贵州织金含稀土磷矿石的浮选富磷降镁实验

卯 松，章铁斌，沈智慧，张 覃

1.贵州大学矿业学院，贵州 贵阳550025；2.贵州科学院，贵州 贵阳550001；3.喀斯特地区优势矿产资源高效利用国家地方联合工程实验室，贵州 贵阳550025；4.贵州省非金属矿产资源综合利用重点实验室，贵州 贵阳550025

磷是生命之“元”，是动植物生长必需的元素。在农业领域，磷矿是制备磷肥的原材料，保障农业安全和可持续发展。在工业领域，磷矿既是生产磷酸、黄磷及其它磷制品的重要化工矿物原料，又是精细磷化工的物质基础。稀土元素因其特殊物理化学性质，在诸多高新技术领域均有广泛应用［1］；研究发现稀土对于许多农作物具有较显著的促生长和增产作用［2］。磷和稀土均为不可再生资源，也是极其重要的战略资源［3］。研究表明，沉积型磷矿中常伴生稀土元素，个别地区磷矿中的稀土含量甚至比稀土矿更高［4］。我国磷矿资源中的稀土总量约为1 550万吨，是极具潜力的稀土来源［5］。贵州织金含稀土磷矿床已探明矿石储量13.48亿吨，其中稀土氧化物储量144.6万吨，属于特大型伴生稀土磷矿床［6］。织金含稀土磷矿石中的稀土元素主要以镧、铈、钕和钇元素为主［7］。织金含稀土磷矿中稀土独立矿物很少，且97%的稀土元素以取代磷灰石晶格中Ca2+的形式赋存于胶磷矿中，导致稀土难以从磷矿中单独提取［8］。利用浸出工艺处理含稀土磷精矿，最佳条件下稀土氧化物浸出率仅为65.59%［9］。尽管稀土作为一种高附加值产品，但其在磷精矿中的质量分数通常低于1%，在生产磷肥时作为副产品回收更合适［10］。

中低品位磷矿中，碳酸盐矿物和磷酸盐矿物表面性质相似，选矿分离较困难［11］。中低品位含稀土磷矿的选矿是提高磷矿品位并进行后续利用的前提。本研究的前期实验工作表明，采用反浮选工艺可在富集磷的同时富集稀土［12］。贵州某含稀土硅质磷矿石反浮选研究表明，精矿P2O5品位可有效提高，稀土氧化物也得到一定富集［13］。目前含稀土磷矿石选矿研究主要集中在采用浮选方法富集含稀土磷矿中的磷及稀土元素，对选矿过程中重金属元素的走向及分布的研究较少。云南某磷矿研究表明采用浮选等方法不能有效脱除磷矿中的铬元素［14］。因此，在有效提高磷矿品位及富集稀土元素的同时，应关注重金属元素随产品的分布及走向。

本研究在浮选富磷降镁的基础上，考察了选矿产品中稀土元素及重金属Pb、Cd的走向及分布，并分析了稀土元素总量（定义为∑REE）、重金属元素Pb与P2O5品位之间的相关性，为含稀土磷矿石的综合利用提供支撑。

1 实验方法

含稀土磷矿试样采自贵州织金，对试样采用颚式破碎机破碎筛分到-2 mm，经过磨矿后，采用XFDⅣ1.0实验室用单槽1.0 L浮选机进行浮选实验，浮选采用一段反浮选工艺流程，浮选药剂采用pH调整剂SW和捕收剂GJBM。原矿多元素分析结果如表1所示。本研究中常量元素质量分数单位为“%”，微量元素单位为“μg/g”。

从表1可知，原矿中P2O5品位为21.80%，MgO质量分数8.31%，ΤFe2O3质量分数0.84%，Al2O3质量分数0.41%，SiO2质量分数3.26%，∑REE为983.25μg/g，重金属Pb质量含量为205.00μg/g，重金属Cd质量含量为0.24μg/g。因此，在选矿过程中主要考虑MgO的脱除。

