刘长淼等对甘肃罗家峡低品位磷灰石型磷矿进行浮选试验研究，结果表明，以氧化石蜡皂为捕收剂，碳酸钠和水玻璃为调整剂，可以有效富集原矿中的磷灰石。当原矿氟磷灰石的矿物质量分数为7.02%时，采用一粗二扫四精、中矿顺序返回的直接浮选流程，可以得到产率为7.78%，含P2O5为29.04% 、含MgO为1.89%，回收率76.56%的磷灰石精矿。采用腐植酸钠降镁后，可获得合格磷灰石精矿。
云南某胶磷矿原矿含P2O525.41% ，张旭，王雅静等对该矿进行了浮选试验研究。使用一粗一扫一精的正浮选流程，得到磷精矿P2O5品位30.62% ，回收率83.87%的浮选指标。该研究中的高硅质胶磷矿与脉石矿物共生或被脉石矿物包裹，浮选难度大。回收低品位矿石中的有用元素对资源利用具有深远意义。
李若兰等以澳大利亚某地区硅质胶磷矿为研究对象.针对硅质胶磷矿的特点，在对其进行矿石性质分析后，采用正浮选一次粗选两次精选工艺流程进行了试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.038 mm质量分数占95.18%，碳酸钠用量2.0 kg/t，水玻璃用量2.5 kg/t，矿浆分散剂L3用量1.6 kg/t，捕收剂用量3.0kg/t的条件下，采用碳酸钠和水玻璃两种调整剂同时加入球磨机中的添加方式.经过闭路试验流程可获得精矿P2O5品位30.06%，SiO2质量分数I6.47%，回收率85.08%的磷精矿。
(2)单一反浮选工艺
姜振胜等对贵州某磷矿开展了“反浮选—中矿再磨”联合流程试验，原矿P2O5品位为23.52%，MgO质量分数为7.14%，分别采用一次粗选、一次扫选反浮选工艺和一次粗选、一次扫选中矿再磨反浮选工艺进行闭路对比试验，结果表明，中矿再磨流程，在精矿P2O5品位和MgO质量分数接近的情况下，精矿产率由59.32%增加到61.22%，精矿回收率由90.19%提升至93.61%，尾矿P2O5品位由5.27%降至3.65%。由此可见，在保证精矿产品质量的前提下，中矿再磨流程能有效提高精矿回收率，具有较好的经济效益。
钟晋等根据云南风化胶磷矿的矿石性质，采用了单反扫选试验流程，并且采用了自行研制的ZP系列药剂(阳离子捕收剂)，该药剂的用量较少，能大大降低一般磷矿浮选的药剂成本并且取得了精矿品位P2O5>31%的良好效果，实现了有用矿物和脉石的有效分离，得到了合格的磷精矿产品。
李若兰等对云南待云寺片区某低品位(P2O5品位l5.44%)碳酸盐型胶磷矿进行了浮选工艺研究，试验结果表明：选择合适的磨矿细度、正确的药剂添加方式，并使用新型药剂WP，采用一次粗选、一次精选反浮选工艺流程，可以得到平均P2O5品位3O.73%、回收率68.65%的磷精矿。
张凌燕等针对宜昌细粒易泥化、低品位难选胶磷矿，采用稀浆浮选的单一反浮选工艺，以硫磷混酸调整pH值、抑制胶磷矿，采用改性脂肪酸类捕收剂HS捕收碳酸盐，获得了最终磷精矿P2O5品位为29.45%、MgO质量分数为1.28%、回收率为75.38% 的优良指标，实现了白云石、方解石与胶磷矿的常温浮选分离。
李军旗等对织金低品位磷矿加入自制捕收剂(WF-02)进行了反浮选研究，采用分段加入捕收剂的方式，考察了捕收剂用量、抑制剂用量、磨矿细度、矿浆浓度、浮选时间对P2O5品位和回收率的影响。试验结果表明：在WF-02用量为1.0 kg/t矿，磷酸用量为10 kg/t矿，矿浆质量分数为35%，磨矿细度-0.074 mm质量分数占89%，浮选时间9 min的条件下，磷精矿的P2O5品位可从原矿的21.90%增加到33.19%，回收率达到89.89% ，获得了较好的浮选效果。
