贵州某钙镁质胶磷矿选磷降镁反浮选试验研究

针对贵州某中低品位钙镁质胶磷矿的特点,对其进行了选磷降镁的反浮选试验研究。结果表明,采用1粗1精反浮选工艺流程,在磨矿细度-0.074mm占75.80%,抑制剂硫酸用量为14kg/t,捕收剂用量为800g/t,浮选温度为常温的条件下,获得了P_2O_5品位为33.62%、MgO质量分数为0.91%、P_2O_5回收率为85.93%、MgO脱除率为90.78%的磷精矿,实现了胶磷矿与白云石的有效分离。     

云南安宁某磷矿反浮选试验研究及工程改造实例

针对云南安宁市某磷化工企业提供的胶磷矿样品进行了反浮选试验研究,通过对不同磨矿细度、粗选扫选磷酸用量、捕收剂用量等条件的优化组合,闭路试验所得精矿P_2O_5品位为28.61%,MgO质量分数为0.55%。依据该试验结果,对该企业原有破碎和磨矿工序进行了改造,建成150万t/a浮选生产线,投产后最终磷精矿P_2O_5品位高于30.5%,MgO平均质量分数为0.80%,尾矿P_2O_5品位平均为5.8%,精矿P_2O_5回收率达到94%以上,各项指标均优于设计值。     

贵州某含稀土硅质磷矿反浮选试验研究

贵州某磷矿原矿P_2O_5品位为23.21%、SiO_2品位为20.03%、REO品位为0.076%,以混合酸为含磷矿物抑制剂、自制的KP-89为脱硅捕收剂,采用单一反浮选流程进行了脱硅富磷研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074mm质量分数占80.25%、混合酸用量为16kg/t、KP-89用量为800g/t的条件下,获得了P_2O_5品位为33.49%、P_2O_5回收率为83.17%、REO品位为0.125%、REO回收率为94.80%、SiO_2质量分数为13.86%的磷精矿选别指标。     

磨坊深部磷矿勘探矿石选矿试验研究

随着瓮福磷矿南部露采矿石储量的减少,深部开采已提上日程,因此对磨坊深部磷矿勘探矿石进行了可选性研究。在磨矿细度为-0.074mm质量分数占75%、浮选矿浆pH为4.5、捕收剂用量为0.5kg/t的条件下,浮选P_2O_5品位为22.49%、MgO质量分数为7.10%的原矿矿样,得到P_2O_5品位为33.22%、MgO质量分数为0.98%的优质磷精矿,有效去除了90%的有害杂质MgO。     

瓮福磷矿a层矿正反浮选工艺研究

以贵州瓮福磷矿a层矿为研究对象,借助XRD、显微镜等对原矿性质进行分析,在此基础上开展了矿石磨矿矿浆质量分数和磨矿细度试验,确定合适的磨矿矿浆质量分数为75%、磨矿细度为-0.075 mm质量分数占80%。利用单因素条件试验和正交试验确定:合适的正浮选捕收剂WF-03用量为1.8 kg/t,调整剂Na_(2)CO_(3)和抑制剂Na_(2)SiO_(3)用量分别为3 kg/t和4 kg/t,矿浆pH为10;合适的反浮选捕收剂WF-01用量为2 kg/t,矿浆pH为4。在试验确定的条件下进行正反浮选开路试验,获得了P_(2)O_(5)品位为31.54%、MgO质量分数为0.86%、SiO_(2)质量分数为10.83%、R_(2)O_(3)质量分数为3.52%、P_(2)O_(5)回收率为80.91%的磷精矿指标。     

含铁低品位磷矿的浮选

山西某磷矿原矿P_2O_5品位为19.58%,SiO_2质量分数为32.56%,MgO质量分数为1.73%,属于高硅低镁型低品位胶磷矿,另外矿石中Fe_2O_3质量分数较高,达到了4.34%,而且嵌布粒度细,增加了矿石的分选难度。针对该矿石性质,采用正反浮选工艺,以新型药剂MG-2和MG-7分别作正、反浮选的捕收剂,正浮选采用一粗两精一扫的流程,反浮选采用一粗一扫的流程,取得了精矿P_2O_5品位28.19%、回收率81.14%、MgO质量分数0.73%、Fe_2O_3质量分数0.89%的闭路试验指标,实现了目的矿物与脉石的有效分离。     

