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云南某高磷鲕状赤铁矿提铁降磷试验研究徐兴鸿;蒋彦;简胜;杨林【摘要】云南某鲕状赤铁矿磷含量高达0.87％,铁品位为45.14％.对此矿石进行单一的强磁选及反浮选试验研究,结果表明都不能获得磷品位低于0.2％,铁品位较高的铁精矿.采用强磁-反浮选及脱泥-反浮选均能获得磷品位低于0.2％,铁品位高于52％的铁精矿.脱泥-反浮选具有投资成本低,流程结构简单的优势,推荐采用此流程处理该矿石.该研究对开发此类高磷鲕状赤铁矿具有一定的借鉴意义.%Hie simplex experimental study on high intensity magnetic separation or reveree flotation of an oolitic Kematite ore in Yunnan in which the contents of phosphonis and iron are respectively 0.87% and 45.14% was conducted. The result showed that the concentrate with higher iron grade and phosphorus content of less than 0.2% can not be obtained. In view of above, by adopting the process of high intensity magnetic separation-reverse flotation or the desliming-reverse flotation, the concentrate with iron of higher than 52% and phosphorus of less than 0.2% can be got. Therefore, the desliming-reverse flotation is proposed to process the mentioned ore due to its superiorities of low cost of investment and simple process structure. The study can be used for reference to developing this kind of high-phosphorus oolitic hematite ore.【期刊名称】《云南冶金》【年(卷),期】2012(041)003【总页数】5页(P17-20,51)【关键词】鲕状赤铁矿;脱磷;强磁选;反浮选【作者】徐兴鸿;蒋彦;简胜;杨林【作者单位】云南文山铝业有限公司,云南文山663000;昆明冶研新材料股份有限公司,云南昆明650031;昆明冶金研究院,云南昆明650031;昆明冶金研究院,云南昆明650031【正文语种】中文【中图分类】TD92高磷鲕状赤铁矿由于其嵌布粒度极细，且含磷高，目前，还没有得到有效的开发利用;在我国，此类矿石的储量巨大，约占我国铁矿资源的1/9［1～2］。
宜昌中孚磷矿浮选厂初步设计摘要：本选矿厂是年产50万吨的中型选矿厂，原矿品位17.03%，最终得到的精矿品位为31.50%，回收率为81.90%。
本设计采用三段一闭路流程，两系列一段闭路磨矿，由于原矿品位较低，所以其浮选流程较复杂，采用一粗一精一扫，反粗，一次反扫，二次反扫的两系列浮选。
本选矿厂是建在山坡上的，其充分利用了山体的上下高差节省了建设费用。
本选矿厂还选用了一些新型设备，更好的保证了产品的质量。
本设计还做了充分的经济分析，有很高的参考价值。
关键字：50万吨，磷矿，初步设计Abstract：Choose the mineral factory originally to is a year to produce 500,000 tons medium-sized to choose the mineral factory, the personal status 17.03% of original mineral, end the mineral personal status that get is 31.50%, the recovery rate is 81.90%.This design adopts the three segments per closed circuit process, two a closed circuit of serieseses whet the mineral, because of the original mineral personal status lower, so it floats to choose the process more complicated, adopt a