萤石矿浮选的正交试验研究

采用正交试验法对硅质萤石矿进行了浮选试验研究。研究了碳酸钠、水玻璃、捕收剂用量对萤石粗精矿品位、回收率、浮选粗选作业选矿效率的影响,从而确定萤石浮选的最佳工艺参数及影响萤石粗精矿品位、回收率、浮选粗选作业选矿效率的主要因素。结果表明,当碳酸钠用量为1500 g/t、水玻璃用量为500 g/t、捕收剂用量为480 g/t时,浮选后的萤石粗精矿品位为80.68%,回收率为92.11%。     

某萤石矿工艺矿物学与选矿试验研究

某萤石矿矿床的CaF₂平均品位为32.39%,矿石矿物颗粒较细且嵌布特征复杂，属典型低品位难选萤石矿。为合理开发利用该矿床，对该矿床矿石进行了系统的矿物学研究和选矿试验。针对矿石与石英紧密连生、分离较难的特性，采用合适的药剂组合和流程来开展选矿工艺试验，确定了磨矿细度-0.074 mm占80%、水玻璃用量为800 g/t、油酸用量为600 g/t的最佳浮选条件。在此条件下经一段磨矿、一次粗选、一次扫选、六次精选、中矿返回的处理工艺后，得到了CaF₂品位为97.38%,回收率为82.58%的萤石精矿，实现了对该低品位难选萤石资源的有效利用。     

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。     

某石英型萤石矿石浮选试验研究

某石英型萤石矿石的CaF_2品位为44.38%,为高效开发利用该矿石资源,进行了选矿工艺研究。结果表明:矿石在磨矿细度为-0.074 mm占54%,油酸用量为1.5 kg/t、碳酸钠为600 g/t、水玻璃为400 g/t,浮选温度为30℃,搅拌调浆时间为7 min的情况下,采用1粗5精1扫闭路浮选流程处理,最终可获得CaF_2品位为97.15%、回收率为90.36%的优质萤石精矿。     

某石英型萤石矿石浮选试验研究#br#

某石英型萤石矿石的CaF2品位为44.38%，为高效开发利用该矿石资源，进行了选矿工艺研究。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占54%，油酸用量为1.5 kg/t、碳酸钠为600 g/t、水玻璃为400 g/t，浮选温度为30 ℃，搅拌调浆时间为7 min的情况下，采用1粗5精1扫闭路浮选流程处理，最终可获得CaF2品位为97.15%、回收率为90.36%的优质萤石精矿。     

某铅锌尾矿中复杂难选伴生萤石选矿试验研究

某铅锌浮选尾矿中CaF2含量为15.56%,BaSO4含量为12.43%,CaCO3含量为10.47%,属低品位复杂难选伴生萤石矿。针对该尾矿中萤石矿物,开展详细浮选试验研究。小型闭路试验采用1次粗选2次扫选5次精选,中矿顺序返回的原则流程,在药剂累计用量油酸钠525 g/t、十二烷基磺酸钠525 g/t、水玻璃1170 g/t、腐殖酸钠390 g/t、碳酸钠1000 g/t的条件下,获得了CaF2品位95.07%、回收率84.68%的萤石精矿,较好地实现了该铅锌尾矿中低品位复杂难选伴生萤石矿物浮选回收,并获得理想的选矿指标。     

云南某低品位铅锌萤石矿选矿试验研究

云南某低品位铅锌萤石矿是以方铅矿、闪锌矿和萤石矿为主的多金属硫化矿。根据该矿石的特性, 进行了选矿工艺流程和浮选药剂制度试验。原矿铅品位2.56%、锌品位1.08%、萤石含量42.70%, 通过优先浮选流程选别后, 得到了铅精矿铅品位71.13%、回收率88.45%, 锌精矿锌品位50.10%、回收率83.80%, 萤石精矿萤石品位97.12%、回收率93.37%。     

