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%。     

组合捕收剂浮选回收云南某铁尾矿中的磷

为了回收利用云南某钙硅质铁尾矿中的磷(P₂O₅含量18.56%),进行了浮选试验研究。试验结果表明,氧化石蜡皂+油酸钠组合捕收剂增强了捕收能力,改善了泡沫状态。闭路试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm占70%、pH值调整剂Na₂CO₃用量4 kg/t、抑制剂水玻璃用量2 kg/t、组合捕收剂氧化石蜡皂+油酸钠用量1.6+0.4 kg/t条件下,采用一次粗选三次精选和一次扫选、中矿顺序返回的工艺流程,得到了磷精矿P₂O₅品位为28.32%、回收率为61.46%的浮选指标。本研究对该类含磷铁尾矿中磷资源的回收利用具有一定的参考意义。      

四川某中低品位磷矿反浮选脱镁提质试验研究

针对四川某中低品位磷矿采用反浮选工艺进行了脱镁提质试验研究。采用一次粗选、一次精选、二次扫选闭路反浮选工艺, 可获得磷精矿P₂O₅品位32.21%、MgO含量1.40%、P2O5回收率94.13%、镁脱除率75.37%的技术指标, 所得磷精矿质量达到酸法加工用磷矿石的标准, 提高了资源利用水平。     

选铁尾矿中极低品位磷矿物浮选回收试验北大核心

某选铁尾矿由于矿石中磷、钛伴生有价元素含量很低,直接对其进行磨选,选矿成本高,影响其回收磷、钛的经济性;此外,矿石中存在较多的含钙脉石矿物和易浮易泥化脉石矿物,对极低品位磷矿物的浮选回收干扰很大,并影响磷精矿品位的提高。根据矿石性质,采用原矿原浆浮选—磷粗精矿再磨再选抛尾工艺进行了磷浮选回收试验研究,即首先在不磨矿条件下采用高效磷矿物组合活化剂(碳酸钠+BK116A)和磷选择性捕收剂BK410B浮选回收磷;然后磷粗精矿再磨再选后抛尾,实现了矿石中极低品位磷矿物的有效回收。闭路试验获得含P_(2)O_(5)30.10%、P_(2)O_(5)回收率87.61%的磷精矿。     

河北某地超贫钒钛磁铁矿的资源综合回收

为了综合回收河北某超贫钒钛磁铁矿资源,根据矿石性质,采用原矿弱磁收铁、铁粗精矿再磨后精选,铁粗选尾矿过强磁,强磁精矿再磨后用磁重联合收钛,强磁尾矿选磷,磷浮选作业一粗一扫四次精选。试验获得的铁精矿中TFe品位为67.53%、回收率为42.66%、磁性铁回收率为95.55%,磷精矿中P_2O_5品位为35.69%、回收率为84.62%,钛精矿中Ti品位为23.10%,回收率为7.62%,实现了钒钛磁铁矿资源的综合回收。     

综合回收某钒钛磁铁矿贫矿石中伴生磷的研究

对国外某地钒钛磁铁矿贫矿中伴生磷(P2O54.19%)进行了综合回收试验研究。结果表明:采用弱磁选—强磁选—浮选联合工艺流程,不仅能有效选别钛磁铁矿、钛铁矿,还可综合回收该资源中伴生的磷,得到产率为9.85%、品位为36.76%的优质磷精矿。     

某钒钛磁铁矿尾矿综合回收磷选矿试验研究

针对河北承德某钒钛磁铁矿尾矿综合回收磷进行了试验研究,该尾矿中P2O5品位为1.63%,并且钙镁类碳酸盐脉石含量高,选矿回收难度大,首次提出了"磁-浮"联合选矿流程,结合高效浮选药剂的应用,在不磨矿情况下,闭路试验获得了磷精矿P2O5品位35.03%,回收率70.96%,指标良好,成本低,可为其他矿山综合回收磷提供参考。     

承德某磁铁矿尾矿浮选回收磷试验

为综合回收利用承德某磁铁矿尾矿中的磷资源,在条件试验的基础上确定了最佳浮选条件,在磨矿细度为-0.074 mm 70%、抑制剂用量为1 000 g/t、p H值为11、捕收剂油酸钠用量为100 g/t、粗选时间为120 s的最佳试验条件下经过1粗2精2扫浮选闭路试验,获得了磷精矿P2O5品位为39.28%、P2O5回收率为86.89%的良好浮选指标,为磁铁矿尾矿浮选回收磷提供了理论依据。     

