1、2024年第2 期doi:10.3969/j.issn.1671-9492.2024.02.005有色金属(选矿部分)贵州某难选硅质胶磷矿正-反浮选试验研究29郭灿,徐伟1,2.3,田(1.武汉理工大学资源与环境工程学院,武汉430 0 7 0;2.矿物加工科学与技术国家重点实验室,北京10 2 6 2 8;3.中低品位磷矿及其共伴生资源高效利用国家重点实验室,贵阳550 0 16)言3,梁群1,潘伟晓1,梅光军1,2,3摘要:对贵州某难选硅质胶磷矿进行正-反浮选试验研究,以 GC-4为捕收剂,经过一粗二精一扫正浮选脱硅和一段反浮选脱镁工艺流程,最终获得磷精矿P2Os品位34.6 5%、回收率
2、92.39%,MER值7.18%的良好指标,该磷精矿可直接用于湿法磷酸的生产,同时获得了P20,品位19.8 0%、SiO2含量2 9.2 3%、Mg0含量1.2 3%,倍半氧化物含量12.52%的中精矿,该部分可直接用于生产中低端磷复肥。试验结果表明,GC-4是一种多功能捕收剂,泡沫稳定性可控,流动性好,最终指标较好,可以作为单一捕收剂参与正-反浮选,同时避免了因pH不同造成多种捕收剂相互影响的局面,也有利于正-反浮选回水的混合再利用;WFS是磷化工酸性废水,在磷矿反浮选中取得较好效果,可以代替H2SO4作为反浮选的抑制剂,同时节约生产成本,提高社会效益。GC-4和WFS在本试验的成功应用为
3、该类复杂难处理胶磷矿规模化利用提供技术参考。关键词:胶磷矿;正-反浮选;捕收剂;倍半氧化物;酸性废水中图分类号:TD923;T D 98 5Experimental Study on Direct-Reverse Flotation Process of a Refractory Siliceous Collophane in GuizhouGUO Can,XU Weil-2,TIAN Yan,LIANG Qun,PAN Weixiao,MEI Guangjun-2.3(l.School of Resources and Environmental Engineering,Wuhan Univ
4、ersity of Technology,2.State Key Laboratory of Mineral Processing,Beijing 102628,China;3.State Key Laboratory of Efficient Utilization for Low Grade Phosphate Rock and ItsAbstract:A direct-reverse flotation process of the refractory siliceous collophane from Guizhou wasstudied.Using GC-4 as collecto
5、r,the raw ore was treated by a direct desilication flotation process,consisting of one roughing,two cleanings,one scavenging,combined with a demagging reverse flotationprocess.The phosphate concentrate assayed 34.65%P,Os,with 92.39%P,O,recovery and 7.18%MER(ratio of MgO and R,Os to P,O,)c o u ld b e
6、 p r o d u c e d.T h is c o n c e n t r a t e w a s s u b je c t e d d ir e c t ly t ophosphoric-acid and production by wet process.Meanwhile,the middlings contained 19.80%P,O,23.29%SiO2,1.23%MgO and 12.52%R,O3(Al,Os+Fe2O,),which were used for mid to low endnutrition compound phosphate fertilizer.Th
