宜昌某高磷赤铁矿反浮选提铁降磷试验研究
高磷赤铁矿脱磷技术简介
书山有路勤为径，学海无涯苦作舟高磷赤铁矿脱磷技术简介根据矿石品位不同可分为富矿和贫矿，一般富矿指含铁量在60%以上，25%-60%之间的称为贫矿，我国铁矿石储量丰富但有近80%属于贫矿，开采难度大成本高。
铁矿石是我国钢铁工业的主要原料，国内钢铁行业的快速发展带动了铁矿石的旺盛需求。
近年来，我国钢铁工业快速发展，钢铁产量先后突破2 亿、3 亿、4 亿吨，2007 年达到4.89 亿吨，到2008 年中国成为世界上首个年粗钢产量超过5 亿吨的国家，2009 年我国钢铁行业粗钢产量达到5.678 亿吨，同比增长13.5%，但是从我国已查明的铁矿资源自然丰度上看，品位低，平均品位31-32%，低于世界平均水平11 个百分点，97%以上是难于直接利用的贫矿，开采难度较大。
而我国铁矿石储量2002 年为578.72 亿吨，仅占世界总量的18.67%，我国钢铁产量已经占到世界总量的40%以上。
由此可见，我国铁矿石资源在总量、质量上相对不足、无法独立支撑国内庞大钢铁工业的快速发展。
钢铁工业的快速发展带动了铁矿石旺盛的需求，2009 年我国进口铁矿石达到6.3 亿吨，近期市场价格暴涨，目前已经上涨至135 美元的协定价，现货价最高更是逼近200 美元，虽然国内大量资本进入铁矿石开采业，我国的铁矿石供应量快速增加。
但铁矿石属于不可再生的矿产资源，虽然新增产能在暴力的刺激下大量增加，但与此同时，许多矿井也在不断枯竭。
高磷赤铁矿是我省乃至我国潜在的优势矿产，广泛分布在鄂西、湖南、重庆、云南等地。
已探明储量100 多亿吨，远景资源量200 亿吨以上。
我省已探明储量近22 亿吨，广泛分布在宜昌西部和恩施州。
由于矿石含磷量高，有用矿物粒度细，选矿脱磷难度大成本高，极大的限制了该类铁矿石的工业利用。
高磷赤铁矿提铁脱磷技术长期以来一直是国际国内冶金选矿技术攻关难题。
目前除少量零星高磷赤铁矿开发利用于水泥配料外，基本处于闲置状态。
高磷赤铁矿酸浸降磷及浸出液综合利用的研究的开题报告
高磷赤铁矿酸浸降磷及浸出液综合利用的研究的开题报告一、研究背景和意义高磷赤铁矿是一种重要的铁矿资源，其磷含量通常超过0.1%，是我国常规铁矿中磷含量较高的一种。
高磷含量的赤铁矿开采和综合利用是当前我国铁矿资源开发和利用的难点之一。
磷元素是钢铁生产中的重要污染物，高磷含量的铁矿进入钢铁行业会引起破坏冶金坩埚和提高炉渣粘度等问题，影响生产效益和环境污染。
传统的高磷赤铁矿处理方法是采用浸出法脱除磷，在钢铁生产中大多采用烧结－烧结－磁选的工艺路线，但这种方法存在铁资源浪费严重、环境污染较大等问题。
因此，如何实现高磷赤铁矿磷元素的综合利用是当前重要的研究方向之一。
本课题旨在研究高磷赤铁矿酸浸降磷及浸出液综合利用的工艺技术，实现高磷赤铁矿中磷元素的资源化利用，减少环境污染和铁资源浪费，具有重要的理论和实际意义。
二、研究内容和方法本课题的研究内容主要包括：1.高磷赤铁矿酸浸降磷技术研究：选择合适的酸性介质和浸出条件，研究高磷赤铁矿的浸出率和磷元素的降解率。
2.浸出液中磷元素的回收与综合利用：采用化学沉淀、离子交换、反渗透等技术将浸出液中的磷元素回收并转化为有用的化学品或者肥料。
3.高磷赤铁矿资源化利用的实验研究：通过实验研究，探究高磷赤铁矿中磷元素在其他用途方面的应用，如水泥生产、废水处理等方面。
本课题的研究方法主要包括文献调研、实验研究、数据分析等。
三、预期目标和创新点本课题的预期目标是：1.研究出高效、可行的高磷赤铁矿酸浸降磷技术，实现高磷赤铁矿中磷元素的高效降解和回收。