某难选萤石矿浮选试验研究

某碳酸盐型萤石矿CaF_2含量为28.05%、CaCO_3含量为18.45%、硫含量为0.50%。针对矿石含硫量较高,有用矿物与脉石紧密共生且部分矿石易发生过粉碎的情况,采用"优先浮硫—萤石粗精矿再磨再选"的浮选工艺处理该萤石矿石。在磨矿细度-0.074 mm占80%、丁基黄药用量200 g/t、2号油用量50 g/t条件下预先脱硫及部分细泥,浮硫尾矿进行萤石浮选;采用酸化水玻璃+腐殖酸钠为萤石浮选组合抑制剂,在油酸用量400 g/t、碳酸钠用量1 200 g/t、抑制剂用量1 500 g/t条件下进行粗选,粗精矿再磨至-0.038 mm占85%,采用1粗2扫5精的萤石浮选流程,可获得CaF2品位98.07%、回收率80.80%的萤石精矿。     

内蒙古额济纳旗某萤石矿选矿工艺试验

为有效提高内蒙古额济纳旗某萤石矿的选矿指标,在对矿石特性研究的基础上进行了大量的试验研究。试验确定在磨矿细度为-0.074 mm 85%、水玻璃用量为1 000 g/t、油酸用量为120 g/t、矿浆温度为35 ℃的条件下,采用1粗4精2扫、中矿循环返回的浮选工艺流程,可得到CaF2品位为98.22%、回收率为88.33%的高品质萤石精矿,获得了理想的选矿指标。     

江西某金矿尾矿再选试验研究

江西某金矿浮选尾矿属于低品位难处理含金硫化矿，由于尾矿长期堆存，部分硫化矿石表面氧化程度高，为确定该尾矿资源开发再利用工艺，进行了选矿试验。工艺矿物学研究结果表明，矿石中Au品位为0.70 g/t，为主要的回收元素，主要以单体金和硫化物包裹金的形式存在，其次以氧化物包裹金的形式存在；根据该矿石性质特点，采用以多硫化钠为硫化剂的浮选工艺流程处理该矿石。粗选条件试验表明，粗选多硫化钠最佳用量为80 g/t，粗选的最佳矿浆pH值为8；在条件试验的基础上进行硫酸铜、丁铵黑药、丁基黄药和多硫化钠用量正交试验，并对试验结果进行验证试验，最终确定优水平组合为硫酸铜50 g/t、丁基黄药150 g/t、丁铵黑药50 g/t，多硫化钠80 g/t；在矿石粗选磨矿细度为-0.074 mm占90%、矿浆pH为8、煤油用量100 g/t、多硫化钠用量80 g/t、丁基黄药+丁铵黑药用量(150+50) g/t，硫酸铜用量50 g/t，水玻璃用量200 g/t，2#油用量40 g/t的条件下，经“1粗2精2扫”的闭路试验，可获得Au品位13.25 g/t、Au回收率57.16%的浮选金精矿，相较于未添加多硫化钠的浮选流程，精矿指标良好，研究结果为该矿山和类似矿山的尾矿资源回收利用提供一定的参考。     

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。     

极低品位泥质难选氧化锌矿浮选试验研究

新疆某铅锌选矿厂尾矿主要为氧化锌矿,该氧化锌矿中Zn品位为1.26%、氧化率为76.38%;-15μm微细粒级含量为17.70%,矿石的含泥量较大;锌主要分布在+0.074 mm和-0.038 mm两个粒级;该氧化锌矿主要的可利用矿物为菱锌矿,脉石矿物主要为石英,属极低品位泥质难选氧化锌矿。该选矿厂现行的选矿工艺仅能有效回收矿石中的闪锌矿和方铅矿,而矿石中大量的氧化锌矿未能得到有效回收,造成资源浪费。为了有效回收矿石中的氧化锌矿,采用硫化-胺法浮选工艺和浮选柱设备开展了系统的半工业试验研究,试验内容包括脱泥与不脱泥对比试验、脱泥量试验、捕收剂选择试验、捕收剂用量试验、硫化钠用量试验、碳酸钠用量试验、水玻璃用量试验。结果表明:最佳试验条件为脱泥量10%、粗选药剂用量碳酸钠1000 g/t、水玻璃500 g/t、硫化钠6000 g/t、新型胺类捕收剂F210 30 g/t,采用两粗两精闭路浮选流程,得到的锌精矿中锌品位为28.64%、回收率为52.24%,实现了对该铅锌矿选矿厂尾矿中极低品位氧化锌矿的有效回收。     

