浮选磷精矿用D50旋流器分级的试验研究

利用实验室Ｄ５０ｍｍ旋流器对贵州某磷矿的浮选精矿进行了分级，在试验中对设备的参数和操作条件进行了优选，获得了一部分高质量的粗粒级磷精矿，满足了磷精矿出口创汇的要求。     

四川某磷矿浮选工艺研究

四川某镁硅质磷矿石中的磷酸盐矿物为氟磷灰石和微含碳的氟磷灰石，矿石P₂O₅平均品位为19.57%。为了解矿石可选性，开展了实验室流程试验，采用单一反浮选试验、正—反浮选试验两种浮选工艺进行了对比试验。单一反浮选工艺试验可获得品位27.03%、回收率为69.26%的磷精矿，精矿中MgO含量为1.42%；正—反浮选工艺试验可获得品位28.26%、回收率为74.28%的磷精矿，精矿中MgO含量为1.38%。试验结果表明：正—反浮选工艺能更好的清除矿石中的硅质，提高磷精矿中P₂O₅平均品位，提高选矿回收率。     

碱熔、铋磷钼蓝分光光度法测定钒钛铁矿、钛精矿的磷含量

介绍了采用碱熔，铋磷钼蓝分光光度法测定钒钛铁矿，钛精矿的磷含量，并对相关影响因素进行了分析。     

某钒钛磁铁矿尾矿回收钛和磷的试验研究

某钒钛磁铁矿选铁尾矿中含TiO27.14%、P2O51.92%,为提高资源综合利用率,进行了从该尾矿中回收钛和磷的试验研究。试验研究结果表明,经过强磁—摇床提钛以及尾矿浮选选磷工艺后,最终可以获得产率为21.99%、TiO2品位为24.45%、回收率为74.16%的粗钛精矿以及产率为3.43%、P2O5品位为38.48%、回收率为68.81%的磷精矿。     

贵州某磷尾矿再选试验研究

贵州某磷矿石浮选尾矿中主要矿物为白云石,其次为氟磷灰石。采用自制的高效捕收剂AB和1段磨矿、1粗1精氟磷灰石反浮选工艺对该尾矿进行分离白云石与氟磷灰石的再选试验,在磨矿细度为-75 μm占62.50%,抑制剂磷酸用量为14 kg/t,AB用量粗选为300 g/t、精选为100 g/t的条件下,获得了P₂O₅品位为22.29%、P₂O₅回收率为56.72%、MgO含量为4.23%的磷精矿和MgO品位为19.97%、MgO回收率为93.38%、P₂O₅含量为5.68%的镁精矿,为该尾矿的综合利用提供了一条经济可行的途径。     

沙特图赖夫磷矿选矿试验研究

沙特图赖夫磷矿P2O5品位19.18%,MgO品位7.31%,属硅钙质碳酸盐矿,为获得含镁较低的高品位磷精矿,对其进行选矿试验研究。结果表明：CYH系列捕收剂能更好地实现磷、镁分离。在磨矿细度为-0.074 mm含量占85.64%的条件下,以磷酸与硫酸组成的混合酸为磷矿物抑制剂,CYH-001为捕收剂反浮选白云石,通过闭路试验可获得磷精矿P2O5品位32.15%,回收率72.36%;MgO品位0.77%。     

用大峪口磷酸分解王集磷精矿制重钙的研究

王集磷矿一、三层混合矿石经正－反浮选所得磷精矿。用大峪口所制磷酸分解制重钙，已完成中间试验。产品质 量：全Ｐ２Ｏ５４６．６６％，有效Ｐ２Ｏ５４４．９７％，水溶性Ｐ２Ｏ５４３．６４％，游离酸Ｐ２Ｏ５４．７０％。，含水２．６１％。其中Ｐ２Ｏ５有效率为９６．４％，Ｐ２Ｏ５水溶率９３．５％。该工艺技术可行，经济合理，解决了我国中部磷矿做重钙二次矿源不足的大问题。     

织金含稀土磷精矿稀土元素赋存状态分析

通过化学分析和ICP分析,织金含稀土磷矿经过浮选达到工业制磷酸指标要求,稀土总量含量为1 344×10-6,钇元素含量为468×10-6;对含稀土磷精矿进行化学分析、ICP和XRD分析结果表明,磷精矿中稀土呈类质同像状态,部分置换磷灰石晶格中的Ca2+,独立的稀土矿物即使存在,其量也只占稀土总量的1%以下。     

黑钨细粒精矿浮选除磷、钙的试验与生产实践

试验从工艺矿物学、浮选工艺、选矿药剂等着手,为生产实践提供了可靠的依据。将黑钨细粒精矿除磷除钙后,所得到高质量黑钨细泥精矿,P0.022%,Ca0.35%,其品位完全达到黑钨精矿国标特—Ⅰ—1、特—Ⅰ—2和特—Ⅱ—1的要求。成果推广应用后,年创经济效益30万元,社会效益显著。     

无机凝聚剂强化浮选磷精矿的沉降过程

本文讨论无机凝聚剂强化湖北王集磷矿和黄梅磷矿浮选磷精矿浓缩沉降过程，并介绍了工业调试的结果     

磷精矿在硫磷混酸中的协同分解行为研究

针对硫磷混酸协同分解磷精矿的过程,系统地研究了浸出过程中各影响因素对磷精矿中磷浸出率的影响.单因素试验结果表明,在硫酸质量浓度为１５％、磷酸质量浓度为１５％、浸出温度为５５℃、硫酸过量系数为１．０５、浸出时间为６０min、液固比为１２和粒度小于３８μm 的条件下,磷精矿的浸出率可达９６％以上.进一步采用正交试验方法,分析了硫磷混酸体系下各因素影响程度及最优工艺条件.结果表明,液固比对浸出过程影响最大,其次为浸出时间与浸出温度.在最优工艺条件下,磷精矿的最佳浸出率为９８．８８％.     