2.实现高磷赤铁矿浸出液中磷元素的资源化利用，开发出可行的技术路线，将浸出液中的磷元素转化为有用的化学品或者肥料。
3.在水泥生产、废水处理等方面探究高磷赤铁矿中磷元素在其他用途方面的应用。
本课题的创新点在于：1.研究高磷赤铁矿酸浸降磷技术并将其应用于实际生产，实现高磷赤铁矿中磷元素的高效降解和回收。
2.实现高磷赤铁矿浸出液中磷元素的资源化利用，开发出可行的技术路线，将浸出液中的磷元素转化为有用的化学品或者肥料。
某高磷鲕状赤铁矿浮选试验研究
某高磷鲕状赤铁矿浮选试验研究摘要鄂西某高磷鲕状赤铁矿重-磁联用铁精矿Fe品位49.26%，SiO2品位15.70%，P品位0.62%，为进一步提铁降磷，对该铁精矿进行絮凝-反浮选工艺技术条件探究。
结果表明脱泥后产品采用1粗3精2扫中矿顺序返回的反浮选闭路流程流程，最终得到Fe品位55.32%,回收率86.33%，含P量0.29%，提铁降磷效果较明显。
关键词铁精矿絮凝反浮选提铁降磷鄂西高磷鲕状赤铁矿在中国储量巨大，是重要的可利用的铁矿石资源，但是高磷鲕状铁矿中赤铁矿粒度细，与磷灰石、石英等脉石矿物嵌布关系复杂，是国内外公认的最难选的铁矿石类型之一。
经济不断发展，铁需求量不断增加，而富铁矿逐渐减少，随着选矿技术不断提高，这种难选矿的利用逐渐提上了日程。
现对鄂西某高磷鲕状赤铁矿进行选矿试验探究。
采用重选-磁选联用得到磁选铁精矿全铁品位49.53%，回收率80.78%，P含量0.62%。
为进一步提铁降磷，现对选矿新流程进行研究，增加反浮选。
1 矿石性质试验矿样为某高磷鲕状赤铁矿重选-强磁铁精矿，细度为－0.043mm占80%，粒度细常规浮选效果不好，经研制高效抑制剂PQE和捕收剂PL，对试样先絮凝后浮选试验探索表明浮选效果良好。
矿样多元素分析结果见表1，矿样的铁物相分析结果见表2。
表1矿样的多元素分析结果表2矿样的铁物相分析结果由表1知,铁品位还有待提高，且磷含量较高，而脉石主要为石英，由表2知，铁矿物以赤褐铁矿为主，基本没有磁性矿，因此考虑反浮选进行提铁降磷。
2 试验设备与方法2.1 试验设备IKARW20搅拌器偏反两用显微镜OlympusBX51 日本奥林巴斯显微镜厂单槽浮选机RK/FD-1.5武汉洛克粉末设备制造有限公司酸度计pH-10 赛多利斯科学仪器有限公司2.2 试验方法直接对磁精矿进行浮选，用光学显微镜观察浮选尾矿以及精矿，试样粒度太细，含泥量多，大矿物颗粒表面细粒矿物包裹，细粒磁铁矿会影响脉石的浮选，因此降低铁矿品位，而细泥脉石包裹铁矿石又会影响铁的回收率。
高磷鲕状赤铁矿矿相重构提铁脱磷机理研究
高磷鲕状赤铁矿矿相重构提铁脱磷机理研究下载提示：该文档是本店铺精心编制而成的，希望大家下载后，能够帮助大家解决实际问题。
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湖北某高磷鲕状赤铁矿磁化焙烧-磁选-反浮选试验研究
湖北某高磷鲕状赤铁矿磁化焙烧-磁选-反浮选试验研究I. 引言- 研究背景和意义- 研究目的和任务- 研究方法和步骤II. 矿石性质分析- 矿物组成和化学成分分析- 矿石结构和形貌分析- 磁性测试和磁场强度分析III. 磁化焙烧试验研究- 磁化焙烧工艺参数的优化- 磁化效果和矿物变化的分析- 磁化焙烧矿样的磁选试验IV. 磁选和反浮选试验研究- 磁选工艺参数的优化- 磁选效果和矿物变化的分析- 反浮选工艺参数的优化- 反浮选效果和矿物变化的分析V. 实验结果分析和结论- 实验结果的定量评价- 工艺流程的分析和评价- 矿石的可选性和可行性分析- 研究结论和进一步研究建议注：磁化焙烧是将高磷鲕状赤铁矿熔剂中的磷和矿物物理结构变化结合起来进行增进磁化度的过程。
