从湖南某常温浮钨尾矿中浮选回收萤石试验

湖南某大型钨钼铋多金属矿中含有大量的萤石，现场钼铋等可浮—铋硫混浮—钨“GY法”浮选流程的常温浮钨粗选尾矿CaF₂含量20.54%，-200目占82.0%，主要有用矿物为萤石，嵌布粒度粗细不均，主要为中细粒，与石英、方解石等主要脉石矿物密切共生。为确定其中萤石的回收工艺，进行了选矿试验研究。结果表明，试样以Na₂CO₃为矿浆pH调整剂兼矿泥分散剂，酸化水玻璃为脉石矿物的抑制剂，BK410为捕收剂，采用1粗2扫6精、中矿顺序返回流程处理，最终获得CaF₂品位为93.46%、回收率为62.13%的萤石精矿。按试验确定的工艺流程建设的萤石回收系统运行平稳、可靠，在给矿CaF₂品位为21.20%的情况下，取得了CaF₂品位为90.17%，CaF₂回收率为59.72%的萤石精矿，新系统不仅提高了资源的利用率，还为企业创造了显著的经济效益。     

从湖南某常温浮钨尾矿中浮选回收萤石试验

湖南某大型钨钼铋多金属矿中含有大量的萤石,现场钼铋等可浮-铋硫混浮-钨“GY法”浮选流程的常温浮钨粗选尾矿CaF₂含量20.54%,-200目占82.0%,主要有用矿物为萤石,嵌布粒度粗细不均,主要为中细粒,与石英、方解石等主要脉石矿物密切共生。为确定其中萤石的回收工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,试样以Na₂CO₃为矿浆pH调整剂兼矿泥分散剂,酸化水玻璃为脉石矿物的抑制剂,BK410为捕收剂,采用1粗2扫6精、中矿顺序返回流程处理,最终获得CaF₂品位为93.46%、回收率为62.13%的萤石精矿。按试验确定的工艺流程建设的萤石回收系统运行平稳、可靠,在给矿CaF₂品位为21.20%的情况下,取得了CaF₂品位为90.17%,CaF₂回收率为59.72%的萤石精矿,新系统不仅提高了资源的利用率,还为企业创造了显著的经济效益。     

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。      

高泥尾砂浮选萤石实验研究

为提高某铜锡萤石矿资源利用率,对其浮铜—除硫—磁铁—选锡尾砂中的萤石资源进行再选。实验采用碳酸钠为pH值调整剂、水玻璃与酸化水玻璃为抑制剂、BK410A为捕收剂,经1粗5精2扫浮选闭路实验流程,最终得到萤石精矿中 CaF₂品位90.51%、回收率66.13%。     

蒙古国萤石矿浮选试验研究

通过对蒙古国的萤石矿样进行选矿试验研究,确定采用一次粗选、一次扫选、六次精选、中矿顺序返回的选矿工艺,获得了Ca F2品位为98.27%、回收率为90.14%的萤石精矿,其中Si O2含量为0.68%,Ca CO3含量为0.29%,杂质含量较少,为该资源的开发利用提供了基础依据。     

萤石常温浮选新技术研究

针对萤石传统捕收剂——油酸的凝固点高，常温下在矿浆中难以分散，必须加热到3012以上才能得到良好的浮选效果特点，研究采用了新型萤石捕收剂，无须加热，在-10℃以上实现常温浮选，省去加热所需的巨大锅炉投资以及燃煤产生的高能耗与环境的严重污染，大大提高企业经济效益；采用粗磨粗选抛尾、粗精矿再磨，使微细粒萤石与石英充分地单体解离；同时采用精选补加硫化钠抑制石英，得到了含硅量低于1．0％，品位高于97％，总回收率高于87％的高品级萤石。     

贵州某萤石矿浮选试验研究

根据贵州某萤石矿的原矿性质和萤石精矿的质量要求,对萤石和重晶石采用先混合浮选后分离的方法,选择一次粗选、一次扫选、三次精选的浮选工艺流程,研究萤石矿的浮选工艺条件。通过预先试验初步确定各浮选药剂用量范围,为进一步试验提供了依据。     

低贫萤石矿酸化水玻璃浮选应用

研究了酸化水玻璃对石英-萤石型矿石浮选的选择性抑制作用,消除金属离子对石英的活化,采用一精再磨、七次精选的浮选工艺,获得含CaF297.2%、SiO22.3%、回收率为75.3%的萤石精矿,并对酸化水玻璃的抑制作用进行了探讨。     