7、e experimental results showed that GC-4 was a multi-functionalcollector with stable forth,liquidity and good index.It can be used as single collector in direct-reserveflotation,which avoided the consequence that various collectors interact with each other due to differentpH,and also facilitated the
8、reuse of backwater from direct-reserve flotation.WFS was an acidic waste waterof phosphorus chemical industry,which had a good effect in the reverse flotation of collophane.WFS canreplace H,SOa as an inhibitor by the reverse flotation,which can save production cost and improve socialbenefits.The suc
9、cessful application of GC-4 and WFS in this experiment provided a technical reference forthe large-scale utilization of refractory collophanite.Key words:phosphate rock;direct-reserve flotation;collector;sesquioxide;acid waste water收稿日期:2 0 2 2-11-12基金项目:贵州省科技计划项目(黔科合支撑2 0 2 0 2 Y048);矿物加工科学与技术国家重点实
10、验室开放基金项目(BGRIMM-KJSKL-2021-08)作者简介:郭灿(1999一),男,湖北武穴人,硕士研究生,主要从事矿物加工工程技术研究。通信作者:梅光军(196 9一),男,湖南常德人,博士,教授,博士生导师,主要从事矿物加工工程技术研究。文献标志码:AWuhan 430070,China;Associated Resources,Guiyang 550016,China)文章编号:16 7 1-9492(2 0 2 4)0 2-0 0 2 9-0 730我国磷矿资源丰富,储量大,主要集中在湖北、贵州、云南、四川等地方1。但是随着我国日益增长的资源需求,高品位磷矿(P2Os30%)
11、资源越来越稀少,目前较多的是中低品位的磷矿,而且诸多脉石矿物与磷矿共生,嵌布复杂,难以完全解离,导致分选难度大2。因此,为了实现磷矿资源的可持续发展,有必要对中低品位磷矿进行选别3。目前浮选是处理磷矿使用较多的方法,根据不同矿物的性质及杂质含量,浮选又分为正浮选、反浮选、正-反浮选、反-正浮选和双反浮选4。传统的正-反浮选需要在不同的pH环境下加人不同的捕收剂,这样会使得捕收剂之间相互制约,影响捕收性能,而且正-反浮选的废水需要分开处理,大大增加了生产成本,这也是目前制约硅钙质胶磷矿采用正-反浮选工艺进行大规模工业化生产的障碍。针对贵州某胶磷矿,本文以GC-4为单一捕收剂进行正-反浮选试验,在
12、碱性环境下以其作为正Table 1 Results of main chemical components analysis of the ore组分P2Os含量29.14矿石X射线衍射分析结果见图1。由图1可知,矿石中有用矿物主要以氟磷灰石形式存在,脉石矿物以石英为主,倍半氧化物主要以黄铁矿和黏土类白云母形式存在,还有少量白云石、钠钾长石等,且呈微细粒分布,胶磷矿与其他产出于矿物颗粒间的细微粒状脉石矿物基本上不存在连生体,且为均匀分布,形成类似颗粒支撑结构,胶磷矿颗粒中包裹有脉石矿物隐晶硅质杂质,嵌布关系复杂5。020图1矿石XRD分析结果Fig.1XRD analysis results
13、of the ore1.2试验药剂和选矿工艺试验试剂:GC-4、C C L、Na 2 C O(分析纯),有色金属(选矿部分)浮选捕收剂脱除SiO2和倍半氧化物R,O:等有害杂质,在酸性环境下以其作为反浮选捕收剂脱除MgO等有害杂质,实现了单一捕收剂进行正-反浮选的目标,并且获得了优良的选矿指标,达到酸法加工用磷矿I类标准(磷精矿MER值 8.5%),该磷精矿可以直接用于湿法磷酸的生产,从而为该胶磷矿采用正-反浮选进行工业化生产提供技术参考。1矿石性质及研究方法1.1矿石组成分析对矿石样品进行破碎混匀磨矿缩分等制备程序,采用X射线荧光光谱对矿石化学组分进行分析,分析结果见表1。由表1可知,矿样中
