某难选白钨矿磁化浮选工艺研究

某矽卡岩型白钨矿属含钙矿物量高的难选白钨矿石。为了提高白钨精矿质量,在浮选回收白钨矿时采用水系磁处理浮选工艺进行试验,试验研究结果表明:在不改变常规浮选工艺流程的条件下,水系磁处理浮选工艺可提高药剂与矿物的作用效果,减少浮选时调整剂、捕收剂的用量,且可提高分选指标。矿石经全浮脱硫后,在水系磁处理条件下,进行了白钨常温粗选,白钨粗精矿经一粗五精三扫闭路流程加温精选,最终获得了钨品位65.94%、回收率79.12%的合格白钨精矿。     

云南某铅锌尾矿伴生萤石综合回收的工艺研究

云南某铅锌尾矿中伴生萤石含量为45.49%,为了有效地回收其中的萤石资源,对其进行了选矿工艺研究。在常温条件下,采用"三次粗选、两次扫选、七次精选"的浮选流程及高效萤石捕收剂FC-8和脉石矿物抑制剂FD-1,最终获得了萤石精矿品位97.12%,总回收率93.50%的优良指标。     

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。     

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。     

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。     

某难选黑钨矿磁化浮选研究

针对江西某钨矿黑钨细泥损失较严重的情况,对水系进行磁处理,再对黑钨细泥进行浮选回收,结果发现黑钨细泥的回收效果比在未进行磁处理的水系条件下浮选效果要好,并且药剂的用量也可以减少。通过一次粗选三次精选两次扫选黑钨细泥磁化浮选闭路试验,可获得黑钨精矿品位61.23%,回收率83.02%;和常规黑钨细泥浮选试验相比,黑钨精矿品位提高了6.87%,回收率提高了7.19%。     

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。     

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。     

豫西某石英型萤石矿浮选工艺研究

豫西某石英型萤石矿含CaF₂ 41.58%、SiO₂ 45.76%,嵌布粒度粗细不均,部分细粒萤石被石英、长石包裹,给萤石提质带来一定困难,为此开展了详细的工艺矿物学、浮选药剂制度和浮选闭路流程对比研究。结果表明,在粗磨磨矿细度为-0.074 mm含量55%、pH值调整剂碳酸钠用量2000 g/t、脉石抑制剂水玻璃用量900 g/t、组合捕收剂氧化石蜡皂+油酸钠用量200+100 g/t、再磨磨矿细度为-0.043 mm含量76.89%的条件下,采用一段粗磨、一次粗选二次扫选六次精选、高品位中矿再磨返回二段精选的浮选流程,可获得CaF₂ 97.12%、回收率91.10%的萤石精矿;组合捕收剂的使用可实现萤石的常温浮选;与萤石常规的粗精矿再磨浮选工艺相比,高品位中矿再磨浮选工艺精矿品位和回收率均有所提高。工艺矿物学研究表明,再磨位置的选择至关重要,高品位中矿再磨避免了已解离萤石的过磨,增加了富连生体的解离程度,实现了二次分配,是提高此类嵌布粒度不均萤石资源选别指标的关键。      

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。     

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。     

内蒙某地低贫萤石矿浮选提纯工艺研究

研究了内蒙某低贫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、七次精选、碱性介质精选的浮选工艺，获得含CaF2 94．60％、SiO2 4．20％，回收率为76.82％的冶金级萤石精矿。     

油酸钠体系中磁化处理对萤石浮选行为的影响

为了了解油酸钠体系中磁化处理对萤石浮选行为的影响，开展了磁化油酸钠、磁化浮选用水和磁化矿浆情况下的萤石纯矿物浮选试验，并对萤石表面油酸钠的吸附量和Zeta电位进行了研究。结果表明：①在pH=8，油酸钠浓度为1.07×10-4 mol/L，磁场强度为200 mT，油酸钠磁化时间为10 min，水和矿浆均磁化30 min情况下的萤石纯矿物浮选试验的回收率分别为94.48%、93.07%、91.48%，相对于未磁化条件下，回收率分别提高了7.60、6.19、4.60个百分点；同时磁化处理能有效降低油酸钠的用量，且加快萤石的浮选速率，降低选别成本。②磁化油酸钠、水和矿浆均能增大萤石表面的油酸钠吸附量，磁化油酸钠后的吸附量增长最显著，其次是磁化水。磁化处理均能使萤石表面的Zeta电位发生负移，说明磁化处理促进了油酸根离子在萤石表面的吸附。③在人工混合矿浮选试验中，磁化促进了萤石的上浮，未磁化、磁化矿浆、磁化水和磁化油酸钠条件下，萤石精矿品位分别为94.57%、94.70%、94.75%、95.94%，萤石回收率分别为86.60%、89.89%、93.01%、95.35%；磁化矿浆、磁化水和磁化油酸钠相对于未磁化条件下，萤石的回收率分别提高了3.29、6.41和8.75。     

湖南某萤石矿抑钙提质优化试验

为了降低生产现场萤石精矿中碳酸钙的含量,提高萤石精矿品质,对现场磁选选铁—浮硫—浮钨的尾砂进行萤石浮选优化。通过试验可知最佳粗选条件：给矿细度-0.074mm质量分数占68.09%,混合碱调pH=9.5,水玻璃用量2kg/t,CYP用量200g/t时,可获得碳酸钙含量较低的萤石粗精矿。在此基础上还探索了新型药剂SZ-1对碳酸钙的的抑制效果,在最佳试验条件下进行了1粗7精1扫浮选闭路浮选试验,最终获得了CaF₂含量92.61%,CaCO₃含量3.89% ,CaF₂回收率64.32%,CaCO₃回收率8.59%的萤石精矿。     

石油磺酸钠低温浮选石英型萤石的试验研究

针对含CaF₂ 47.48%、SiO₂ 39.70%的石英型萤石矿，采用常规萤石浮选捕收剂油酸钠在低温度的矿浆环境下较难获得良好的选别指标，为了改善该萤石矿在低温下的浮选效果，采用耐低温性好的石油磺酸钠捕收剂（PSK-13）进行浮选试验研究。结果表明，以碳酸钠作调整剂、水玻璃作抑制剂、PSK-13作捕收剂，采用1次粗选6次精选，中矿顺序返回的闭路浮选流程，可在矿浆温度为5℃时获得CaF₂品位98.57%、回收率为75.02%的FC-98级别的萤石精矿，为该矿在低温下的浮选提供了技术参考。吸附量测试表明，在5~30℃间，PSK-13在萤石表面的吸附量变化不大，且均大于油酸钠的吸附量，因此具有良好的低温捕收性能。      

柿竹园浮钨尾矿综合回收萤石新工艺

研究从柿竹园浮钨尾矿中回收萤石的磁-浮选矿新工艺,采用磁选对浮钨尾矿进行磁性分组,非磁产物进行萤石浮选。结果表明,用新工艺处理含CaF222．89％的浮钨尾矿,获得萤石精矿含CaF297．84％,SiO20．95％,CaF2回收率69．97％,同时综合了回收黑钨矿和石榴子石。     

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。      

从黄沙坪低品位钼铋钨浮选尾矿中浮选回收萤石的试验研究

对黄沙坪低品位钼、铋、钨浮选尾矿进行了浮选回收萤石的试验研究。采用一粗二扫浮选回收、萤石粗精矿再磨、精选中矿1和精选中矿2再选、其余中矿顺序返回精选、精矿经强磁选获得最终萤石精矿的工艺流程,可得到CaF2品位为97.36%、回收率为57.23%的萤石精矿。     

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。