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。     

萤石矿浮选的正交试验研究

采用正交试验法对硅质萤石矿进行了浮选试验研究。研究了碳酸钠、水玻璃、捕收剂用量对萤石粗精矿品位、回收率、浮选粗选作业选矿效率的影响,从而确定萤石浮选的最佳工艺参数及影响萤石粗精矿品位、回收率、浮选粗选作业选矿效率的主要因素。结果表明,当碳酸钠用量为1500 g/t、水玻璃用量为500 g/t、捕收剂用量为480 g/t时,浮选后的萤石粗精矿品位为80.68%,回收率为92.11%。     

新型捕收剂浮选石英型低品位萤石矿试验研究

传统脂肪酸类捕收剂水溶性较差,低温条件下对萤石的捕收效果不佳。 针对贵州某石英型低品位萤石 矿,开发了新型捕收剂 LY13,通过条件试验确定适宜的药剂制度为:Na2CO3 用量 300 g / t,水玻璃用量 600 g / t,LY13 用量 600 g / t。 经“1 粗 6 精 1 扫”闭路试验流程,获得了 CaF2 品位 98. 46%、回收率为 80. 75%的萤石精矿。 研究结果 可为同类型萤石资源的开发利用提供有益参考。     

某钽铌重选尾矿中的锂云母浮选试验研究

研究了从某钽铌矿重选尾矿中回收锂云母时矿浆pH值调整剂、抑制剂、捕收剂对浮选效果的影响,结果表明,pH值调整剂Na2CO3的用量为1000g/t、抑制剂水玻璃用量为1600g/t、采取阴阳离子捕收剂联合作用(阴离子捕收剂731的用量为400g/t、阳离子捕收剂十二胺用量为90g/t)条件下,浮选效果最佳。在此基础上,确定采用"一粗二精二扫"的闭路试验流程,最终获得的锂云母的精矿(Li2O)品位为4.40%,回收率64.17%。     

某风化低品位白云母尾矿的浮选试验研究

以四川某地选择性破碎-分级-风选后的白云母尾矿为研究对象,采用碱性条件下阴阳离子混合捕收剂浮选的原则流程。在磨矿细度-0.074 mm占49.78%、混合捕收剂（油酸钠与十二胺质量配比为3∶1）总用量为240 g/t、pH调整剂Na2CO3用量为1000 g/t（pH值9.0）、抑制剂水玻璃用量为300 g/t的条件下,采用1粗2精1扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,获得了白云母含量为98.71%、白云母回收率为84.40%的白云母精矿。     

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。     

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。     

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。     

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。     

从四川某稀土-萤石中矿中分离萤石与稀土的实验研究

四川某萤石与稀土的混合中矿里稀土氧化物(REO)含量为5.85%、萤石含量为85.69%，并有少量的石英、方解石等脉石矿物。为实现两种有用矿物的有效分离以及综合回收，基于两种矿物的性质差异，采用稀土磁选—萤石浮选的选矿工艺，给矿经过“一次粗选一次精选一次扫选”的磁选流程，可获得REO含量为66.32%、稀土回收率为80.01%的稀土精矿，稀土磁选尾矿在调整剂碳酸钠用量为200 g/t、组合抑制剂改性水玻璃+腐殖酸钠用量为300+100 g/t、改性脂肪酸类捕收剂YK-6用量为400 g/t的条件下，经过一次浮选作业可获得CaF₂含量为98.29%、CaF₂回收率为91.69%的萤石精矿，各项指标均良好。     

从湖南某铅锌尾砂中回收萤石的选矿试验

湖南某铅锌矿尾砂CaF₂含量为18.58%,杂质成分主要为高梯度SiO₂、CaCO₃等。为给从该尾砂中回收萤石提供依据,进行了选矿试验。结果表明：采用CDG100 mm×100 mm周期式脉动高梯度强磁选机预先除铁,非磁性产品以Na₂CO₃为调整剂、Na₂S和水玻璃为抑制剂、酸化水玻璃（硫酸与水玻璃配比为2∶1）为精选抑制剂、Z-202为捕收剂,经1粗7精1扫闭路浮选,可获得CaF₂品位为94.76%、回收率为53.83%的萤石精矿。试验结果可以为含萤石类铅锌尾砂的综合利用提供参考。     

