从磷酸和磷酸盐不除去镁的研究

在沉积型磷酸盐矿石的杂质成分中,镁是特别令人头痛的。除镁取决于它在矿石中的状态。叙述了3个处理贫磷酸盐的实例,每一实例都涉及各种MgO矿物及其分布状态。阿布塔尔图磷酸盐矿石,含1．82％MgO,其特点是含有半自形晶的铁白云石。采用高梯度磁选获得的最终精矿品位为32．9％P25,含0．4％MgO,P2O5的回收率达79％。卡拉特克哈斯巴磷酸盐（1．38％MgO)含有结晶良好的白云石。采用正烷基氨基丙酸进行两段浮选。首先,将pH值调至7－7．5,浮出白云石;然而,不改变用水,在pH＝5时分离出二氧化硅。最终精矿含31．83％P2O5和0．22％MgO,P2O5的回收率为84％。贾拉塔斯磷酸盐矿石,是一种卡拉套盆地的沉积物,其特点是MgO含量高（2．6％）。由于各矿物组分存在密切的共生关系,使得浮选精矿中P2O5的品位很难高于29．5％,且要使MgO含量小于1．2％也难达到。但这种精矿经硫酸浸出后,可获得含27％P2O5、1．2％MgO的粗磷酸。用强酸性阳离子交换树脂处理后,可进一步从这种弱磷酸中提取镁,使MgO含量降至0．2％。     

从磷酸和磷酸盐中除去镁的研究

在沉积型磷酸盐矿石的杂质成分中 ,镁是特别令人头痛的。除镁取决于它在矿石中的状态。叙述了 3个处理贫磷酸盐的实例 ,每一实例都涉及各种MgO矿物及其分布状态。阿布塔尔图磷酸盐矿石 ,含 1 82 %MgO ,其特点是含有半自形晶的铁白云石。采用高梯度磁选获得的最终精矿品位为 32 9%P2 O5 ,含 0 4%MgO ,P2 O5 的回收率达 79%。卡拉特克哈斯巴磷酸盐 (1 38%MgO)含有结晶良好的白云石。采用正烷基氨基丙酸进行两段浮选。首先 ,将 pH值调至 7～7 5 ,浮出白云石 ;然后 ,不改变用水 ,在pH =5时分离出二氧化硅。最终精矿含 31 83 %P2 O5 和 0 2 2 %MgO ,P2 O5 的回收率为 84%。贾拉塔斯磷酸盐矿石 ,是一种卡拉套盆地的沉积物 ,其特点是MgO含量高 (2 6 % )。由于各矿物组分存在密切的共生关系 ,使得浮选精矿中P2 O5 的品位很难高于 2 9 5 % ,且要使MgO含量小于 1 2 %也难达到。但这种精矿经硫酸浸出后 ,可获得含 2 7%P2 O5 、1 2 %MgO的粗磷酸。用强酸性阳离子交换树脂处理后 ,可进一步从这种弱磷酸中提取镁 ,使MgO含量降至 0 2 %。     

磁选分离埃及阿塔图矿磷酸盐矿石中的含Fe^3＋的白云石

阿布塔图尔磷酸盐矿床由于含Ｆｅ＾３＋的白云石的存在而具有特性,其中,白云石中含有６０％Ｓ、７０％的ＭｇＯ,可以采用磁选的方法降低各粒级中ＭｇＯ的含量,事实上,高梯度磁选机（ＨＧＭＳ）的温式磁选分离,适合于２１０－７４μｍ和７４－３８μｍ料级,经化验,分别含有２．６％和５．８％的ＭｏＯ（原矿白云石中ＭｇＯ一为７５％得到的最终精矿品位为Ｐ２Ｏ５３１．２％和ＭｇＯ１．１７％,磷酸盐回收率为７０％,而１５     

用两段细粒反浮选法处理佛罗里达含白云石的磷酸盐砾石

应用两段细粒反浮选法处理美国佛罗里达高白云石含量的磷酸盐砾石.在本研究中,将含白云石的磷酸盐砾石样品磨至-150 μm,以使磷酸盐矿物单体解离,保证获得最高P2O5品位和回收率的磷精矿.在白云石优先浮选中,用选择性的脂肪酸作白云石的捕收剂,用H3PO4/H2SO4混合物（2：1）作为磷酸盐矿物的抑制剂和pH调整剂,浮选pH为5～5.5.对富含磷酸盐的白云石浮选槽内产品进行分级.再用脂肪胺从＋37μm粗粒级中反浮选二氧化硅,得到的泡沫产品为抛弃的硅石尾矿.胺浮选的槽内产品与白云石浮选槽内产品的-37μm细粒级合并为磷精矿.当给矿含26%P2O5和2.2%MgO时,获得的最终磷精矿含31.6%P2O5和0.8%MgO,P2O5总回收率为92%.研究了pH和捕收剂用量对白云石浮选效率的影响.用浮选速率模型评价了两种脂肪酸捕收剂的效果.这个两段细粒反浮选法也可有效地用于加工来自美国中佛罗里达不同产地的高含量白云石的磷酸盐砾石.     

