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湖南某低品位萤石矿浮选试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
以湖南某低品位萤石矿为研究对象,确定先混合浮选去除石英、再浮选分离萤石与重晶石的工艺流程,在混合浮选试验与分离浮选试验的基础上进行开路与闭路试验,获得CaF2品位为95.36%、CaF2回收率为82.83%的萤石精矿与CaF2含量仅为3.19%的重晶石精矿. 相似文献
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河南某难选萤石矿选别工艺研究 总被引:4,自引:0,他引:4
为了合理开发利用该难选萤石矿,根据该萤石矿的工艺矿物学特点,通过采用阶段磨矿、混合用药的选别工艺试验研究,较好地实现了萤石与石英的分离.闭路试验表明,当原矿品位为CaF243.11%,SiO245.24%时,可获得含CaF298.07%、回收率75.84%.台SiO2 0.77%、回收率0.57%的精矿指标. 相似文献
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《矿业研究与开发》2014,(4)
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。 相似文献
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河北承德某萤石矿,主要有价矿物萤石、含量为30.27%,脉石矿物为石英,含量43.12%,其次是正长石、赤铁矿、泥化的高岭石、绢云母和磷灰石等矿物,矿石中萤石与石英及其它矿物赋存关系复杂,存在极细的石英与萤石相互包裹现象,萤石嵌布粒度极细且不均匀,并存在部分氧化的特点。矿山原来的工艺流程已与目前矿石性质不相适应,已严重影响矿山的生产经营和持续发展。开展对矿石及萤石精矿工艺矿物学研究,重点对捕收剂和抑制剂进行选择,最终采用阶段磨矿,再磨再选,精矿5次精选的浮选流程,最终可实现含CaF2品位为97.32%、SiO2含量为1.46%、回收率为64.76%的精矿产品,实现了酸级精矿粉的生产,为该选厂提供了技术支持,实现了萤石资源经济效益的最大化。 相似文献
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复合型萤石矿浮选研究与工业试验 总被引:4,自引:0,他引:4
研究了重晶石-硅酸盐-碳酸钙为主要脉石矿物的复合型萤石矿浮选行为;通过合理选择抑制剂JH101,闭路试验获得了精矿品位CaF298.86%、实际回收率90.25%的工艺指标,精矿质量符合国际制酸通用标准的要求(CaF2>97%、CaCO3<1%、SiO2<1%、有机物<1%). 相似文献
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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。 相似文献
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某含萤石铍矿中含BeO 0.33%、CaF2 36.53%,含铍矿物为金绿宝石,其他有用矿物为萤石,主要脉石矿物为方解石、白云石、绿泥石等,碳酸盐含量高达44.80%,选别难度极大。基于金绿宝石与碳酸盐矿物的密度差异,以及与主要矿物的可浮性差异,试验采用重液分选—优先浮选萤石—反浮选脉石的工艺流程处理该矿。针对-15 mm的原矿,首先对-15+0.5 mm粒级产品采用重液分选脱除了35.47%的脉石矿物,其中70%以上为碳酸盐矿物;再合并重液分选精矿与-0.5 mm粒级产品在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下,采用组合捕收剂丁基黄药+丁铵黑药+乙硫氮浮选脱除方铅矿等硫化矿,然后利用组合捕收剂氧化石蜡皂+油酸钠浮选萤石得到含CaF2 95.02%、回收率为65.96%的萤石精矿,浮选尾矿脱泥后反浮选脉石矿物,可获得含BeO 1.32%、回收率为70.92%的铍精矿。铍精矿后续可采用冶金方法提取获得氧化铍产品。 相似文献
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高效组合抑制剂D1对钨矿物和含钙矿物抑制性能研究 总被引:1,自引:0,他引:1
为实现钨矿物和含钙矿物浮选分离,采用一种高效的组合抑制剂,强化对萤石、方解石等含钙脉石矿物的抑制。单矿物和人工混合矿试验结果表明,组合抑制剂D1能有效地抑制萤石和方解石,而对于白钨矿和黑钨矿可浮性未产生较大影响。实际矿石试验结果表明,经一次粗选可得到WO3品位为4.56%、回收率为82.34%的钨粗精矿。并通过考察组合抑制剂D1在白钨矿、黑钨矿、萤石和方解石四种矿物表面ζ-电位的变化和M2+吸附量,初步探讨了抑制的机理。 相似文献
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重庆某萤石-重晶石矿BaSO4和CaF2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。 相似文献
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萤石、方解石等含钙矿物表面吸附位点同为钙质点, 导致脂肪酸、羟肟酸等常用氧化矿捕收剂对它们的选择性较差, 针对该问题提出利用含钙矿物阴离子的差异性来设计金属离子配合物捕收剂的思路。利用Ce-BHA配合物对萤石与方解石质量比1 GA6FA 1的人工混合矿进行一次粗选浮选试验, 最终可得萤石精矿CaF2品位78.92%、回收率74.77%, CaCO3品位11.08%、回收率24.23%, 分离效果良好。与单独使用BHA作捕收剂相比, 浮选精矿CaF2品位提高约26百分点, 回收率提高约50百分点, 表明该配合物捕收剂对萤石的选择性好。通过量子化学计算了多种镧系金属离子与苯甲羟肟酸(BHA)的作用情况及其在萤石、方解石表面的吸附行为, 结果显示最佳的配合物捕收剂组合为Ce-BHA, 与纯矿物浮选试验结果相符。 相似文献
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某难选萤石矿低温浮选试验研究 总被引:4,自引:1,他引:3
内蒙古某萤石矿属石英型细粒嵌布萤石,在研究内蒙古某萤石原矿性质与特征的基础上,通过系统的选矿试验研究,确定了"一粗七精",在碱性条件下(pH=9.0)粗选,在弱酸性条件下(pH= 6.0)精选,粗选和精选Ⅰ排尾,中矿集中返回到精选Ⅰ的工艺流程.在低温下,通过在精Ⅲ补加捕收剂,可获得与常温下接近的浮选指标.15℃闭路浮选可获得含CaF2品位β=98.34%、回收率ε=87.42%的优质萤石精矿,在5℃开路浮选也能得到CaF2品位β=97.70%的二级萤石精矿. 相似文献
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对福建某WO3品位0.10%、CaF2品位25.45%的低品位共伴生白钨、萤石矿,以矿冶科技集团有限公司自主研发的高效选矿药剂BK418作为白钨捕收剂,BK410作为萤石捕收剂,采用"白钨常温浮选-常温浮选钨精矿加温精选-白钨常温浮选尾矿浮选萤石"的工艺流程处理该矿石,获得钨精矿中WO3品位为60.48%,WO3回收率... 相似文献