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。     

重庆某方解石型低品位萤石矿选矿技术研究

重庆某萤石矿的萤石品位和矿物组成变化较大,部分原矿萤石品位低,方解石含量高,且嵌布粒度细。采用原有生产工艺选别该类型矿石,所得萤石精矿CaF_2含量约为83%,回收率为56%。为提高萤石精矿的品位和回收率,对该矿石进行了选矿试验研究,并根据研究结果对原生产流程进行技改。通过调整药剂制度,强化萤石与方解石的分离,使萤石精矿CaF_2品位达到了97.05%、回收率达到了77.99%,重晶石精矿BaSO_4品位达到了93.57%、回收率达到了73.58%,解决了该类型萤石无法高效利用的难题,经济效益显著。     

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。     

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。     

甘肃某高钙高硅萤石选矿试验研究

甘肃某高钙高硅萤石矿石CaF_2品位为34.15%,CaCO_3、SiO_2含量分别达28.23%和22.07%,萤石呈自形或他形晶粒状,多与石英、方解石紧密连生,有的呈单体分布,萤石粒度粗细不等,粒径多为0.2～2 mm;石英呈他形粒状或柱状分布,与萤石、方解石等紧密连生,石英粒径多为0.02～0.6 mm;方解石多呈粒状分布,与石英、萤石紧密连生在一起,方解石粒径多为0.02～1.5mm。为获得高品质萤石精矿进行了选矿试验,结果表明,矿石采用部分中矿集中处理、第5次精选精矿再磨闭路流程处理,获得了 CaF_2品位97.62%、回收率85.35%、CaCO_3含量0.57%、SiO_2含量1.18%的精矿,试验指标较好。因此,部分中矿集中处理、精矿再磨流程对该矿石精矿的提质除杂有效。     

萤石与碳酸盐矿物分离的研究与实践

一、前言萤石与碳酸盐矿物(方解石等)的分离被认为是萤石矿浮选的三大难题之一。在碳酸钠和水玻璃介质中以油酸作捕收剂,萤石和碳酸盐矿物的可浮性很相近,它们几乎同步进入泡沫。江西省德安萤石矿选厂沿用传统工艺,处理手选碎屑(CaF_2≥70%,CaCO_3≤0.5%)曾获较好指标,改由原矿(CaF_2=49%,CaCO_3>1.0%)浮选,最终精矿品位≤98%     

某白钨尾矿中伴生萤石的选矿试验

江西某白钨浮选尾矿萤石、方解石含量均较高,CaF_2、CaCO_3含量分别为12.33%和9.79%,属于复杂难选伴生萤石二次资源。为从该二次资源中高效回收萤石,进行了详细的选矿试验。结果表明,酸性水玻璃+腐植酸钠组合使用可在浮选萤石时有效抑制方解石等脉石矿物。在氧化石蜡皂731总用量为1 150 g/t,酸性水玻璃+腐植酸钠总用量为(2 750+275)g/t的条件下,采用1次粗选、粗精矿再磨后6次精选、粗选尾矿和精选1尾矿各2次扫选流程处理试样,最终获得CaF_2品位95.26%、回收率85.37%的萤石精矿,较好地实现了从白钨尾矿中综合回收萤石的目标。     

某高钙石英型萤石矿浮选试验研究

国内某高钙石英型萤石矿中CaF_2品位为38.22%,含钙脉石矿物含量较高,分离困难。通过对浮选药剂制度优化,提高浮选效率,降低选矿成本。确定以碳酸钠作为pH值调整剂,水玻璃作为石英的抑制剂,单宁(S-217)和六偏磷酸钠作为方解石的抑制剂,YN-12作为萤石的复合捕收剂,采用"1粗6精"的选别流程,最终获得精矿CaF_2品位97.21%,回收率69.04%,SiO_2品位1.02%,CaCO_3品位0.24%。     

内蒙古于家店萤石矿床地质特征及试验研究

为了充分合理的开发利用内蒙古于家店萤石矿,对其矿床地质特征进行了分析,并根据分析结果进行了初步的选矿试验研究。结果表明,于家店萤石矿区共发现12条矿体,各矿体的CaF_2平均品位在22%～54%之间,中部萤石矿体为主要含矿层位;除目的矿物萤石外,脉石矿物主要为石英、方解石,另含有少量的高岭石;通过1粗2扫4精、中矿顺序返回的闭路流程试验,可以获得CaF_2品位为96.79%、回收率为88.24%的精矿产品。     

