正反浮选工艺流程优化
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3.2.2 与正精精矿合并成混合精矿进行反浮选作业
考虑到正扫精产低， P2O5含量与原矿相近，MgO含量 LOGO 比原矿低，而反浮精矿产率高。将正扫精与正精精矿合并 进行反浮选作业，提高反浮选作业产率，降低反浮入选矿 中P2O5含量和MgO含量，同时降低反浮选脱镁的难度，降 低反浮精矿中P2O5含量。工艺流程如图3.2-2，试验指标见 表2.2-2所示。
MgO 4.11
SiO2 22.26
CaO 35.55
跟之前试验原矿相比，P2O5含量低了1.23%，MgO含 量高了0.90%，硅、钙含量相近。
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2.2 原矿粒度筛析
表2.2-1 原矿粒度筛析结果
粒级（mm）
占有率％
个别 累积 49.19 67.94 个别 22.2 24.74
品位％ P2O5 个别 25.13 26.84 24.65 21.52 19.23 14.44 23.09 累积 25.13 25.53 25.42 25.23 25.07 23.09 个别 3.36 1.97 2.24 3.3 3.9 4.04 3.18 MgO 累积 3.36 3.04 2.94 2.96 2.98 3.18 个别 19.34 20.45 23.43 25.29 27.34 31.55 22.57 SiO2 累积 19.34 19.60 20.07 20.33 20.51 22.57
正浮粗选5min 正浮精选3min
磨矿细度：-0.074mm占～94.4﹪ 正浮粗选5min 正浮精选3min
正浮扫选3min 反浮粗选6min 反浮粗选6min 反尾矿
正浮扫选3min
正尾矿
正尾矿
精矿 反尾矿 图3.2-3 正浮扫选精与正粗精矿合并试验工艺流程图
精矿 图3.2-4 正浮扫选精返回到原矿试验工艺流程图
9.98 8.28 22.68
14.71
0.75 7.65 3.00
9.46
57.95 34.00 21.66 12.32 100.00
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原 矿 磨矿细度：-0.074mm占～94.4﹪ 2min × Na2CO3 ：2.0kg/t 2min × Na2SiO3：3.5kg/t
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二、吨级扩大连选矿样复证试验研究
LOGO 1 试验目的 对吨级扩大连选试验矿样进行工艺流程和药剂制度等 的考查，验证小试成果，为吨级扩大连选试验提供必要参 数和依据。
2 原矿性质 2.1 原矿主要元素分析
表2.1-1 原矿主要元素分析结果
项目名称 含量/%
P2O5 21.48
3 试验内容 3.1 磨矿细度试验
90 88 86 84 82
d e m o d e m o d e m o d e m o d e m o 精矿回收率% 镁排出率% 硅排出率% d e m o d e m o d e m o
LOGO
90
d e m o
d e m o
85
d e m o d e m o d e m o d e m o d e m o
精矿回收率%
80 78
d e m o d e m o d e m o d e m o d e m o
76 74 72 70 68 66 80 85 90 95 75
d e m o d e m o d e m o d e m o d e m o d e m o d e m o d e m o d e m o d e m o
80
磨矿细度-0.076mm占%
随着入选原矿中-0.074mm含量增加，精矿P2O5品位升高，但精 矿中P2O5产率和回收率先增大后减小，精矿镁的排出率增加，说 明细磨有利于碳酸盐与与磷矿物的解离;同时随着磨矿细度的增 加，正浮尾矿产率降低、SiO2含量增加，说明细磨也同时有利于 硅酸盐矿物与磷矿物的解离。根据试验结果，磨矿细度选择0.074mm92.80%较为适宜。 YOUR SITE HERE
图3.2-2 正浮扫选精与正精精矿合并试验工艺流程图
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3.2.3 作为中矿与正粗精矿合并进行正浮精选作业 工艺流程如图3.2-3所示。 3.2.4 作为中矿返回原矿进行正浮粗选作业 工艺流程如图3.2-4所示。
原 矿 原 矿
LOGO
磨矿细度：-0.074mm占～94.4﹪
3.2
试验内容与结果
试验工艺流程为正浮一粗一精一扫（其中正浮粗选尾矿与正 浮精选尾矿合并进行扫选作业），反浮一次粗选作业，但根据对正 浮扫选精矿的处理方式，试验工艺流程主要有：
LOGO
3.2.1 作为精矿直接利用
考虑到正扫精产率低，P2O5含量与原矿相近，MgO含量比原矿低， 而反浮精矿产率高，P2O5含量高，MgO含量低。工艺流程如图3.2-1， 结果见表3.2-1所示。
