陕西安康某萤石矿选矿试验研究

通过工艺条件试验、流程试验等研究,确定该萤石矿采用推荐的磨矿+浮选工艺:粗磨、一次粗选、一次扫选、六次精选、中矿再磨、一次再粗选、四次再精选、再中矿顺序返回的工艺流程,获得了较好的选矿指标,可获得CaF2含量为99.03%的高质量萤石精矿Ⅰ和CaF2含量为92.68%的萤石精矿Ⅱ两种精矿。     

四川某萤石矿浮选试验研究

四川某萤石矿原矿含铅1.40%、含锌0.80%、含氟化钙52.74%,采用"混和浮选铅锌硫化矿-浮选萤石"的工艺流程浮选回收该矿石中的铅锌和萤石矿物。浮选铅锌混和矿时采用捕收能力强的苯胺黑药能较大程度的回收原矿里面的铅锌,以达到减少萤石精矿杂质含量的目的。经过一粗一扫四精选萤石精矿品位达到96.33%、回收率88.63%的较好试验指标。     

萤石精矿降硅选矿工艺的研究

供出口的萤石精矿需要达到 C_(?)F_2≥98%,SiO_2≤1%的标准。石英—萤石型矿石的浮选生产,目前在选矿工艺特别是精矿质量方面,还有一些问题。我们对安徽广德萤石矿和浙江东风萤石矿,进行了选矿工艺流程试验,采用粗精矿再磨、水玻璃—硫酸组合药剂精选,中矿集中处理的工艺流程,获得了较好的选别指标(表1)。现就影响萤石精矿降硅的几个主要工艺因素分述如下:     

某白钨加温精选尾矿中萤石回收试验

河南某白钨尾矿中萤石含量占25%左右,是亟待回收的矿产资源。尾矿中碳酸钙含量在45%以上,属典型的高钙型萤石。尾矿中萤石在白钨加温精选过程的高温条件下受到大量水玻璃的强烈作用,可浮性变差。试验表明,碳酸钙的可浮性明显好于萤石。本研究采用碳酸钙优先浮选—再萤石浮选试验流程,以降低浮选流程中碳酸钙含量和提高萤石浮选粗精矿品位,为萤石精选提供有利条件。闭路流程试验结果表明:碳酸钙优先浮选,可以预先脱除72.44%的碳酸钙,萤石损失率仅为12.98%;最终得到含萤石91.88%,含碳酸钙4.32%,回收率为46.07%的萤石精矿。实现了该钨矿山企业的矿产资源的综合回收目标。     

某复杂低品位白钨萤石资源综合回收试验研究

以湖南某选厂浮硫尾矿为研究对象,开发出“钨萤石同步浮选-钨加温精选-钨精选尾矿回收萤石”新工艺,全流程闭路试验可获得产率0.57%、WO₃品位65.21%、回收率80.80%的钨精矿和产率2.98%、CaF₂品位91.45%、回收率45.27%的萤石精矿,实现了钨萤石资源高效综合回收。     

某尾矿库中回收钨萤石试验研究

从柿竹园老尾矿中回收钨萤石试验研究,采用钨萤石混合浮选—强磁分离—黑钨浮选、白钨与萤石加温浮选分离的工艺流程,最终获得了含钨23.65%、回收率36.11%的黑钨精矿,含钨52.14%,回收率11.94%的白钨精矿,含萤石83.54%、回收率63.49%的萤石精矿。实现了二次资源综合利用。     

萤石精矿降硅选矿工艺的研究

供出口的萤石精矿需CaF_2≥98％,SiO_2≤1％。石英一萤石型矿石的浮选生产,目前在选矿工艺特别是精矿质量方面,还有一些问题。我们对安徽广德萤石矿和浙江东风萤石矿,进行了选矿工艺流程试验,采用粗精矿再磨、水玻璃一硫酸组合药剂精选,中矿集中处理的工艺流程,获得了较好的选别指标(表1)。现就影响萤石精矿降硅的几个主要工艺因素分述如下:     

混浮-强磁法从某尾矿中回收稀土、萤石

针对某尾矿中稀土、萤石品位低、含泥高、组成复杂且含有重晶石捕收剂等特点,以FCF-1为稀土萤石混合浮选捕收剂,采用混合浮选法对其进行回收,得到稀土萤石的混合精矿,其稀土品位18%,萤石品位55.57%;混合精矿再经湿式强磁工艺(一粗一扫一精,磁场强度1.5T)分选出最终结果为品位68.42%的稀土精矿,回收率达到55.01%,尾矿中的萤石品位富集到79.39%品位。     

青海某高铅低锌矿石选矿工艺流程研究

青海某铅锌矿属高铅低锌矿石,铅锌含量比约为4∶1。根据矿石性质,使用新型抑锌药剂T5及铅银强化捕收剂A5,确定采用铅、锌顺序优先浮选的工艺流程方案,铅浮选采用1次粗选2次精选获得铅精矿,锌浮选采用1次粗选4次精选得到锌精矿。获得了铅精矿品位75.35%、回收率96.13%、银回收率87.56%,锌精矿品位48.77%、回收率73.18%的工艺指标。     

萤石选矿新进展

近年来,国内外许多选矿工作者,对萤石的分离浮选工艺进行了大量的试验研究,取得了长足的进展。工艺方面,由过去的单一磨选发展到阶段磨选和粗精矿再磨再选工艺。过去为了提高精矿质量,只有增加精选次数,有的长达七次之多,精选尾矿顺序返回上一作业,现改进为精选尾矿集中返回粗