葡萄牙锂辉石矿石的选矿研究

叙述了处理葡萄牙北部花岗岩中以细晶岩－伟晶岩矿脉形式存在的锂辉石矿石以获得锂精矿和长石精矿的研究结果。该矿床中氧化锂含量变化较大,分析结果Li2O介于0．9％和3．0％之间。矿石中还含有长石、石英和云母。用重介质选矿（HMS）和浮选进行了选别。对含－2．5％Li2O并经分级的给矿样品（4．75－2．0mm）进行了HMS试验,在沉物产品中获得了含－5％Li2O的玻璃级锂辉石。对300－75μm的脱泥给矿进行了浮选试验,然而,只有给矿Li2O含量超过1．5％才能获得商业品级的精矿。从含－2％Li2O的给矿获得了品位7．75％LiO2的精选精矿。从锂辉石尾矿中获得了氧化铝＞17％和碱金属氧化物＞6％（Na/K-4/3）且铁含量低的长石精矿。提出了两个选矿工艺：（1）用浮选处理,主要是为生产高品级锂辉石精矿,然后产出玻璃级长石精矿;（2）用HMS预选500μm以下粒级,其优点是需浮选加工的矿石量不到40％。因此可以获得不同品级的最终产品,高品级锂辉石精矿量的减小可由玻璃级锂辉石精矿数量的增加、总回收率的提高以及在矿泥中锂损失的减少得到补偿。     

印度安得拉邦低品位高磷锰矿石联合选矿工艺

采自安得拉邦低品位、易碎锰矿石－2．8＋0．7mm粒级经跳汰选矿，所得精矿锰品位可提高7％－8％，平均产率为57％。跳汰精矿和未经跳汰的－0．7mm粒级合并，并磨至－150μm，然后进行湿式强磁选。磁性产品Mn的含量增加6％，总产率仅50％。－150μm粒级水力旋流器分级结果表明，分级方法对提高锰品位是行不通的，因为矿石中的细粒级是由铁锰氧化矿物和铝硅酸盐脉石矿物组成。但是，－150μm粒级湿式强磁选的非磁性产品进行水力旋流器分级，其沉砂再进行第二次湿式强磁选，则磁性产品锰含量至少可增加7％－8％，总产率约为50％－52％。这两种方法的结合并没有降低产品中磷的含量。从矿石中主要相和磷的分布率的线性关系可以看出矿石磷和其它主要相的复杂性共生关系。     

用两性捕收剂从磷酸盐矿石中浮选白云石时某些操作参数的统计方面的显著性

在从磷酸盐矿石中脱除白云石的浮选中对两性捕收剂进行了试验.应用统计设计试验考查了一些操作参数及其对白云石浮选影响的显著性.所研究的操作参数有叶轮转速、捕收剂用量和pH值.试验结果分析表明,pH是影响白云石浮选最显著的参数.在pH 12,捕收剂用量为2.5 kg/t和叶轮转速为1000 r/min时,获得的精矿MgO含量为0.53%,P2O5含量为31%,P2O5回收率为90%.     

贵州瓮福磷尾矿工艺矿物学研究

贵州瓮福磷矿尾矿中P2O5和MgO的含量分别为7.15％和16.97％.工艺矿物学研究表明该尾矿中主要矿物为白云石,其次为胶磷矿.该尾矿中白云石的大量存在使得胶磷矿与白云石之间的分选效果不理想;此外,微细粒单体胶磷矿的含量较高以及部分胶磷矿以微粒、极微细粒包体嵌布在白云石中不易解离也会影响到胶磷矿的回收.最终通过采用反浮选工艺,获得了P2O5含量为26.20％,回收率为67.11％的磷精矿.     