14、P,O5品位较高,含量为2 9.14%;Mg0的品位较低,含量为1.57%;倍半氧化物R,O3的含量较高,MER值为 2 2.51%。表1矿石主要化学组分分析结果CaoMgo41.611.57?一氟磷灰石?-石英-白云石406020/(0)2024年第2 期/%SiO2Fe2O312.881.53NaSiO(工业级),H,SO4(工业级),WFS。其中GC-4是以油酸钠为主的多组分多功能捕收剂,CCL为反浮选脱镁捕收剂,均为瓮福(集团)责任有限公司所有。WFS为瓮福(集团)有限责任公司的渣场酸性废水,pH=12。选矿工艺:根据矿石性质,采用“浮简抑难”的原则,通过正浮选分离胶磷矿和石英,反浮选
15、分离胶磷矿和白云石,浮选工艺确定为正-反浮选流程。试验条件:均在RK/FD系列单槽浮选机(1L)中进行,温度2 5,浮选浓度2 8%,充气量为80 L/h。2选矿试验2.11正浮选脱硅粗选条件试验2.1.1磨矿细度试验磨矿细度是影响浮选指标的一个重要因素,适宜的磨矿细度可以使有用矿物和脉石矿物有效分离,大幅度提高浮选效果。采用RK/BM三辊四筒80100Al,O33.46智能棒磨机2.0 L筒进行磨矿,矿量30 0 g/次,磨矿浓度为6 5%,磨矿细度与时间关系见图2。固定NazCO3用量3.0 kg/t,NazSiO3用量3.0 kg/t,GC-4用量2.2 kg/t,按图3所示流程进行磨矿
16、细度试验,试验结果见图4。MER22.51达到98.0 9%。综合考虑,确定捕收剂GC-4用量为2024年第2 期9085%/(uu L00-)明,dx80757065图2 磨矿时间对磨矿细度的影响Fig.2Effect of grinding time on grinding fineness原矿磨矿细度4*Na,CO,+Na,si,4*GC-4粗选6精矿图3正浮选脱硅粗选条件试验流程Fig.3Flowsheet of direct flotation desilicationroughing conditions tests11.0元31.010.830.8%/0Is.e10.610.41
17、0.210.0LFig.4Effects of grinding fineness onflotation indexes图4结果表明,当磨矿时间超过18 min,一0.0 7 5mm粒级含量高于6 8.2 1%时,精矿品位变化幅度不大,精矿回收率逐渐下降,可能是磨矿时间过长导致矿石粒度过细出现泥化,浮选过程中部分捕收剂未与磷矿石作用,精矿产率下降,大量的磷精矿留在尾矿中。从精矿P,O,品位和回收率综合考虑,确定磨矿细度为一0.0 7 5mm占6 8.2 1%,对应的磨矿时间为18 min。郭灿等:贵州某难选硅质胶磷矿正-反浮选试验研究2.1.2捕收剂用量试验86.79固定磨矿细度为一0.0
18、7 5mm占6 8.2 1%,83.23NazCOs用量3.0 kg/t、Na z Si O:用量3kg/t,按图3所示流程进行捕收剂GC-4的用量试验,试验结果见76.50图5。由图5可知,随着GC-4用量增加,精矿品位变化不明显,回收率先上升后趋于稳定,这是因为过量捕收剂导致浮选过程中大量的脉石矿物上浮,捕68.21收剂的选择性下降,精矿产率上升,回收率上升6 。65.20当GC-4用量达到2.2 kg/t时,精矿的回收率最高161830.630.430.230.0L65图4磨矿细度对浮选指标的影响312022磨矿时间/min尾矿-P,O,品位-sio,品位-A-P,0,回收率7075磨矿
19、细度(-0.0 7 5mm)/%2410098%/率X回0 d.但默9694J9280852.2 kg/t。11.031.010.8F30.9F10.630.810.430.710.230.610.0L30.5图5捕收剂GC-4的用量对浮选指标的影响Fig.51Effects of collector GC-4 dosage onflotation indexes2.1.3调整剂用量试验固定磨矿细度为一0.0 7 5mm占6 8.2 1%,捕收剂 GC-4用量2.2 kg/t、Na z Si O:用量 3.0 kg/t,按图3所示流程进行调整剂Na2CO用量试验,试验结果见图6。由图6 可知,
