某复杂萤石型稀土矿绿色同步回收稀土萤石技术研究

萤石型稀土矿浮选通常是采用抑制剂抑制萤石及其他脉石矿物、羟肟酸类捕收剂优先浮选稀土矿物,浮选得到的稀土精矿经磁选提纯得到最终稀土精矿,然后从稀土浮选尾矿中回收萤石的选矿工艺流程,该工艺和药剂虽然高效回收了萤石型稀土矿中的稀土矿物,但肟类捕收剂有一定毒性,且在优先浮选稀土矿物时萤石受到强烈抑制,不利于再次浮选回收。因此,针对某复杂难选萤石型稀土矿,其中主要有用矿物为稀土和萤石,REO品位为1.526%、CaF₂品位16.128%,矿样中REO总含量的80.24%、13.28%和5.82%分别分布于氟碳铈矿、氟碳钙铈矿和褐帘石中,通过采用无毒药剂,研发稀土萤石同步浮选—稀土萤石混合精矿分离工艺技术,采用具体的选矿方案：矿样磨矿—浮硫除杂—浮硫尾矿稀土萤石同步浮选—稀土萤石混合精矿浮磁分离,最终闭路试验获得REO品位为53.81%、REO回收率为52.56%的稀土精矿和CaF₂品位为92.03%、CaF₂回收率为67.77%的萤石精矿,实现了萤石型稀土矿中稀土和萤石的绿色同步回收,也为稀土萤石混合精矿的分离提纯提供了一种可借鉴...     

湖南某复杂高碳酸钙型伴生萤石选矿试验研究

针对湖南某复杂高碳酸钙型伴生萤石回收存在精矿指标差等问题，开发出萤石高效回收新工艺。采用新工艺，实验室闭路试验获得产率9.96%、CaF₂品位94.21%、回收率56.22%的萤石精矿指标；工业试验获得产率8.53%、CaF₂品位93.89%、回收率48.07%的萤石精矿指标，与原工艺生产指标相比，精矿品位提高13.39%，萤石回收率提高27.39%，极大提升了企业的经济效益，实现了高碳酸钙型伴生萤石资源的高效回收。     

从四川某稀土-萤石中矿中分离萤石与稀土的实验研究

四川某萤石与稀土的混合中矿里稀土氧化物(REO)含量为5.85%、萤石含量为85.69%，并有少量的石英、方解石等脉石矿物。为实现两种有用矿物的有效分离以及综合回收，基于两种矿物的性质差异，采用稀土磁选—萤石浮选的选矿工艺，给矿经过“一次粗选一次精选一次扫选”的磁选流程，可获得REO含量为66.32%、稀土回收率为80.01%的稀土精矿，稀土磁选尾矿在调整剂碳酸钠用量为200 g/t、组合抑制剂改性水玻璃+腐殖酸钠用量为300+100 g/t、改性脂肪酸类捕收剂YK-6用量为400 g/t的条件下，经过一次浮选作业可获得CaF₂含量为98.29%、CaF₂回收率为91.69%的萤石精矿，各项指标均良好。     

白云鄂博萤石与稀土浮选分离试验研究

对白云鄂博萤石粗精矿进行了优先浮选萤石、尾矿再浮选稀土的试验研究。在最佳浮选药剂制度下,采用一粗三精两扫闭路流程回收萤石,得到了CaF₂品位95.11%、回收率84.09%的萤石精矿; 尾矿采用一粗一精浮选稀土,得到了REO品位63.06%、回收率67.92%的稀土精矿。研究成果为开发利用白云鄂博萤石粗精矿提供了一种新的思路。     

河北某低品位难选萤石矿浮选工艺研究

河北某萤石矿因原矿品位低、萤石与石英嵌布粒度极细、有一定程度的风化而难选,原选矿生产只能获得CaF₂品位在88%左右的精矿,影响销售。为此,对该矿石重新进行了选矿工艺试验研究。试验针对矿石特点,采用一次精选精矿再磨、7次精选的浮选流程,可获得CaF₂品位为97.23%,SiO₂含量为2.36%,CaF₂回收率为70.56%的萤石精矿,提高了精矿质量,为企业扩大产品市场空间提供了技术支持。     

