生产优质萤石精矿选矿工艺的研究

<正> 以石英为主要伴生矿物的萤石矿,构造比较简单,一般用油酸类捕收剂即可有效浮选,获得萤石精矿。由于萤石精矿质量要求不同,在工艺上存在着颇大的差别。生产优质萤石精矿(CaF_2≥98%,SiO_2<0.5～0.8%)时,对选矿工艺有特殊要求。作者对此类型矿石,就降低萤石精矿中SiO_2含量的问题,进行了研究。一、磨矿工艺对萤石浮选的影响选择适宜的磨矿细度和磨矿流程是获得优质萤石精矿的前提。浙江东风萤石矿和湖北红安萤石矿的矿石浮选研究表明,以石英     

河北某低贫难选萤石矿浮选工艺研究

河北某萤石矿含CaF2为30.95%,属于低贫萤石矿,在一段磨矿细度为-200目65%,二段磨矿细度为-400目100%时,通过1次粗选、6次精选的浮选工艺,获得了含CaF298.50%,回收率为54.10%的萤石精矿。     

石英型和方解石型萤石矿浮选工艺对比试验研究

以河南地区石英型萤石矿和方解石型萤石矿为研究对象,进行一段磨矿-中矿顺序返回、二段磨矿-粗精矿再磨和二段磨矿-高品位中矿再磨等不同分选工艺的对比试验研究。结果表明,石英型萤石矿宜采用二段磨矿-高品位中矿再磨工艺,既使得粗磨条件下富连生体颗粒得到解离,又减弱了已经解离的萤石颗粒被进一步过粉碎。石英型原矿经过分选后能获得Ca F2品位为97.12%,回收率为91.10%的精矿产品。方解石型萤石矿宜采用一段磨矿、中矿顺序返回工艺,避免了方解石因再磨过粉碎后在精选过程中积累循环后恶化分选指标。方解石型原矿分选后,可获得Ca F2品位和回收率分别为97.60%和85.01%的精矿产品,其中Ca CO3品位为0.59%。     

萤石矿浮选厂利用选择性磨矿的探讨

通过在石英萤石型萤石矿选厂进行的磨后加筛试验，验证了该类选厂具有的选择性磨矿作用，并探讨了利用选择性磨矿提高经济效益的途径。     

萤石矿浮选厂利用选择磨矿的探讨

通过在石英－萤石型萤石矿选厂进行的磨后加筛试验，验证了该类选厂具有的选择性磨矿作用，并探讨了利用选择性磨矿提高经济效益的途径。     

河南某萤石矿选矿工艺流程试验研究

:河南某萤石矿的有价元素为萤石、钼和银,但其中仅有萤石具有回收价值.通过流程试验和不同参数条件试验,确定此萤石矿选矿试验流程为“一段磨矿＋一粗一扫五精”.在磨矿细度－０．０７５mm 占６５％的条件下,试验获得的选矿指标为:萤石精矿品位为９８．０３％,回收率为９６．６８％;尾矿品位为３．６５％,回 收 率 为 ３．３２％,萤 石 精 矿 达 到 了 萤 石 精 矿FCＧ９８(YB/T５２１７—２００５)的品级要求.     

浙江某萤石矿矿石提纯试验研究

采用浮选技术将含碳酸盐等难选萤石矿提纯加工,直至满足氟化工用“二级品”对萤石精矿的要求。本工艺简单,试验还考察了磨矿细度、药剂、添加剂及焙烧处理对萤石精矿性能的影响。     

郑州综合利用所获得一项国家发明专利

正中国地质调查局郑州矿产综合利用研究所申请的发明专利"一种萤石矿扫精选脱泥分选方法"获国家知识产权局授权。我国萤石资源丰富,萤石基础储量达1.1亿t,占全球储量的60%。但我国萤石资源的平均品位较低,就与金属矿伴(共)生的萤石矿而言,矿石品位一般只有7%～20%,而且组成复杂、选别难度大。在萤石矿选矿工艺方面,"阶段磨矿、多段精选、中矿顺次     

某白钨加温浮选尾矿回收萤石试验研究

为综合回收某白钨矿加温浮选尾矿中的萤石资源,采用“磨矿-水置换浓缩-萤石浮选”工艺,在给矿CaF₂品位25.47%条件下,获得了CaF₂品位92.35%、回收率60.59%的萤石精矿。     

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.     

某难选石英型萤石矿浮选提纯工艺试验研究

河北承德某萤石矿,主要有价矿物萤石、含量为30.27%,脉石矿物为石英,含量43.12%,其次是正长石、赤铁矿、泥化的高岭石、绢云母和磷灰石等矿物,矿石中萤石与石英及其它矿物赋存关系复杂,存在极细的石英与萤石相互包裹现象,萤石嵌布粒度极细且不均匀,并存在部分氧化的特点。矿山原来的工艺流程已与目前矿石性质不相适应,已严重影响矿山的生产经营和持续发展。开展对矿石及萤石精矿工艺矿物学研究,重点对捕收剂和抑制剂进行选择,最终采用阶段磨矿,再磨再选,精矿5次精选的浮选流程,最终可实现含CaF2品位为97.32%、SiO2含量为1.46%、回收率为64.76％的精矿产品,实现了酸级精矿粉的生产,为该选厂提供了技术支持,实现了萤石资源经济效益的最大化。     

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。     

齐选厂与东烧厂二次磨矿介质消耗研究

提出了按矿石性质、粒度要求、工艺设备不同进行磨矿介质消耗研究的新方法.在对齐大山和东鞍山铁矿石磨矿功指数及可磨度进行研究的基础上,计算分析了齐大山选矿厂与东鞍山烧结厂二次磨矿介质理论和实际的消耗及对比情况,指出相关磨矿作业应加强降低磨矿介质消耗的研究工作.     