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。     

甘肃某细鳞片石墨矿选矿试验研究

甘肃某石墨矿属于鳞片石墨矿石,原矿固定碳含量较低,为4.48%,石墨鳞片较小。对该地区细鳞片石墨矿进行选矿试验研究,得出适宜的粗选条件为:粗磨磨矿细度为-0.074mm占63.52%、浮选浓度为27%、煤油用量为640g/t、2#油用量为110g/t、生石灰用量为2500g/t(即矿浆pH=9),粗精矿采用五次再磨六次精选流程进行开路试验、闭路试验,最终获得石墨精矿固定碳含量为95.70%,回收率为71.78%的选别指标,为该地区石墨资源的开发利用提供了技术依据。     

从湖南某高钙钨矿中常温浮选白钨矿与萤石

湖南某矽卡岩型含硫钨矿资源,矿物组成复杂,有用矿物主要为白钨矿和萤石。为了高效开发利用该资源,对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,用4 000 g/t模数为2.8的水玻璃对矿浆浓度为50%白钨精矿1调浆1.5 h,然后进行连续4次常温空白精选,可有效提高白钨精矿WO₃品位;矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下1次开路浮选脱硫,脱硫产品1粗2扫5精、中矿顺序返回闭路流程选白钨矿,选钨尾矿1粗2扫5精、中矿顺序返回闭路流程选萤石,最终获得了WO₃品位为58.26 %、回收率为92.89％的白钨精矿,以及CaF₂品位为98.36%、回收率为89.85%的萤石精矿。闭路试验流程是该矿石低耗、高效开发利用流程。     

某复杂金矿石选矿试验研究

某金矿矿石中矿物种类丰富,有用成分较多,但矿山原选矿工艺只生产金精矿1种产品,影响企业效益。为此,分别采用铅金混合浮选-铅金分离-混浮尾矿选硫和铅金混合浮选-铅金分离两种选别流程对该矿石进行了选矿试验,结果表明,前者可以获得Pb品位为49.36%,Au含量为260.30 g/t的铅精矿,Au品位为34.20 g/t,Pb含量为2.21%的金精矿和S品位为42.31%的硫精矿,后者可以获得Pb品位为51.21%,Au含量为249.29 g/t的铅精矿和Au品位为24.26 g/t,Pb含量为1.05%的金精矿,     

含云母方解石型萤石矿的浮选柱分选试验研究

湖南某选矿厂萤石矿嵌布粒度细,云母和方解石含量较高,脉石矿物组成复杂,造成实际生产中粗精矿品位低,扫选回收能力不足,为此,采用旋流-静态微泡浮选柱对该矿石进行了浮选试验研究。试验确定浮选条件为处理量0.40 t/h,粗选药剂用量碳酸钠2000 g/t,水玻璃1200 g/t,油酸140 g/t,扫选油酸用量50 g/t,通过"一粗一扫"浮选连续扩大试验,可获得粗精矿品位77.93%,回收率91.59%,较同期现场生产指标分别提高了3.98%、4.08%,取得了较好的浮选效果。粒度分析结果表明,相较于浮选机,浮选柱对-38μm颗粒回收效果好,分选效率高。     

复杂铜铅锌银多金属硫化矿选矿试验研究

对某复杂铜铅锌银多金属硫化矿进行了选矿试验研究。依据矿物特性, 采用铜铅部分混合浮选、混合精矿铜铅分离、混合浮选尾矿再选锌的工艺流程, 可获得铜精矿铜品位23.37%、铜回收率63.99%, 铅精矿铅品位71.68%、铅回收率90.34%, 铅精矿含银1 189 g/t、银回收率78.04%, 锌精矿锌品位52.38%、锌回收率75.98%。试验所获技术指标理想, 为该矿石的开发利用提供了有效途径。     

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。     

云南沧源某氧化铅锌矿浮选工艺研究

以云南省沧源县某深度氧化,且锌主要以异极矿形式存在的难选铅锌矿石为研究对象,进行了丁黄药直接浮选方铅矿、硫化-丁黄药浮选白铅矿、硫化-苯硫酚浮选异极矿的工艺技术条件研究。采用试验确定的先浮铅后浮锌、先选硫化矿后选氧化矿的闭路浮选工艺处理该矿石,获得了铅品位为53.93%、含锌13.13%、银品位为1 751.90 g/t的铅精矿,锌品位为31.82%、含铅2.75%的锌精矿,以及铅品位为33.38%、锌品位为19.10%、银品位为694.85 g/t的铅锌混合精矿,铅锌银的综合回收率均超过98%。