3.2 不同工艺流程试验
3.2.1 单反浮选
LOGO 考虑到原矿中MgO含量高，CaO/P2O5高，对原矿进行单反 浮选试验，看获得的精矿指标情况。单反浮选试验工艺流程如 图3.2.1-1，结果见3.2.1-1所示。
-0.074m占 92.8% 0.5min 0.5min 3min H2SO4 8.0kg/t H3PO4 3.0kg/t
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3 试验内容
3.1 磨矿细度试验 LOGO
从上图可以：随着磨矿细度的增加，精矿产率、回收 率逐渐增加，尾矿产率、回收率、精矿中SiO2的排出率逐 渐降低。精矿中P2O5含量、选矿效率先增加后降低。根据 试验结果，选择最适宜的磨细度为94.4%。
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2000 400 10000 800 2000 4500 5500
2.0 3.5 0.2 6.4 4.0 3.5 1.2 合计
2.98 5.22 0.30 9.54 5.96 5.22 1.79
4.00 1.40 2.00 5.12 8.00 15.75 6.60 42.87
5.96 2.09 2.98 7.63 11.92 23.47 9.83 63.88
49.19 18.75
9.27
4.03 2.42 16.33 100.00
77.22
81.25 83.67 100.00
24.88
21.82 18.7 13.68 21.43
23.14
23.07 22.95 21.43
2.51
4.01 4.83 11.77 5.11
3.77
3.79 3.82 5.11
3080011001200696009835953715868110平均800117311846795911002345943751565681139折算成矿量单耗kgt原矿1553353371940171430491340541788131081药剂总耗量kgt原矿1558660173801788131081yoursiteherelogo53工艺数质量流程图mgosio粗选图531浮选工艺数质量流程图正浮扫选反粗尾矿反粗精矿精选10000215542723251000010000100001000086982302501151492917904238152610988733130211730875705709209613031566281267139895213464726177941516257607558698200621928706508602235150112429383正扫尾矿粗选31531154106598416895449304308914717694yoursiteherelogo主要技术指标表54初步经济技术评估试验流程磨矿细度200目产品名称品位回收率选矿比mgosio正浮一粗一精一扫作业反浮一次粗选作业9901原矿10000215542723257694184精矿544930430891471正扫尾矿13989521346472反浮尾矿315311291072984连选试验药剂用量及成本估算试验流程药剂名称药剂单价药剂单耗kgt单位成本元t原矿计精矿计原矿计精矿计正浮一粗一精一扫作业反浮一次粗选作碳酸钠2000155282310570水玻璃80086615766931275l1010000017031170313yp2135003806921332447yp234500081147365672硫酸9001788325416092961磷酸4000131238524964合计50019202yoursiteherelogo试验的主要创新点试验充分利用矿物性质和特点能早抛尾的尽可能的早抛尾能回收的早回收避免或降低了磷矿物的损失最大程度地提高了精矿产率和回收率主要体现在对正浮粗精扫选的浮选时间选取
表3.2.1-1 单反浮选试验结果
产品名称 产率/% P2O5/% MgO/% SiO2/% 回收率 /% 排镁率/%
YP2-3 2.0kg/t
反浮 粗选 6min
精矿
尾矿
精矿 67.49 27.02 0.39 26.55 84.5 93.48 尾矿 32.51 10.29 11.76 12.59 原矿 100.00 21.58 4.09 22.01
0.85
0.63
15.01
15.37
88.62
87.68
试验各流程药剂用量及成本估算
药剂单价 （元/t） 药剂单耗（kg/t） 原矿计 精矿计 单位成本（元/t） 原矿计 精矿计
试验流程
药剂名称
Na2CO3 Na2SiO3 L04 正扫精矿 直接与反 浮精矿合 并利用 H2SO4 H3PO4 YP2-1 YP2-3
15.01 7.32 53.17 31.99 20.58
88.62
21.42
7.25
81.75
11.38 100.00
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原 矿
磨矿细度：-0.074mm占～94.4﹪