承德地区某超贫钒钛磁铁矿干抛尾矿磷回收试验研究

以承德地区某钒钛磁铁矿干抛尾矿为研究对象,采用浮选方法,系统研究干抛尾矿磨矿细度、充气量、抑制剂用量、pH值、捕收剂用量、粗选时间对磷浮选效果的影响。结果表明,干抛尾矿在磨矿细度为-0.074 mm占55%条件下,以水玻璃为抑制剂、DB-1为捕收剂、经过"一次粗选、两次精选、两次扫选"的浮选闭路试验,可以获得磷精矿产率为2.35%、P_2O_5品位为38.34%,P_2O_5回收率为91.94%的浮选指标,实现了该干抛尾矿中磷的高效回收。     

内蒙古某低品位磷矿浮选工艺研究

内蒙古某磷矿为变质型磷矿石,品位(P_2O_5)15.94%,主要杂质元素SiO2,含量31.97%。磷矿物主要为磷灰石,少量胶磷矿;脉石矿物主要有石英、云母。根据该磷矿石的矿石性质,进行了浮选试验研究。采用碳酸钠为矿浆pH调整剂,水玻璃为脉石矿物抑制剂,油酸钠为含磷矿物捕收剂,可以实现磷的有效回收。在条件试验及开路试验的基础上进行了一次粗选、二次精选小型闭路试验,可获得磷精矿品位(P_2O_5)30.21%,回收率(P2O5)70.81%的选别指标。     

低品位磷矿浮选试验研究

对某地低品位磷矿进行了浮选试验研究, 探索了磨矿细度、捕收剂(十二胺)用量、抑制剂(硫酸)用量及浮选流程对浮选指标的影响。结果表明, 采用一粗一精一扫、中矿返回粗选的浮选工艺流程, 在磨矿细度为-0.074 mm粒级占78%、粗选十二胺用量500 g/t、硫酸用量18 kg/t, 精选十二胺用量200 g/t、硫酸用量9 kg/t, 扫选硫酸用量14.4 kg/t条件下, 针对P₂O₅品位为22.41%的原矿可获得P₂O₅品位32.47%、P₂O₅回收率83.32%的磷精矿, 实现了P₂O₅的有效富集。     

四川某胶磷矿石反-正浮选选磷试验

四川某胶磷矿石镁、硅含量较高,磷矿物嵌布粒度较粗。采用反浮选-正浮选流程对该矿石进行了工艺技术条件研究,结果表明,矿石磨至-0.074 mm占77%后,在弱酸性环境下以YC为捕收剂1次反浮选脱镁,弱碱性环境下以水玻璃和JXL-2组合为硅抑制剂、JXL-1为磷矿物捕收剂,1粗1扫正浮胶磷矿,最终可获得P₂O₅品位为36.10%、回收率为84.94%的磷精矿,精矿SiO₂、MgO含量分别比原矿下降了4.13、4.52个百分点。     

河北某低品位磷铁矿石选矿试验

河北某低品位磷铁矿石属出露地表、风化程度较高的含磷铁黑云母辉石岩。对优先浮磷再弱磁选选铁流程进行了工艺技术条件研究。结果表明,采用1粗3精1扫、中矿顺序返回流程优先选磷,选磷尾矿1粗1精弱磁选选铁,可以获得P₂O₅品位为34.19%、含铁0.23%、P₂O₅回收率为95.24%的磷精矿,以及铁品位为64.31%、P₂O₅含量为0.11%、全铁回收率为48.86%、磁性铁回收率为97.88%的铁精矿。     

某含碳磷矿浮选试验研究

针对湘西某碳质胶磷矿进行了选矿试验研究。原矿P₂O₅品位约为20%, MgO含量6.70%, SiO₂含量11.81%, S含量2.93%, 针对该矿在常温下采用“脱碳-脱硫-脱镁”反浮选试验流程, 最终得到了P₂O₅品位28.19%、回收率78.47%的磷精矿产品, 实现了磷矿的有效回收和富集。     

云南某磷矿擦洗矿泥中磷的浮选回收试验

云南某磷矿擦洗矿泥P₂O₅含量达20.08%，主要含磷矿物为氟磷灰石，矿物粒度粗细不均，磷在粗粒级有一定程度的富集。对试样进行了回收磷的浮选试验。结果表明，在磨矿细度为-200目占70%时，以自制的LC3为磷矿物捕收剂，采用2粗2扫3精、中矿顺序返回流程处理该擦洗矿泥，最终可获得P₂O₅品位为28.38%、回收率为98.67%的磷精矿。     