磁选是矿石将磁化处理后放入磁选机中进行磁选，磁场作用于矿石上造成离心力，进一步区分出不同性质的矿物；反浮选则是利用磁选机选出的磁性矿物质地重，通过重液分离的原理来获得矿物精矿的过程。
第一章节：引言在当前社会工业化的背景下，矿产资源的利用和开采已经成为国计民生中的重要领域。
其中，高磷鲕状赤铁矿作为一种重要的磷铁矿石，在钢铁、化肥等领域具有广泛的应用价值。
然而，由于该矿石的成分复杂，存在着磁性弱、品位低等难以克服的问题，其生产成本高，降低其开采利用的经济效益。
为了提高高磷鲕状赤铁矿的综合利用率和经济效益，在国内外学者的积极探索下，磁化焙烧-磁选-反浮选工艺逐渐成为高磷鲕状赤铁矿提高品位的重要技术手段。
该工艺通过磁性的利用，降低矿石的含磷量并提高回收率，具有高效、节能、环保等优势。
本论文旨在对湖北某高磷鲕状赤铁矿进行磁化焙烧-磁选-反浮选工艺的试验研究。
研究通过分析该矿石的物理化学性质，设计磁化焙烧-磁选-反浮选工艺流程，并结合实验证明了该工艺的可行性和优势。
此外，本论文还深入分析了磁化焙烧-磁选-反浮选工艺过程中的矿物转换、磁性分离、反浮选分离等关键技术环节，为该领域的相关研究提供借鉴和参考。
高磷鲕状赤铁矿分级磁选-反浮选试验研究
Ａｂ ｓ ｔ ｒ ａ ｃ ｔ ：Ｄ ｕ ｅ ｔ ｏ ｔ ｈ ｅ ｄ ｉ ｆ ｆ ｅ ｒ ｅ ｎ ｃ ｅ ｅ ｘ ｉ ｓ ｔ ｅ ｄ ｉ ｎ Ｔ Ｆ ｅ ｇ ｒ ａ ｄ ｅ ａ ｍｏ ｎ ｇ ｄ ｉ ｆ ｆ ｅ ｒ ｅ ｎ ｔ ｓ ｉ ｚ ｅ ｆ ｒ ａ ｃ ｔ ｉ ｏ ｎ ｓ ｏ ｆ ｇ ｒ ｏ ｕ ｎ ｄ ｈ ｉ ｇ ｈ － ｐ ｈ ｏ ｓ ｐ ｈ ｏ ｒ ｕ ｓ ｏ ｏ ｌ ｉ ｔ ｉ ｃ ｈ ｅ ｍａ ｔ ｉ ｔ ｅ ｏ ｒ ｅ ，ｔ ｈ ｅ ｔ ｅ ｃ ｈ ｎ ｉ ｑ ｕ ｅ ｏ ｆ ｃ ｌ ａ ｓ ｓ ｉ ｉ ｆ ｃ ａ ｔ ｉ ｏ ｎ — ｍａ ｇ ｎ ｅ ｔ ｉ ｃ ｓ ｅ ｐ ａ ｒ ａ ｔ ｉ ｏ ｎ ｗ ａ ｓ ａ ｄ ｏ ｐ ｔ ｅ ｄ ｆ ｏ ｒ ｔ ｈ ｅ ｂ ｅ ｎ ｅ ｆ ｉ ｃ ｉ ａ ｔ ｉ ｏ ｎ ｏ ｆ ｃ ｌ ａ ｓ ｓ ｉ ｉ ｆ ｅ ｄ ｐ ｒ ｏ ｄ ｕ ｃ ｔ ｓ ，
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某高磷鲕状赤铁矿选矿试验研究
３ ３ 焙烧 时间试 验 ．
还原 剂配 人 量 与 矿 石 量 的 比例 为 ６ 、 烧 温 ％ 焙
度 为 ８ ０ ， 别 选 取 焙 烧 时 间 为 ３ ｍ ｎ ６ ｍｉ、 ０％ 分 ０ ｉ 、 ０ ｎ ９ ｍｉ、２ ｍｉ 行 还 原 焙 烧 试 验 。焙 烧 后 矿 石 在 ０ ｎ １０ ｎ进 同样 的磨矿 粒度 与分 选磁 场强 度 条件下 得到 的弱磁 选 铁精矿 的 品 位 和 回收 率 与 焙 烧 时 间 的 关 系 见 图
第 １ 期 ２ １ 年 ２月 ０１
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Ｍ ｕ ｔｐ ｒ ｏ ｅ Ｕｔ ｉａ ｉ ｎ ｏ ｉ ｅ ａ ｓ ｕ ｃ ｓ ｌｉ ｕ ｐ ｓ ｉ ｚ ｔｏ ｆＭ ｎ ｒ ｌ ｌ Ｒｅ ｏ ｒ ｅ
