内蒙某地低贫萤石矿浮选提纯工艺研究

研究了内蒙某低贫萤石矿生产优质低硅萤石精矿的浮选药剂和工艺流程。通过采用一次粗选、七次精选、碱性介质精选的浮选工艺，获得含CaF2 94．60％、SiO2 4．20％，回收率为76.82％的冶金级萤石精矿。     

重庆某萤石矿浮选工艺研究

对重庆彭水县某萤石矿进行了可选性工艺研究。在弱酸性介质精选工艺制度下,通过"一粗二扫五精"的单一浮选流程,获得的萤石精矿品位CaF2含量99.12%,回收率为85.2%,精矿中SiO2含量为0.18%,CaCO3含量为0.35%的指标。萤石精粉质量达到国家萤石精矿质量标准(GB5690-85)的一级品要求。     

难选萤石矿矿石浮选工艺研究

针对该萤石矿嵌布粒度极细的特点,采用一段磨矿、一粗七精的浮选流程,可获得含CaF298.80%、SiO20.95%、回收率为78.02%的萤石精矿产品,得到了比较满意的结果。     

萤石浮选药剂及浮选机理研究进展

萤石是一种重要的战略性矿产资源,主要通过浮选方法进行富集,浮选药剂的开发是萤石高效分选的基础,对我国萤石矿产资源的高值利用具有重要现实意义。根据近年来国内外萤石浮选的研究进展,分别针对萤石浮选捕收剂和抑制剂种类及浮选机理展开综述。从分子、原子尺度深入总结捕收剂、抑制剂的作用机理,归纳对比不同浮选药剂的优缺点及适用条件,并结合生产实践展望不同药剂的应用前景。基于密度泛函理论计算,提出基于萤石晶体结构定向研制浮选药剂并揭示其作用机理是未来萤石浮选的重点研究方向。研制高选择性、环保药剂,减少药剂用量、实现常温浮选等是萤石浮选的研究重点。     

萤石矿降硅浮选工艺研究

研究了某萤石矿生产优质低硅萤石精矿的浮选药剂和工艺流程。 通过采用一次粗选、一次扫选、五次精选、弱酸性介质的浮选工艺，获得含CaF299.08%、SiO20.62%、回收率为86．55％的低硅萤石精矿。     

某低品位萤石矿浮选工艺改进实践

某萤石选厂目前的工艺已不能满足生产的需要,经过试验,将中矿流程进行改进,新的生产工艺可使萤石品位由88.52%提高到92.64%,回收率由原来的75.56%提高到86.78%,为企业增加了经济效益.     

贵州某萤石矿浮选试验研究

根据贵州某萤石矿的原矿性质和萤石精矿的质量要求,对萤石和重晶石采用先混合浮选后分离的方法,选择一次粗选、一次扫选、三次精选的浮选工艺流程,研究萤石矿的浮选工艺条件。通过预先试验初步确定各浮选药剂用量范围,为进一步试验提供了依据。     

湖南某低品位萤石矿浮选工艺研究

湖南某萤石矿含CaF2为10.65%,属于低贫萤石矿,试验采用预先脱硫—浮选萤石工艺,在弱酸性介质精选的工艺制度下,通过一次粗选八次精选二次扫选,获得了CaF2品位为97.80%、回收率为49.25%的萤石精矿产品,萤石浮选尾矿采用重选综合回收白钨矿,重选白钨精矿含WO367.97%,回收率53.42%。     

富含方解石的萤石矿的浮选研究

本文对贵州某富含方解石的萤石矿进行了浮选研究.该矿方解石含量高达18.45%,萤石的品位仅为28.05%.本文采用脱硫后以油酸为萤石的捕收剂,以 F_(910)(一种无机盐组合药剂)为方解石等脉石的有效抑制剂,采用一粗四精的工艺,获得含 CaF_2 98%以上的特级萤石精矿,CaF_2的回收率大于80%.     

浮选柱分选萤石矿的试验研究

建立了浮选柱分选萤石矿试验系统,针对该萤石矿,确定样品制备最佳磨矿时间为10min.浮选柱分选萤石矿探索性实验结果表明:采用1粗1精4步分离流程,萤石产品最终品位为84.91%,回收率仅为69.42%,采用粗选黾矿后排方式,粗选尾矿中萤石品位可降至9.14%,同时,通过将精选的尾矿返回粗选,可增强后续分选入料的纯净性,并提高萤石回收率;在分离段加大抑制剂1的用量,可降低分离段黾矿品位,并获得回收率为79.59e、品位为96.25%的萤石精矿.将分离1和4的尾矿进行扫选,进一步降低了萤石损失.提高了回收率'.并得到扫选尾矿品位模型及柱分选萤石矿的最佳工艺流程.     