周军等为了降低云南会泽高镁中低品位磷矿的氧化镁的质量分数，提高P2O5的品位，采用全硫酸一粗一扫的单一反浮选工艺对云南会泽高镁中低品位磷矿进行了试验。在原矿P2O5品位为23.71%，最佳磨矿细度为-0.074 mm 质量分数占88.2%的条件下，以硫酸作为pH 调整剂和抑制剂(不需要添加磷酸等其他抑制剂)，以改性的棉籽油脂肪酸皂为捕收剂，进行浮选试验。结果表明：在粗选硫酸用量为10 kg/t，扫选硫酸用量为6 kg/t，捕收剂TSM-2采用分段加药，第一段粗选添加1.2 kg/t，第二段为0.3 kg/t时，获得精矿P2O5品位为3O.O9%，回收率达到86.53%，氧化镁由原矿的4.55%降至精矿的0.78%，脱镁率为88.13%的较好指标，为云南会泽磷矿的利用开辟了新途径。
（3）正反（反正）浮选工艺
针对湖北某低品位难选硅钙质胶磷矿，余俊等采用正反浮选工艺进行了试验研究，正浮选优惠药剂制度为：Na2CO3用量4.2 kg/t，Na2SiO3用量1.0 kg/t，DK-1用量1.0 kg/t，DC-1用量0.3 kg/t;反浮选优惠药剂制度为：硫酸用量25.0 kg/t，DC-2用量0.5 kg/t，当原矿P2O5品位为11.11%，MgO质量分数为7.11%，可以获得磷精矿P2O5品位29.10%，MgO质量分数1.15%，精矿P2O5回收率83.08%的较好指标，实现了低品位胶磷矿综合利用的目标。
高惠民等确定了远安低品位胶磷矿的正反浮选流程，通过正反浮选，当原矿P2O5品位17.96%，MgO质量分数2.31%时，可获得精矿P2O5 31.21%，MgO 0.84%的良好指标，实现了胶磷矿与石英、白云石等杂质矿物的有效分离。采用十二烷基磺酸钠(SDS)作增效剂可以较大程度提高捕收剂的捕收性能和选择性，提高P2O5品位和回收率。
柏中能采用正反浮选流程和高效浮选药剂，对海口中等品位硅钙质胶磷矿进行了小型试验、扩大试验和工业试验3个阶段的浮选实验开发，取得了满意的经济、技术和环保指标。该产业化开发的成功为海口磷矿区中低品位磷矿浮选厂建设提供了工程建设依据和技术参数。
云南某磷矿含P2O5 23.97%，SiO2 23.64%，CaO 31.78%，毛素荣等通过正反浮选试验，得到磷精矿品位31.74%，回收率81.47%，精矿含SiO2 11.32%的指标。
为合理开发利用内蒙古东升庙低品位磷矿资源，针对其矿石性质和赋存状态，李艳等对该难选磷矿进行了系统的选矿试验研究。通过正反浮选工艺流程，最终获得的闭路试验指标为：磨矿细度-0.074mm质量分数占89.50%，原矿品位P2O5 7.30%、MgO 5.42%，精矿品位P2O5 32.37%、MgO 1.10%，回收率84.73%。
S711是胶磷矿正浮选常用抑制剂之一。李防等介绍了不用S711时放马山磷矿的正反浮选工艺试验结果，结果表明：在不使用抑制剂S711时，正反浮选可以达到与使用S711同样的精矿质量和精矿回收率，并且经济指标优于使用S711时的浮选结果。
傅克文等采用直接浮选法选别大峪口露采胶磷矿，存在精矿泡沫粘度大、泡沫不易破碎、精矿难以沉降、精矿中MgO质量分数高等问题，且精矿浆不能满足生产优级品磷酸二铵(DAP)的要求。因此在实验室试验基础上，选用新型SP药剂为磷矿物抑制剂，并采用“优先脱硅—粗精矿脱镁”的正反浮选新工艺对原有直接浮选法工艺流程进行了改造和工业化试验。结果表明：当原矿P2O5品位为17.9O%、MgO质量分数为4.28%时，可获得精矿P2O5 31.62%、MgO 0.74%、回收率81.35%的指标。
