某稀土矿尾矿综合回收萤石和重晶石试验研究

西南某稀土尾矿中含CaF_2 15.33%,含BaSO_4 13.27%,属于伴生低品位萤石-重晶石矿产资源,具有一定的回收价值。针对试样组成性质,在磨矿细度-0.074 mm为72.61%,采用碳酸钠为p H调整剂、水玻璃为抑制剂、油酸钠为捕收剂,进行"1次粗选、2次精选、2次扫选"的萤石-重晶石混合浮选流程,得到萤石与重晶石混合精矿,混合精选采用水玻璃为分散剂,苛性淀粉为重晶石抑制剂,油酸钠为捕收剂浮选萤石,经"1次粗选、2次扫选、6次精选"的浮选闭路试验流程,最终得到了CaF_2品位96.83%、回收率89.36%的萤石精矿,获得BaSO_4品位91.22%,回收率70.31%的重晶石精矿,较好地实现了该尾矿中萤石与重晶石的综合回收。     

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。     

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。     

重晶石-石英-萤石伴生矿选矿试验研究

湖南某重晶石矿与石英、萤石和铅锌矿等伴生,为综合开发利用该矿产资源,对其进行选矿试验研究。矿石中含0.98%的铅锌矿,具有一定回收价值,试验采用硫酸铜、乙基钠黄药优先回收铅锌混合粗精矿,浮选铅锌尾矿则采用水玻璃作石英等脉石矿物抑制剂,十二烷基硫酸钠为捕收剂浮出重晶石精矿。通过混浮铅锌、一粗、一扫和五精重晶石浮选闭路流程,获得了铅锌品位35.49%、产率2.54%的铅锌混合粗精矿,BaSO_4品位92.15%、BaSO_4回收率94.33%、比重4.3g/cm~3的重晶石精矿,以及BaSO_4品位仅5.07%的重晶石尾矿,实现了重晶石、铅锌矿与石英等脉石矿物的有效分离。铅锌混合粗精矿可进一步浮选获得合格的铅精矿与锌精矿。     

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。     

某萤石重晶石混合精矿浮选分离药剂筛选

以湖南某铅锌尾矿中综合回收的萤石重晶石混合精矿为研究对象,采用抑制重晶石浮选萤石工艺对抑制剂和捕收剂的种类和用量进行了优选,并根据条件试验结果进行了闭路试验。结果表明,YZ-4为重晶石的高效抑制剂,油酸钠为萤石的高效捕收剂,采用1粗4精1扫、精选中矿顺序返回流程处理该混合精矿,获得了CaF₂品位为96.81%、回收率为92.44%的萤石精矿,BaSO₄品位为91.36%、回收率为86.75%、密度为4.25 g/cm³的重晶石精矿,实现了萤石与重晶石的高效分离。     

重晶石-石英-萤石型伴生矿选矿试验研究

湖南某重晶石矿与石英、萤石和铅锌矿等伴生,为综合开发利用该矿产资源,对其进行选矿试验研究。矿石中含0.98%的铅锌矿,具有一定回收价值,试验采用硫酸铜、乙基钠黄药优先回收铅锌混合粗精矿,浮选铅锌尾矿则采用水玻璃作石英等脉石矿物抑制剂,十二烷基硫酸钠为捕收剂浮出重晶石精矿。通过混浮铅锌、一粗、一扫和五精重晶石浮选闭路流程,获得了铅锌品位35.49%、产率2.54%的铅锌混合粗精矿,BaSO4品位92.15%、BaSO4回收率94.33%、比重4.3g/cm3的重晶石精矿,以及BaSO4品位仅5.07%的重晶石尾矿,实现了重晶石、铅锌矿与石英等脉石矿物的有效分离。铅锌混合粗精矿可进一步浮选获得合格的铅精矿与锌精矿。     

四川某稀土尾矿综合回收利用的选矿试验研究

四川某稀土尾矿中含萤石27.58%,重晶石45.25%,氟碳铈矿1.25%,由于长期堆存,其综合回收利用难度大。试验通过磨矿—萤石浮选—萤石精矿磁选分离稀土—萤石尾矿重选回收重晶石的选矿流程,可综合回收利用萤石、重晶石及稀土矿物。试验结果表明,以YS-1#为萤石捕收剂,EM326为重晶石抑制剂,通过一次粗选、一次扫选、六次精选的浮选流程,可获得萤石精矿品位大于95%的指标,对浮选萤石精矿进一步强磁分离稀土矿物,可获得萤石精矿CaF2品位97.63%、回收率73.57%、稀土精矿REO品位38.57%、回收率45.27%的指标;萤石浮选尾矿通过分级—重选流程可获得重晶石精矿BaSO4品位90.35%,BaSO4回收率75.48%的指标。     

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。     

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。      

新型抑制剂在稀土尾矿综合回收萤石重晶石中的应用

四川某稀土矿山选厂尾矿含泥量大,萤石、重晶石品位均很低,重晶石矿物粒度较细,难以综合回收利用。采用自主研发的抑制剂SDN作为重晶石抑制剂,经混合浮选-萤石重晶石分离工艺选别,可得到Ca F2品位为97.28%、回收率为80.33%的萤石精矿和Ba SO4品位为90.45%、回收率为75.98%的重晶石精矿。新型抑制剂SDN为离子型小分子药剂,不仅能有效抑制重晶石,实现萤石与重晶石高效分离,还能有效避免絮凝现象导致的回水黏度越来越大,有利于生产顺利进行。     

