从内蒙古某铁选矿厂尾矿回收萤石研究

为高效利用内蒙古某铁矿选矿厂尾矿中的萤石资源,对其开展了详细的工艺矿物学分析和浮选试验研究。试验结果表明:在磨矿、磁选除铁后,采用硫酸为pH调整剂、水玻璃为抑制剂、L-1001为捕收剂,通过一次粗选九次精选二次扫选的闭路浮选流程,可获得CaF₂品位97.12%、回收率85.73%的浮选精矿,再经强磁选可获得CaF₂品位97.78%、全流程回收率78.25%的萤石精矿。      

灵山萤石选矿工艺及试生产实践

介绍灵山选矿厂萤石选矿工艺及试生产情况 ,分析了流程存在的问题及处理意见 ,探讨了溢流、精矿、尾矿特性。     

内蒙古某萤石矿的分选试验研究

为了优化选矿工艺,提高选矿指标,针对内蒙古某地区的萤石矿进行了选矿试验研究。确定了合适的药剂制度及选矿原则流程,其中使用了一种改性酸性水玻璃HSiO作为抑制剂,通过"一粗一扫七精"的单一浮选流程,得到萤石品位97.24%、产率22.47%、回收率81.57%的萤石精矿,以及萤石品位6.37%、回收率18.43%、产率77.53%的萤石尾矿。浮选条件试验可以得出如下结论:1随着磨矿细度的增加,萤石精矿的品位不断升高,但是其回收率不断降低;2随着酸性水玻璃用量的不断增加,萤石精矿的品位也是不断升高,回收率是不断降低;3随着捕收剂油酸钠用量的不断增加,萤石精矿的品位不断降低,回收率不断升高。     

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。     

四川某稀土尾矿综合回收利用的选矿试验研究

四川某稀土尾矿中含萤石27.58%,重晶石45.25%,氟碳铈矿1.25%,由于长期堆存,其综合回收利用难度大。试验通过磨矿—萤石浮选—萤石精矿磁选分离稀土—萤石尾矿重选回收重晶石的选矿流程,可综合回收利用萤石、重晶石及稀土矿物。试验结果表明,以YS-1#为萤石捕收剂,EM326为重晶石抑制剂,通过一次粗选、一次扫选、六次精选的浮选流程,可获得萤石精矿品位大于95%的指标,对浮选萤石精矿进一步强磁分离稀土矿物,可获得萤石精矿CaF2品位97.63%、回收率73.57%、稀土精矿REO品位38.57%、回收率45.27%的指标;萤石浮选尾矿通过分级—重选流程可获得重晶石精矿BaSO4品位90.35%,BaSO4回收率75.48%的指标。     

柿竹园3000t/d选矿厂流程适宜性研究及实践

柿竹园多金属矿拥有独立的4种类型多金属矿床,矿物品种矿物品种多、矿石难选、工艺复杂。矿山拟新建钼铋钨多金属选矿厂,要求以处理钼铋钨多金属矿床矿石工艺流程为基础,同时兼顾处理钨钼铋多金属矿床矿石。通过对2种类型矿石的性质和选矿工艺流程进行研究,制定出新的选矿工艺流程。选矿厂按新工艺设计建成后,稳定生产一年半,生产指标超过了设计指标。钨、钼、铋、萤石精矿回收率分别比设计指标高3.48,8.09,11.74,15.91个百分点,钨、铋、萤石精矿品位分别比设计指标高2.72,7.95,1.50个百分点。说明研发的选矿流程对原矿的适应性好,实现了新建选矿厂处理2种类型矿石的目标,对类似矿山选矿厂的设计具有指导意义。     

某低品位稀土矿浮选工艺的改造实践

四川省某轻稀土矿山,原矿伴生萤石、重晶石及等多种有用矿物组分,原有选别原则流程分为稀土重选、稀土浮选、重晶石浮选和萤石浮选四个模块。该工艺方案稀土浮选与重晶石萤石浮选属于两套独立的生产系统,同时,又不可避免地存在着稀土浮选精矿品位与回收率受重晶石萤石浮选的回水相互影响等因素,导致了自投产以来稀土品位与回收率均未能达到设计指标。为此,选矿厂对流程开展了许多长期的考查与改进,对稀土浮选工艺进行其它方案可行性研究。最终确立新的工艺方案将独立的稀土浮选取消,形成了重晶石优先浮选,后稀土与萤石混合浮选,再通过湿式高梯度磁选作业回收浮选精矿中稀土的工艺。新的工艺最终达到了重选加浮选稀土综合回收率到72%以上,浮选精矿ROE品位65%以上的良好指标。     