2min × Na2CO3 ：2.0kg/t 2min × Na2SiO3：3.5kg/t 2min × L04：0.2kg/t 3min × YP2－1 ：2.0kg/t 正浮粗选5min 2min × YP2－1：1.0kg/t 正浮精选3min
表3.2-2 正扫精矿与正浮精矿合并反浮选试验结果
品位％
产品名称 精矿 产率% P2O5 MgO SiO2 回收率% E β -α 排镁率 %
66.24
30.02
0.63
15.37
87.68
21.44
7.34
86.09
反尾
正尾 总尾（正尾+反尾） 原矿
16.67
17.09 33.76 100.00
6.55
表3.2-1 正扫精矿与反浮精矿合并成最终精矿
品位％ 产品名称 精矿 反尾 正尾 总尾（正尾+反尾） 原矿 产率% 回收率% E β -α 排镁率 %
P2O5
MgO
SiO2
67.20 15.14 17.66 32.80 100.00
29.99 5.34 10.08 7.89 22.74
0.85 14.97 1.64 7.80 3.13
图3.2.1-1 单反浮选试验工艺流程图
从表3.2.1-1可以看出：通过单反浮选工艺流程精矿中MgO含量可 降至0.39%，说明矿石已充分单体解离，但P2O5含量仅能达到 27.02%，不能满足精矿销售要求。对此类矿石需要进行正反浮选 作业来提高其精矿品质。 YOUR SITE HERE
LOGO
2min × L04：0.2kg/t 3min × YP2－1 ：2.0kg/t
正浮粗选5min 2min × YP2－1：1.0kg/t 正浮精选3min 2min × Na2SiO3：6.0 kg/t 3min × YP2－1：0.5 kg/t 正浮扫选3min 0.5min × H2SO4：8.0 kg/t 0.5min × H3PO4：3.0 kg/t 3min × YP2－3：1.2 kg/t 反浮粗选6min 反尾矿 精矿 正尾矿
粒级（mm）
占有率％ 个别 累积 50.66 66.02 75.38 79.32 81.36 100.00
+0.15 +0.076～-0.15 +0.045～0.076 +0.038～0.045 +0.025～0.038 -0.025 合计
50.66 15.36 9.36 3.94 2.04 18.64 100.00
21.5
22.06 24.11 27.59 21.82
9.27
4.03 2.42 16.33 100.00
从原矿粒度筛析结果可以看出：复证试验矿样与试验矿样粒度筛析 结果相似，都是粗粒级占有率最高，细粒级P2O5品位较低，MgO、 SiO2品位最高，说明细磨有利于提高矿石单体解离，有利于脉石矿 物的排出。 YOUR SITE HERE
LOGO
0.5min × H2SO4：8.0 kg/t
0.5min × H3PO4：3.0 kg/t 3min × YP2－3：1.2 kg/t 反浮粗选6min 反尾矿 总精矿
2min × Na2SiO3：6.0 kg/t
3min × YP2－1：0.5 kg/t
正浮扫选3min
正尾矿
图3.2-1 正浮扫选精与反精矿合并试验工艺流程图
目录
LOGO
一.实验室小型试验研究
二.复证矿样试验研究 三.吨级扩大连续浮选试验研究
四.试验主要创新点和存在的问题
五. 结语
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一、实验室小型试验研究
1 试验目的 随着入选原矿 P2O5 品位的降低，杂质硅酸盐含量的升 高，仅通过单一反浮选已不能获得合格的磷精矿。只有通 过正反浮选脱出更多的杂质，才能满足精矿销售要求。正 反浮选流程改造是形势所迫。 LOGO
2 原矿性质 2.1 原矿主要元素分析
项目名称 含量/%
表2.1-1 原矿主要元素分析结果
P2O5 MgO SiO2 CaO Fe2O3 Al2O3 22.71 3.21 22.17 36.42 1.18 1.98
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2.2
原矿粒度筛析
表2.2-1 原矿粒度筛析结果
对原矿(-1mm)进行了粒度筛析，筛析结果如表2.2-1所示。LOGO
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4 选矿产品及经济成本评价
表4-1
试验流程
正扫精矿直接 与反浮精矿合 并利用 正扫精矿与正 精精矿合并进 行反浮选
试验产品技术指标
P2O5
产品 名称
产率%
品 位% MgO
SiO2
回收率%
LOGO 选矿比
1.49 1.51
精矿
精矿
67.99
30.02
品位％ P2O5 累积 22.20 22.90 个别 4.57 2.31 MgO 累积 4.57 3.95 个别 19.36 23.04
LOGO
SiO2 累积 49.19 18.75
+0.15 +0.076～-0.15 +0.045～0.076 +0.038～0.045 +0.025～0.038 -0.025 合计
3.2.2 与正精精矿合并成混合精矿进行反浮选作业
