一种耐低温型捕收剂在萤石浮选中的应用

本文通过对不饱和脂肪酸进行磺化改性,然后与不饱和脂肪酸复配(两者质量比为1∶2)混合,再加入表面活性剂以及助剂混合得到一种耐低温型捕收剂,其中含有羧基、磺酸基等基团,将其用于萤石矿浮选,其浮选效果优于油酸、妥尔油和氧化石蜡皂(731)。针对河北某矿业公司萤石矿石性质,进行了详细的条件试验,最终确定一粗一扫五精浮选工艺流程,在矿浆温度为10~15℃条件下,以碳酸钠为调整剂,水玻璃为脉石抑制剂,闭路试验可获得萤石精矿Ca F2品位为97.26%、回收率为81.11%的浮选指标,具有较好的推广应用价值     

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%。     

镧系金属-苯甲羟肟酸有机配合物对萤石和方解石的捕收性能研究

萤石、方解石等含钙矿物表面吸附位点同为钙质点, 导致脂肪酸、羟肟酸等常用氧化矿捕收剂对它们的选择性较差, 针对该问题提出利用含钙矿物阴离子的差异性来设计金属离子配合物捕收剂的思路。利用Ce-BHA配合物对萤石与方解石质量比1 GA6FA 1的人工混合矿进行一次粗选浮选试验, 最终可得萤石精矿CaF₂品位78.92%、回收率74.77%, CaCO₃品位11.08%、回收率24.23%, 分离效果良好。与单独使用BHA作捕收剂相比, 浮选精矿CaF₂品位提高约26百分点, 回收率提高约50百分点, 表明该配合物捕收剂对萤石的选择性好。通过量子化学计算了多种镧系金属离子与苯甲羟肟酸(BHA)的作用情况及其在萤石、方解石表面的吸附行为, 结果显示最佳的配合物捕收剂组合为Ce-BHA, 与纯矿物浮选试验结果相符。      

云南某萤石与重晶石共生矿选矿试验研究

以云南某萤石与重晶石共生矿为研究对象,该矿含萤石33.46%,重晶石52.73%,萤石与重晶石含量高。由于萤石与重晶石可浮性相近,分离难度大。为了综合开发利用该矿产资源,对该共生矿进行了选矿试验研究。试验采用了先混合浮选再分离浮选的工艺流程。混合浮选在磨矿细度-74μm占80%的条件下,调整p H值至9,以水玻璃为抑制剂、油酸钠为捕收剂将目的矿物先富集,在此过程中同时抛尾除杂,混合浮选所得精矿再进行分离浮选;分离浮选通过抑制重晶石浮选萤石实现,适宜的p H值为6,以水玻璃、硫酸铝、栲胶为抑制剂,以油酸钠为捕收剂,最终实现了萤石和重晶石的分离。通过全浮选闭路试验,得到品位为94.42%、回收率为87.77%的萤石精矿和品位为91.89%、回收率为88.66%的重晶石精矿。     

重庆某萤石-重晶石矿浮选试验

重庆某萤石-重晶石矿BaSO₄和CaF2品位分别为52.57%、32.77%,主要目的矿物为重晶石、萤石,脉石矿物是方解石、石英和其他少量杂质,较为复杂难选。为回收利用矿石中的重晶石和萤石,进行了选矿试验。结果表明,相比重晶石优先浮选再浮选萤石流程,重晶石、萤石混合浮选-分离浮选原则流程指标更好。在磨矿细度-0.074 mm占75%、混合浮选以十二烷基硫酸钠为捕收剂,酸性水玻璃、栲胶和硫酸铝组合抑制剂,重晶石浮选以碳酸钠为调整剂、酸性水玻璃为抑制剂,萤石浮选以栲胶、硫酸铝、木质素磺酸钠和NaF为组合抑制剂、油酸为捕收剂,原矿经1粗1扫混合浮选-混合精矿1粗2精1扫重晶石优先浮选-重晶石浮选尾矿1粗4精1扫萤石浮选闭路流程选别,可获得产率52.44%、BaSO₄品位94.83%、回收率97.00%的重晶石精矿和产率30.33%、CaF₂品位90.06%、回收率82.86%萤石精矿,实现了可浮性相近的萤石、重晶石的有效分离,对类似矿石的开发利用具有一定的参考价值和指导意义。     