萤石浮选尾矿中锂的分选工艺研究

对某萤石浮选尾矿中的锂进行了综合回收利用试验研究。对该矿样进行重选脱泥后, 以十二胺为捕收剂、六偏磷酸钠为抑制剂进行浮选, 经一次粗选、二次精选和二次扫选, 可获得Li₂O品位3.89%、回收率56.69%(作业回收率67.89%)的锂精矿。     

新型抑制剂对高钙萤石矿抑制机理及工艺研究

针对CaF₂品位30.32%、CaCO₃品位35.42%的某高钙萤石矿,以油酸钠为萤石捕收剂、新型药剂SS-1为抑制剂,通过单矿物试验研究了抑制剂SS-1对萤石和方解石浮选性能的影响,采用接触角和吸附测试对抑制剂SS-1的抑制机理进行了分析。结果表明,在中性条件下,SS-1大量吸附在方解石表面,抑制了方解石的上浮,方解石回收率从66.93%降低到9.88%;同时,抑制剂SS-1少量吸附在萤石表面,对萤石浮选起到了促进作用,萤石回收率从96.03%提高到96.56%。根据单矿物试验分析结果,对高钙萤石实际矿进行了多段浮选试验研究,确定了粗精矿再磨、一粗八精一扫、中矿顺序返回闭路工艺流程,最终获得了CaF₂品位97.86%、回收率89.59%的萤石精矿。     

萤石与金云母浮选分离研究

研究了萤石和金云母纯矿物、混合矿和实际矿石的浮选行为。纯矿物浮选试验结果表明:在中性至弱碱性条件下,油酸钠能很好地浮选萤石,而对金云母几乎不浮;混入难免金属离子Fe3+和Al3+后,萤石被抑制而金云母被活化,采用碳酸钠和硫化钠作为调整剂,可以改善萤石与金云母的浮选分离。当pH值为10.0、硫化钠和油酸钠的浓度分别为2.0×10-3mol/L和3.0×10-5mol/L时,能较好地分离萤石和金云母的人工混矿;对含萤石22.27%、金云母75%的实际矿石,采用药剂制度为Na2CO310.00 kg/t、Na2S 20.00 kg/t、油酸钠0.13 kg/t,进行1段粗选得到萤石粗精矿含CaF255.40%、回收率为88.01%。     

重晶石-石英-萤石型伴生矿选矿试验研究

湖南某重晶石矿与石英、萤石和铅锌矿等伴生,为综合开发利用该矿产资源,对其进行选矿试验研究。矿石中含0.98%的铅锌矿,具有一定回收价值,试验采用硫酸铜、乙基钠黄药优先回收铅锌混合粗精矿,浮选铅锌尾矿则采用水玻璃作石英等脉石矿物抑制剂,十二烷基硫酸钠为捕收剂浮出重晶石精矿。通过混浮铅锌、一粗、一扫和五精重晶石浮选闭路流程,获得了铅锌品位35.49%、产率2.54%的铅锌混合粗精矿,BaSO4品位92.15%、BaSO4回收率94.33%、比重4.3g/cm3的重晶石精矿,以及BaSO4品位仅5.07%的重晶石尾矿,实现了重晶石、铅锌矿与石英等脉石矿物的有效分离。铅锌混合粗精矿可进一步浮选获得合格的铅精矿与锌精矿。     

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。     

柿竹园白钨浮选尾矿综合回收萤石试验研究

柿竹园白钨浮选采用733-烧碱法,矿浆pH值在12以上,不利于后续的萤石综合回收。本研究针对柿竹园白钨浮选尾矿,采用硫酸为活化剂、水玻璃为抑制剂、733为捕收剂,进行了综合回收萤石的试验研究,最后采用一次粗选、两次扫选和五次精选工艺流程,可获得萤石精矿品位94.31%、回收率70.06%的试验指标。