考虑到正扫精产低， P2O5含量与原矿相近，MgO含量 LOGO 比原矿低，而反浮精矿产率高。将正扫精与正精精矿合并 进行反浮选作业，提高反浮选作业产率，降低反浮入选矿 中P2O5含量和MgO含量，同时降低反浮选脱镁的难度，降 低反浮精矿中P2O5含量。工艺流程如图3.2-2，试验指标见 表2.2-2所示。
MgO 4.11
SiO2 22.26
CaO 35.55
跟之前试验原矿相比，P2O5含量低了1.23%，MgO含 量高了0.90%，硅、钙含量相近。
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2.2 原矿粒度筛析
表2.2-1 原矿粒度筛析结果
粒级（mm）
占有率％
个别 累积 49.19 67.94 个别 22.2 24.74
品位％ P2O5 个别 25.13 26.84 24.65 21.52 19.23 14.44 23.09 累积 25.13 25.53 25.42 25.23 25.07 23.09 个别 3.36 1.97 2.24 3.3 3.9 4.04 3.18 MgO 累积 3.36 3.04 2.94 2.96 2.98 3.18 个别 19.34 20.45 23.43 25.29 27.34 31.55 22.57 SiO2 累积 19.34 19.60 20.07 20.33 20.51 22.57
正浮粗选5min 正浮精选3min
磨矿细度：-0.074mm占～94.4﹪ 正浮粗选5min 正浮精选3min
正浮扫选3min 反浮粗选6min 反浮粗选6min 反尾矿
正浮扫选3min
正尾矿
正尾矿
精矿 反尾矿 图3.2-3 正浮扫选精与正粗精矿合并试验工艺流程图
精矿 图3.2-4 正浮扫选精返回到原矿试验工艺流程图
9.98 8.28 22.68
14.71
0.75 7.65 3.00
9.46
57.95 34.00 21.66 12.32 100.00
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原 矿 磨矿细度：-0.074mm占～94.4﹪ 2min × Na2CO3 ：2.0kg/t 2min × Na2SiO3：3.5kg/t
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二、吨级扩大连选矿样复证试验研究
LOGO 1 试验目的 对吨级扩大连选试验矿样进行工艺流程和药剂制度等 的考查，验证小试成果，为吨级扩大连选试验提供必要参 数和依据。
2 原矿性质 2.1 原矿主要元素分析
表2.1-1 原矿主要元素分析结果
项目名称 含量/%
P2O5 21.48
3 试验内容 3.1 磨矿细度试验
90 88 86 84 82
d e m o d e m o d e m o d e m o d e m o 精矿回收率% 镁排出率% 硅排出率% d e m o d e m o d e m o
LOGO
90
d e m o
d e m o
85
d e m o d e m o d e m o d e m o d e m o
精矿回收率%
80 78
d e m o d e m o d e m o d e m o d e m o
76 74 72 70 68 66 80 85 90 95 75
d e m o d e m o d e m o d e m o d e m o d e m o d e m o d e m o d e m o d e m o
80
磨矿细度-0.076mm占%
随着入选原矿中-0.074mm含量增加，精矿P2O5品位升高，但精 矿中P2O5产率和回收率先增大后减小，精矿镁的排出率增加，说 明细磨有利于碳酸盐与与磷矿物的解离;同时随着磨矿细度的增 加，正浮尾矿产率降低、SiO2含量增加，说明细磨也同时有利于 硅酸盐矿物与磷矿物的解离。根据试验结果，磨矿细度选择0.074mm92.80%较为适宜。 YOUR SITE HERE
图3.2-2 正浮扫选精与正精精矿合并试验工艺流程图
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3.2.3 作为中矿与正粗精矿合并进行正浮精选作业 工艺流程如图3.2-3所示。 3.2.4 作为中矿返回原矿进行正浮粗选作业 工艺流程如图3.2-4所示。
原 矿 原 矿
LOGO
磨矿细度：-0.074mm占～94.4﹪
3.2
试验内容与结果
试验工艺流程为正浮一粗一精一扫（其中正浮粗选尾矿与正 浮精选尾矿合并进行扫选作业），反浮一次粗选作业，但根据对正 浮扫选精矿的处理方式，试验工艺流程主要有：
LOGO
3.2.1 作为精矿直接利用
考虑到正扫精产率低，P2O5含量与原矿相近，MgO含量比原矿低， 而反浮精矿产率高，P2O5含量高，MgO含量低。工艺流程如图3.2-1， 结果见表3.2-1所示。
3.2 不同工艺流程试验
3.2.1 单反浮选
LOGO 考虑到原矿中MgO含量高，CaO/P2O5高，对原矿进行单反 浮选试验，看获得的精矿指标情况。单反浮选试验工艺流程如 图3.2.1-1，结果见3.2.1-1所示。
