四川某萤石-重晶石共生矿浮选试验研究

四川某萤石重晶石共生矿中含CaF_2 28.23%,含BaSO_4 54.11%,萤石与重晶石具有一定的回收价值。针对矿样组成特性,在磨矿细度-0.074mm为83%左右的条件下,采用碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、油酸钠为捕收剂进行萤石与重晶石混合浮选,混合精选采用氟化钠与水玻璃为抑制剂,油酸钠为捕收剂,进行萤石-重晶石分离回收萤石,并将分离后的尾矿采用CLFN为抑制剂,十二烷基硫酸钠为捕收剂进行重晶石的回收,通过浮选闭路试验最终得到了CaF_2品位为96.91%、回收率为85.69%的萤石精矿,BaSO_4品位为92.16%、回收率79.23%的重晶石精矿,较好地实现了对萤石与重晶石的回收。     

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。     

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。     

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。     

湖南某低品位萤石矿浮选试验研究

以湖南某低品位萤石矿为研究对象,确定先混合浮选去除石英、再浮选分离萤石与重晶石的工艺流程,在混合浮选试验与分离浮选试验的基础上进行开路与闭路试验,获得CaF2品位为95.36％、CaF2回收率为82.83％的萤石精矿与CaF2含量仅为3.19％的重晶石精矿.     

重庆重晶石与萤石共生矿矿石性质研究与选矿工艺探索

对重庆某重晶石与萤石共生矿进行了工艺矿物学研究,并对其选矿工艺进行了探索。针对该矿石特殊的选矿性质,采用先重选后浮选的工艺,并优化开路试验流程。其中原矿分两个粒级入重选,重选所得的重晶石精矿品位为93.44%,回收率为87.88%;重选所得萤石矿再磨后进入浮选,浮选所得的萤石精矿品位为97.13%,回收率为69.56%,综合回收率为62.83%。结果表明,先重选后浮选的工艺适合该矿的分离,能够取得良好的效果。     

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。     

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%。     

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。     

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。     

湖南某钼铋多金属矿选矿试验研究

湖南某多金属矿含钼0.07%,含铋0.17%。矿石中钼主要以硫化钼形式存在,铋主要以硫化铋形式存在,其次为自然铋,硫化钼占总钼的95.04%,硫化铋占总铋的68.42%,自然铋占总铋的21.64%。为确定矿石钼铋合理回收工艺,进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占90%条件下,以水玻璃为抑制剂、BK205为捕收剂经1粗3精2扫钼铋等可浮选,钼铋混合精矿以硫化钠为抑制剂、水玻璃为分散剂、煤油为捕收剂经1粗4精2扫钼铋分离浮选,选钼粗精矿以硫酸为pH调整剂、水玻璃为分散剂、SN-9为捕收剂经1粗2精2扫脱硅浮选,获得了钼精矿钼品位48.22%、回收率81.07%,脱硅铋精矿铋品位52.12%、铋回收率58.37%,铋中矿铋品位2.62%、回收率3.23%的良好浮选指标。     

山西某铅锌银多金属矿选矿试验研究

对含铅0.48% 、锌0.75%、银90.00 g/t的山西某铅锌银多金属矿进行了选矿试验研究。采用铅银混浮-锌浮选工艺,在磨矿细度-0.074 mm粒级占80%条件下,以水玻璃为调整剂、硫酸锌+亚硫酸钠为锌矿物抑制剂、BK906和BK903G为组合捕收剂、BK-201为起泡剂,优先选铅银,选铅银尾矿以石灰为调整剂、硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂选锌,可获得铅品位27.54%、铅回收率76.47%、银品位5252.5 g/t、银回收率73.03%、锌品位3.87%的铅银混合精矿和锌品位54.96%、锌回收率71.00%、银品位359.6 g/t的锌精矿。     

内蒙古某碳酸盐型萤石矿石试验研究

针对内蒙古某碳酸盐型萤石矿进行了选矿试验研究,并确定了相应的浮选流程。闭路试验中粗选磨矿细度为-0.074mm含量占70%,采用硅酸钠和碳酸钠为调整剂、油酸钠为捕收剂。试验通过一粗一扫五精、粗精矿再磨的闭路流程,成功获得了CaF2品位97.36%、回收率69.21%的萤石精矿,其中SiO2、CaCO3含量均符合国家对F97C萤石粉的标准。     

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。     

黄沙坪低品位多金属矿钼铋回收的研究

针对黄沙坪多金属矿矿石性质复杂,矿物品种多,有价矿物含量低的特点,采用先钼铋混浮、再钼铋分离的工艺回收钼铋.在钼铋混合浮选粗选作业,用MG油和SN9号作组合捕收剂,添加适量的碳酸钠和水玻璃,可获得品位和回收率较高的钼铋粗精矿;在钼铋分离作业,用硫化钠作硫化矿的抑制剂,添加适量的活性炭有助于提高钼精矿品位.在原矿Mo品位...     

云南某萤石矿浮选试验研究

云南某萤石矿为石英硫化矿型萤石矿,脉石矿物主要为石英,其次为高岭石和少量黄铁矿等。针对该矿的矿石性质,以碳酸钠为调整剂,水玻璃和ADC为抑制剂,R703为捕收剂,采用预先脱硫,一次粗选、七次精选和中矿集中再选,再选精矿返回粗选的闭路工艺流程,可以获得高品位的萤石精矿,Ca F2品位为97.14%,Si O2和Ca CO3含量小于1.0%,Ca F2回收率为81.38%。     

云南某低品位重晶石矿的浮选试验研究

对云南某地重晶石矿进行了化学组成研究和工艺矿物学研究,结果表明该矿石中有价矿物重晶石具有低品位、细粒嵌布的特征。在此基础上,对该矿石进行了重选预先抛尾试验、浮选条件试验及流程结构试验,结果表明重选抛尾不适合此矿石的预先抛废,浮选是实现有价矿物有效回收的较佳手段。浮选条件试验和流程结构试验表明,以水玻璃作为抑制剂,油酸钠作为捕收剂,采用一次粗选(分段加药),二次精选(第二次精选开路)的闭路工艺流程,在原矿重晶石品位为60.57%的条件下,可以获得精矿品位97.31%,回收率84.36%的化工级重晶石精矿以及品位91.52%,回收率为10.32%的加重剂级重晶石精矿,使重晶石得到高效回收。     

某共生镜铁矿的反浮选试验研究

赤铁矿反浮选工艺在工业生产实践中获得了广泛的应用。在目前所有的生产实践和研究工作当中，石英是赤铁矿矿石中主要的脉石矿物和浮选对象。本试验针对某含有13％方解石、10％石英和8％绿泥石的铜矿共生镜铁矿，研究了采用反浮选工艺对脉石矿物和镜铁矿进行浮选分离的可能性，获得了比较满意的选矿指标，精矿品位和回收率分别为65．28％和79．05％。采用阴离子捕收剂油酸钠将矿石中的石英和方解石浮选分离以后，采用阳离子捕收剂醚胺浮选绿泥石时呈现出良好的选择性。