20、随着Naz2COs用量的增加,精矿品位先下降后趋于稳定,回收率先升高后趋于稳定,NazCO:用量超过2.0 kg/t时,磷精矿P2Os12.032.011.6F31.6F%/雪0.S.11.231.210.810.4F10.0L图6调整剂NazCO:的用量对浮选指标的影响Fig.6Effects of regulator sodium carbonate dosageon flotation indexes10099%/本X回0 d9897-P,O,品位96-Sio,品位-A-P,0,回收率2.01.8GC-4用量/(kgtl)30.4F30.0L0952.22.4-P,O,品位-sio,品位
21、-A-P,0,回收率112Na,co,用量/(kgt)2.610099%/率回0 d.梨98979695345632品位大幅度下降,SiO2品位开始上升。因为NazCO:产生的OH-一方面可以调节矿浆pH值,另一方面其产生 CO-与Ca2+、M g+形成难溶性沉淀,避免在磷灰石浮选时产生抑制作用,提高捕收剂的选择性7;过量的NaCO;会使泡沫发黏,难以消泡,夹带现象严重,导致精矿品位有所下降。从技术指标和成本综合考虑,确定调整剂NazCO:用量为2.0 kg/t。2.1.4#抑制剂用量试验固定磨矿细度为一0.0 7 5mm占6 8.2 1%,捕收剂GC-4用量2.2 kg/t,调整剂NaCO:
22、用量2.0kg/t,按图3所示流程进行抑制剂NazSiO:用量试验,试验结果见图7。由图7 可知,NaSiO:在浮选过程中,有着抑制石英的作用,同时也可以调节pH11.0元32.010.831.610.631.210.410.210.0L图7抑制剂Na,SiO;的用量对浮选的影响Fig.7Effect of depressant sodium silicate dosageon flotation indexesTable 2Results of direct flotation desilication cleaning times tests工艺流程产品名称精矿粗选尾矿原矿精矿粗选十1次尾
23、矿1精选尾矿2原矿精矿尾矿1粗选十2 次尾矿2精选尾矿3原矿有色金属(选矿部分)和分散矿浆8 。随着NazSiO,用量增加,精矿品位逐渐上升,回收率变化不明显,Na2SiOs用量超过4.0kg/t时,精矿品位和回收率都开始下降,并且此时精矿SiOz品位最低。原因可能是少量的Na2SiO3抑制石英的上浮,使得精矿品位上升,过量的NazSiO影响了捕收剂和磷矿作用,导致品位下降。最终确定抑制剂NazSiO:的用量为4.0 kg/t,精矿P2O,品位31.6 3%、回收率97.7 1%,尾矿PO,品位9.35%、回收率2.2 1%。2.2正浮选脱硅精选次数试验在最佳粗选工艺条件的基础上,固定为一0.
24、0 7 5mm占6 8.2 1%,捕收剂GC-4用量2.2 kg/t,调整剂NazCO用量2.0 kg/t,抑制剂NazSiO用量为4.0kg/t,获得精矿P,0,品位31.6 3%,SiOz含量98.010.21%,Si O 2 脱除率2 5.0 9%。为了获得更好质量的磷精矿,降低SiO含量,增加SiO脱除率,在97.5最佳粗选工艺条件的基础上增加精选次数,精选I捕收剂GC-4用量为0.3kg/t,抑制剂NazSiO:用97.0量为1.kg/t,精选I 抑制剂NazSiO:用量为1kg/t,结果见表2。由表2 可知,粗精矿经过一次精选后,SiO2含量从10.51%下降至8.7 8%,SiO
25、2脱除30.4-I-P,品位-Sio,品位-P,0,回收率30.01212024年第2 期率由2 5.0 7%上升至38.7 0%,R,0:含量为96.03.03%;两次精选精矿SiO2含量为7.8 6%,SiOz34Na,sio,用量/(kgtl)产率92.667.34100.087.966.026.02100.086.794.855.013.35100.05表2 正浮选脱硅精选次数试验结果P2O5SiO231.6310.519.3544.4029.9913.0031.618.787.8146.1615.3634.9129.2012.6031.957.865.4550.2011.5441.8