从湖南某常温浮钨尾矿中浮选回收萤石试验

湖南某大型钨钼铋多金属矿中含有大量的萤石，现场钼铋等可浮—铋硫混浮—钨“GY法”浮选流程的常温浮钨粗选尾矿CaF₂含量20.54%，-200目占82.0%，主要有用矿物为萤石，嵌布粒度粗细不均，主要为中细粒，与石英、方解石等主要脉石矿物密切共生。为确定其中萤石的回收工艺，进行了选矿试验研究。结果表明，试样以Na₂CO₃为矿浆pH调整剂兼矿泥分散剂，酸化水玻璃为脉石矿物的抑制剂，BK410为捕收剂，采用1粗2扫6精、中矿顺序返回流程处理，最终获得CaF₂品位为93.46%、回收率为62.13%的萤石精矿。按试验确定的工艺流程建设的萤石回收系统运行平稳、可靠，在给矿CaF₂品位为21.20%的情况下，取得了CaF₂品位为90.17%，CaF₂回收率为59.72%的萤石精矿，新系统不仅提高了资源的利用率，还为企业创造了显著的经济效益。     

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。     

白云鄂博某选厂选铁尾矿中稀土和萤石的综合回收试验研究

白云鄂博铁矿是世界上罕见的大型多金属矿床,多年来只作为铁矿和稀土矿进行开发,选别流程中稀土回收率较低,造成大量稀土资源和矿体中蕴含的萤石资源随着选铁尾矿排入到尾矿库中。为综合回收稀土和萤石资源,以白云鄂博某选厂选铁尾矿为研究对象,开展综合回收稀土和萤石的研究,采用的工艺流程为稀土浮选—萤石预选—萤石精选—强磁选。稀土浮选以水玻璃为抑制剂、SR为捕收剂、2#油为起泡剂,萤石预选以水玻璃为抑制剂、SF为捕收剂,萤石精选以酸性水玻璃为调整剂、SY为抑制剂、油酸钠为捕收剂,最终获得了REO品位50.54%、REO回收率92.32%的稀土精矿和CaF₂品位95.51%、回收率50.98%的萤石精矿。      

从湖南某常温浮钨尾矿中浮选回收萤石试验

湖南某大型钨钼铋多金属矿中含有大量的萤石,现场钼铋等可浮-铋硫混浮-钨“GY法”浮选流程的常温浮钨粗选尾矿CaF₂含量20.54%,-200目占82.0%,主要有用矿物为萤石,嵌布粒度粗细不均,主要为中细粒,与石英、方解石等主要脉石矿物密切共生。为确定其中萤石的回收工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,试样以Na₂CO₃为矿浆pH调整剂兼矿泥分散剂,酸化水玻璃为脉石矿物的抑制剂,BK410为捕收剂,采用1粗2扫6精、中矿顺序返回流程处理,最终获得CaF₂品位为93.46%、回收率为62.13%的萤石精矿。按试验确定的工艺流程建设的萤石回收系统运行平稳、可靠,在给矿CaF₂品位为21.20%的情况下,取得了CaF₂品位为90.17%,CaF₂回收率为59.72%的萤石精矿,新系统不仅提高了资源的利用率,还为企业创造了显著的经济效益。     

超导磁选富集白云鄂博尾矿中的有价元素研究

白云鄂博矿选矿厂的综合尾矿REO、Nb₂O₅和Sc₂O₃含量分别为2.41%、0.16%和0.22%,且含有大量的萤石。为了提高REO、Nb₂O₅和Sc₂O₃的回收率,为萤石的综合回收创造条件,采用SLon-100型周期式超导高梯度磁选机进行了REO、Nb₂O₅和Sc₂O₃回收工艺技术条件研究,并对磁选产品进行了XRD和主要化学成分分析。试验研究表明：SLon-100型周期式超导高梯度磁选机使用菱形网片聚磁介质,背景磁感应强度为6 T,给矿浓度为12%,矿浆流速为7.1 L/min,脉动冲次为100次/min情况下,可获得REO品位为3.04%、回收率为88.91%的精矿;稀土及稀有金属矿物明显富集在精矿中,这为稀土及稀有金属矿物的进一步富集创造了条件,可显著减少浮选提纯稀土及稀有金属矿物过程中萤石等脉石矿物抑制剂的使用;萤石明显富集在尾矿中,为从尾矿中浮选富集萤石创造了条件。     