萤石与金云母浮选分离研究

研究了萤石和金云母纯矿物、混合矿和实际矿石的浮选行为。纯矿物浮选试验结果表明:在中性至弱碱性条件下,油酸钠能很好地浮选萤石,而对金云母几乎不浮;混入难免金属离子Fe3+和Al3+后,萤石被抑制而金云母被活化,采用碳酸钠和硫化钠作为调整剂,可以改善萤石与金云母的浮选分离。当pH值为10.0、硫化钠和油酸钠的浓度分别为2.0×10-3mol/L和3.0×10-5mol/L时,能较好地分离萤石和金云母的人工混矿;对含萤石22.27%、金云母75%的实际矿石,采用药剂制度为Na2CO310.00 kg/t、Na2S 20.00 kg/t、油酸钠0.13 kg/t,进行1段粗选得到萤石粗精矿含CaF255.40%、回收率为88.01%。     

萤石浮选尾矿中锂的分选工艺研究

对某萤石浮选尾矿中的锂进行了综合回收利用试验研究。对该矿样进行重选脱泥后,以十二胺为捕收剂、六偏磷酸钠为抑制剂进行浮选,经一次粗选、二次精选和二次扫选,可获得Li₂O品位3.89%、回收率56.69%(作业回收率67.89%)的锂精矿。     

某低品位萤石矿浮选试验研究

对某CaF₂品位30.70%的低品位难选萤石矿进行了浮选试验研究。以碳酸钠为调整剂、Na₂SiO₃为抑制剂、CM-10为捕收剂, 采用中矿集中处理方式代替中矿依次返回方式, 得到了CaF₂品位98.03%、回收率48.73%的萤石精矿和CaF₂品位93.46%、回收率29.59%的萤石次精矿。     

某碳酸盐型萤石矿浮选试验研究

某碳酸盐型萤石矿中方解石含量高,方解石与萤石分离较为困难。以皂化油酸为捕收剂、硫酸铝和水玻璃组合为调整剂、PG为选择性抑制剂,进行了浮选试验研究,确定了磨矿细度-0.075 mm粒级占85%、矿浆pH值6~6.5、硫酸铝用量1 200 g/t、水玻璃用量600 g/t、皂化油酸用量600 g/t、PG用量1 300 g/t等主要粗选试验条件,闭路试验获得品位97.24%、回收率70.66%的萤石精矿,很好地实现了萤石和方解石的分离。     

贵州某低品位萤石选矿试验研究

该矿石萤石品位为28.65%,属于低品位萤石矿。经试验制定2次粗选8次精选的浮选工艺流程,最终可获得SiO2含量小于0.5%、CaCO3含量小于0.4%、萤石精矿品位为97.69%、回收率为54.08%的优质萤石精矿。     

细粒难选石英型萤石矿低温浮选试验研究

针对某地萤石矿中萤石与石英嵌布粒度细,低温(15℃以下)条件下萤石回收率低,精矿产品质量差的问题,试验研究采用一次粗选、一次扫选、七次精选,精选一段浮选精矿再磨再浮的工艺流程,以自主研发的ZYM为萤石低温浮选捕收剂,在矿浆温度为5~10℃的条件下,试验室获得的选矿指标为萤石给矿Ca F232.52%,精矿中Ca F297.55%、Si O21.36%,萤石回收率为76.67%;在矿浆温度为10℃的条件下,工业生产指标为萤石给矿Ca F230.14%,精矿中Ca F296.37%、Si O21.81%,萤石回收率为71.67%。     

不同抑制剂对萤石与方解石浮选分离影响

通过单矿物浮选试验研究了腐殖酸钠、单宁酸和六偏磷酸钠对方解石和萤石浮选的影响。单矿物试验结果表明,以单宁酸为抑制剂的浮选体系下,萤石和方解石浮选差异最大。人工混合矿试验结果表明,使用单宁酸能够实现萤石和方解石浮选分离。吸附量测试表明,单宁酸在方解石表面的吸附量要多于在萤石表面吸附量,这是单宁酸对方解石抑制作用强而对萤石抑制弱的主要原因。     

改性油酸对某石英型萤石矿的浮选试验研究

针对油酸类捕收剂在萤石浮选作业中选择性差、不耐低温、溶解性差等缺点,对油酸进行了硫酸化改性研究。结果表明,在以石英为主要脉石矿物的萤石矿浮选中,在酸化比例(浓硫酸与油酸摩尔比)为0.2、酸化温度为50℃、酸化时间为2 h时,萤石浮选效果最好。在常温25℃下,采用1粗5精全闭路流程,可得到CaF_2品位为97.17%,回收率为88.87%,SiO_2含量为0.89%的高品级萤石精矿。红外光谱研究表明,在最佳酸化条件下得到的改性油酸,除具有不饱和双键和羧酸基团,还具有-S=O基团,对萤石的捕收能力增强,而对石英没有捕收性能。     

浙江某萤石矿矿石性质和浮选工艺研究

采用了一系列研究方法对浙江某萤石矿的矿石性质做了全面的研究,发现了该萤石矿嵌布粒度极细的特点,并采用Na2cO3、Na2SiO3为精选调整剂、油酸为捕收剂、SH为精选抑制剂一次粗选七次精选的浮选流程,得到了含CaF298.80%、SiO20.95%、回收率为78.02%的萤石精矿.