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。     

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。     

新疆某萤石矿选矿试验研究

新疆某萤石矿嵌布粒度范围大,主要脉石矿物为方解石,与萤石相互包裹严重,分离难度较大。针对该矿石的性质进行选矿试验研究。试验表明,硫酸铝与水玻璃作为调整剂对于提高精矿回收率与品位有益;栲胶作为抑制剂能有效抑制矿石中的方解石;两段磨矿可明显提高精矿质量。最终采用两段磨矿(粗精矿再磨)、一次粗选、两次扫选、九次精选的浮选流程,选用硫酸铝、水玻璃作为调整剂,栲胶作为抑制剂,油酸作为捕收剂,获得了萤石精矿CaF_2品位97.23%、回收率67.27%的指标。萤石精矿中CaCO_3品位降至1.65%。     

从低品位萤石重晶石共生矿中优先浮选萤石试验研究

某低品位萤石重晶石共生矿含萤石21.2%、重晶石41.7%,二者嵌连关系紧密、可浮性相近，浮选分离难度较大。针对矿石性质特点，采用优先浮选萤石工艺，经一粗七精浮选闭路流程试验可获得产率15.60%、CaF₂品位97.36%、回收率70.43%的高品质萤石精矿，精矿中BaSO₄含量仅0.77%。在浮选过程中通过利用无机抑制剂与有机抑制剂之间的协同作用，强化了对重晶石的抑制作用，显著提高了捕收剂对萤石的选择性，实现了萤石与重晶石的高效分离。     

云南某萤石矿抑制剂效果对比研究

以云南某高硅碳酸盐型萤石矿为对象,通过纯矿物和实际矿石浮选试验,对比研究新型碳酸盐抑制剂CY-101和酸性水玻璃对萤石浮选提纯的影响。纯矿物浮选试验结果表明,酸性水玻璃和CY-101均具有抑制方解石的作用,CY-101在中性条件下能够有效实现萤石与方解石的浮选分离。实际矿石浮选试验表明,以油酸钠作为捕收剂,粗选使用水玻璃抑制石英等硅酸盐矿物,精选使用CY-101抑制方解石,采用"1次粗选,5次精选,中矿分段返回"的闭路浮选试验流程,获得CaF_2品位为97.33%,回收率为86.38%的萤石精矿。与酸性水玻璃相比,新型碳酸盐抑制剂CY-101具有流程短、用量低的优势,有良好的工业应用前景。     

酸化水玻璃在萤石精选降硅中的影响研究

以浙江某低品位石英型萤石矿作为试验研究对象,针对萤石精矿中石英含量较高,萤石石英分选困难的特点,采用油酸为捕收剂,精选时用酸化水玻璃作为石英抑制剂在不同条件下进行试验。酸化水玻璃在不同环境下,降硅的作用明显,萤石精矿中SiO_2含量为0.56%,通过一粗一扫六次精选,中矿顺序返回的闭路选别流程,可以得到含CaF_2 98.75%,SiO_2 0.63%,CaF_2回收率85.84%的萤石精矿。     

富含方解石的萤石矿的浮选研究

本文对贵州某富含方解石的萤石矿进行了浮选研究.该矿方解石含量高达18.45%,萤石的品位仅为28.05%.本文采用脱硫后以油酸为萤石的捕收剂,以 F_(910)(一种无机盐组合药剂)为方解石等脉石的有效抑制剂,采用一粗四精的工艺,获得含 CaF_2 98%以上的特级萤石精矿,CaF_2的回收率大于80%.     

稀土尾矿中萤石和重晶石的高效富集与分离试验研究

本文针对稀土尾矿中伴生的萤石和重晶石进行了选矿试验研究,研发了混合浮选高效富集-萤石重晶石分离工艺,并筛选出YG-7高效重晶石抑制剂,最终获得的萤石精矿氟化钙品位为98.19%,回收率为95.65%,重晶石精矿硫酸钡品位为88.78%,回收率为71.23%。     

萤石与重晶石浮选分离的研究

采用改性水玻璃Ｈ１１０１混合剂浮选分离萤石与重晶石获得稳定的良好指标．经过捕收剂作用的萤石或重晶石泡沫，在１００ｍｇ／ＬＨ１１０１的条件下，９８％（质量分数）的重晶石在精选过程中被抑制，约８５％的萤石进入最终泡沫．用５００～１５００ｇ／ｔＨ１１０１和油酸浮选不同比例的萤石和重晶石混合矿（精选４～６次），９９％的重晶石留在槽内，萤石泡沫含ＣａＦ２＞９８．５％，回收率９８％～８０％．萤石－重晶石矿石浮选，适量的Ｈ１１０１可以获得常规药剂（Ｎａ２ＣＯ３＋Ｎａ２ＳｉＯ３）难以得到的优质萤石精矿，品位＞９８％，回收率＞８０％．特别是用Ｈ１１０１分离含重晶石６１％和萤石１５％的复合矿石，在产出合格萤石精矿的同时，使重晶石精矿符合标准（密度＞４．２），它们的回收率分别达到７２％和９４％，红外光谱及能谱分析结果与相应的浮选指标相吻合．