贵州某萤石矿选矿试验研究及工业生产实践

针对贵州某萤石选矿厂入选矿石性质变化导致选矿生产技术指标恶化的问题,进行了浮选新药剂制度研究,并在选矿工业生产中应用。工业生产获得的指标为:萤石精矿含CaF297.0%、CaCO31.0%、萤石回收率79.62%。与旧药剂制度下选矿厂的生产指标相比,新药剂制度推广后萤石精矿品位提高9个百分点,碳酸钙含量降低5.8个百分点。选矿生产获得了化工级高品质萤石精矿。     

从低品位铅锌矿石中综合回收铜

我矿选矿厂从1960年投产至1978年10月一直使用铅锌萤石优先浮选流程,生产铅、锌、萤石精矿三种产品。从1978年11月份开始,将优先浮选流程改为铜铅—锌—萤石部分混合浮选流程,生产铜、铅、锌、萤石精矿四种产品。     

石油磺酸钠在江西某石英型萤石矿中的浮选应用

萤石作为主要的含氟矿物,其在多个工业领域都具有重要的应用。萤石的常规浮选捕收剂油酸钠存在着水溶性较差的缺点,石油磺酸钠作为捕收剂时展现出良好的耐低温性,但少有其在萤石选矿中的应用。本试验以江西某地萤石矿为研究对象,进行石油磺酸钠浮选萤石的实际矿物浮选试验。结果表明:通过"1次磨矿,1粗4精"的流程试验,获得了品位为97.45%,Ca F2回收率为89.54%的萤石精矿。     

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。     

某萤石选矿厂技术改造及经济效益

文中介绍了某萤石选矿厂浮选流程结构的技术改造以及采用新型萤石捕收剂ＨＰ替代油酸之后，使该厂年增效益达３４０万元。     

雅洛斯拉夫斯克采选公司矿石综合处理

雅洛斯拉夫斯克采选公司萤石选矿厂目前仅采用浮选回收萤石精矿，但迁居放中仍含有铍、锂、铷和铯稀有金属，本研究采用浮选－水冶联合流程处理该矿石，获得了萤石精矿、方解石产品、冰晶石、氟铍酸铵或氢氧化铍、碳酸锂、碳酸铷、碳酸铯和用作生产水泥的渣，这些产品的总价值为雅洛斯拉夫斯克采选公司选矿厂生产出的萤石精矿价值的12倍。     

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。     

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%。     

重庆某萤石矿浮选工艺研究

对重庆彭水县某萤石矿进行了可选性工艺研究。在弱酸性介质精选工艺制度下,通过"一粗二扫五精"的单一浮选流程,获得的萤石精矿品位CaF2含量99.12%,回收率为85.2%,精矿中SiO2含量为0.18%,CaCO3含量为0.35%的指标。萤石精粉质量达到国家萤石精矿质量标准(GB5690-85)的一级品要求。     

纳米陶瓷球在某萤石粗精矿再磨中的试验研究

以某单一石英型萤石矿为研究对象,该萤石矿中CaF_2含量为34.16%、SiO_2含量为43.72%、CaCO_3含量为13.30%。通过选矿试验最终确定了1粗1扫6精的闭路试验流程。通过在精选前进行粗精矿再磨,磨矿介质采用纳米陶瓷球,得到了CaF_2含量为97.43%、回收率83.74%的萤石精矿,本试验对纳米陶瓷球在萤石粗精矿再磨中的应用具有借鉴意义。     

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。      

浮选柱分选萤石矿的试验研究

建立了浮选柱分选萤石矿试验系统,针对该萤石矿,确定样品制备最佳磨矿时间为10min.浮选柱分选萤石矿探索性实验结果表明:采用1粗1精4步分离流程,萤石产品最终品位为84.91%,回收率仅为69.42%,采用粗选黾矿后排方式,粗选尾矿中萤石品位可降至9.14%,同时,通过将精选的尾矿返回粗选,可增强后续分选入料的纯净性,并提高萤石回收率;在分离段加大抑制剂1的用量,可降低分离段黾矿品位,并获得回收率为79.59e、品位为96.25%的萤石精矿.将分离1和4的尾矿进行扫选,进一步降低了萤石损失.提高了回收率'.并得到扫选尾矿品位模型及柱分选萤石矿的最佳工艺流程.