泰国某萤石矿选矿试验研究

泰国某地区萤石矿石CaF_2品位为38.98%,主要有用矿物为萤石,主要脉石矿物为石英、水铝氟石,并含有少量方解石、云母类矿物、含铁矿物。原矿中大部分萤石嵌布粒度较细,被石英或水铝氟石包裹,属难选萤石矿石。探究了磨矿细度、调整剂用量、抑制剂用量和捕收剂用量对浮选试验的影响,优化了工艺参数。通过"分级-1次粗选-5次精选"开路浮选试验,可获得CaF_2品位分别为97.47%和92.34%的萤石精矿,开路流程总回收率分别为13.10%和25.98%。     

萤石与方解石和云母浮选分离的研究

湘南某矿萤石与含炭方解石和鳞片状绢云母紧密嵌布,萤石中有微细粒的方解石包裹体,提高萤石精矿品位的难度很大.经试验研究,选用油酸T为捕收剂及组合药剂NC+TT、组合药剂NA+TH和TD药剂为调整剂,当浮选萤石给矿品位为43.95%,其中含14.03%CaCO3和13.51%SiO2时,经一次粗选九次精选,可获得萤石精矿品位为97.50%(其中含0.93%CaCO3和0.89%SiO2),回收率80.97%的选别指标.     

低硅萤石粉浮选工艺的研究

对浙江东风萤石公司所属冷水坑、杨家和花街等矿区矿石进行了系统研究,在实验室试验的工艺条件下,获得了CaF_2>98%,SiO_2<0.5%,回收率>89%的低硅萤石精矿。     

新型捕收剂Hp浮选铅锌矿伴生萤石的研究

本文以石油化工和有机化工副产物为原科,合成了新型捕收剂Hp。研究表明:用Hp浮选萤石有良好的捕收力和选择性;Hp价格便宜,水溶性好,能耐低温,克服了油酸存在的缺点。Hp药剂浮选萤石工业试验指标:精矿品位CaF_298.00%,回收率81.56%,SiO_20.88%,,该指标优于油酸浮选萤石的同期生产指标。     

青海门源某萤石矿新药剂新工艺试验研究

青海门源某萤石选矿厂生产现场生产CaF295%左右的萤石精矿,品位较低,其主要原因是精矿中CaCO3含量严重超标。针对该情况,通过大量的探索试验,确定采用高效抑制剂T-29与酸性水玻璃组合作为碳酸钙抑制剂,并通过选矿工艺流程的优化,使萤石与方解石得到了有效分离。最终得到含CaF298.19%,回收率为88.31%的萤石精矿,该精矿达到了制酸级萤石国家一级品标准。      

云南某低品位铅锌萤石矿选矿试验研究

云南某低品位铅锌萤石矿是以方铅矿、闪锌矿和萤石矿为主的多金属硫化矿。根据该矿石的特性, 进行了选矿工艺流程和浮选药剂制度试验。原矿铅品位2.56%、锌品位1.08%、萤石含量42.70%, 通过优先浮选流程选别后, 得到了铅精矿铅品位71.13%、回收率88.45%, 锌精矿锌品位50.10%、回收率83.80%, 萤石精矿萤石品位97.12%、回收率93.37%。     

我国萤石矿产资源可持续开发利用研究

我国的萤石矿产资源丰富，但由于萤石资源分布比较集中，矿床的品位低，加上缺乏统一的规划管理，资源浪费严重，且出口量过大。在分析我国萤石资源优势和开发利用中存在问题的基础上，提出了实施和完善战略性矿产资源储备制度以保护资源；加强地质勘察力度以增加储量；充分利用尾矿和贫矿资源；寻找和使用接替资源等措施。     

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．     

浙江某萤石矿选矿试验

浙江某萤石矿CaF₂品位61.71%,SiO₂含量27.79%,属石英-萤石型萤石矿。为开发利用该萤石矿资源,对其进行选矿试验。条件试验确定最佳浮选条件为磨矿细度－0.074 mm 70%、调整剂碳酸钠1 000 g/t、抑制剂水玻璃1 000 g/t、捕收剂油酸500 g/t,经过1粗1扫6精、中矿顺序返回闭路浮选试验选别,可获得产率61.62%、CaF₂品位97.39%、回收率96.96%的萤石精矿,杂质含量合格,试验结果可为该萤石矿选矿工艺的最终确定提供依据。     

某含碳酸盐萤石矿选矿试验研究

根据矿物性质差异 ,对某含碳酸盐萤石矿进行了浮选分离试验。通过大量的试验找出了对本矿石中方解石等碳酸盐具有有效抑制效果的抑制剂 ,从而成功地实现了萤石与方解石的分离。试验结果表明 ,采用浮选工艺可获得优质萤石精矿 ,CaF2 含量大于 98%,CaCO3含量小于 1.0 %,CaF2 回收率在 85 %以上。     

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。