表1 原矿多元素分析结果Τab.1 Multi-element analysis results of raw ore

2 结果与讨论

2.1 磨矿细度实验

在不同磨矿细度条件下考察浮选富磷降镁效果，实验结果如表2所示。

由表2可知，当磨矿细度为-0.075 mm占67.23%时，精矿中P2O5品位为26.51%，MgO质量分数为5.54%，∑REE为1 169.86μg/g，Pb质量含量为238.00μg/g，Cd质量含量为0.19μg/g，精矿P2O5回收率为94.44%。随着磨矿细度增加至-0.075 mm占70.02%时，精矿P2O5品位提高至30.14%，MgO质量分数降低至3.62%，∑REE为1 303.12μg/g，精矿中Pb质量含量增加到261.00μg/g，Cd质量含量为0.19μg/g，精矿P2O5回收率为89.19%。当磨矿细度为-0.075 mm占77.82%时，精矿P2O5品位为29.60%，MgO质量分数为3.94%，∑REE为1 267.31μg/g，Pb质量含量为261.00μg/g，Cd质量含量为0.19μg/g，精矿P2O5回收率为89.54%。当磨矿细度为-0.075 mm占86.43%时，精矿P2O5品位为28.53%，MgO质量分数为4.60%，∑REE为1 252.04μg/g，Pb质量含量为252.00μg/g，Cd质量含量为0.21μg/g，精矿P2O5回收率为89.18%。当磨矿细度为-0.075 mm占94.08%时，精矿P2O5品位为25.93%，MgO质量分数为6.14%，∑REE为1 116.41μg/g，Pb质量含量为238.00μg/g，Cd质量含量为0.22μg/g，精矿P2O5回收率为89.45%。在不同磨矿细度下，∑REE和Pb元素在精矿中得到初步富集，Cd元素则富集到了尾矿中。因此，磨矿细度为-0.075 mm占70.02%时，实验效果最好。综合考虑，后续实验磨矿细度确定为-0.075 mm占70.02%。

表2 磨矿细度实验结果Τab.2 Experimental results of grinding fineness

从图1（a）可知，在不同磨矿细度下，精矿中∑REE与P2O5品位的曲线变化趋势基本一致。从图1（c）可知，在不同磨矿细度下，Pb质量分数与P2O5品位的变化曲线趋势也基本一致。对实验结果进行线性拟合［（图1（b）、图1（d）］，不同磨矿细度下，精矿中∑REE及Pb质量分数均与P2O5品位呈正相关，拟合方程的相关系数分别为0.981 79和0.988 35。

图1 磨矿细度对浮选精矿的影响：（a）∑REE与P2O5品位的关系，（b）∑REE与P2O5品位的线性拟合，（c）Pb质量含量与P2O5品位的关系，（d）Pb品位与P2O5品位的线性拟合Fig.1 Effects of grinding fineness on flotation：（a）correlation between∑REE and P2O5 grade；（b）linear fitting of∑REE and P2O5 grade；（c）correlation between Pb content and P2O5 grade；（d）linear fitting of Pb content and P2O5 grade

2.2 pH调整剂用量实验

酸在磷矿反浮选中可作为抑制剂使用，与捕收剂在矿物表面发生共同吸附，综合影响矿物的可浮性［15］。因此，在磨矿细度为-0.075 mm占70.02%条件下，进行pH调整剂用量实验，实验结果如表3所示。

由表3可知，当pH调整剂用量为0.05 m3/t时，精矿P2O5品位为29.05%，MgO质量分数为4.25%，∑REE为1 230.04μg/g，Pb为260.00μg/g，Cd为0.19μg/g，精矿P2O5回收率为90.73%。当pH调整剂用量为0.10 m3/t时，精矿P2O5品位为31.36%，MgO质量分数为3.06%，∑REE为1 371.68μg/g，Pb质量含量为270.00μg/g，Cd为0.18μg/g，精矿P2O5回收率为91.00%。当pH调整剂用量为0.15 m3/t时，精矿P2O5品位为31.00%，MgO质量分数为3.25%，∑REE为1 340.35μg/g，Pb质量含量为277.00μg/g，Cd为0.18μg/g，精矿P2O5回收率为92.87%。当pH调整剂用量为0.20 m3/t时，精矿P2O5品位为31.52%，MgO质量分数为2.90%，∑REE为1 357.31μg/g，Pb质量含量为290.00μg/g，Cd质量含量为0.20μg/g，精矿P2O5回收率为92.35%。继续增加pH调整剂用量，精矿指标变化不大，因此，较合适的pH调整剂用量为0.15 m3/t。