26、014.0638.6329.0412.6567脱除率由2 5.0 7%上升至46.0 3%,R,0:含量为2.72%。说明两次精选磷精矿杂质含量更低,并且回收率没有随着精选次数的增加而下降,磷精矿质量显著提升。/%品位回收率MgOAl2:O31.642.471.4015.701.623.441.621.921.3716.531.4210.051.593.291.651.651.3918.151.3012.881.4710.201.613.30Fe2O31.253.571.421.113.463.881.421.073.344.084.091.4397.712.29100.095.221.613
27、.17100.095.480.911.991.62100.02024年第2 期2.3反浮选脱镁条件试验在较佳的正浮选工艺条件下,原矿经过一次粗选两次精选后,获得的磷精矿P,O,品位31.95%,MgO含量1.6 5%,MER值为13.6 8%。磷精矿品位还比较低,镁含量较高,因此需要通过反浮选脱除白云石,以获得更高质量的磷精矿。2.3.1捕收剂种类试验在正浮选脱硅试验基础上,进行反浮选脱镁试验,试验多功能捕收剂GC-4代替一般反浮选捕收剂CCL进行反浮选试验。H,SO4作为抑制剂,用量10kg/t,p H 约为5.6,CCL用量0.5kg/t,按图8 所示流程进行试验,结果见表3。由表3可知,
28、在反浮选中不加入脱镁捕收剂CCL,已可获得合格的优质磷精矿,P.O,品位34.7 5%、MER值为7.19%;加人CCL后,P,O,品位34.7 0%,MER值为8.18。说明GC-4可以同时作为正-反浮选捕收剂。Table3Results of collector type tests试验条件产品名称精矿尾矿1尾矿2不加捕收剂尾矿3尾矿4原矿精矿尾矿1尾矿2加人CCL尾矿3尾矿4原矿2.3.2使用WFS代替H,SO4在湿法磷酸生产过程中,会产生腐蚀性强的酸废水,处理成本高,是目前的一大难题。用酸废水作为反浮选抑制剂,可以保证企业的持续发展,降低生产成本,又可以提高社会效益,保护环境。WFS是
29、磷化工的酸废水,主要成分是HPO4和HF,相比产品名称产率精矿75.05尾矿16.44尾矿26.27尾矿34.87尾矿47.37原矿100.0郭灿等:贵州某难选硅质胶磷矿正-反浮选试验研究精选I42*Na,sio,1.0kg/t精选42*H,S04 10 kg/t2*CCL 0.5kg/t反选4精矿图:正-反浮选试验流程Fig.8Flowsheet of direct-reverse flotation tests表3捕收剂种类试验结果品位产率P2O572.9734.756.689.136.6216.926.1621.797.578.33100.029.0673.5234.706.5810.0
30、27.4418.456.1521.966.315.71100.029.25表4使用WFS试验结果Table 4Test results using WFS品位P2OsSiO234.637.778.8546.0216.1735.2019.5329.1810.164.3429.0912.6433原矿磨矿O-0.075mm占6 8.2 1%4*Na,CO,+Na,si0,2.0+4.0kg/t4*cc-42.2kg/t粗选62*Na,Si,1.0kg/t4*GC-4 0.3 kg/t尾矿2尾矿3尾矿4SiO2MgO7.690.3945.231.2633.421.0925.121.143.9514.4
31、212.691.607.890.4244.021.2331.310.9926.021.122.8317.1412.811.61于H,SO4,其中的H;PO电离出的离子有利于在反浮选中抑制磷灰石的浮选,促进白云石的浮选。不加入捕收剂,用WFS代替HzSO4,调节pH至5.6,按图8 所示流程进行试验,结果见表4。由表4可知,使用WFS作为反浮选抑制剂,与H,SO4相比,精矿品位变化不大,回收率大幅度提升,MER值由/%回收率MgoAl2O30.361.721.3115.521.0910.031.317.8913.370.721.483.37尾矿1回收率Al203Fe2O31.650.4614.9
32、63.719.594.136.903.373.951.103.351.371.750.6714.574.019.173.516.913.400.562.453.391.38Fe2 O30.613.193.603.493.991.35/%87.262.103.854.622.17100.087.212.254.694.621.23100.089.341.963.493.271.94100.0347.19%变成7.6 1%,说明使用WFS作为抑制剂,不会对磷精矿的质量产生较大的影响,考虑到实际生产成本,选用成本更低的WFS。2.4全流程试验在条件试验基础上进行全流程试验,反浮选系统回水采用双碱法1
