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。     

某选厂浮选尾矿浮选柱再选试验研究

某选厂赤铁矿浮选尾矿全铁品位在16%以上,为降低尾矿品位,开展了浮尾回收试验研究。首先通过磨矿、磁选条件试验,确定适宜的工艺参数。然后对磨磁后精矿进行了一粗两精两扫浮选机试验与一粗一精一扫浮选柱开路试验。试验结果浮选柱各项指标优于浮选机。对矿样进行一粗一精一扫闭路浮选柱试验,取得精矿TFe品位65.29%,浮尾TFe品位11.48%,精矿产率为56.18%,回收率为87.94%的良好指标。     

某难选萤石矿浮选试验研究

某碳酸盐型萤石矿CaF_2含量为28.05%、CaCO_3含量为18.45%、硫含量为0.50%。针对矿石含硫量较高,有用矿物与脉石紧密共生且部分矿石易发生过粉碎的情况,采用"优先浮硫—萤石粗精矿再磨再选"的浮选工艺处理该萤石矿石。在磨矿细度-0.074 mm占80%、丁基黄药用量200 g/t、2号油用量50 g/t条件下预先脱硫及部分细泥,浮硫尾矿进行萤石浮选;采用酸化水玻璃+腐殖酸钠为萤石浮选组合抑制剂,在油酸用量400 g/t、碳酸钠用量1 200 g/t、抑制剂用量1 500 g/t条件下进行粗选,粗精矿再磨至-0.038 mm占85%,采用1粗2扫5精的萤石浮选流程,可获得CaF2品位98.07%、回收率80.80%的萤石精矿。     

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。     

旋流-静态微泡浮选柱浮选萤石试验研究

介绍了旋流-静态微泡浮选柱的结构和原理,并利用该设备对柿竹园钨粗选尾矿矿石进行了萤石浮选实验研究。研究结果表明:该浮选方法可获得CaF2含量大于96%的优质萤石矿物。利用旋流-静态微泡浮选柱在工艺条件及药剂制度与常规浮选基本相同的情况下,采用一粗三精流程即可达到常规浮选机一粗八精的浮选目标,简化了流程,降低了成本。利用浮选柱回收萤石有广阔的应用前景。     

从黄沙坪低品位钼铋钨浮选尾矿中浮选回收萤石的试验研究

对黄沙坪低品位钼、铋、钨浮选尾矿进行了浮选回收萤石的试验研究。采用一粗二扫浮选回收、萤石粗精矿再磨、精选中矿1和精选中矿2再选、其余中矿顺序返回精选、精矿经强磁选获得最终萤石精矿的工艺流程,可得到CaF2品位为97.36%、回收率为57.23%的萤石精矿。     

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。     

萤石型稀土矿稀土萤石绿色同步回收技术研究

萤石型稀土矿浮选通常采用抑制剂抑制萤石及其它脉石矿物,羟肟酸类捕收剂优先浮选稀土矿物,浮选得到的稀土精矿再磁选提纯得到最终稀土精矿,再从稀土浮选尾矿中回收萤石工艺流程,该工艺和药剂虽然高效回收了萤石型稀土矿中的稀土矿物,但肟类捕收剂有一定毒性,且在优先浮选稀土作业萤石有用矿物的可浮性被强烈抑制,不利于萤石的再次浮选回收。因此,本文采用无毒药剂及稀土萤石同步浮选-稀土萤石混合精矿分离工艺技术,针对复杂难选萤石型稀土矿进行选矿试验研究,选矿原则工艺流程为：原矿磨矿-浮硫除杂-浮硫尾矿稀土萤石同步浮选-稀土萤石混合精矿浮磁分离。由于稀土萤石混合精矿分离浮选作业消除了稀土萤石混合精矿中不同矿物颗粒与捕收剂作用后形成无选择性杂凝聚团对磁选作业的不利影响,明显提高稀土精矿指标。对REO品位1.51%,CaF2品位16.13%的萤石型稀土矿原矿,磨矿细度-0.074 mm 含量占85%,采用预先浮硫,浮硫尾矿一次稀土萤石同步浮选粗选、六次稀土萤石同步浮选精选、稀土萤石混合精矿四次浮选分离和两次磁选分离工艺流程,闭路试验获得稀土精矿REO品位53.81%,REO回收率52.56%,萤石精矿CaF2品位92.03%,CaF2回收率67.77%,实现了萤石型稀土矿中稀土和萤石的绿色同步回收,也为稀土萤石混合精矿的分离提纯提供了一种可借鉴的方法。     

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.     

某白钨加温浮选尾矿回收萤石试验研究

为综合回收某白钨矿加温浮选尾矿中的萤石资源,采用“磨矿-水置换浓缩-萤石浮选”工艺,在给矿CaF₂品位25.47%条件下,获得了CaF₂品位92.35%、回收率60.59%的萤石精矿。