表3 pH调整剂用量实验结果Τab.3 Experimental results of pH conditioning dosage

考察了不同pH调整剂用量下，精矿中∑REE、Pb质量分数与P2O5质量分数关系，如图2所示，精矿中∑REE与P2O5品位曲线趋势一致，精矿中Pb质量分数与P2O5品位的曲线趋势也基本一致，精矿中∑REE及Pb品位均与P2O5品位呈正相关关系，相关系数分别为0.986 48、0.803 86。

图2 pH调整剂用量对浮选精矿的影响：（a）∑REE与P2O5品位的关系，（b）∑REE与P2O5品位的线性拟合，（c）Pb质量含量与P2O5品位的关系，（d）Pb质量含量与P2O5品位的线性拟合Fig.2 Effects of pH conditioning dosage on flotation concentrate：（a）correlation between∑REEand P2O5 grade；（b）linear fitting of∑REE and P2O5 grade；（c）correlation between Pb content and P2O5 grade；（d）linear fitting of Pb content and P2O5 grade

2.3 捕收剂用量实验

在pH调整剂实验的基础上，进行了捕收剂用量实验，考察捕收剂用量对浮选实验的影响。实验结果如表4所示。

由表4可知，当捕收剂用量为350 g/t时，精矿中P2O5品位为28.51%，MgO质量分数为4.27%，∑REE为1 280.84μg/g，Pb质量含量为262.00μg/g，Cd质量含量为0.19μg/g，P2O5回收率为94.04%。当捕收剂用量为450 g/t时，精矿中P2O5品位为31.43%，MgO质量分数为2.48%，∑REE为1 427.99μg/g，Pb质量含量为276.00μg/g，Cd质量含量为0.17μg/g，P2O5回收率为90.01%。当捕收剂用量为550 g/t时，精矿中P2O5品位为32.65%，MgO质量分数为1.73%，∑REE为1 409.07μg/g，Pb质量含量为290.00μg/g，Cd质量含量为0.17μg/g，P2O5回收率为88.09%。当捕收剂从650 g/t提高到750 g/t时，精矿P2O5品位从33.35%提高到33.85%，MgO含量从1.36%降低到1.19%，MgO质量分数的降低幅度减少，∑REE从1 475.55μg/g增加到1 509.17μg/g，Pb质量含量从294.00μg/g增加到319.00μg/g，Cd质量分数不变，P2O5回收率从86.53%降低至86.15%。综合考虑，选择捕收剂用量为650 g/t作为指标。

表4 捕收剂用量实验结果Τab.4 Experimental results of collector dosage

从图3可知，在不同捕收剂用量条件下，精矿中∑REE与P2O5品位曲线趋势基本一致。对精矿中∑REE和P2O5品位进行线性拟合［图（3b）］发现，∑REE与P2O5品位呈正线性相关。从图3（c）和图3（d）可知，精矿中Pb质量分数与P2O5品位的曲线趋势基本一致，进行线性拟合后Pb质量分数与P2O5品位呈正相关。

图3 捕收剂用量对浮选精矿的影响：（a）∑REE与P2O5品位关系，（b）∑REE与P2O5品位的线性拟合，（c）Pb质量含量与P2O5品位的关系，（d）Pb质量含量与P2O5品位的线性拟合Fig.3 Effects of collector dosage on flotation concentrate：（a）correlation between∑REE and P2O5 grade；（b）linear fitting of∑REE and P2O5 grade；（c）correlation between Pb content and P2O5 grade；（d）linear fitting of Pb content and P2O5 grade

3 结 论

采用反浮选流程对含稀土磷矿石进行富磷降镁研究，结果表明，捕收剂GJBM对该类型含稀土磷矿石具有良好的分选效果，针对P2O5品位为21.80%，MgO质量分数为8.31%的原矿，采用一段反浮选流程，可获得精矿中P2O5品位为33.35%，MgO质量分数为1.36%，P2O5回收率为86.53%的浮选指标。在浮选过程中，稀土元素和重金属元素Pb在精矿中富集，Cd元素在尾矿中富集。因此，在提高浮选指标的同时，还要考虑不同重金属元素走向及分配关系。