浙江某萤石矿选矿试验

浙江某萤石矿CaF₂品位61.71%,SiO₂含量27.79%,属石英-萤石型萤石矿。为开发利用该萤石矿资源,对其进行选矿试验。条件试验确定最佳浮选条件为磨矿细度－0.074 mm 70%、调整剂碳酸钠1 000 g/t、抑制剂水玻璃1 000 g/t、捕收剂油酸500 g/t,经过1粗1扫6精、中矿顺序返回闭路浮选试验选别,可获得产率61.62%、CaF₂品位97.39%、回收率96.96%的萤石精矿,杂质含量合格,试验结果可为该萤石矿选矿工艺的最终确定提供依据。     

云南某低品位碳酸盐型萤石矿浮选试验研究

由于碳酸盐脉石与萤石的可浮性相似,使用常规捕收剂来浮选分离碳酸盐型萤石矿的效果不理想,尤其是对于CaF_2含量20%左右的低品位碳酸盐型萤石矿。因此,开发高效的萤石矿浮选捕收剂及选矿工艺流程就显得尤为重要。云南某碳酸盐型低品位萤石矿CaF_2含量仅为22.38%,通过化学分析和扫描电镜分析查明,方解石含量高达56.46%,属于典型的低品位碳酸盐型萤石矿。根据矿石工艺矿物学分析结果,自主开发了高效碳酸盐型萤石捕收剂CYY-1,同时采用碳酸盐脉石抑制剂单宁酸,在磨矿细度-0.075mm占72.03%的条件下,通过一粗一扫五精浮选闭路试验流程很好的实现了萤石和方解石的分离,获得了萤石精矿CaF_2品位为96.59%、回收率为73.94%的良好指标。     

青海某萤石矿常温浮选试验研究

介绍了青海某萤石矿在常温条件下进行浮选的试验研究结果。试验结果表明,采用新型捕收剂BK410、抑制剂酸化水玻璃,在常温下经一段磨矿、一次粗选、两次扫选、六次精选的浮选流程,可得到CaF2品位为97.40%的合格萤石精矿,其CaF2回收率为93.46%。     

豫西某石英型萤石矿浮选工艺研究

豫西某石英型萤石矿含CaF₂ 41.58%、SiO₂ 45.76%,嵌布粒度粗细不均,部分细粒萤石被石英、长石包裹,给萤石提质带来一定困难,为此开展了详细的工艺矿物学、浮选药剂制度和浮选闭路流程对比研究。结果表明,在粗磨磨矿细度为-0.074 mm含量55%、pH值调整剂碳酸钠用量2000 g/t、脉石抑制剂水玻璃用量900 g/t、组合捕收剂氧化石蜡皂+油酸钠用量200+100 g/t、再磨磨矿细度为-0.043 mm含量76.89%的条件下,采用一段粗磨、一次粗选二次扫选六次精选、高品位中矿再磨返回二段精选的浮选流程,可获得CaF₂ 97.12%、回收率91.10%的萤石精矿;组合捕收剂的使用可实现萤石的常温浮选;与萤石常规的粗精矿再磨浮选工艺相比,高品位中矿再磨浮选工艺精矿品位和回收率均有所提高。工艺矿物学研究表明,再磨位置的选择至关重要,高品位中矿再磨避免了已解离萤石的过磨,增加了富连生体的解离程度,实现了二次分配,是提高此类嵌布粒度不均萤石资源选别指标的关键。      

介质制度对磨矿过程影响的研究进展

磨矿介质制度直接影响着选矿厂技术经济指标的高低。从磨矿介质形状、尺寸、配比、充填率等4方面介绍了国内外在磨矿介质制度研究方面的进展。这些研究表明,不同形状的磨矿介质其磨矿特性不同,不同尺寸的介质适合处理不同粒度的矿石,合理的配比有利于提高磨矿效率,介质充填率对介质的运动状态和磨机有用功率有显著影响;针对现有研究成果的不足,提出了今后介质制度研究的方向。     

新型捕收剂在萤石浮选中的应用研究

在低温条件下, 将新型捕收剂XL-2应用于某低品位萤石矿浮选, 采用两段磨矿, 七次精选, 开路试验得到含CaF₂ 98.59%的精矿产品, 闭路试验得到萤石精矿品位97.82%, 回收率87.26%的选别指标, 显示了XL-2良好的萤石选别效果和较强的抗低温性能。