新型药剂MG-7用于胶磷矿反浮选脱镁的研究

采用MG-7作为捕收剂, 硫酸、磷酸作为抑制剂, 对宜昌地区中、低品位胶磷矿进行了反浮选脱镁试验研究。常温条件下, 原矿P₂O₅品位20.65%, MgO含量7.95%时, 经一粗一扫得到磷精矿P₂O₅品位29.92%, MgO含量0.93%, 回收率92.55%的良好指标, 表明MG-7对胶磷矿和白云石具有很好的分选效果。     

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。     

X射线拣选-反浮选工艺在宜昌中磷层磷矿选矿中的应用

宜昌中磷层磷矿平均P₂O₅品位仅为22%左右,难以直接工业利用。中磷层磷矿有价磷矿物为磷灰石和胶磷矿,其嵌布粒度较细、在0.03～0.5 mm之间,磷灰石和胶磷矿多呈富磷矿物集合体形式存在,富磷矿物集合体嵌布粒度较粗,能够作为选别对象。中磷层磷矿经过筛分处理,-10 mm粒级磷精矿P₂O₅品位约为26%,可直接给入浮选作业处理。而-30+10 mm粒级产品采用X射线拣选技术,可获得P₂O₅品位26%以上、作业回收率80%～86%的磷精矿。筛分作业-10 mm粒级磷精矿与X射线拣选得到的磷精矿合并送往反浮选作业,最终可获得P₂O₅品位32%以上的优质磷精矿。试验结果表明,X射线拣选—浮选联合工艺表现出优良的分选效果,在处理其它类似低品位、嵌布粒度细的磷矿资源时,该联合工艺有巨大的推广潜力。     

低品位难选胶磷矿的正-反浮选工艺研究

辽宁某磷矿原矿P₂O₅品位19.41%, MgO含量高、嵌布粒度细。针对该矿石性质, 采用正-反浮选工艺, 以新型药剂MG和SR分别作正、反浮选的捕收剂, 取得了混合精矿P₂O₅品位32.07%、回收率89.63%的闭路试验指标, 实现了目的矿物与脉石的有效分离。     

湖北某低品位高镁质磷矿反浮选试验研究

湖北某低品位沉积型磷矿石含P₂O₅ 21.08%,MgO含量较高，主要矿物为胶磷矿、氟磷灰石、白云石。为了使该矿得到有效的开发利用，开展了反浮选试验研究，确定了合适的药剂制度和闭路工艺流程。试验结果表明，以脂肪酸类MG为捕收剂、磷酸作为抑制剂，采用一次粗选、两次精选、中矿集中处理的单一反浮选流程对该矿进行选别，闭路试验可以得到P₂O₅品位为31.12%、P₂O₅回收率为88.79%优质磷精矿。     

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。     

贵州某硅-钙质胶磷矿双反浮选试验研究

针对贵州某硅-钙质胶磷矿,采用双反浮选工艺进行了试验研究。结果表明,在磨矿细度-74 μm粒级占82.50%,粗选捕收剂YW-01用量1.4 kg/t、调整剂硫酸用量14 kg/t,精选捕收剂SEA用量0.5 kg/t条件下,通过一粗一精一扫闭路浮选,可得到P₂O₅品位30.54%、回收率88.59%、MgO含量0.81%、SiO₂含量12.28%的磷精矿。     

某硅镁质胶磷矿正-反浮选试验研究

对某高硅低镁低品位胶磷矿进行了选矿试验研究。采用正-反浮选工艺流程,在磨矿细度-0.074 mm粒级占98.57%情况下,采用"一粗一精一扫"正浮选脱硅与一段反浮选脱镁联合流程,最终获得了P₂O₅品位28.64%、回收率78.26%、MgO含量0.88%的磷精矿,有效实现了磷灰石与脉石矿物的分离。     

云南某中等品位胶磷矿矿石正反浮选工艺研究

云南某中等品位胶磷矿矿石属于典型的硅钙质磷块岩。为了给该矿石的开发利用提供依据,采用正反浮选工艺对其进行了选矿试验。结果表明,在-0.074 mm占87.72%的棒磨细度下,经1粗1精1扫正浮选和1粗1扫反浮选,可获得P₂O₅品位为30.22%、MgO含量为0.71%、P₂O₅回收率为83.72%的磷精矿,产品质量达到酸法加工用磷矿石一等品标准。     