某低品位萤石矿选矿工艺研究

某低品位萤石矿含Ca F2为25.20%,在磨矿细度-0.075 mm含量70%的条件下,采用碳酸钠为p H调整剂、常规水玻璃和酸化水玻璃为抑制剂、油酸为捕收剂,经过一次粗选—粗精矿一次精选脱泥—五次精选,可获得产率为15.93%、Ca F2品位98.27%、回收率为62.37%的高品质酸级萤石精矿产品1;中矿集中处理,经过三次精选,可以获得产率为6.20%、Ca F2品位82.73%、回收率为20.44%的冶金级萤石精矿产品2,萤石总回收率达到82.81%。精选添加酸化水玻璃,有助于提升萤石精矿的品级。     

钨尾矿浮选回收萤石预处理的试验研究

萤石本身自然可浮性较好,受钨浮选高碱条件抑制,可浮性变差。为使萤石恢复可浮性,现场采用硫酸中和活化法,但耗酸量大,生产维护困难。试验研究发现,对萤石给矿进行浓缩、再磨等预处理,能有效恢复萤石可浮性,减少硫酸和捕收剂药剂用量,选矿指标好, 可获得萤石精矿品位93.28%、回收率76.66%的试验指标。     

酸化水玻璃在墨西哥某高钙型萤石矿选矿试验中的作用

采用酸化水玻璃作为墨西哥高钙型萤石矿浮选抑制剂,结果表明,浮选使用酸化水玻璃有利于尾矿矿浆中微细粒沉降,得到澄清回水,同时获得比现有方案更好的分选指标和更快的浮选速度,并能降低药剂消耗。     

萤石和方解石浮选分离

碳酸盐类萤石矿石含ＣａＣＯ３量高，往往因萤石和方解石效果差而得不到合格的酸级精矿。文中针对此类矿石进行了大量介绍；介绍了捕收剂和调整剂的选择和使用，并列举了两上高ＣａＣＯ３含量的萤石矿选别实例。     

水玻璃和EDTA对氟碳铈矿与萤石浮选分离作用对比试验研究

通过纯矿物浮选试验、Zeta电位测试、X射线光电子能谱(XPS)测试与分析,研究对比了水玻璃、EDTA对氟碳铈矿与萤石的抑制作用及机制。结果表明：水玻璃对萤石抑制作用较强,对氟碳铈矿抑制作用较弱;EDTA对萤石抑制作用较强,对氟碳铈矿几乎没有抑制作用。采用EDTA为抑制剂时,氟碳铈矿和萤石浮选分离系数(12.66)远高于水玻璃(2.00),EDTA可实现对萤石的选择性抑制。XPS测试表明,水玻璃通过矿物表面吸附起到抑制作用,而EDTA通过络合溶解矿物表面金属阳离子起到抑制作用。EDTA络合氟碳铈矿表面Ce活性位点能力较弱,对OHA在氟碳铈矿表面的吸附影响较小,而EDTA络合萤石表面Ca活性位点能力强,大大降低萤石表面Ca活性位点密度,阻碍了OHA在其表面的吸附,从而达到选择性抑制效果,使二者高效分离。     

江西某地白钨矿浮选试验研究

针对江西某白钨矿进行浮选试验研究。以OXB作捕收剂,闭路浮选流程试验在原矿含WO30.70%的条件下,获得了含WO360.42%、回收率81.56%的白钨精矿。在合理的药剂制度及浮选流程条件下,相比选矿厂以731作捕收剂,能够在保证精矿品位的前提下使回收率提高5.28%。     

T—69萤石浮选剂选别性能研究与生产实践

Ｔ－６９是一种新型高效萤石浮选剂，选别特性研究和生产实践表明：与油酸相比，该药剂价廉，耐低温，用量少，在精矿品位相近时能大幅度提高回收率。     

某低品位萤石矿浮选试验研究

对某CaF₂品位30.70%的低品位难选萤石矿进行了浮选试验研究。以碳酸钠为调整剂、Na₂SiO₃为抑制剂、CM-10为捕收剂, 采用中矿集中处理方式代替中矿依次返回方式, 得到了CaF₂品位98.03%、回收率48.73%的萤石精矿和CaF₂品位93.46%、回收率29.59%的萤石次精矿。     

遂昌坑口萤石矿浮选试验研究

为了高效利用浙江遂昌萤石矿资源,该试验进行了矿石的主要化学成分及矿物组成、矿物浮选行为等研究。结果表明,试验所用的矿样属中低品位的单一硅酸盐(石英)型萤石矿,脉石矿物主要为石英,其次有长石、绢云母、方解石、高岭石等。以碳酸钠和水玻璃为调整剂、KY-108为捕收剂,采用粗精矿再磨再选闭路工艺流程能够得到高品位萤石精矿,CaF2品位为97.59%,SiO2和CaO含量小于1.5%,CaF2回收率高达97.03%。     

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。