宁 乡式 鲕状 赤铁 矿 是 我 国分 布广 、 量 多 的沉 储
铁矿 、 磁黄 铁矿 等 ； 石 矿物 主要 为石英 、 脉 方解石 、 鲕 绿泥 石 ， 次 为胶 磷 矿 、 石 、 其 长 伊利 石 、 云母 等 ， 黑 有
少量 的电气石 、 白云母 、 白石 、 蛋 玉髓等 。 岩矿 鉴 定 表 明 ： 粒 中 赤 、 铁 矿 大 多 为 ０— 鲕 褐
作者简介 ： 龙运波（ ９ ７一） 男 ， １７ ， 工程师 ， 主要从 事矿 产资源综合利用研究工作。
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４・
矿 产综 合 利 用
的对 比试验后 发现 ： 无论 采用 上述哪 种流 程 ， 二 铁精 矿
品位都 难 以达 到 Ｔ ｅ ７ ０ ％ ． 质 Ｐ降 到 ０ ３ Ｆ ≥５ ． ０ 杂 ．％ 以下 。为此确 定 采 用 焙 烧 一磁 选 一反 浮 选 联 合流
宜昌中低品位磷矿常温正—反浮选试验研究
【试验研究】宜昌中低品位磷矿常温正—反浮选试验研究罗惠华1，程 静2，余爱萍1（1.武汉工程大学环境与城市建设学院，湖北 武汉 430073；2.襄樊樊东环保局，湖北 襄樊 441000）摘要：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%，MgO 0.78%，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。
关键词：胶磷矿；无碱常温浮选；正—反浮选中图分类号：TD971.3;TD923 文献标识码：A 文章编号：1007-9386(2007)02-0025-04Experimental Research of Direct-negative Flotation at Ambient Temperature of Mid-low Grade Phosphorus Ore of YichangLuo Huihua1, Cheng Jing2, Yu Aiping1(1.Wuhan Institute of Technology, Wuhan 430073, China; 2.Environment Protection Bureau of Fancheng, Xiangfan 441000, China)Abstract: According to property of Yingchang phosphorus ore, the process does not need to add sodium carbonate and carbonatedepressor in direct flotation under ambient temperature,and to add W-98 in negative flotation. The concentrate of P2O531.23%MgO0.78% had been obtained from phosphate ore containing P2O522.33%、MgO6.19%. A recovery 86.96% had been gained.Key words: phosphorus ore; ambient temperature flotation without sodium carbonate; direct-negative flotation宜昌磷矿是湖北省亟待开发的一个磷矿资源，此类矿石属硅钙(钙硅)质胶磷矿，对这类矿石在选矿过程中必须同时排除碳酸盐和硅酸盐杂质后，才能满足后续加工的要求。
