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。     

江西某低品位复杂铜钨多金属矿石浮选工艺研究

江西某铜钨复杂多金属矿石铜品位为0.11%、硫品位为1.16%、WO₃含量为0.22%。矿石中白钨矿、黄铜矿均以中细粒嵌布为主,白钨矿在0.01~0.3 mm粒级占79.55%,黄铜矿在0.01~0.3 mm粒级占81.83%。为给该矿石的开发利用提供依据,在矿石性质分析基础上,采用铜硫混合浮选-分离浮选、混浮尾矿浮钨的工艺流程进行了试验。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占65%,以水玻璃为抑制剂、SN-9为捕收剂、BK201为起泡剂经2粗3精2扫铜硫混合浮选,混合浮选精矿以石灰为抑制剂、Z-200为捕收剂经1粗4精2扫铜硫分离浮选,混合浮选尾矿以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、W-1205为捕收剂经1粗3精3扫常温钨浮选,常温浮选精矿经1粗5精2扫加温（90 ℃）钨浮选,获得的铜精矿铜品位为24.13%、回收率为68.90%,硫精矿硫品位为36.15%、回收率为60.77%,钨精矿WO3品位为62.24%、回收率为73.68%,试验指标较好,可以作为该铜钨多金属矿开发利用的技术依据。     

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。     

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。     

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。     

某低品位萤石重晶石矿综合利用技术研究

黔北某低品位萤石重晶石矿主要由萤石、重晶石和方解石组成,在工艺矿物学研究的基础上,以EM-2作萤石捕收剂,改性水玻璃作方解石抑制剂,EM-326F作重晶石抑制剂,采用"萤石优先浮选-重晶石重选"的联合工艺流程,获得了酸级萤石精矿和重晶石精矿,实现了浮选回水的循环利用。试验表明,萤石通过"2粗5精,部分中矿再选"的浮选流程,获得了萤石精矿CaF_2品位98.51%,回收率86.24%;萤石次精矿CaF_2品位60.44%,回收率3.92%;萤石总回收率90.16%的指标。萤石浮选尾矿采用"1粗1扫1精,中矿与扫选精矿再选"的全溜槽重选工艺流程,可获得重晶石精矿BaSO_4品位89.15%,BaSO_4回收率70.78%的指标。     

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。     

黑龙江某难选钒钛磁铁矿选矿试验

以黑龙江某难选钒钛磁铁矿石的工艺矿物学特征为基础,按弱磁选-强磁选-浮选原则流程进行了铁钛综合回收选矿工艺研究。结果表明,采用1段磨矿-1次弱磁选-弱磁选尾矿再磨-1次强磁选-1粗2扫4精、中矿顺序返回浮选流程处理该矿石,可获得Fe、TiO2、V2O5品位分别为55.04%、12.11%、0.62%,回收率分别为83.01%、63.08%、85.54%的铁精矿,以及TiO2、Fe、V2O5品位分别为45.11%、34.90%、0.22%,回收率分别为27.56%、6.17%、3.56%的钛精矿。     

提高某白钨矿石浮选指标试验

江西某矽卡岩型白钨矿石WO_3品位为0.26%,白钨矿大部分浸染在石英、萤石、方解石颗粒中,单体解离困难。现场在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下采用1粗2扫常温浮选,1粗5精2扫加温浮选,中矿顺序返回流程处理,仅能获得WO_3品位为59.31%、WO_3回收率为58.64%的钨精矿。为了提高该矿石的选矿指标,试验以苯甲羟肟酸+油酸钠为白钨矿常温浮选混合捕收剂,进行了阶段磨选工艺条件研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下采用1粗2扫常温浮选,常温浮选精矿再磨细度为-0.074 mm占90%的情况下采用1粗5精2扫加温浮选,最终获得了WO_3品位为62.31%、WO_3回收率为71.62%的钨精矿,钨精矿WO_3品位提高3个百分点,WO_3回收率提高12.98个百分点,精矿指标提高显著。     

某低品位方解石-石英型萤石浮选试验研究

某方解石-石英型萤石矿CaF_2含量为25.32%,属低品位萤石矿。浮选试验在粗选磨矿细度-74μm占75%,粗精矿再磨细度选择为-74μm占85%的条件下,以碳酸钠作调整剂,水玻璃作抑制剂,油酸作捕收剂,采用"1粗7精2扫-粗精矿再磨"工艺流程进行闭路试验,最终得到CaF_2含量为96.33%、CaCO_3含量为0.89%,回收率为70.07%的萤石精矿。     