33、0 1处理后与正浮选系统回水混合作为工艺流程回水,利用CaO和 NazCO;处理废水可以达到回水10 0%利用。按图9 所示流程进行正-反浮选全流程试验,试验结果见表5。由表5可知,经正-反浮选开路工艺流程试验,获得磷精矿P,O,品位34.6 5%、回收率9 2.39%,MER值7.18%,达到了湿法磷酸生产用的磷矿石标准。同时还获得P,O,品位19.8 0%、SiO2含量2 9.2 3%、Mg0含量1.2 3%、RzO:含量12.52%的中精矿。由于中矿SiOz和倍半氧化物R,O:等杂质含量过高,MER值高达50%以上,且矿物间大多是连生状态,返回粗选作业后,可能会影响最终精矿的质量,因此不
34、宜作闭产品名称产率精矿77.67中矿2.63尾矿110.78尾矿28.92原矿100.03结论1)矿石有用矿物为氟磷灰石,脉石矿物为石英和白云石,其中石英含量较多,属于复杂难选中品位硅钙质胶磷矿。以GC-4为捕收剂,采用正一反浮选开路试验流程,获得了P2O,品位34.6 5%、回收率92.39%,M ER 值7.18%的磷精矿,达到了酸法加工用磷矿石I类标准,可直接用于湿法磷酸的生产。2)GC-4是一种以油酸钠为主的多组分多功能捕收剂,可以在不同pH环境下进行正-反浮选,避免了正-反浮选工艺因存在不同pH值环境采用多种捕收剂而造成不相容和相互干扰选别效果的问题,使得正-反浮选的回水能够集中混合
35、再利用,为该胶磷矿使用正-反浮选进行工业化生产提供技术参考。3)用磷化工酸性废水代替H,SO4 作为反浮选抑制剂,节省了大量的生产用水和H,SO4,降低生产成本,同时创造了良好的经济效益和生态环境。参考文献1赵玉凤,李文超,王海军.中国磷矿资源开发利用现状有色金属(选矿部分)路循环,同时中矿的产率较低,只有2.6 3%,可作为一个独立产品,用于生产中低端磷复肥。4*Na,C0,+Na,si0,2.0+4.0kg/t4*cc-42.2kg/t粗选62*Na,Si0,1.0 kg/t4*Gc-4 0.3 kg/t精选I42*Na,si0,1.0 kg/t精选42*WFS 0.17 m/t反选4.精
36、矿Fig.9Flowsheet of direct-reverse flotation tests表5正-反浮选试验结果Table5Results ofdirect-reverse flotation testsP2O5SiO234.658.3119.8029.237.0348.6610.534.9929.1312.912024年第2 期原矿磨矿-0.0 7 5mm占6 8.2 1%4*GC-4 0.5 kg/t扫选4尾矿2中矿图9正-反浮选试验流程品位回收率MgOAl2030.141.851.238.161.5915.3312.781.131.453.40与思考J.产业创新研究,2 0 2
37、1(16):6 2-6 3,6 9.ZHAO Yufeng,LI W e n c h a o,W A NG H a i j u n.Development and utilization of phosphate mineralresources in ChinaJ.Industrial Innovation,2021(16):62-63,69.2刘树永,韩百岁,赵通林,等。中低品位磷矿浮选药剂研究现状与展望J.矿产综合利用,2 0 2 1(6):91-10 0.LIU Shuyong,HAN Baisui,ZHAO Tonglin,et al.Current status and prosp
38、ects of the research onflotation reagent for medium and low grade phosphoriteoreJl.Multipurpose Utilization of Mineral Resources,2021(6):91-100.3余永富,葛英勇,潘昌林.磷矿选矿进展及存在的问题J.矿冶工程,2 0 0 8,2 8(1):2 9-33.YU Yongfu,GE Yingyong,PAN Changlin.Progressand problems in beneficiation of phosphorite oreJ.Mining an
