黔西南某碳酸盐型萤石矿浮选试验研究

贵州西南地区某碳酸盐型萤石矿品位低,脉石矿物主要为方解石和石英,矿石中碳酸钙和二氧化硅含量总和达44.59%。采用酸化水玻璃及有机抑制剂组合共同抑制石英及方解石等脉石矿物,以自制油酸作捕收剂,进行了浮选试验。通过粗选条件试验,确定了最佳的粗选条件为:磨矿细度-0.074mm占75%,碳酸钠用量1000g/t,水玻璃用量300g/t,油酸用量300g/t,Df03用量100g/t。在此基础上,采用一粗一扫四精浮选流程进行了闭路试验,获得CaF2、CaCO3、SiO2品位分别为95.52%,1.31%,1.07%,回收率分别为91.20%,3.19%,1.76%的萤石精矿,达到化工需求的萤石精矿三级标准。     

新型浮选剂FX-6提高某白钨矿回收率试验研究

运用新型高效白钨浮选剂FX-6对湖南裕新某白钨矿进行了提高WO3回收率试验。样品经脱硫处理后进行回收白钨的试验研究,粗选试验结果表明,在碳酸钠、水玻璃、FX-6用量分别为2000,1800,1000g/t的条件下,一粗一精一扫粗选作业可以得到WO32.35%的白钨粗精矿,对脱硫尾矿回收率可以达到94.38%,在同等条件下比采用矿方现有捕收剂回收率高出4.75个百分点。加温精选在水玻璃用量分别为8000,6000g/t时,可取得白钨精矿WO3品位分别为65.36%、41.29%,对脱硫尾矿WO3的回收率分别为85.43%、89.81%。     

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。     

洛阳燕子坡萤石矿油酸浮选试验研究

为了优化洛阳燕子坡萤石矿的选矿工艺并提高选矿指标,进行了浮选试验研究。试验表明,品位为49.22%的萤石原矿在磨矿细度-0.074 mm占61%的条件下,采用碳酸钠为pH调整剂、水玻璃为抑制剂、油酸为捕收剂,经过"一次粗选、二次扫选、六次精选"的浮选试验,可以得到品位95.09%、回收率94.99%的萤石精矿。试验得出如下结论:1)随着碳酸钠用量的增加,萤石浮选所用油酸的量会减少;2)分段添加油酸为宜;3)分段刮泡有益。     

新型捕收剂浮选云南个旧矽卡岩型白钨矿试验研究

以云南个旧卡房矽卡岩型白钨矿为研究对象，针对原工艺GY-10捕收剂浮选体系下钨总回收率偏低的问题，为提高钨资源综合利用水平，应用新型白钨矿捕收剂KF-1进行了选矿试验研究。结果表明，脱硫浮选后，钨常温粗选碳酸钠、水玻璃和捕收剂用量分别为2 000 g/t、4 000 g/t和150 g/t，钨加温精选温度为85 ℃，保温时间为1 h，钨加温精选氢氧化钠、水玻璃和捕收剂用量分别为200 g/t、1 200 g/t和3 g/t，最终获得了钨精矿品位55.65%、钨回收率为77.35%的技术指标，与GY-10相比，钨总回收率提高了14百分点，实现了卡房矽卡岩型白钨矿的高效综合利用。      

某铅锌尾矿中复杂难选伴生萤石选矿试验研究

某铅锌浮选尾矿中CaF2含量为15.56%,BaSO4含量为12.43%,CaCO3含量为10.47%,属低品位复杂难选伴生萤石矿。针对该尾矿中萤石矿物,开展详细浮选试验研究。小型闭路试验采用1次粗选2次扫选5次精选,中矿顺序返回的原则流程,在药剂累计用量油酸钠525 g/t、十二烷基磺酸钠525 g/t、水玻璃1170 g/t、腐殖酸钠390 g/t、碳酸钠1000 g/t的条件下,获得了CaF2品位95.07%、回收率84.68%的萤石精矿,较好地实现了该铅锌尾矿中低品位复杂难选伴生萤石矿物浮选回收,并获得理想的选矿指标。     

河南某白钨矿伴生高钙萤石综合回收新工艺研究

对河南某白钨矿伴生高钙萤石进行了综合回收试验研究。以其白钨粗精矿为研究对象,通过反浮选预先脱除碳酸钙、再综合回收萤石的新工艺流程,使得伴生萤石资源得以高效回收利用。使用水玻璃作为预精选萤石抑制剂、氧化石蜡皂作为粗选捕收剂、酸化水玻璃和ATM作为精选抑制剂,经过一预一粗七精浮选流程,得到CaF₂品位93.95%、回收率24.15%的萤石精矿。依据实验结果进行了50 t/d的半工业试验,得到萤石精矿平均品位90.52%、平均回收率21.82%。     

含云母方解石型萤石矿的浮选柱分选试验研究

湖南某选矿厂萤石矿嵌布粒度细,云母和方解石含量较高,脉石矿物组成复杂,造成实际生产中粗精矿品位低,扫选回收能力不足,为此,采用旋流-静态微泡浮选柱对该矿石进行了浮选试验研究。试验确定浮选条件为处理量0.40 t/h,粗选药剂用量碳酸钠2000 g/t,水玻璃1200 g/t,油酸140 g/t,扫选油酸用量50 g/t,通过"一粗一扫"浮选连续扩大试验,可获得粗精矿品位77.93%,回收率91.59%,较同期现场生产指标分别提高了3.98%、4.08%,取得了较好的浮选效果。粒度分析结果表明,相较于浮选机,浮选柱对-38μm颗粒回收效果好,分选效率高。     