萤石型稀土矿稀土萤石绿色同步回收技术研究

萤石型稀土矿浮选通常采用抑制剂抑制萤石及其它脉石矿物,羟肟酸类捕收剂优先浮选稀土矿物,浮选得到的稀土精矿再磁选提纯得到最终稀土精矿,再从稀土浮选尾矿中回收萤石工艺流程,该工艺和药剂虽然高效回收了萤石型稀土矿中的稀土矿物,但肟类捕收剂有一定毒性,且在优先浮选稀土作业萤石有用矿物的可浮性被强烈抑制,不利于萤石的再次浮选回收。因此,本文采用无毒药剂及稀土萤石同步浮选-稀土萤石混合精矿分离工艺技术,针对复杂难选萤石型稀土矿进行选矿试验研究,选矿原则工艺流程为：原矿磨矿-浮硫除杂-浮硫尾矿稀土萤石同步浮选-稀土萤石混合精矿浮磁分离。由于稀土萤石混合精矿分离浮选作业消除了稀土萤石混合精矿中不同矿物颗粒与捕收剂作用后形成无选择性杂凝聚团对磁选作业的不利影响,明显提高稀土精矿指标。对REO品位1.51%,CaF2品位16.13%的萤石型稀土矿原矿,磨矿细度-0.074 mm 含量占85%,采用预先浮硫,浮硫尾矿一次稀土萤石同步浮选粗选、六次稀土萤石同步浮选精选、稀土萤石混合精矿四次浮选分离和两次磁选分离工艺流程,闭路试验获得稀土精矿REO品位53.81%,REO回收率52.56%,萤石精矿CaF2品位92.03%,CaF2回收率67.77%,实现了萤石型稀土矿中稀土和萤石的绿色同步回收,也为稀土萤石混合精矿的分离提纯提供了一种可借鉴的方法。     

河南某白钨矿伴生高钙萤石综合回收新工艺研究

对河南某白钨矿伴生高钙萤石进行了综合回收试验研究。以其白钨粗精矿为研究对象,通过反浮选预先脱除碳酸钙、再综合回收萤石的新工艺流程,使得伴生萤石资源得以高效回收利用。使用水玻璃作为预精选萤石抑制剂、氧化石蜡皂作为粗选捕收剂、酸化水玻璃和ATM作为精选抑制剂,经过一预一粗七精浮选流程,得到CaF₂品位93.95%、回收率24.15%的萤石精矿。依据实验结果进行了50 t/d的半工业试验,得到萤石精矿平均品位90.52%、平均回收率21.82%。     

低品位萤石精矿深度提质降杂制备酸级萤石试验研究

湖南某选厂生产的萤石精矿CaF₂品位低、杂质含量高,产品附加值低,采用研发的低品位萤石精矿深度提质降杂制备酸级萤石新技术,当给矿CaF₂品位80.68%、CaCO₃含量6.51%、SiO₂含量5.77%时,全流程闭路试验可获得产率69.76%、CaF₂品位98.37%、CaCO₃含量0.36%、SiO₂含量0.59%、萤石回收率85.13%的高度萤石精矿以及产率7.56%、CaF₂品位76.42%、CaCO₃含量14.91%、SiO₂含量5.65%、萤石回收率7.17%的低度萤石精矿,萤石总回收率达92.30%。获得的高度萤石精矿及低度萤石精矿分别达到了国家酸级萤石质量标准和冶金级萤石质量标准,实现了萤石资源最大限度的高附加值开发利用。     