贵州某硅钙质磷矿石正浮选试验研究

贵州某硅钙质磷矿石硅质和倍半氧化物质量分数高,反浮选难以脱除,针对这些特点,采用正浮选工艺进行了浮选脱硅、脱倍半氧化物的试验研究。粗选条件试验考察了磨矿细度、pH值、抑制剂用量和捕收剂用量对浮选效果的影响,在此基础上,采用一粗一精一扫试验流程,获得P_2O_5品位为30.02%,P_2O_5回收率为74.67%,SiO_2质量分数为9.07%,Fe_2O_3质量分数为1.11%,Al_2O_3质量分数为1.81%的磷精矿。     

贵州某中低品位磷矿石浮选试验研究

为了考察工艺条件对贵州某中低品位磷矿石浮选的影响,本文系统地研究了磨矿细度、抑制剂和捕收剂用量对浮选指标的影响,结果表明:磨矿细度为-0.074mm占77.18%时,采用一粗一精的反浮选工艺流程,在粗选H_2SO_4和捕收剂FAS用量分别为10kg/t和1.6kg/t,精选H_2SO_4和捕收剂FAS用量分别为3.33kg/t和0.4kg/t,表面活性剂BMH-2用量为捕收剂用量的15%的条件下,对于P_2O_5品位为24.05%、MgO品位为6.11%的原矿,获得的磷精矿P_2O_5品位和回收率分别为31.36%和92.59%,MgO品位0.97%,达到了酸法加工磷矿石中的一等品(Ⅰ)的要求。     

含稀土高镁中低品位胶磷矿反浮选试验研究

针对贵州织金含稀土高镁中低品位胶磷矿,采用自制脱镁捕收剂AB进行了反浮选脱镁富磷试验研究。结果表明,采用1粗2精反浮选闭路流程,在磨矿细度为-0.074mm质量分数占84.68%、抑制剂硫酸用量为18kg/t、捕收剂AB用量为900g/t的条件下,获得了P2O5品位为32.70%、P2O5回收率为82.59%、MgO质量分数为1.39%、MgO脱除率为91.62%、REO品位为0.137%、REO回收率为94.53%的精矿指标。试验结果可为该类含稀土磷矿资源的合理开发利用提供借鉴。     

中低品位胶磷矿常温正反浮选试验

远安磷矿属于中低品位硅钙质胶磷矿,且磨矿后有用矿物与脉石矿物在各粒级中分布较为分散,适宜采用常温正反浮选工艺处理。通过条件试验确定了适宜的工艺参数,即磨矿细度-0.074mm质量分数占87.81%,正浮选碳酸钠用量6.0kg/t,水玻璃用量6.0kg/t,捕收剂RC-10用量0.9kg/t,反浮选硫酸用量15.0kg/t,RC-10用量0.4kg/t。采用常温正浮选1粗1精1扫、反浮选1粗1扫工艺处理P2O5品位21.86%的远安磷矿,可获得最终精矿P2O5品位30.95%、P2O5回收率90.51%、MgO质量分数0.80%的闭路选矿指标,倍半氧化物(Al2O3+Fe2O3)质量分数由原矿的7.50%降低至2.82%,精矿品质得到了较大的提升。浮选产品的各粒级组分质量分数分布结果表明:捕收剂RC-10对0.038mm以上粒级具有较强的浮选性能,进一步提高磷矿资源利用率的关键在于微细粒浮选技术的改进。     

S-08新型捕收剂用于新浦磷矿试验研究

用S-08捕收剂对新浦磷矿高品位磷矿样和中低品位磷矿样分别进行试验,可分别获得精矿品位P2O538.05%,P2O533.27%,回收率83.13%,80.35%的良好选别指标.     

胶磷矿双反浮选工艺研究

对湖北某地镁硅含量较高的难选胶磷矿采用阴离子捕收剂反浮镁、阳离子捕收剂反浮硅的双反浮选工艺,取得了磷精矿P2O5品位32.51%、回收率91.23%、MgO含量0.87%、R2O3含量2.37%的良好指标,实现了胶磷矿与白云石、长石等杂质矿物的有效分离.     

某磷块岩正-反及双反浮选工艺分析

采用正-反浮选工艺及双反浮选工艺对原矿P2O5品位为25%左右,MgO品位为4%左右的某中等品位硅钙质胶磷矿进行了连续性扩大试验,正-反工艺取得了磷精矿P2O5品位31.82%左右,MgO品位0.73%左右,收率83.71%的浮选指标,双反工艺取得了磷精矿P2O5品位31.10%左右,MgO品位0.57%左右,收率88.18%的浮选指标.     