某碳酸盐型萤石矿浮选试验研究

某碳酸盐型萤石矿中方解石含量高,方解石与萤石分离较为困难。以皂化油酸为捕收剂、硫酸铝和水玻璃组合为调整剂、PG为选择性抑制剂,进行了浮选试验研究,确定了磨矿细度-0.075 mm粒级占85%、矿浆pH值6~6.5、硫酸铝用量1 200 g/t、水玻璃用量600 g/t、皂化油酸用量600 g/t、PG用量1 300 g/t等主要粗选试验条件,闭路试验获得品位97.24%、回收率70.66%的萤石精矿,很好地实现了萤石和方解石的分离。     

从高炉瓦斯泥中浮选碳精矿的影响因素研究

文中采用单一浮选从高炉瓦斯泥中浮选碳精矿,通过对捕收剂用量、起泡剂用量、分散剂用量以及浮选浓度这几个主要影响因素的研究,以粗选所得精矿的品位和回收率为指标,得到各种影响因素的最佳选别条件为:捕收剂选用柴油,用量为500g/t,起泡剂选用2号油,用量为25g/t,分散剂选用六偏磷酸钠,用量为100g/t,选矿浓度为5%。在此条件下,进行一粗两精的选矿工艺,可使碳品位从29.2%提高到65%以上,回收率达到66%。     

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。      

组合捕收剂低温浮选某铅锌尾矿中萤石的试验研究

某铅锌浮选尾矿中,含有CaF2 21.13%,品位较高,具有一定的经济价值。为实现该尾矿中萤石资源的综合回收利用,分别进行了Na2CO3用量试验、抑制剂配比试验、单一捕收剂试验、组合捕收剂配比试验、组合捕收剂用量试验及浮选温度试验等条件试验。条件试验结果表明,当Na2CO3用量为400g/t,Na2SiO3用量为500g/t,腐殖酸钠用量为300g/t,组合捕收剂中油酸钠(OL)与石油磺酸钠(SPS)比例为2:1时,组合捕收剂用量为200g/t时,能取得较好的萤石浮选指标,且浮选结果受温度影响较小。在上述试验确立的药剂制度的基础上,进行了闭路试验,最终获得的精矿中萤石品位为品位97.32%,回收率为78.08%。     

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。      

某石英型萤石矿石浮选试验研究#br#

某石英型萤石矿石的CaF2品位为44.38%，为高效开发利用该矿石资源，进行了选矿工艺研究。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占54%，油酸用量为1.5 kg/t、碳酸钠为600 g/t、水玻璃为400 g/t，浮选温度为30 ℃，搅拌调浆时间为7 min的情况下，采用1粗5精1扫闭路浮选流程处理，最终可获得CaF2品位为97.15%、回收率为90.36%的优质萤石精矿。     

YS-02J复配型辅助捕收剂在萤石低温浮选中的应用

研制了一种复合聚氧乙烯醚类辅助捕收剂YS-02J,其与油酸捕收剂混合作用时可大大提高油酸在低温条件下的浮选性能,并能大幅度降低油酸用量。将辅助捕收剂YS-02J应用于湖南某萤石矿浮选,矿浆温度10 ℃时,以碳酸钠为调整剂、水玻璃为脉石抑制剂、油酸为捕收剂,在原矿CaF₂品位16.21％条件下,一粗一扫四精闭路试验获得了CaF2品位96.63%、回收率82.97%的萤石精矿指标。     

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。     

基于混料设计和响应曲面法的云南某铜尾矿选铋工艺参数优化

某铜选厂尾矿试样中铋品位为3.94%,铋主要以自然铋的形式存在,其次为黄铜矿、方铅矿中铋。针对试样性质特点,采用浮选工艺流程回收铜尾矿中的铋。为进一步优化浮选指标,首先以乙硫氮和丁基黄药用量为自变量,铋的回收率为因变量建立混料模型,确定组合捕收剂乙硫氮和丁基黄药的最优配比。在此基础上,利用中心复合设计进行响应曲面设计,以磨矿细度、硫化钠用量、碳酸钠用量、组合捕收剂用量为自变量,铋的回收率为因变量,建立4因素5水平数学模型。然后按模型设计试验进行1次粗选浮选试验,对试验结果进行方差分析,验证模型的可靠性。最后依据响应曲面法确定的最佳浮选条件进行“1粗3精2扫”浮选闭路试验。结果表明：①在磨矿细度为-0.074 mm占85%、氧化钙用量为4 kg/t、硫化钠用量为150 g/t、碳酸钠用量为900 g/t、25号黑药用量为100 g/t、组合捕收剂总用量为200 g/t的条件下,组合捕收剂乙硫氮和丁基黄药的最优配比为4∶1。②方差分析模型的P<0.05,磨矿细度和硫化钠用量对铋的回收率影响显著;响应曲面法确定的最佳粗选条件为磨矿细度-0.074 mm占86%、硫化钠用量140 g/t、碳酸钠用量750 g/t、组合捕收剂用量250 g/t,预测铋的最大回收率为83.77%,实际铋的回收率为83.85%。③根据响应曲面法确定的最佳浮选条件,采用“1粗3精2扫”的闭路浮选试验,获得精矿铋品位24.47%、铋回收率79.25%的铋精矿,铋回收率较原浮选闭路流程提高近2个百分点。研究结果表明混料设计和响应曲面法可用于优化铋浮选的工艺参数,具有较高的可信度。     

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%。