thick a single-minded sweep, anti- and thick, an anti- sweep, two times anti- the two serieses that sweeps float to choose.Originally choose what the mineral factory is to set up on the slope, it made use of the top and bottom of the mountain body well high bad saved the construction expenses.Choose the mineral factory to still chose to use some new equipmentses originally, better guaranteed the quantity of the product.This design still did the full economy analysis, there is very high reference value.Key word:500,000 tons, phosphate, first step design.第一章总论1.1 项目及企业概况项目名称：宜昌中孚磷矿选矿工程建设规模：年处理量50万吨磷矿选矿厂项目内容：选矿厂主体工程及配套设施建设单位；宜昌中孚化工有限责任公司单位法定代表人：陈志孚建设地点：宜昌市夷陵区分乡镇棠垭村中孚磷矿棠垭选矿厂拟建于湖北省宜昌市夷陵区分乡镇棠垭村，面积约7.6万m2，距桃坪河丁东磷矿矿区50公里，距远安30公里，距宜昌市60公里。
国外某高磷鲕状铁矿选矿试验研究
谭国超;黄武胜;延黎;林小凤;袁启东
【期刊名称】《现代矿业》
【年(卷),期】2024(40)3
【摘要】国外某高磷鲕状铁矿石主要铁矿物为磁铁矿和赤褐铁矿,有害杂质硫含量较低,伴生杂质硅、铝、磷含量较高。
为降低该高磷鲕状铁矿石中的磷矿物含量,提前抛出部分含磷高的尾矿,进行了多粒级干式预选试验研究,探索预选抛废的可行性,同时对磨选工艺进行了阶段磨矿磨矿细度试验。
试验确定了原矿阶段磨矿—弱磁选流程,最终获得了产率47.42%、铁品位64.45%、磷品位0.501%、铁回收率53.19%的铁精矿,有效降低了铁精矿中的磷含量,为合理开发利用该铁矿资源提供了参考依据。
【总页数】4页(P144-147)
【作者】谭国超;黄武胜;延黎;林小凤;袁启东
【作者单位】中钢设备有限公司;中钢集团马鞍山矿山研究总院股份有限公司【正文语种】中文
【中图分类】F42
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高磷鲕状赤铁矿铁磷分离试验研究
黄涛;吴光亮;孟征兵
【期刊名称】《金属材料与冶金工程》
【年(卷),期】2012()2
【摘要】对高磷鲕状赤铁矿进行了显微结构研究,采用添加脱磷剂直接还原焙烧-磁选工艺进行了铁和磷分离试验,研究了焙烧温度、内配碳量、添加剂配比对铁、磷分离主要技术指标的影响。
结果表明:磷主要以磷灰石的形态嵌布在鲕状结构中,部分与赤铁矿形成环状间层,层间的厚度变化范围在3~15μm之间;在焙烧温度1 000℃、内配碳量6%、添加剂配比10%的优化工艺条件下,通过球磨-磁选试验可得到含铁品位大于85%、含磷量在0.15%~0.20%之间的优质还原铁粉和含磷为3.5%~4%的富磷渣。
【总页数】5页(P12-16)
【关键词】高磷鲕状铁矿;直接还原,添加剂;富磷渣
【作者】黄涛;吴光亮;孟征兵
【作者单位】中南大学资源加工与生物工程学院
【正文语种】中文
【中图分类】TD951
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现代矿业MODERN MINING总 第 625 期2021 年 5 月 第 5 期Serial No. 625Mav .2021低温正反浮选回收低品位宜昌磷矿重选磷尾矿**湖北省技术创新重大项目（编号：2017ACA187）；湖北省中央引 导地方科技发展专项（编号:2017ZYYD007）;武汉工程大学研究生创新基金（编号:CX2019101）O赵泽阳（1995—）,男,硕士研究生,430073湖北省武汉市洪山区雄 楚大道396号。
赵泽阳1陈 慧2,刘 鑫2,3王旭东2,3张正虎1闫雅雯1国亚非1罗惠华1（1.武汉工程大学兴发矿业学院；2.湖北省兴发磷化工研究院有限公司；3.宜都兴发化工有限公司）摘要为了低温浮选回收低品位宜昌磷矿重选磷尾矿，采用含有乙氧基团的非离子型表面活性剂增效棉油酸皂获得的捕收剂MONA-135,在温度11 - 12 °C 的条件下，考察不同比例的该表面活性剂增效棉油酸皂的低温浮选性能。