对菱镁矿浮选精矿磁选除铁的试验研究

菱镁矿原料中的Fe杂质会严重影响其耐火制品的耐火性能。菱镁矿矿石含2种形式的Fe:类质同象体(Fe2O30.29%)和多种独立铁矿物(Fe2O30.11%),浮选除铁效果不佳。分别以钢网和钢棒为聚磁介质,对海城镁质耐火材料总厂浮选厂的菱镁矿浮选精矿进行除铁试验。结果表明,以钢网和钢棒为聚磁介质,在矿浆质量分数为23%,背景场强为800kA/m的条件下,磁选精矿Fe2O3含量均可接近降铁极限0.29%,此时产率均为62%左右。为使产率大于80%,应选用直径2mm、棒间距1.5 mm的钢棒作聚磁介质,当场强为641kA/m时,磁选精矿Fe2O3含量为0.31%。磁选产品粒级越细,除铁效果越好;磁选精矿中含有未去除的褐铁矿是因为其成分不同——含杂质高而Fe低,比磁化系数小。     

青海某磁铁矿精矿制备超纯铁精矿试验

青海某磁铁精矿铁品位达65.46%,主要杂质Si O2、Al2O3含量分别为5.77%和2.09%,主要脉石矿物为石英、绿泥石、云母、长石、钛铁矿等,+75μm粒级铁品位仅为45.07%,主要以磁铁矿连生体形式存在。为确定以该磁铁精矿为原料生产超纯铁精矿的可行性及合理选矿工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,试样在磨矿细度为D90=21.39μm的情况下,进行1次弱磁选(23.87 k A/m)、1次弱磁扫选(318.22 k A/m),弱磁选精矿以苛性淀粉为抑制剂、十二胺为捕收剂进行1粗1精反浮选,反浮选尾矿与弱磁扫选精矿合并,最终获得铁品位为71.82%,铁回收率为61.86%,Si O2、Al2O3含量分别为0.24%、0.18%的超纯铁精矿,以及铁品位为68.14%、铁回收率为36.74%的普通铁精矿。     

胶磷矿的反浮选

本研究从矿石性质入手，通过深入的实验室研究（包括纯矿物和实际矿物），采用了反浮选工艺处理胶磷矿，即以磷酸为磷矿物抑制剂，氧化石蜡皂为捕收剂，来抑制磷而浮白云石等脉石，获得很好的指标，精矿中含P2O531．33％，MgO0．78％，磷回收率85.54％。     

中、低品位胶磷矿双反浮浮选研究

通过研究矿石性质，采用新药剂以及双反浮工艺处理胶磷矿，获得了满意的指标：原矿P2O5，品位24.36％，MgO含量4．21％，综合精矿P205品位32．96％、回收率91．80％，含MgO 0．87％、R2O3 2．37％。     

某含磷钛低品位磁铁矿石的选矿试验研究

某地区的低品位磁铁矿石中含有磷灰石和钛铁矿,为了充分开发利用这种低品位的矿产资源,对其进行了选矿试验研究。结果表明:原矿在-74?m占55%的磨矿细度下,采用弱磁选回收铁、磁选尾矿浮选磷灰石、浮选磷灰石尾矿再浮选钛铁矿的工艺流程,可获得TFe品位66.12%、回收率59.61%(磁性铁回收率94.48%)的铁精矿,P2O5品位36.84%、回收率92.65%的磷精矿,Ti O2品位45.87%、回收率60.32%的钛精矿。     

某低品位铁矿石的矿物学特性与选矿试验研究

较系统地研究了某低品位铁矿石的矿石性质和选矿工艺。研究结果表明,该矿石为低品位磁铁矿矿石,原矿中TFe含量为27.65%,磁性铁占有率为87.96%;采用阶段磨矿、磁选流程,控制一段磨矿细度-74μm占57.82%,粗精矿再磨细度-74μm占75.92%,最终精矿TFe品位可以达到67.07%,回收率达到86.05%;采用一段磨矿、磁选—反浮选流程,控制磨矿细度-74μm占67.56%,精矿品位可以达到66.21%,回收率达到79.97%。     

辽宁北票低品位磷矿选矿实验研究

对辽宁北票低品位磷灰石型磷矿进行了选矿实验研究.原矿经粗磨后,采用SA-6A作为捕收剂,碳酸钠和水玻璃作为调整剂,开路试验获得的磷精矿P2O5品位为34.04％,P2O5回收率为57.46％.闭路流程试验获得了精矿P2O5品位为34.05％,P2O5回收率为93.66％的浮选指标.选磷尾矿经再磨后,在磁选强度为1.2N/A·m的条件下,开路流程试验获得的铁精矿TFe品位为65.59％,TFe回收率为43.33％的磁选指标.     