-0.074m占 92.8% 0.5min 0.5min 3min H2SO4 8.0kg/t H3PO4 3.0kg/t
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3 试验内容
3.1 磨矿细度试验 LOGO
从上图可以：随着磨矿细度的增加，精矿产率、回收 率逐渐增加，尾矿产率、回收率、精矿中SiO2的排出率逐 渐降低。精矿中P2O5含量、选矿效率先增加后降低。根据 试验结果，选择最适宜的磨细度为94.4%。
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2000 400 10000 800 2000 4500 5500
2.0 3.5 0.2 6.4 4.0 3.5 1.2 合计
2.98 5.22 0.30 9.54 5.96 5.22 1.79
4.00 1.40 2.00 5.12 8.00 15.75 6.60 42.87
5.96 2.09 2.98 7.63 11.92 23.47 9.83 63.88
49.19 18.75
9.27
4.03 2.42 16.33 100.00
77.22
81.25 83.67 100.00
24.88
21.82 18.7 13.68 21.43
23.14
23.07 22.95 21.43
2.51
4.01 4.83 11.77 5.11
3.77
3.79 3.82 5.11
3080011001200696009835953715868110平均800117311846795911002345943751565681139折算成矿量单耗kgt原矿1553353371940171430491340541788131081药剂总耗量kgt原矿1558660173801788131081yoursiteherelogo53工艺数质量流程图mgosio粗选图531浮选工艺数质量流程图正浮扫选反粗尾矿反粗精矿精选10000215542723251000010000100001000086982302501151492917904238152610988733130211730875705709209613031566281267139895213464726177941516257607558698200621928706508602235150112429383正扫尾矿粗选31531154106598416895449304308914717694yoursiteherelogo主要技术指标表54初步经济技术评估试验流程磨矿细度200目产品名称品位回收率选矿比mgosio正浮一粗一精一扫作业反浮一次粗选作业9901原矿10000215542723257694184精矿544930430891471正扫尾矿13989521346472反浮尾矿315311291072984连选试验药剂用量及成本估算试验流程药剂名称药剂单价药剂单耗kgt单位成本元t原矿计精矿计原矿计精矿计正浮一粗一精一扫作业反浮一次粗选作碳酸钠2000155282310570水玻璃80086615766931275l1010000017031170313yp2135003806921332447yp234500081147365672硫酸9001788325416092961磷酸4000131238524964合计50019202yoursiteherelogo试验的主要创新点试验充分利用矿物性质和特点能早抛尾的尽可能的早抛尾能回收的早回收避免或降低了磷矿物的损失最大程度地提高了精矿产率和回收率主要体现在对正浮粗精扫选的浮选时间选取
表3.2.1-1 单反浮选试验结果
产品名称 产率/% P2O5/% MgO/% SiO2/% 回收率 /% 排镁率/%
YP2-3 2.0kg/t
反浮 粗选 6min
精矿
尾矿
精矿 67.49 27.02 0.39 26.55 84.5 93.48 尾矿 32.51 10.29 11.76 12.59 原矿 100.00 21.58 4.09 22.01
0.85
0.63
15.01
15.37
88.62
87.68
试验各流程药剂用量及成本估算
药剂单价 （元/t） 药剂单耗（kg/t） 原矿计 精矿计 单位成本（元/t） 原矿计 精矿计
试验流程
药剂名称
Na2CO3 Na2SiO3 L04 正扫精矿 直接与反 浮精矿合 并利用 H2SO4 H3PO4 YP2-1 YP2-3
15.01 7.32 53.17 31.99 20.58
88.62
21.42
7.25
81.75
11.38 100.00
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原 矿
磨矿细度：-0.074mm占～94.4﹪
2min × Na2CO3 ：2.0kg/t 2min × Na2SiO3：3.5kg/t 2min × L04：0.2kg/t 3min × YP2－1 ：2.0kg/t 正浮粗选5min 2min × YP2－1：1.0kg/t 正浮精选3min
表3.2-2 正扫精矿与正浮精矿合并反浮选试验结果
品位％