某钼精矿酸浸降磷提钼试验研究

针对某高磷、低品位钼精矿,采用再磨强化浮选工艺,但钼精矿中磷含量仍达不到0.1％以下的产品质景标准,故再采用酸浸法降磷,最终使钼精矿中钼含量达到50.21％,磷含量降到0.081％,钼总回收率为96.08％,试验结果较为理想.     

聚合硫酸铁对浮选磷精矿的混凝作用

探讨了无机高分子凝聚剂聚合硫酸铁(PFS)及其分别与AlCl₃, FeCl₃ 和FeSO₄ 的混合作用对浮选磷精矿混凝沉降特性的影响。结果表明, PFS 通过电性中和作用和架桥网捕作用促进磷精矿矿浆中微细悬浮颗粒聚集而下沉;AlCl₃, FeCl₃ 和FeSO₄ 与PFS 混合使用能改善磷精矿的混凝沉降性能;混合使用PFS 和FeSO₄, 可加快磷精矿沉降速度, 降低上层清液中固体和杂质含量。     

含稀土磷精矿中RE_2O_3浸出工艺研究

针对贵州某含稀土磷精矿,研究了影响稀土浸出的主要因素,得到的浸出工艺条件为:磷酸浓度为23%,硫酸化学计量比1.1,温度75℃,浸出时间1 h,液固比4∶1,在此浸出工艺条件下,RE2O3浸出率为65.59%。     

从铁尾矿中回收磷的浮选试验研究

针对河北地区某铁选厂尾矿进行回收磷的浮选试验研究。原矿中P2O5含量为2.11%,-0.074 mm产率为8.94%。当磨矿细度为-0.074 mm占54.71%时,经过强磁选预先降钛,强磁尾矿在p H值为8,水玻璃用量800 g/t,aw-01用量1000 g/t,矿浆质量分数25%的条件下,经过1次粗选、3次精选的开路浮选试验对磷矿物进行回收,最终得到磷精矿品位为35.44%,回收率为84.03%。浮选尾矿中磷含量降低至0.28%。     

研山铁矿加工南非磷尾矿工艺优化

为了高效利用南非磷尾矿,研山铁矿实施了南非磷尾矿加工项目,但前期生产中存在精矿夹杂严重、铁品位较低的问题。通过工艺研究,研山铁矿增设了全自动淘洗磁选机进行精选,有效实现了提精降杂,精矿全铁品位达63.5%以上,满足了铁精粉销售要求,实现了增产创效。      

回水中的微细粒矿物资源化利用

利用酸性工业废水,采用双反浮选方法对贵州某中低品位硅钙质磷矿进行浮选试验。考察磨矿细度、酸性废水用量、捕收剂用量对精矿P2O5品位和回收率的影响。结果表明,当磨矿细度-0.074mm76.8℅,利用酸性废水和新型脱硅捕收剂BY,可使原矿P2O5品位为25.75℅的硅钙质磷矿获得P2O5品位为31.29%,回收率为85.90%的磷精矿。既可降低生产成本,又可获得较好的浮选指标。     

分光光度法测定钛精矿中的磷含量

测定钛精矿中的磷含量通常采用碱溶或酸溶后直接测定的方法,存在磷损失或杂质干扰引起测定不准确的缺点。为此,采取共沉淀分离及以铁为载体富集磷的方法以消除干扰杂质的影响,并按与样品分析相同的流程作标准工作曲线以消除碱熔造成磷损失所引起的误差。实验结果表明,在此基础上用分光光度法测定钛精矿中的磷含量,结果令人满意。     

精矿湿法提取磷和稀土的研究探讨

某地含稀土磷矿是以胶磷矿、隐晶质磷灰石等矿物组成的磷块岩石,由于稀土以类质同象形式存在于胶磷矿、磷灰石中,物理选矿同步富集在磷精矿中,再通过化学方法分离磷和稀土。根据该矿浮选磷精矿的化学成分和矿物性质,对精矿进行了硝酸浸出—浸出液分步提取磷和稀土的详细湿法试验研究,即精矿在质量液固比5:1,硝酸浓度400g/L,常温条件下分解2小时得到硝酸浸出液,硝酸浸出液先用氢氧化钠将浸出液酸度调至pH=1.8~2.0,加入草酸沉淀得到草酸稀土;稀土尾液用氢氧化钠将液体酸碱度调至pH=8.0~9.0,加入氯化钙沉磷得到沉磷固体产品;最终获得了P2O5品位38.54%的沉磷固体产品(活性磷酸钙),P2O5回收率99.04%,REO品位1.673%的草酸稀土,REO回收率为95.28%,实现了常温条件下磷和稀土的有效分离。     

高品位稀土精矿中稀土、铁、磷、钙元素赋存状态研究

白云鄂博混合稀土精矿稀土品位65.86%,杂质元素P₂O₅、CaO、TFe含量分别为11.26%、3.89%、1.34%。实验采用化学分析、AMICS（自动矿物分析系统）、SEM及EDS等分析手段,研究混合稀土精矿中的稀土及杂质元素赋存状态。研究结果表明:稀土主要以独立矿物形式存在于氟碳铈矿、独居石、氟碳钙铈矿和黄河矿,铁主要存在于磁/赤铁矿和黄铁矿中,磷主要赋存于独居石和磷灰石中,钙主要赋存于萤石、磷灰石、白云石和方解石中,为进一步分选氟碳铈矿和独居石精矿,及降低稀土精矿中杂质元素含量提供矿物学依据。