青海低品位磷灰石型磷矿浮选试验研究

对青海某低品位磷灰石型磷矿进行了浮选试验研究。原矿经粗磨后, 可抛除约20%的粗粒黑云母和透辉石。抛尾后试样经再磨后, 采用氧化石蜡皂和2^#药作为捕收剂, 在无碱条件下, 开路试验获得的磷精矿P₂O₅品位为35.41%、P₂O₅作业回收率为87.24%。闭路流程试验获得了磷精矿P₂O₅5 32.01%、P₂O₅作业回收率达97%的良好结果。采用可溶性淀粉可有效抑制磷精矿中的含镁矿物, 从而获取合格的磷精矿。     

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。     

BK425和HA-1对磷矿反浮选脱镁脱铝效果影响研究

某难选磷矿由于其脉石矿物与胶磷矿嵌布关系复杂,为了获得合格的磷精矿,用脱镁捕收剂BK425和脱铝捕收剂HA-1对原矿进行反浮选试验。当原矿磨矿细度为-74μm占70%时,采用反浮选脱镁(一次粗选、一次扫选)—反浮选脱铝(一次粗选、两次精选)全开路流程,可以获得P_2O_5品位31.14%,Al_2O_3含量2.60%,MgO含量0.92%,P_2O_5回收率79.54%的磷精矿。     

云南某低品位细粒硅质胶磷矿浮选试验研究

介绍云南某低品位硅质胶磷矿的矿石性质,针对此矿石嵌布粒度细,且含硅、镁高的特性,采用"正—反浮选"流程,最终获得磷精矿品位30.05%,回收率78.18%,磷精矿含MgO 0.79%、SiO_2 16.97%的指标。     

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。     

某复杂难选低品位锂辉石矿综合回收工艺

根据矿石性质研究某锂辉石矿产资源高效综合利用的工艺流程。采用硫酸作pH调整剂,十二胺作捕收剂优先浮选云母,以NaOH作调整剂、CaCl2作活化剂,油酸作捕收剂浮选锂辉石矿物,浮选粗精矿经再磨后以Na2CO3为调整剂精选,获得含Li2O 6.04%、回收率76.77%的锂辉石精矿和纯度较高的云母精矿。     

铝土矿反浮选新型捕收剂QAS224的应用研究

应用自行研制的新型捕收剂QAS224,对Al₂O₃品位为64%左右、铝硅比为6.1左右的河南某铝土矿矿石进行反浮选脱硅试验,结果在磨矿细度为-0.074 mm占81.24%,矿浆pH为11的条件下,通过1次粗选、2次精选、2次扫选,获得了精矿Al₂O₃品位为67.79%,Al₂O₃回收率为81.72%,铝硅比为9.67的较好指标。试验结果证明QAS224是铝土矿反浮选脱硅的有效捕收剂。     

从包钢强磁尾矿中回收稀土和铌的研究

采用以浮选为主的联合流程,从强磁尾矿中综合回收稀土和铌是比较有效的工艺.先用浮选方法,以S     

A modification in the flotation process of a calcareous–siliceous phosphorite that might improve the process economics

The amenability of a low-grade Egyptian phosphorite to flotation for separation of both calcareous and siliceous gangue minerals by just pH control was investigated. The ore, assaying 19.39% P₂O₅, 16.1% L.O.I. and 12.41% A.I. is mainly composed of francolite and hydroxy apatite minerals consolidated into three different phosphatic varieties according to texture and origin, i.e. coarse phospho-chem, sharp-edged phospho-clast and fine cementing phospho-mud. This was endorsed by microscopic investigation of thin sections. X-ray diffraction analysis of the ore sample showed that the main gangue minerals are calcite and quartz with minor dolomite and some gypsum.Anionic flotation of calcite, under pH4.5, was successfully conducted on the −0.25 + 0.074 mm phospho-chem fraction without any use of phosphate depressants. This was followed by direct flotation of phosphate after raising the pH to 9. Mechanical cleaning of the phospho-concentrate was carried out, without any addition of the collector to get rid of the entrained silica. About 3 kg/t of oleic acid was required for the whole process which was added step-wise 0.5 kg/t each except for the first step which was 1.0 kg/t to activate the flotation pulp. Phospho-concentrate assaying 30.54% P₂O₅, 8.7% L.O.I. and 5.76% A.I. with a P₂O₅ recovery of 64.34% was finally obtained without the use of expensive depressants, e.g. phosphoric acid or sodium silicate.A trial to explain the results in view of others’ findings and in terms of the ore mineralogical characteristics was shown.