产品名称 精矿 产率% P2O5 MgO SiO2 回收率% E β -α 排镁率 %
66.24
30.02
0.63
15.37
87.68
21.44
7.34
86.09
反尾
正尾 总尾（正尾+反尾） 原矿
16.67
17.09 33.76 100.00
6.55
表3.2-1 正扫精矿与反浮精矿合并成最终精矿
品位％ 产品名称 精矿 反尾 正尾 总尾（正尾+反尾） 原矿 产率% 回收率% E β -α 排镁率 %
P2O5
MgO
SiO2
67.20 15.14 17.66 32.80 100.00
29.99 5.34 10.08 7.89 22.74
0.85 14.97 1.64 7.80 3.13
图3.2.1-1 单反浮选试验工艺流程图
从表3.2.1-1可以看出：通过单反浮选工艺流程精矿中MgO含量可 降至0.39%，说明矿石已充分单体解离，但P2O5含量仅能达到 27.02%，不能满足精矿销售要求。对此类矿石需要进行正反浮选 作业来提高其精矿品质。 YOUR SITE HERE
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2min × L04：0.2kg/t 3min × YP2－1 ：2.0kg/t
正浮粗选5min 2min × YP2－1：1.0kg/t 正浮精选3min 2min × Na2SiO3：6.0 kg/t 3min × YP2－1：0.5 kg/t 正浮扫选3min 0.5min × H2SO4：8.0 kg/t 0.5min × H3PO4：3.0 kg/t 3min × YP2－3：1.2 kg/t 反浮粗选6min 反尾矿 精矿 正尾矿
粒级（mm）
占有率％ 个别 累积 50.66 66.02 75.38 79.32 81.36 100.00
+0.15 +0.076～-0.15 +0.045～0.076 +0.038～0.045 +0.025～0.038 -0.025 合计
50.66 15.36 9.36 3.94 2.04 18.64 100.00
21.5
22.06 24.11 27.59 21.82
9.27
4.03 2.42 16.33 100.00
从原矿粒度筛析结果可以看出：复证试验矿样与试验矿样粒度筛析 结果相似，都是粗粒级占有率最高，细粒级P2O5品位较低，MgO、 SiO2品位最高，说明细磨有利于提高矿石单体解离，有利于脉石矿 物的排出。 YOUR SITE HERE
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0.5min × H2SO4：8.0 kg/t
0.5min × H3PO4：3.0 kg/t 3min × YP2－3：1.2 kg/t 反浮粗选6min 反尾矿 总精矿
2min × Na2SiO3：6.0 kg/t
3min × YP2－1：0.5 kg/t
正浮扫选3min
正尾矿
图3.2-1 正浮扫选精与反精矿合并试验工艺流程图
目录
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一.实验室小型试验研究
二.复证矿样试验研究 三.吨级扩大连续浮选试验研究
四.试验主要创新点和存在的问题
五. 结语
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一、实验室小型试验研究
1 试验目的 随着入选原矿 P2O5 品位的降低，杂质硅酸盐含量的升 高，仅通过单一反浮选已不能获得合格的磷精矿。只有通 过正反浮选脱出更多的杂质，才能满足精矿销售要求。正 反浮选流程改造是形势所迫。 LOGO
2 原矿性质 2.1 原矿主要元素分析
项目名称 含量/%
表2.1-1 原矿主要元素分析结果
P2O5 MgO SiO2 CaO Fe2O3 Al2O3 22.71 3.21 22.17 36.42 1.18 1.98
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2.2
原矿粒度筛析
表2.2-1 原矿粒度筛析结果
对原矿(-1mm)进行了粒度筛析，筛析结果如表2.2-1所示。LOGO
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4 选矿产品及经济成本评价
表4-1
试验流程
正扫精矿直接 与反浮精矿合 并利用 正扫精矿与正 精精矿合并进 行反浮选
试验产品技术指标
P2O5
产品 名称
产率%
品 位% MgO
SiO2
回收率%
LOGO 选矿比
1.49 1.51
精矿
精矿
67.99
30.02
品位％ P2O5 累积 22.20 22.90 个别 4.57 2.31 MgO 累积 4.57 3.95 个别 19.36 23.04
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SiO2 累积 49.19 18.75
+0.15 +0.076～-0.15 +0.045～0.076 +0.038～0.045 +0.025～0.038 -0.025 合计