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XX某高磷赤铁矿反浮选提铁降磷试验研究摘要：对XX某高磷鲕状赤铁矿进行了反浮选提铁降磷试验研究，采用MG做捕收剂，用量为800g/t的条件下可获得精矿铁品位57.43%, 回收率71.80%，含磷量0.18%的良好指标，组合捕收剂用量为300g/t时即可获得相似的浮选指标。
Abstract:鄂XX区存在着大量的赤铁矿资源，累计探明的储量18.95亿吨，远景资源量可达30 亿～40亿吨。
矿石的有害组分磷含量为0.3 %～1.8 %，SiO2含量也较高，在10%～15%左右，硫含量为0.01 %～0.4 %，矿石具有鲕状结构，属于“宁乡式” 鲕状赤铁矿，由于其难选难冶的特点而一直未得到开发利用。
受XX市某单位委托，对XX某高磷赤铁矿进行了可选性试验研究，在给矿铁品位50.09%，含磷量0.53%的条件下，通过选择性絮凝脱泥-反浮选可获得精矿铁品位57.43%, 回收率71.80%，含磷量0.18%的良好指标。
且探讨了组合捕收剂对此矿的分选效果，结果表明组合捕收剂用量为300g/t时可获得与单一捕收剂用量800g/t时相似的浮选指标，降低了捕收剂的用量，解决了此矿提铁降磷的难题，并为同类矿石的开发利用提供了一定的依据。
1 矿石性质从XX某矿山四个不同地点按比列取样配矿，矿石为粒度X围较大的块矿，采用采用颚式破碎机和对辊式破碎筛分机将矿石破碎至-2mm，混匀后缩分至每袋1kg，并取样供化学多元素分析，物相分析。
原矿化学多元素分析结果与铁物相分析结果分别见表1-1、1-2。
表1-1 原矿化学多元素分析结果元素TFe FeO SiO2P CaO MgO Al2O3含量（%）50.09 8.30 17.28 0.53 3.39 1.36 6.75表1-2 铁矿物物相分析结果铁物相磁性铁碳酸铁硫化铁硅酸铁赤褐铁含量（%）/ 1.68 0.041 5.33 43.04占有率（%）/ 3.36 0.08 10.64 85.92 从表1-1中可以看出矿石中有回收价值的元素只有铁，铁品位为50.09%，主要杂质SiO2品位为17.28%，含磷量为0.53%；另外（CaO+ MgO）／(SiO2+ Al2O3）＜0.5，为酸性不自熔矿石。
物相分析结果表明：铁矿物主要为赤褐铁，占85.92%，少量的硅酸铁、碳酸铁及硫化铁，不含磁性铁。
工艺矿物学研究表明矿石中铁矿物主要为赤褐铁矿，共占80%以上，主要脉石矿物为石英，粘土矿物以及胶磷矿。
矿石为具有同心圆的鲕状结构，鲕粒粒径大小一般为100-120µm，最大的200µm，最小60µm，鲕粒内粘土矿物和赤铁矿交互生长在一起，二者无法单体解离。
石英呈不规则的粒状，粒径一般为60-80µm，最大的为95µm，最小为10µm，表面光滑，含量为15%-20%；粘土矿物和赤铁矿交织在一起，粒径小于2µm，含量在15%左右；磷矿物为胶磷矿和磷灰石分布在一起，与鲕粒一起致密共生。
2 试验研究2.1 磨矿试验磨矿采用XMQ—67型Ф240×90mm球磨机，每次磨矿250g，磨矿浓度为50%。
磨矿之前加入NaOH和Na2SiO3为分散剂，脱泥前加入对铁矿物有选择性絮凝作用的玉米淀粉100g/t。
浮选采用XDF单槽式浮选机，浮选浓度约为30%，NaOH为矿浆pH调整剂，HZ为铁矿物的抑制剂，CaO为石英活化剂，MG为捕收剂，反浮选试验流程见图2-1，磨矿时间对浮选指标的影响见图2-2。