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。     

耐低温脂肪酸类捕收剂浮选内蒙古某高含泥石英型萤石矿试验研究

对内蒙古某含CaF₂ 41.14%、SiO₂ 42.59%、CaCO₃ 1.68%的高含泥石英型萤石矿进行了选矿工艺优化试验研究。根据矿石性质,进行了中矿顺序返回和精选Ⅰ中矿扫选后抛尾两种原则工艺流程的闭路试验研究,萤石粗选时,采用碳酸钠作调整剂,水玻璃作抑制剂,耐低温的改性脂肪酸类BK410B作捕收剂将萤石矿物浮出,获得萤石粗精矿;萤石粗精矿再磨后,采用酸化水玻璃作抑制剂8次精选,得到萤石精矿。通过中矿顺序返回和精选Ⅰ中矿扫选后抛尾两种试验方案的工艺流程和闭路试验指标的对比分析,最终确定了精选Ⅰ中矿扫选后抛尾的工艺流程,闭路试验获得CaF₂品位97.68%、CaCO₃品位0.55%、SiO₂品位1.38%、CaF₂回收率95.72%的萤石精矿。新工艺实现了矿石中萤石矿物的高效回收。      

某钨多金属矿尾矿伴生萤石综合回收选矿试验

某钨多金属矿尾矿中伴生萤石含量为25.07%,为了有效回收该萤石资源,实现资源的综合利用,对其进行了选矿试验研究。研究结果表明：以油酸钠作捕收剂,酸化水玻璃+六偏磷酸钠作为抑制剂,采用1次粗选、1次扫选、粗精矿再磨后7次精选,中矿1、中矿2返回扫选,其余中矿顺序返回的闭路流程,可获得CaF₂品位为94.89%、SiO₂含量为1.55%、CaCO₃含量为0.34%、CaF₂回收率为68.12%的萤石精矿,达到了综合回收萤石资源的目的,经济效益显著。     

湖南某铅锌尾矿中萤石的选矿回收试验

湖南某铅锌尾矿中主要矿物为可浮性相近的萤石和重晶石。为回收该尾矿中的萤石,以水玻璃、硫酸铝和栲胶为重晶石及其他脉石矿物的抑制剂,以油酸钠为萤石的捕收剂,通过1次粗选、1次扫选、4次精选闭路浮选,实现了萤石和重晶石的有效分离,获得了CaF₂品位为95.06%、CaF₂回收率达96.58%的萤石精矿。     

内蒙古某多金属矿尾矿回收萤石实验研究

内蒙古某多金属矿浮选尾矿中含有萤石资源,由于受前期钨锡浮选药剂和矿石嵌布特性的影响,萤石浮选精矿品位最高为92%,回收率30%左右,尾矿中萤石资源未能有效回收。本研究通过预先磁选抛废提高萤石入选品位,采用有机抑制剂HG-1代替酸化水玻璃,在原料CaF₂品位17.65%的条件下,获得CaF₂品位97.26%,回收率63.15%的高品质萤石精矿,实现了该尾矿中萤石资源的综合回收。      

萤石浮选的新药剂和新工艺

以两性捕收剂6RO-12 为捕收剂、具有R-PO₃ 结构的药剂TXD为抑制剂, 采用具有特色的浮选工艺流程, 浮选萤石纯矿物和天然萤石矿石。结果表明, 对于含CaF₂ 30.25%, CaCO₃ 2.12 %, SiO₂ 36.20 %, Fe₂O₃ 10.18%的原矿, 可获得含CaF₂ 97.35%, SiO₂ 1.58%, Ca-CO₃ 0.43%的萤石精矿CaF₂ 回收率为68.60 %。     

从湖南某尾砂中综合回收萤石的试验研究

湖南某尾砂中主要矿物为萤石、石英、云母与方解石, 为了综合回收该尾砂中的萤石, 以盐化水玻璃与酸化水玻璃为组合抑制剂, 以ZNS为捕收剂, 在粗选pH=9、精选pH=6的矿浆环境下, 通过1次粗选、6次精选闭路浮选, 最终获得CaF₂品位为93.14%、CaCO₃含量为1.39%、CaF₂回收率达76.39%的酸级萤石精矿, 实现了该尾矿中萤石的富集。