柿竹园矿石中黑钨矿的柱浮选半工业试验

针对柿竹园多金属矿回收黑钨矿时浮选机浮选工艺存在的流程复杂、精矿品位较低问题,采用旋流-静态微泡浮选柱在现场进行了黑钨矿柱浮选半工业试验。试验结果表明,旋流-静态微泡浮选柱通过1次粗选、2次精选,所获黑钨精矿的品位为44.39%、回收率为86.82%,与现场1粗5精3扫浮选机生产相比,在省去3次扫选和减少3次精选的情况下,黑钨精矿品位提高11.45个百分点,同时回收率提高3.52个百分点。     

某地萤石矿浮选工艺及机理研究

对河南某萤石矿的矿石进行了可选性工艺研究。在弱酸性介质精选的工艺制度下, 通过“一粗一扫五精” 的单一浮选流程,得到的萤石精矿CaF₂ 品位为98.21 %, 回收率为90.16%, 精矿中SiO₂ 含量为0.79%。萤石精矿达到国家质量标准(GB5690-85)一级品。     

某难选萤石矿低温浮选试验研究

内蒙古某萤石矿属石英型细粒嵌布萤石,在研究内蒙古某萤石原矿性质与特征的基础上,通过系统的选矿试验研究,确定了"一粗七精",在碱性条件下(pH=9.0)粗选,在弱酸性条件下(pH= 6.0)精选,粗选和精选Ⅰ排尾,中矿集中返回到精选Ⅰ的工艺流程.在低温下,通过在精Ⅲ补加捕收剂,可获得与常温下接近的浮选指标.15℃闭路浮选可获得含CaF2品位β=98.34%、回收率ε=87.42%的优质萤石精矿,在5℃开路浮选也能得到CaF2品位β=97.70%的二级萤石精矿.     

萤石矿降硅浮选工艺研究

研究了某萤石矿生产优质低硅萤石精矿的浮选药剂和工艺流程。 通过采用一次粗选、一次扫选、五次精选、弱酸性介质的浮选工艺，获得含CaF299.08%、SiO20.62%、回收率为86．55％的低硅萤石精矿。     

江西某低品位钨矿石浮选试验

江西某低品位白钨矿石WO3含量为0.20%,矿物组成较复杂,金属矿物主要有白钨矿、磁黄铁矿等,非金属矿物主要有萤石、石英、透闪石、滑石、金云母、黑云母、白云母、石榴石、长石、绢云母、方解石等,含钙脉石矿物含量较高,矿石中白钨矿与脉石矿物共生关系紧密。为确定白钨矿的高效选矿工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下1次浮选脱硫,然后以碳酸钠为矿浆p H调整剂、水玻璃+栲胶为脉石矿物组合抑制剂、731为白钨矿浮选捕收剂,经1粗2精1扫浮选预富集钨、预富集精矿水玻璃强化调浆后1粗2精1扫常温浮选选钨、常温钨精矿90℃下水玻璃强化调浆后1粗5精1扫加温浮选选钨,最终获得WO3品位50.23%、WO3回收率为70.32%的白钨精矿,实现了白钨矿的高效回收。     

湖南某萤石矿洗矿泥选矿工艺研究

针对湖南某萤石矿矿泥含量较多、洗矿泥直接作为尾矿排出而影响CaF₂资源回收率的问题,研究了一种洗矿泥选矿工艺,通过旋流器分级、粗粒再磨以及一粗一扫四精的浮选工艺,得到了CaF₂品位90.43%、回收率58.74%的萤石精矿。通过洗矿泥选矿工艺,不仅能回收矿泥中的有用矿物,提高萤石回收率,而且能减少尾矿排放量,提高综合效益。     

赤峰某低品位铜钼矿选矿试验

赤峰某大型斑岩型低品位铜钼矿床,铜钼矿物主要以硫化物形式存在,且嵌布关系密切、嵌布粒度微细。为高效开发利用该贫矿资源,对矿石进行了选矿工艺技术条件研究。结果表明,铜钼混浮适宜的磨矿细度为-0.074 mm占70%,铜钼分离适宜的磨矿细度为-0.043 mm占80%;采用1粗2精1扫、中矿顺序返回闭路流程混浮铜钼,1粗5精2扫、中矿顺序返回闭路流程分离铜钼,最终获得了铜品位为17.51%、铜回收率为81.25%的铜精矿,以及钼品位为42.41%、钼回收率为88.35%的钼精矿。     

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.     

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。