河北某超贫磁铁矿提铁降杂试验研究

河北某超贫磁铁矿采用干式预选作业,抛去了大量的尾矿,对粗磨—粗选得到的粗精矿进行分级,-74μm粒级进入精选作业,+74μm和其它中矿一起进入再磨再选流程。精选作业采用滚筒磁选机与磁选柱设备组合,得到了品位65.08%、回收率72.22%的铁精矿。     

镜铁矿粉矿回转窑磁化焙烧-磁选试验研究

以碳作为还原剂,对某镜铁矿0～15 mm粒级粉矿进行了回转窑磁化焙烧-磁选试验研究。结果表明,还原剂与镜铁矿配比为2.5%,在焙烧温度820 ℃、焙烧时间30 min条件下经回转窑磁化焙烧,焙烧矿磨至-0.048 mm粒级占80%,在磁场强度120 kA/m条件下弱磁选获得铁精矿,其中给矿粒级0～0.5 mm所得弱磁选精矿平均全铁品位57.27%、平均铁回收率83.24%; 0.5～1.0 mm粒级所得弱磁选精矿平均全铁品位57.55%、平均铁回收率82.92%; 给矿粒级1～5 mm所得弱磁选精矿平均全铁品位57.58%、平均铁回收率89.31%,给矿粒级5～15 mm所得弱磁选精矿全铁品位58.36%、铁回收率84.40％; 全粒级弱磁选精矿平均全铁品位57.70%、平均回收率84.97%。     

采用ZQS高梯度磁选机提高超细粒级(-38 μm)钛铁矿回收效果

攀钢集团矿业公司采用“强磁+浮选”工艺解决了钛回收技术难题,但是对于-38 μm粒级的钛铁矿回收率极低。为有效利用钛矿资源,进一步提高钛铁矿的回收率,探索了新型ZQS高梯度磁选机对超细粒级（-38 μm）钛铁矿的回收效果,并对磁选精矿进行浮钛条件试验和全流程试验。结果表明：当新型ZQS高梯度磁选机在给矿TiO₂品位11.47%,-38 μm含量为88.89%时,经1次磁选得到的钛精矿TiO₂品位可达到20.19%,TiO₂回收率83.56%,其中-38 μm的粒级回收率达到84.05%;磁选精矿脱硫后再进行1粗4精钛浮选试验,最终得到TiO₂品位46.80%,浮选作业回收率61.53%,对原矿回收率51.41%的钛精矿。新型ZQS高梯度磁选机回收细粒级钛铁矿非常有效,特别是对-38 μm超细粒级钛铁矿,磁选钛精矿TiO₂品位和回收率均较高,为后续浮选提供了良好的给矿条件。     

采用ZQS高梯度磁选机提高超细粒级(-38 μm)钛铁矿回收效果

攀钢集团矿业公司采用“强磁+浮选”工艺解决了钛回收技术难题，但是对于-38 μm粒级的钛铁矿回收率极低。为有效利用钛矿资源，进一步提高钛铁矿的回收率，探索了新型ZQS高梯度磁选机对超细粒级（-38 μm）钛铁矿的回收效果，并对磁选精矿进行浮钛条件试验和全流程试验。结果表明：当新型ZQS高梯度磁选机在给矿TiO₂品位11.47%，-38 μm含量为88.89%时，经1次磁选得到的钛精矿TiO₂品位可达到20.19%，TiO₂回收率83.56%，其中-38 μm的粒级回收率达到84.05%；磁选精矿脱硫后再进行1粗4精钛浮选试验，最终得到TiO₂品位46.80%，浮选作业回收率61.53%，对原矿回收率51.41%的钛精矿。新型ZQS高梯度磁选机回收细粒级钛铁矿非常有效，特别是对-38 μm超细粒级钛铁矿，磁选钛精矿TiO₂品位和回收率均较高，为后续浮选提供了良好的给矿条件。     

宜昌中低品位磷矿常温正-反浮选试验研究

根据宜昌磷矿的性质，采用正-反浮选工艺处理胶磷矿，在正浮选中未添加碳酸钠和碳酸盐矿物抑制剂且采用常温浮选工艺，反浮选中，高效抑制剂W-98作为磷酸盐矿物的抑制剂，来抑制磷矿物而浮白云石等脉石，从原矿P2O5品位为22．33％，MgO为6．19％中，获得磷精矿品位31．23％，MgO0．78％，回收率86．96％的正-反浮选指标，研究表明，此工艺合理，产品质量较好。