新型捕收剂在沙特某低品位胶磷矿浮选中的应用

利用新型捕收剂,采用单一反浮选的方法对沙特某低品位胶磷矿进行浮选试验,考察了磨矿细度、浮选时间、抑制剂和捕收剂用量对精矿P2O5品位和P2O5回收率的影响.结果表明,当原矿P2O5品位为19.60％,磨矿细度-0.074 mm占60％,浮选时间1.5 min,抑制剂用量11.09 kg/t,捕收剂用量1.0 kg/t时,可以获得P2O5品位32.23％、P2O5回收率86.86％的磷精矿.     

某硅钙质磷块岩双反浮选工艺研究

采用双反浮选工艺对原矿P2O5品位为24.16%,MgO含量为4.42%的某中等品位硅钙质胶磷矿进行实验研究,可获得P2O5品位为31.67%,MgO为0.73%的合格磷精矿,P2O5回收率为85.84%,MgO的排除率达89.14%.     

昆阳磷矿低品位沉积型磷块岩选矿工艺的研究

本文介绍了用反浮选和双反浮选方法从贫矿和低品位矿选出合格的磷精矿的实验结果。本实验的P_2O_5回收率为78％～84％,P_2O_5％由17.35％～20.5％提高到29.6％～30.5％,符合湿法磷酸工业要求。     

云南某中低品位胶磷矿浮选试验研究

对云南某中低品位胶磷矿进行了浮选试验研究,探索了磨矿细度、硫酸用量、磷酸用量、捕收剂(YP6-2B)用量对浮选指标的影响,结果表明:采用1粗1精开路单反浮选工艺流程,在磨矿细度为-0.074 mm质量分数占90.56%、H 2 SO 4用量为15.0 kg/t、H 3 PO 4用量为3.5 kg/t、YP6-2B用量为1.5 kg/t的条件下,P 2 O品位为22.46%、MgO品位为5.32%的原矿经浮选后可获得P 2 O 5品位为28.26%、MgO品位为0.91%、P 2 O 5回收率为82.22%的精矿指标。     

含稀土磷块岩选矿工艺研究

报告了贵州某含稀土磷块岩选矿工艺。通过原矿筛析及水析结果得出稀土元素赋存于磷矿物中,且与磷成正相关系的结论。试验中采用一粗一精一扫反浮选闭路流程,可获得P2O534.38%,MgO0.28%产率为63.13%的磷精矿。     

新华含稀土磷矿浮选实验研究

采用反浮选工艺,研究了抑制剂种类及用量、捕收剂WF-01用量、浮选时间、矿浆浓度和磨矿细度等因素对新华含稀土磷矿浮选效果的影响,并对较佳浮选条件下获得的磷精矿和尾矿进行了稀土分析. 结果表明,浮选剂选用WF-01,工业硫酸不适宜单独作为此矿样浮选时磷矿物的抑制剂,而采用工业磷酸作为抑制剂和矿浆pH值调整剂,在磷酸用量9 kg/t、捕收剂WF-01用量0.8 kg/t、浮选时间9 min、磨矿细度82%为-74 mm、矿浆浓度35%的浮选条件下,可获得较好的浮选和稀土富集效果,磷精矿的P2O5品位可从原矿的21.71%增加到32%以上,回收率达到90%;在浮选过程中稀土主要富集在磷精矿中,富集比为1.56,在精矿中的含量为87.09%.     

Enhancing Phosphate Grade Using Oleic Acid–Sodium Dodecyl Sulfate Mixtures

Upgrading of calcareous phosphate ores by reverse flotation in acidic media depends mainly on the chemical reagents used, especially the collectors. Anionic collectors are commonly used in phosphate flotation circuits; however, in the most cases each collector was tested separately. Although using the mixture of the anionic collectors in salt-type minerals flotation is very limited, it has several advantages over using each collector alone. Therefore, in the present paper, the mixture of oleic acid and sodium dodecyl sulfate (SDS) was tested and compared to the usage of each collector individually. A number of experiments were conducted to find out the optimal reverse flotation conditions for each collector in terms of collector dose, pH, and oleic acid to SDS (Ol:SDS) mixing ratio as main variables using factorial design. The design results showed that the Ol:SDS mixture, particularly at 1:1 mixing ratio, improves the phosphate grade with slight decrease in recovery in comparison with using each collector separately. The highest concentrate grade (>33% P₂O₅), with a recovery of 85%, was obtained at pH 6, 1:1 Ol:SDS mixing ratio, and collector dose 3.5 kg/t. In addition, using 1:1 mixing ratio drastically lowers the collector dose from 3.5 to 2 kg/t or even lower depending on the pH to achieve the concentrate grade required by phosphate industry (30% P₂O₅).