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。     

新型捕收剂EA-715浮选分离白钨矿的行为及 作用机理研究

通过浮选试验、动电位和红外光谱测定, 详细考察了新型捕收剂EA-715对白钨矿、方解石、萤石和石英的浮选行为及其作用机理。单矿物浮选试验表明, 在适当的药剂制度下, EA-715可有效分离白钨矿与脉石矿物。人工混合矿一次浮选可获得WO₃品位61.82%、回收率88.63%的白钨精矿。动电位和红外光谱测定表明, EA-715在白钨矿、萤石和方解石表面以化学吸附为主, 在石英表面以物理吸附为主。     

YS-02J复配型辅助捕收剂在萤石低温浮选中的应用

研制了一种复合聚氧乙烯醚类辅助捕收剂YS-02J,其与油酸捕收剂混合作用时可大大提高油酸在低温条件下的浮选性能,并能大幅度降低油酸用量。将辅助捕收剂YS-02J应用于湖南某萤石矿浮选,矿浆温度10 ℃时,以碳酸钠为调整剂、水玻璃为脉石抑制剂、油酸为捕收剂,在原矿CaF₂品位16.21％条件下,一粗一扫四精闭路试验获得了CaF2品位96.63%、回收率82.97%的萤石精矿指标。     

湖北某重晶石-萤石型矿综合利用研究

湖北某萤石矿为重晶石-萤石型矿石,重晶石含量达40%以上。对综合利用萤石与重晶石资源进行了浮选工艺研究,并对低温浮选进行了试验探索,低温浮选试验表明FX-6A比现用的油酸捕收剂具有更好的耐低温性。试验结果表明,利用FX-6A作为萤石捕收剂,CRY-A作为重晶石抑制剂,通过1次混合浮选,6次分离浮选,常温闭路试验可获得Ca F2品位97.68%、回收率92.85%的萤石精矿以及Ba SO4品位91.85%、回收率78.04%的重晶石精矿。     

福建某低品位共伴生白钨、萤石矿选矿试验研究

对福建某WO3品位0.10%、CaF2品位25.45%的低品位共伴生白钨、萤石矿,以矿冶科技集团有限公司自主研发的高效选矿药剂BK418作为白钨捕收剂,BK410作为萤石捕收剂,采用“白钨常温浮选-常温浮选钨精矿加温精选-白钨常温浮选尾矿浮选萤石”的工艺流程处理该矿石,获得钨精矿中WO3品位为60.48%,WO3回收率为65.29%;萤石精矿中CaF2品位为90.64%,CaF2回收率为55.34%的良好指标。为开发利用该类型低品位共伴生白钨、萤石矿提供了技术依据。     

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。     

新型抑制剂对高钙萤石矿抑制机理及工艺研究

针对CaF₂品位30.32%、CaCO₃品位35.42%的某高钙萤石矿，以油酸钠为萤石捕收剂、新型药剂SS-1为抑制剂，通过单矿物试验研究了抑制剂SS-1对萤石和方解石浮选性能的影响，采用接触角和吸附测试对抑制剂SS-1的抑制机理进行了分析。结果表明，在中性条件下，SS-1大量吸附在方解石表面，抑制了方解石的上浮，方解石回收率从66.93%降低到9.88%；同时，抑制剂SS-1少量吸附在萤石表面，对萤石浮选起到了促进作用，萤石回收率从96.03%提高到96.56%。根据单矿物试验分析结果，对高钙萤石实际矿进行了多段浮选试验研究，确定了粗精矿再磨、一粗八精一扫、中矿顺序返回闭路工艺流程，最终获得了CaF₂品位97.86%、回收率89.59%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。      

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。     

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。      

湖北某钨尾矿中萤石的分选试验

湖北某浮钨尾矿-0.074 mm占86.39%、萤石含量为22.35%,萤石与石榴子石、石英等主要脉石矿物解离不充分。为高效回收该尾矿中的萤石资源,根据试样的性质,采用高梯度强磁选-浮选流程进行了萤石选矿试验。结果表明：在背景磁感应强度为1.2 T情况下的高梯度强磁选可抛出产率为13.06%、萤石含量为7.10%的磁性杂质,非磁性产品的萤石含量为24.64%;非磁性产品经1粗2扫7精浮选流程处理（浮选粗精矿细磨至-0.038 mm占77.64%后再进行精选）,可获得萤石含量为96.48%、回收率为69.54%的萤石精矿。因此,磁浮联合流程是试样中萤石的简洁、高效回收流程。     

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。     

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。     

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。