采用磷灰石新型常温捕收剂DJX-6优化某铁尾矿中磷的回收工艺

河北柏泉铁矿磁选尾矿粒度较粗,-0.074 mm粒级产率为30.76%,有用矿物磷灰石主要富集在细粒级中,且解离度较低,现场在矿浆温度为37 ℃情况下,以氧化石蜡皂+脂肪酸+MES为捕收剂,采用1粗3精1扫、中矿顺序返回闭路流程选磷,获得了P₂O₅品位和回收率分别约为33%和85%的磷精矿。为了解决现场浮磷需要加温且精矿指标不理想的问题,采用东北大学相关课题组研制的新型常温浮磷捕收剂DJX-6进行了选磷试验,结果表明,试样在磨矿细度为-0.074 mm占60%,浮选矿浆温度为20 ℃、pH=10（Na₂CO₃用量为400 g/t）,水玻璃用量为200 g/t,DJX-6用量为400 g/t的情况下,采用1粗3精1扫闭路流程处理,最终获得P₂O₅品位为33.30%、P2O5回收率为93.36%的磷精矿。与现场相比,不仅药剂用量大幅度降低、浮选矿浆无需加温,而且磷精矿P₂O₅回收率从85%左右提高至93.36%,因此,现场浮磷改用DJX-6为捕收剂将取消配套加温系统,大幅度降低能源成本,增加精矿产量,为企业创造显著的经济效益。     

贵州某硅钙(镁)质磷矿石双反浮选试验

贵州某高硅钙含镁低品位磷矿石中的主要磷矿物为胶磷矿，以氟磷灰石为主，部分为碳磷灰石；主要脉石矿物为石英、白云石、伊利石和黄铁矿等。矿石P2O5品位为26.19%，SiO₂、CaO、MgO含量分别为16.88%、38.18%、1.92%。为确定矿石的开发利用工艺，采用双反浮选工艺进行了试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占82.05%的情况下，采用优先反浮选脱镁-沉降脱泥-1粗2精、粗选及精选尾矿合并1次扫选后返回的反浮选脱硅流程处理，最终获得了P₂O₅品位为32.35%、P2O5回收率达82.36%、MgO与P₂O₅含量比为2.32%、R₂O₃与P₂O₅含量比为11.07%的磷精矿。反浮选脱硅前预先脱泥，并用醚多胺类捕收剂T609和消泡剂TOP搭配，可有效改善阳离子捕收剂反浮选脱硅过程中泡沫多、黏度大、难冲消的问题。双反浮选工艺有效实现了磷灰石与脉石矿物的分离，获得了酸法加工用磷矿石优等品质量标准的磷精矿。     

响应面曲线法优化贵州某磷块岩浮选工艺研究

对贵州某沉积钙质磷块岩进行了浮选工艺研究。采用H₂SO₄为氟磷灰石抑制剂、BW-1为白云石捕收剂,进行了浮选单因素试验; 在此基础上进行了正交试验,并采用响应面曲线法进行了浮选条件优化。确定了最佳浮选条件为: 磨矿细度-0.074 mm粒级占60%、H₂SO₄用量13.20 kg/t和BW-1用量400 g/t。采用一段反浮选试验流程,可得到精矿品位30.94%、回收率92.45%的磷精矿。研究结果表明,磨矿细度与H₂SO₄用量的交互作用对精矿品位影响显著,H₂SO₄用量和BW-1用量的交互作用对精矿回收率影响显著。     

高磷铁矿球团气化脱磷影响因素研究

通过XRD衍射仪分析了高磷铁矿中磷的赋存状态,并结合FactSage 7.2热力学分析结果,采用配料造球、球团焙烧等手段,探究了不同配碳量、温度和焦粉粒度对高磷铁矿球团气化脱磷的影响规律。结果表明: 高磷铁矿中磷的存在形式为Ca₅(PO₄)₃F,加入0.8% SiO₂和1.6% CaCl₂作为混合脱磷剂,在焙烧温度1250 ℃、配碳量8%、焦粉粒度0.074~0.15 mm时,气化脱磷率达24.1%。     

温度和时间对中低品位磷矿真空碳热还原的影响

以云南某中低品位磷矿为研究对象,以焦粉为还原剂,通过XRD、SEM及EDS等分析手段,探讨了还原温度和保温时间对该磷矿真空碳热还原的影响。结果表明,升高还原温度和延长保温时间均能提高磷矿还原率和磷元素挥发率,且还原温度的影响比保温时间的影响更显著。当保温时间30 min、温度高于1 250 ℃时,磷矿还原率和磷挥发率上升趋势显著,最佳还原温度段为1 250～1 300 ℃。磷矿中的Ca₅(PO₄)₃F首先与SiO₂反应,然后大部分Ca₅(PO₄)₃F和副产物Ca₃(PO₄)₂与C作用,产生P₂单质气体。