邓伟等针对清平磷矿矿石特性，因地制宜地提出“矿浆无需加温”、“正浮选无需添加碳酸盐抑制剂”、“反浮选无需添加磷酸”、“反浮选无需添加碳酸盐捕收剂”的“四无”正反浮选工艺。在原矿P2O5品位22.22%、MgO质量分数2.91%、磨矿细度-200目93%的条件下，进行连续运转72 h的1 t/d 扩大连续性试验，可获得P2O5 30.37%、MgO 0.53%、精矿产率60.71%、回收率82.99%的工艺指标。
黄齐茂等针对湖北某中低品位硅钙质胶磷矿的矿石性质，采用常温反正浮选工艺，通过优化浮选流程的药剂制度，获得了较好的选别指标：原矿P2O5品位17.09%、MgO质量分数5.29%，磷精矿P2O5品位29.03%、回收率78.22%、MgO质量分数0.71%，为该中低品位硅钙质胶磷矿的开发利用研究提供了参考。
（4）双反浮选工艺
刘星强等对某中低品位硅钙质胶磷矿采用双反浮选工艺流程进行了试验研究，对磷矿物而言，碳酸盐与硅酸盐都是杂质矿物，对于是先选碳酸盐(选镁)还是先选硅酸盐(选硅)进行了两种流程的对比试验，结果表明，先选硅后选镁流程的分选效果不如先选镁后选硅流程，并且选硅部分泡沫较粘，选镁部分上浮量明显减少，即使增加捕收剂PA-64的用量，上浮量还是不足，甚至后面不上矿，因此最终确定选用先选镁后选硅的双反流程。最优闭路试验结果表明：在原矿P2O5品位为23.14%，MgO质量分数为3.72%，磨矿细度为-200目76.55%的条件下，经过先选碳酸盐后选硅酸盐的双反浮选流程，可以获得P2O5品位为30.60%，MgO质量分数为0.68%的优质磷精矿，且精矿P2O5的回收率达81.05%。
程仁举等针对贵州某中低品位胶磷矿的矿石性质，在磨矿细度-74 μm质量分数占80%的条件下，以EM-LS-01作为反浮脱镁捕收剂，改性胺类捕收剂EM-FM-01作为反浮脱硅捕收剂，采用双反浮选工艺，最终获得了P2O5品位31.26%，回收率为81.15%，含MgO 0.86% 的磷精矿，实现了磷矿物与脉石矿物的有效分离。
谢春妹等以贵州瓮福磷矿a层矿2 矿体磷矿石为研究对象，采用双反浮选工艺，分别对影响分选指标的主要因素进行了条件试验。结果表明，在磨矿细度-0.074 mm质量分数占80.80%条件下，原矿P2O5品位为25.05%的硅钙质胶磷矿经“一次粗选一次扫选两次精选”浮选流程选别后，可获得P2O5品位31.82%、MgO质量分数0.92%、SiO2质量分数12.63%的综合精矿，其总回收率为80.24%。
（5）浮选工艺对比研究
沈静等针对湖北某中低品位钙硅质胶磷矿，分别进行单一反浮选、双反浮选和常温正反浮选工艺研究及药剂费用对比，结果表明：采用单一反浮选，可得到磷精矿P2O530.37%，MgO 0.36%，回收率88.38%的较好指标，且最为经济，每吨原矿药剂费用仅为15.28元;若希望精矿质量更好些，回收率更高些，建议采用双反浮选，可得到磷精矿P2O531.60%，MgO 0.43%，回收率90.63%的好指标，每吨原矿药剂费用为23.40元;正反浮选相对来说精矿质量一般、回收率较低、药剂费用较高、磨矿细度较细，指标分别为磷精矿P2O530.54%，MgO 0.70%，回收率84.62%，每吨原矿药剂费用为26.98元。
方世祥等根据矿石性质，分别采用单一反浮选、双反浮选和正反浮选3种流程选别云南会泽磷矿。结果表明3种工艺均能取得较好的选矿指标，为云南会泽磷矿的开发开辟了新的途径。