39、d Metallurgical Engineering,2008,28(1):29-33.4李向益,孙广周,曾茂青,等.云南某难选低品位胶磷矿正一反浮选试验研究J.有色金属(选矿部分),2019(3):51-54,59.LI Xiangyi,SUN Guangzhou,ZENG Maoqing,et al.尾矿1Fe2O30.504.364.533.921.34/%MER值92.397.181.7969.442.60一3.22100.021.252024年第2 期Experimental research on direct-reverse flotationprocess for a low
40、 grade refractory collophanite inYunnan J.Nonferrous Metals(M i n e r a l Pr o c e s s i n gSection),2019(3)51-54,59.5徐伟,石波,田言,等.贵州某复杂难处理磷矿石工艺矿物学及浮选应用研究J.化工矿物与加工,2 0 2 2,51(6):12-16.XU Wei,SHI Bo,TIAN Yan,et al.Study on the processmineralogy and flotation behavior of a complexphosphate rock in Guizh
41、ouJJ.Industrial Minerals&.Processing,2022,51(6):12-16.6黄齐茂,李锋,蔡坤,等.湖北某硅钙质胶磷矿反正浮选工艺研究J.化工矿物与加工,2 0 10,39(12):1-3,11.HUANG Qimao,LI Feng,CAI Kun,et al.Reverse-direct flotation process for siliceous-calcareouscollophanite from Hubei J.Industrial Minerals&.Processing,2010,39(12):1-3,11.7梁欢,虞肖旸,杨成,等.钙镁离子
42、对磷矿浮选的界面反应机理探讨J.有色金属(选矿部分),2 0 17(1):8 6-90.LIANG Huan,YU Xiaoyang,YANG Cheng,et al.Discussion on mechanism of calcium and magnesiumions on phosphate flotation of interface reaction J.Nonferrous Metals(M i n e r a l Pr o c e s s i n g Se c t i o n),郭灿等:贵州某难选硅质胶磷矿正-反浮选试验研究352017(1):86-90.8邓坤,葛英勇,郭萧,等
43、.某硅镁质胶磷矿正-反浮选试验研究J.矿冶工程,2 0 2 0,40(4):42-44.DENG Kun,GE Yingyong,GUO Xiaoke,et al.Direct andreverse flotation of silicon magnesium collophaniteJ.Mining and Metallurgical Engineering,2020,40(4):42-44.9李若兰,宋慧林,张朝旺,等.酸性废水在胶磷矿反浮选工艺中的应用J.有色金属(选矿部分),2 0 16(3):56-58.LI Ruolan,SONG Huilin,ZHANG Chaowang,et
44、al.Application of acid waste water in phosphate reverseflotation technology JJ.Nonferrous Metals(MineralProcessing Section),2016(3):56-58.10罗惠华,李冬莲,王玉林,等.双碱法处理磷矿选矿工艺废水及循环利用研究.中国非金属矿工业导刊,2008(3):48-50.LUO Huihua,LI Donglian,WANG Yulin,et al.Researchon treatment phosphorite processing wastewater withdouble alkali and recycling utilizationJ.China Non-metallicMinerals Industry,2008(3):48-50.(本文编辑刘水红)