ＭｇＯ品位为１０．７８％，因此要再选 回收粗选尾矿中的Ｐ ０ ，必须对粗选尾矿中Ｐ ０ 孙媛媛（１９８ｌ一），女，工程师，２２２００４江苏省连云港市新浦区朝 阳西路５１号。 １４４ 矿过磨，同时减少进入再磨作业处理量，对粗选尾矿 进行了预先分级，见图１，分级粒度为一４００目占 ８０％，分级溢流反浮选作业指标见表５。表６为原 流程与增加再磨再选作业后选别指标对比。 从表６可以看出，增加再磨再选后，综合精矿指 孙媛媛：四川某磷矿浮选尾矿的再选试验 原矿 ：Ｏ．２４８ ｍ ／ｔ １：１ ２８０ ｇ／ｔ ２０１４年３月第３期 ＭｇＯ含量从１．６％提高到１．６７％，但是依然可以满 足下游磷肥生产对精矿质量的要求（Ｐ：０ 精矿品位 ＞３１．８０％，精矿浓度约６８％）；精矿Ｐ ０ 的回收率 Ｉ粗选 从９０．９５％提高到９５．９７％。 ３经济效益分析 （１）按照选厂生产规模为１５０万ｔ／ａ，根据表６ 计算，采用传统、单一的反浮选工艺流程，磷精矿产 量为１１１．３３万ｔ／ａ；增加尾矿再磨再选工艺，可增加 磷精矿６．９５万ｔ／ａ，最终得到的综合精矿质量指标 藩 变化不大，足以保证下游对精矿产品的质量要求。 综合精矿 再选尾矿 该品位范围内的精矿，按４５０ Ｙｃ／ｔ计算，每年可增加 利润３１２７．５万元。 ％ 图１尾矿再选工艺流程 表５ 分级溢流反浮选作业指标 （２）浮选药剂及耗量。试验所用调整剂为矿山 酸性废水ＷＦＳ，不仅降低了选矿厂的单位水耗，很 好地解决了矿山酸性废水排放带来的环境问题，而 且尾矿再选无矿石开采、破碎、筛分等作业，生产成 表６ 增加粗选尾矿再磨再选前后选别指标的对比％ 本低。 参考文献 ［１］ 刘安荣，聂登攀，张覃，等．贵州某磷尾矿再选试验研究［Ｊ］． 金属矿山．２０１２（２）：１５７—１５８，１６５． ［２］ 刘建雄．我国磷矿资源特点及开发利用建议［Ｊ］．化工矿物与 加工．２００９，３８（３）：３６－３９． ［３］ 吴礼定，曾波，王生军．中低品位磷矿尾矿的综合利用研究 进展［Ｊ］．云南化工．２００８，３５（６）：５５－５８． 标变化不大，Ｐ２０ 品位由３２．３４％下降到３２．１２％， （上接第１４３页） 表３ 堆内矿石样品表面细菌组成及含量 ％ （收稿日期２０１４－０１—１３） 初始阶段微生物种群主要以铁氧化菌为主，浸出中 后期演变为铁氧化菌和硫氧化菌共存且硫氧化菌比 例较高的群落，有利于实现铜的选择性浸出。 参考文献 ［１］Ｒｕａｎ Ｒ，Ｗ Ｊｉａｎｋａｎｇ Ｗ，Ｊｉｎｄｅ Ｃ．Ｂａｃｔｅｒｉａｌ ｈｅａｐ—ｌｅａｃｈｉｎｇ：ｐｒａｃ— ｔｉｃｅ ｉｎ Ｚｉｎｊｉｎｓｈａｎ ｃｏｐｐｅｒ ｍｉｎｅ［Ｊ］．Ｈｙｄｒｏｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ，２００６，８３：７７— ８２． 注：表中数据指各单一西种数量占细菌总数的百分比。 ［２］ 周桂英，阮仁满，温建康，等．紫金山铜矿浸出过程黄铁矿的氧 化行为［Ｊ］．北京科技大学学报，２００８，３０（１）：１１—１５． ［３］ 邹来昌，巫銮东，汤善富，等．紫金山生物提铜技术７Ｌ．Ｘ－业化 ［ｃ］．金国黄金科技工作会议暨科技成果推广会论文集， ２０ｏ３． 为进一步提高铜浸出效率奠定了基础。 ３结论 （１）紫金山铜矿是我国大型铜矿床，属于低品 位次生硫化铜矿，矿石中有价金属元素比较单一，适 宜于采用生物冶金工艺处理。 ［４］ 巫銮东，赵永鑫，邹来昌．紫金山铜矿微生物浸出工艺研究 ［Ｊ］．采矿技术，２００５，５（４）：２８－３０． ［５］ 温建康，阮仁满，邹来昌，等．紫金山铜矿生物浸出过程酸平衡 分析研究［Ｊ］．稀有金属，２００８，３２（３）：３３８－３４３． ［６］Ｒｕａｎ Ｒ，Ｚｈｏｕ Ｅ，Ｌｉｕ Ｘ，ｅｔ １．Ｃｏｍｐａｒａｉｓｏｎ ｏｎ ｔｈｅ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｋｉｎｅｔ－ ｉｃｓ ｏｆ ｃｈａｌｃｏｃｉｔｅ ａｎｄ ｐｙｒｉｔｅ ｗｉｔｈ ｏｒ ｗｉｔｈｏｕｔ ｂａｃｔｅｒｉａ［Ｊ］．Ｒａｒｅ Ｍｅｔ－ ｌｓ，ａ２０１０，２９（６）：５５２・５５６． （２）生物浸出过程中ｐＨ值保持在１．８～２．０，适 宜于细菌的快速繁殖，有效促进了铜的高效溶出。 同时，体系中氧化还原电位保持在６２０ ｍＶ以下，可 有效抑制黄铁矿的溶解。 （３）对矿石表面菌群结构进行分析，矿石表面 （收稿日期２０１４－０１．１９） １４５