罗惠华、柏中能等认为单一的反浮选工艺能获得较好的选矿指标，但局限于处理含碳酸盐矿物较高的磷矿;双反浮选工艺要求磷矿中SiO2的质量分数不能过高;单一重选工艺精矿回收率低，且杂质MgO质量分数高，精矿品位达不到酸法磷矿的要求。在分析海口磷矿的赋存状态和嵌布特征的基础上，提出采用正反浮选工艺处理海口高硅高镁的磷块岩矿石，而采用单一或双反浮选工艺处理海口低硅高镁的磷块岩的选矿工艺方案。
（6）其他浮选工艺研究
李根等研究了粒度及其分布对晋宁磷矿浮选的影响，提出并试验了解决粗细粒间相互影响的方法——分级浮选。试验表明：分级浮选可以降低浮选药剂消耗，提高浮选指标，并可降低磨矿细度。
刘丽芬针对某地高硅低品位砂质磷矿细粒级矿中有用矿物质量分数低而倍半氧化物质量分数高，直接浮选矿浆发粘，有用矿物和杂质难于分离的实际情况，采用分级浮选工艺流程，避免了细粒级矿对浮选作业的干扰，得到了比较理想的技术指标。
钱押林等研发出了一种硅钙质胶磷矿的分支浮选工艺，将磨矿后硅钙质胶磷矿首先进行反浮选脱镁，反浮选粗精矿进行分级，粗粒级部分进行反浮选脱硅，细粒级部分进行正浮选脱硅，脱硅后的精矿合并为最终精矿。该工艺充分考虑到硅钙质胶磷矿的特性和粗细粒级的分选特性，具有分选效率高，工艺指标优，最终精矿综合成本较低等优点。
曹效权等介绍了一种硅钙质磷块岩磷矿的浮选工艺：先对磨矿后的原矿进行正浮选，排除可浮性差的硅质矿物、碳酸盐矿物、泥质及其他矿物，再对粗精矿进行碳酸盐矿物反浮选，浮出碳酸盐矿物，最后对槽内产品进行脱泥浮硅，进一步排除硅、铁、铝等杂质矿物。该浮选工艺可获得较高品位的磷精矿。
钱押林等研发出了一种硅钙质胶磷矿等可浮分选工艺：将磨矿后硅钙质胶磷矿首先进行等可浮浮选，泡沫产品进行反浮选除镁，槽内产品进行正浮选脱硅，除镁精矿和脱硅精矿合并为最终精矿。该工艺充分利用了各矿物天然可浮性的差异，具有浮选药剂用量小，分选效率高，最终精矿质量高，综合成本低等优点。
湖北宜昌某低品位胶磷矿，磷灰石赋存颗粒较细，碳质和碳酸盐质量分数均较高，且磷灰石与脉石矿物相互嵌布或呈包裹体存在。宋昱晗等针对该矿石性质采用了反反正的浮选工艺流程，先以煤油反浮选脱泥除碳质，然后以硫酸和磷酸的混酸作为反浮除碳酸盐的调整剂和抑制剂，改性脂肪酸HQ为捕收剂反浮除碳酸盐，最后以水玻璃抑制硅酸盐，羧甲基纤维素类抑制剂S-2抑制碳酸盐，脂肪酸皂S-1正浮捕收磷灰石，获得最终磷精矿含P2O531.36%、MgO 0.95%。
（7）其他浮选技术研究
云南磷矿资源丰富，根据原矿的性质，在正浮选时可采取有碱或无碱工艺。刘丽芬研究了浮选时采用有碱和无碱工艺对不同类型胶磷矿的适应性，并总结了有碱和无碱工艺的优缺点。研究发现：硅钙质胶磷矿更适宜采用无碱工艺，钙硅质胶磷矿两种工艺都适合，但添加少量的碳酸钠作pH调整剂，效果更理想。硅质胶磷矿适宜采用有碱工艺。根据矿石性质来确定有碱或无碱工艺，对取得较好的生产指标、节省药剂、简化工艺流程等具有重要意义。
药剂添加点对生产指标也有影响，云南海口矿区某硅钙质磷矿，原矿含P2O522.56%，反浮选时，在浓硫酸与捕收剂YP-3 同时添加时生产指标不理想。杨稳权等研究了浓硫酸添加点对此磷矿石反浮选的影响，在浓硫酸与捕收剂不同时添加时，得到反浮选精矿P2O5品位31.65%，回收率93.86%的浮选指标，与同时添加相比，品位高0.98个百分点，回收率高11.43个百分点;在不同的加药搅拌时间下反浮选该磷矿时，指标变化不大。该研究指出浓硫酸与捕收剂应分开加。
柏中能等针对某磷选厂消耗大、捕收效果不好等问题，对该厂的捕收剂做了优化调整，将捕收剂现配制使用质量分数由10%调整为5%，一次性一点给药调整为分段多点加药，药剂用量降低，实现了节约成本的目的。