原矿图2-1 反浮选试验流程图2-2 磨矿时间对浮选指标的影响随着磨矿细度的增加，精矿铁品位不断上升，铁回收率不断下降，当磨矿时间从1min增加到6min时，精矿铁品位由51.74%上升到54.06%，磨矿时间继续增加到9min时，铁品位没有明显升高。
所以选择磨矿时间为6min，此条件下的磨矿细度为-74um占94.17%。
2.2 矿浆温度试验阴离子反浮选常用的是脂肪酸类捕收剂，此类药剂在碱性介质中，常温下大多呈胶束形，很少呈浮游活性形，长期以来，阴离子反浮选通常需将矿浆加温，以使捕收剂保持高度的分散性，获得较理想的分选指标。
但矿浆加温费用太高，目前的研究主要是集中在常温(25℃左右)浮选上。
矿浆温度试验条件为：NaOH 用量1500g/t，HZ用量1000g/t，CaO500g/t，MG400g/t，变换矿浆温度，矿浆温度对浮选指标的影响见图2-3。
矿浆温度为10和15℃时，浮选指标不理想，精矿铁品位仅为52-53%，磷品位均为0.53%，可知阴离子捕收剂MG并不能实现低温浮选；随着矿浆温度从20℃上升到40℃，精矿铁品位由54.99%上升到56.42%、铁回收率从73.52%下降到63.56%、含磷量由0.37%下降到0.29%。
从节约能源的角度考虑，选择合适的矿浆温度为25℃，在MG用量为400g/t的条件下，可以获得精矿品位为55.06%，回收率76.50%，磷品位0.36%的浮选指标。
图2-3 矿浆温度对浮选指标的影响(a)矿浆温度对精矿铁品位与回收率的影响；(b)矿浆温度对精矿磷品位的影响2.3 pH调整剂用量试验NaOH用量试验条件为：HZ用量1000g/t，CaO500g/t，MG400g/t，变换NaOH 用量，NaOH用量对浮选指标的影响见图2-4。
图2-4 NaOH用量对浮选指标的影响(a)NaOH用量对精矿铁品位与回收率的影响；(b)NaOH用量对精矿磷品位的影响由图2-4（a）可知，随着NaOH用量的增加，精矿铁品位不断上升，回收率不断下降，用量为2000g/t时精矿品位达到55.15%，回收率达到76.59%。
NaOH用量达到2500g/t时，精矿品位反而下降。
图2-4（b）可知，随着NaOH用量的增加，精矿磷品位变化不大，保持在0.35-0.4%之间，因此NaOH的最佳用量为2000g/t。
2.4捕收剂用量试验MG用量试验条件为：NaOH用量2000g/t，HZ用量1000g/t，CaO500g/t，变换MG用量，NaOH用量对浮选指标的影响见图2-5。
(a)MG用量对精矿铁品位与回收率的影响；(b)MG用量对精矿磷品位的影响从图2-5(a)中可看出，当捕收剂MG用量为400g/t时，精矿铁品位为55.15%，回收率为76.59%，磷品位为0.36%，当MG用量为800g/t时，精矿铁品位上升到56.74%，回收率为65.23%，含磷量下降到0.22%。
随着MG用量增加，精矿铁品位上升，回收率下降，精矿铁品位在MG用量800g/t左右时达到最大值，之后随MG用量增加到1000g/t时精矿品位与回收率同时有所下降；从图2-5(b)看出，精矿磷品位随着捕收剂MG用量增加而持续下降，综合考虑确定捕收剂MG用量为800g/t。
2.5抑制剂用量试验从图2-6(a)可看出，HZ用量从1000g/t增加到1500g/t时，精矿铁品位变化不大，而回收率由65.23%上升73.63%，之后随着HZ用量继续增加，铁品位持续下降，铁回收率不断升高；从图2-6 (b)可看出，精矿磷品位在HZ用量1500g/t左右也降到最低，综合考虑确定抑制剂用量为1500g/t。