试验结果表明：含有乙氧基团的非离子型表面活性剂明显提高了棉油酸皂的低温浮选性能，当表面活性剂与棉油酸皂复配比为7.5%时，其增效作用较明 显；在磨矿细度-0.074 mm86.1%,温度11 - 12 C ，正浮选粗选碳酸钠、水玻璃、捕收剂MONA-135用量分别为5,3.5,2.0 kg/t ,扫选MONA-135用量0.5 kg/t ；反浮选粗选硫酸、磷酸、反浮选捕收剂LAA-T 用量分别为15,2.0,0.6 kg/t ,扫选硫酸用量1.83 kg/t 的条件下，进行正浮选1粗2精1扫，反浮选1粗1扫的闭路流程试验，可将重选磷尾矿P 2O 5品位从17.31%提高到27.33%,回收率达86.42%。
关键词低品位胶磷矿增效作用低温正反浮选D0I ：10.3969/j.issn.1674-6082.2021.05.040宜昌是湖北省的磷矿基地之一，宜昌磷矿大部 分是中低品位胶磷矿，硅酸盐、碳酸盐脉石矿物含量较高，胶磷矿呈粗粒嵌布条带构造［1］。
高磷鲕状赤铁矿还原焙烧—磁选新工艺及机理研究一、高磷鲕状赤铁矿的“烦恼”与挑战大家好，今天咱们来聊聊一个让许多矿产工人和科研人员头疼的话题——高磷鲕状赤铁矿。
说到这个名字，可能很多朋友会觉得陌生，其实它就是一种富含磷的铁矿石。
别看它名字这么高大上，实际它的“脾气”可不小，处理起来真是让人头大。
这个高磷的家伙在传统的铁矿冶炼过程中可不讨喜，磷元素一旦留在铁矿石里，不仅让最终的铁品质量大打折扣，还会让钢铁的脆性大增，严重影响使用效果。
所以呢，这种矿石处理起来，简直比做饭还麻烦。
可怎么办呢？只好采用一些新工艺来搞定它了。
二、还原焙烧—磁选的新招数说到解决这个问题，咱们可不能光看热闹，不动脑子。
近几年，有一种叫做“还原焙烧—磁选”的新工艺开始被用来对付这种顽固的矿石，效果怎么样呢？真是挺让人刮目相看的。
这可不是单纯的“搞个焙烧”那么简单，整个过程就像做一道复杂的菜肴，需要精确的火候和材料。
咱们得把矿石加热到一定温度，这个温度得精准，不高不低。
要是温度没掌握好，矿石要么变成一团废物，要么就是磷还没被“摆脱”，还是没办法解决问题。
然后呢，这时候咱们就需要加入一些还原剂，常见的有煤粉或是其他含碳的物质。
这样一来，在高温下，磷元素就会被“解救”出来，形成一种新的化学形态，这样才能通过后续的磁选，把磷和铁分开。
磁选呢，大家也许听说过，就是用磁铁来“吸引”那些含铁的矿物，简单说就是铁磁性矿物被吸走，而非铁矿物就会被“抛弃”。
你看，整个过程好比大海捞针，既考验火候，也考验细致的操作，最后成功分离的矿石，就能大大提高铁的质量，磷呢，也基本被清理掉了。
至于工艺的好处，不说也能想象，至少不再担心磷带来的那些麻烦了。
三、还原焙烧—磁选的工作原理与前景大家可能会想，这么好的新工艺，为什么之前没有想到？其实啊，传统的处理方法不仅麻烦，而且成本高，效率也不咋地。
反倒是这个还原焙烧—磁选工艺，不仅能有效降低磷含量，还能让处理成本大大减少。
湖南有色金属ＨＵＮＡＮＮＯＮＦＥＲＲＯＵＳＭＥＴＡＬＳ第３７卷第１期２０２１年２月作者简介：杜金明（１９７０－），男，高级工程师，主要从事矿山企业生产管理工作。
分级重选—磁选—反浮选联合工艺处理某高泥赤铁矿杜金明１，蔡冰冰２，胡 波２，杨建文２（１ 中信泰富澳洲矿业有限公司，澳大利亚珀斯 ６８９２；２ 湖南有色金属研究院，湖南长沙 ４１０１００）摘 要：湖北某低品位高泥赤铁矿资源含Ｆｅ２１ ２４％，该铁矿原矿脉石矿物成分复杂，含有大量的易泥化的绿泥石、高岭土黏土类矿物，且目的矿物与脉石矿物呈现微细粒交代嵌生结构，不利于铁精矿品位的提高。
结合工艺矿物学研究及不同工艺方案对比试验结果确定了筛分分级—棒磨粗磨—溜槽重选—高梯度磁选—磁选精矿再磨—反浮选的联合工艺流程，该工艺流程大幅消除了泥质对磁选的干扰，同时提高了目的矿物的解离度，推荐工艺产出的铁精矿含Ｆｅ５３ ２５％，实现了对该难处理赤铁矿资源的综合回收。
关键词：赤铁矿；分级；泥质；反浮选中图分类号：ＴＤ９２ 文献标识码：Ａ 文章编号：１００３－５５４０（２０２１）０１－００１６－０５ 我国的铁矿资源存在着多而不富、“贫、细、杂、散”、资源利用率低、开发难度大等特点［１］，其中赤铁矿资源无论是累计探明储量还是保有储量均占国内总铁矿资源的首位，与国外相比，我国的赤铁矿具有品位低、目的矿物种类多、矿石结构构造复杂且差异性大、难选高磷鲕状赤铁矿占比高、选矿经济技术指标差等劣势［２］，这些痼疾也是限制我国铁矿资源开发的重要瓶颈［３］，为解决以上问题，研发经济合理的选矿工艺并实现规模化的工业应用是当前突破我国赤铁矿资源开发瓶颈的主要手段，当前赤铁矿的选矿工艺包括弱—强磁磁选［４］、磁化焙烧—磁选［５］、强磁—反浮选［６］等，对于矿泥含量较高且部分目的矿物嵌布粒度极为微细的赤铁矿资源，采用单一磁选效果较差，主要原因在于此类矿石中的泥质中普遍存在着含量不一的铁绿泥石，这些铁绿泥石本身含铁较高，直接磁选造成尾矿中铁金属流失现象严重，所以多选用摇床、离心、跳汰、重介质分选等重选工艺对磁选前的物料进行处理，以期获得更好的选别指标［７］。