杨稳权、罗廉明等针对云南海口和安宁两个200万t/a浮选厂生产工艺流程经常出现“短路”现象的问题，分析了原仅用水玻璃作抑制剂和调整剂的工艺流程特点，发现出现“短路”的主要原因是水玻璃作抑制剂作用强而作调整剂作用弱，造成了工艺流程浮选时间不够。研究中发现碳酸钠作为一种无机调整剂可以减少矿浆中的Ca2+、Mg2+ 等难免离子，活化胶磷矿，加快浮选速度，缩短浮选时间。他们分析了水玻璃、水玻璃与碳酸钠配合使用的作用机理并进行了加与不加碳酸钠的对比试验，结果表明，相同刮泡时间内，加碳酸钠浮选流程的精矿产率和回收率要高11.45%和16.69%，说明碳酸钠在胶磷矿正浮选中的活化作用非常明显。该试验结果已被用于海口浮选厂的生产实践, 且取得了良好经济效益。
李松清等在双反浮选工艺的基础上，对某沉积型硅钙质胶磷矿进行了脱镁降硅的磨矿细度条件试验，在酸性和磨矿细度为-0.074 mm占55%的条件下，以BK422为反浮选脱镁捕收剂，BK430为反浮选脱硅捕收剂，就可以获得MgO品位1.08%、SiO2品位12.79%、P2O5品位30.39%、P2O5回收率92.70%的磷精矿，取得了较好的试验效果。
周颖等针对贵州织金中低品位磷矿石，采用钢球和钢棒为磨矿介质及“一粗一精”的反浮选工艺流程进行了浮选富集磷的试验，结果表明：在磨矿细度-0.074 mm 为75.00%时，采用棒磨方式，获得的磷精矿含P2O5 33.45%，MgO1.28%，精矿P2O5回收率为89.26%。采用棒磨方式获得的磷精矿P2O5品位比采用球磨方式获得的磷精矿P2O5品位高出1.15个百分点，MgO品位低0.76个百分点。
穆枭针对胶磷矿浮选精矿三相泡沫体系，研究了胶磷矿精矿三相泡沫稳定性的影响规律。研究表明：与氧化石蜡皂和塔尔油相比，油酸钠作为捕收剂时产生的三相泡沫最为稳定;-0.01 mm粒级胶磷矿固体颗粒显著提高了三相泡沫稳定性，而0.01～0.038 mm粒级对三相泡沫稳定性影响不大，0.038～0.076 mm粒级则降低三相泡沫的稳定性。
杨稳权等通过测定胶磷矿在不同磨矿细度下的单体解离度，来计算磷矿的理论最大回收率，进而通过比较实际回收率与理论最大回收率来判定浮选指标的优劣。利用偏光显微镜观测，采用过尺线测法，在磨矿细度-0.074 mm质量分数分别占84.23%、88.71%、92.74%和95.16%的条件下，测定了磷块岩中有用矿物(胶磷矿)和脉石矿物(白云石、石英)的单体解离度。据此计算获得了对应磨矿细度下胶磷矿的理论最大回收率，分别为95.11%、95.71%、96.70%和96.72%。初步浮选试验显示磨矿细度在-0.074 mm 占88.71%时较为适宜，浮选脱镁率为88.76%，磷精矿实际回收率为87.54%。在此磨矿细度下，通过优化浮选工艺流程及药剂制度，浮选磷精矿实际回收率可达91.24%，精矿中磷酸盐矿物的回收率可达95.33%，说明通过测定胶磷矿的单体解离度来优化指标是可行的。
康拓新等通过对河北丰宁招兵沟铁磷矿浮选选磷工艺7年的生产实践总结，对原矿石性质，浮选粒度、浓度，浮选泡沫层动态，浮选机充气量，浮选温度，浮选水质等影响因素分别进行探讨和研究，找出影响浮选工艺的因素，为选矿厂生产提供依据。
矿浆溶液的pH是影响浮选指标的重要因素之一，王灿霞研究了3种胺类捕收剂在用量一定时，pH对云南某中低品位硅质胶磷矿脱硅的影响。试验结果表明，胺类药剂反浮选脱硅较适宜的pH范围为7.0～8.5。
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