新型药剂DZ-2在某萤石-重晶石分离试验中的应用

针对萤石-重晶石可浮性相近,浮选分离困难,传统药剂分离效率低,精选流程长,很难同时获得高品质萤石及重晶石精矿的特点,在某难选萤石-重晶石分离试验中采用新型药剂DZ-2高效选择性抑制重晶石,不仅缩短了萤石的精选流程,且获得了萤石精矿Ca F2品位达到97.32%,重晶石精矿Ba SO4品位达到93.16%的较好试验指标。     

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。     

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。     

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。     

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。     

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。     

稀土尾矿中萤石、重晶石浮选分离研究

针对某稀土选矿尾矿中萤石与重晶石品位较低、单体解离度较好的特征,通过试验研究,确定了萤石、重晶石混合浮选—萤石、重晶石浮选分离—重晶石粗精矿反浮选的浮选工艺流程对其中的萤石、重晶石进行回收。中国地质科学院矿产综合利用研究所自行研制的浮选药剂EMLB-1与EMLY-1在本研究中得到了很好的应用,其中EMLB-1可有效的对萤石、重晶石进行捕收,EMLY-1在萤石、重晶石浮选分离中对重晶石抑制效果明显;试验在重晶石粗精矿反浮选中,在抑制重晶石的前提下,采用NaF选择性的活化脉石矿物,大大的增强了反浮选的效果。最终试验获得了CaF2品位97.33%、含BaSO40.03%、回收率74.40%的萤石精矿和BaSO4品位90.42%、含CaF22.65%、回收率90.12%的重晶石精矿,使得该尾矿中的萤石与重晶石得到了有效的分离。     

河南省某石英-重晶石型萤石矿选矿试验研究

河南省某石英-重晶石型萤石矿,萤石嵌布粒度粗细不均,粗粒多与石英、重晶石紧密共生,部分细粒被石英、长石包裹,为了合理开发利用该萤石矿,以脱硅、除重晶石为重点,对其进行了选矿试验研究。结果表明:以KDP为重晶石抑制剂,采用"弱碱性条件粗选脱硅—弱酸性条件精选除重晶石"的方法和"两段磨矿—两段粗选—一次扫选—七次精选,中矿顺序返回"的选别工艺流程,可获得产率为35.92%、CaF_2品位为97.78%、CaF_2回收率为79.08%的萤石精矿,其中BaSO_4含量为0.38%,SiO_2含量为0.60%。"两段磨矿—两段粗选"闭路与常规闭路(一段磨矿、一段粗选)相比,能够在萤石回收率基本不变的情况下,得到更高品级的萤石精矿。     

从萤石浮选排除部分中矿中回收萤石与重晶石

<正> 湖南临湘桃林刘家坪铅锌萤石矿萤石浮选由于原矿性质较复杂,主要是原矿含重晶石较高7.4％～12％。浮选的萤矿精矿品位难以达到优级与酸级要求。为解决此问题,提高萤石精矿产品质量,我们采取“在中性或弱碱性矿浆中粗选,精选酸性分离、排除部分中矿”的选矿工艺流程,获得了萤石精矿品位为96.60％,萤石回收率为58％的较好生产     

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．     

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。     

萤石重晶石共生矿综合利用技术研究

以渝东南某低品位萤石重晶石共生矿为研究对象,在物质组成和工艺矿物学研究的基础上,采用"混合浮选-优选萤石-再选重晶石"的全浮选工艺流程,获得了满意的技术指标:萤石精矿CaF2品位97.84%,回收率84.83%;重晶石精矿BaSO4品位92.68%,回收率80.67%。     

重庆彭水某难选重晶石-萤石矿选矿技术研究

重庆彭水某重晶石-萤石共伴生矿矿石品位低,嵌布粒度细,泥化严重,萤石-重晶石-方解石三种矿物的微细脉相互穿插,可浮性相近,常规药剂浮选很难获得高品位的萤石和重晶石精矿。针对这一技术难题,通过合成高效浮选药剂,采用"混合浮选脱泥-正浮选萤石-反浮选重晶石"工艺。萤石经一次粗选四次精选,重晶石经一次粗选两次精选,获得合格的萤石和重晶石产品该技术为重庆彭水重晶石-萤石矿的开发利用提供技术支撑。     

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%。     

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。     

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。     

酸性矿浆中分离萤石与重晶石

<正> 刘家坪铅锌萤石矿矿床属中温热液裂隙充填矿床。选矿生产主要回收的金属矿物有方铅矿、闪锌矿,次为白铅矿;综合回收的非金属矿物为萤石。主要脉石矿物为石英,其次为高岭土、绿泥石、绢云母等。由于原矿重晶石含量较高(7.4—10%左右),浮选萤石时,大量重晶石进入萤石精矿,严重影响萤石精矿质量。为此,我们参考有关资料,通过多次试验,采取在酸性矿浆中分选萤石与重晶石,取得了较好的成绩。浮选给料为铅锌优先浮选尾矿,流程为一次粗选,七次精选,中矿顺序返回的流程。药剂制度为:给料用硫酸调至矿浆pH为5—5.5,加水玻璃200—250克/吨,再加菜籽油皂化液320克/吨进行粗选,在粗选第一槽加六偏磷酸钠20克/吨抑制片     

萤石的浮选及其与重晶石分离研究

介绍了萤石的浮选,萤石与重晶石的混合浮选及两者混合精矿的浮选分离,提出了合理的工艺流程及工艺参数。通过使用自行配的混合药剂,可使可浮性相近的萤石、重晶石实现有效分离,同时获得萤石、重晶石两种合格精矿。     

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。