在此条件下，精矿铁品位为56.66%，回收率为73.63%，磷品位为0.21%。
图2-6 HZ用量对浮选指标的影响(a)HZ用量对精矿铁品位与回收率的影响；(b)HZ用量对精矿磷品位的影响2.6开路试验确定了浮选药剂用量、矿浆浓度、温度对浮选指标的影响之后，为提高浮选药剂的选择性，采取分段加药的方式。
通过大量的试验，确定了开路试验流程为一段粗选两段精选，浮选流程如图2-7所示。
分散剂NaOH用量为1000g/t、Na2SiO3的用量为500g/t，粗选NaOH用量为2000g/t，高分子抑制剂HZ用量为1500g/t，CaO用量为500g/t，捕收剂MG用量为300 g/t，精选ⅠMG用量为300g/t，精选ⅡMG用量为200g/t为最佳药剂制度。
在给矿铁品位为50.09%、磷品位为0.53%的条件下，获得开路浮选试验指标为：精矿铁品位57.43%，铁回收率为71.80%，磷品位为0.18%。
原矿图2-7 开路试验流程3 组合用药试验浮选工艺中，通常对现有的捕收剂进行合理搭配、组合使用。
组合用药大致可以获得以下的效果：1）改善浮选指标，组合药剂与单一药剂相比，可分别提高品位、回收率及浮选速度，也可同时改善几项指标。
2) 扩大药剂的原料来源，药剂的组合使用，可减少主药的消耗量，缓解某些原料的紧缺问题。
3）减少药剂用量，组合用药由于各药剂之间的协同效应，当配比适当时往往可以减少总药剂用量，从而达到降低选矿成本的作用。
4）减少环境污染，通过组合用药可以用无毒无害或毒性较小的药剂部分或完全取代有毒有害药剂。
MYXX理工大学自行研制的一种新型的多官能团阴离子捕收剂，合成工艺路线简单，原料来源广泛，起泡性能好。
将MG与MY按2:1的比例组合使用，总用量为300g/t的条件下可获得精矿品位56.83%，回收率72.41%，磷品位0.18%的指标，此指标与单独用MG800g/t时近似。
浮选试验流程见图3-1，试验指标对比见表3-1。
原矿精矿℃图3-1 组合用药试验流程表3-1 组合用药与单独用药试验指标对比药剂用量/g/t 精矿品位/% 铁回收率/%磷品位/%MG MY组合捕收剂200 100 56.83 72.41 0.18 单一捕收剂800 / 57.43 71.80 0.18 单一捕收剂/ 600 56.40 33.53 0.254 结论a 原矿含铁品位50.09%，磷含量0.53%，SiO2品位17.28%，为酸性不自溶矿石。
铁矿物主要为赤褐铁矿，矿石为鲕状构造，为典型的难选矿石。
b 反浮选开路流程为一段粗选两段精选，粗选NaOH用量为2000g/t，HZ用量为1500g/t，CaO用量为500g/t，MG用量为300 g/t，精选ⅠMG用量为300g/t，精选ⅡMG用量为200g/t为最佳药剂制度。
在给矿铁品位为50.09%、磷品位为0.53%的条件下可获得精矿铁品位57.43%，铁回收率71.80%，磷含量0.18%的优良指标。
c MG与MY以2：1的比列组合使用在用量为300g/t的条件下即可获得单独用MG800g/t时相似的浮选指标，可以在很大程度上降低选矿成本。
协同效应的产生主要是由于组合药剂在矿物表面产生了共吸附，与单独使用时比较，其吸附量大、吸附层比较致密、吸附层与疏水层的形成较快、颗粒的絮凝作用较大、与气泡的粘附作用时间较短，从而改变了矿物表面的疏水性、矿粒与气泡粘着几率、粘着强度与接触时间，并在一定条件下达到优化。