目录摘要.世界上对高磷铁矿脱磷的主要工艺有磁选、浮选、反浮选，酸浸、微生物浸出等。
脱磷工艺因其原料的种类、性质和磷含量的差异而各不相同。
在这些工艺中，酸浸法因其脱磷效率高，而且矿石中的磷矿物无须完全单体解离，只要暴露出来与浸出液接触就可以达到降磷的目的等优点而成为极具前景的脱磷方法。
但是，世界上关于高磷铁矿酸浸脱磷的动力学的相关理论研究比较薄弱，这严重制约了铁矿脱磷技术的发展。
已有的研究工作大多是针对脱磷工艺，铁水，钢水，渣的脱磷动力学而开展的，对铁矿的酸浸浸出脱磷动力学研究较少。
本文在前人研究基础上，以重庆巫山高磷铁矿颗粒为原料，采用盐酸酸浸脱磷工艺，用分光光度计测试吸光度的测试技术，研究高磷铁矿在酸浸条件下的浸出动力学。
旨在研究高磷铁矿酸浸脱磷的反应机理，找到影响高磷铁矿脱磷的各种因素，以便为以后的工艺研究提供有参考意义的数据。
主要研究内容和结果如下：本文采用了稀盐酸酸浸脱磷的方法，对高磷铁矿的酸浸脱磷动力学进行了研究。
考察了在液固比为（50:1）的情况下，浸出剂盐酸的浓度（0.2mol/L，0.5mol/L，0.75mol/L，1.0mol/L，1.5mol/L）；铁矿的粒度（0.3175~0.635mm，0.254~0.3175mm，0.1693~0.254mm，0.127~0.1693mm）；搅拌强度（200r/min，250r/min，300r/min，350r/min，400r/min）对磷浸出率的影响，建立了铁矿酸浸脱磷的动力学模型。
结果表明：磷的浸出动力学可以用收缩核模型来解释。
反应过程中磷的浸出速率常数与浸出剂的浓度成正比，与初始粒径成反比，而外扩散阻力基本上可以忽略的。
关键词：铁矿酸浸脱磷动力学Abstract Keywords: iron ore acid leaching dephosphorization Dynamics1绪论近年来，我国的钢铁产业蓬勃发展，随着汽车、石油、微电子、国防、航空及航天等工业的发展，导致洁净钢生产成为炼钢技术发展的核心内容。
宜昌某高磷赤铁矿反浮选提铁降磷试验研究 摘要：对宜昌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:
鄂西地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。受宜昌市某单位委托，对宜昌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 从宜昌某矿山四个不同地点按比列取样配矿，矿石为粒度范围较大的块矿，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 SiO2 P 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。
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
50.55151.55252.55353.55454.512369磨矿时间/min精矿品位/%0102030405060708090回收率/%精矿品位/%回收率/%
脱泥改性淀粉 500g/t
矿浆温度24-26℃原矿磨矿 NaOH 1000g/t
反浮选NaOH 1500g/tCaO 500g/t
尾矿精矿
MG 400g/tNa2SiO3 500g/t玉米淀粉 100g/t0.20.30.40.505001000150020002500NaOH用量/g/t
精矿磷品位/%
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。
（a） (b) 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
505152535455565710152025303540矿浆温度/℃精矿品位/%0102030405060708090回收率/%精矿品位/%回收率/%
0
0.1
0.20.30.40.50.6
51015202530354045矿浆温度/℃
精矿磷品位/%
5252.55353.55454.55555.52505001000150020002500NaOH用量/g/t精矿品位/%505560657075808590回收率/%精矿品位/%回收率/%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) (b) 图2-5 MG用量对浮选指标的影响 (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%。
5454.55555.55656.5574006008001000MG用量/g/t铁品位/%50556065707580回收率/%精矿铁品位/%铁回收率/%
0.1
0.2
0.30.4
300500700900MG用量/g/t
精矿磷品位/%
