重庆某方解石型低品位萤石矿选矿技术研究

重庆某萤石矿的萤石品位和矿物组成变化较大,部分原矿萤石品位低,方解石含量高,且嵌布粒度细。采用原有生产工艺选别该类型矿石,所得萤石精矿CaF_2含量约为83%,回收率为56%。为提高萤石精矿的品位和回收率,对该矿石进行了选矿试验研究,并根据研究结果对原生产流程进行技改。通过调整药剂制度,强化萤石与方解石的分离,使萤石精矿CaF_2品位达到了97.05%、回收率达到了77.99%,重晶石精矿BaSO_4品位达到了93.57%、回收率达到了73.58%,解决了该类型萤石无法高效利用的难题,经济效益显著。     

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%。     

从某含铁萤石矿中回收铁、萤石的试验研究

针对某含铁萤石矿性质,进行先磁后浮、阶段磨矿、阶段选别工艺流程,得到Fe含量为63.53%、回收率为46.72%的铁精矿;磁选尾矿用Na_2CO_3作pH值调整剂,水玻璃作为脉石抑制剂,AY-6作为捕收剂进行萤石粗选,最终得到CaF_2品位为95.45%、回收率为63.72%的萤石精矿,较好地回收了矿石中的铁及萤石矿物。     

萤石与碳酸盐矿物分离的研究与实践

一、前言萤石与碳酸盐矿物(方解石等)的分离被认为是萤石矿浮选的三大难题之一。在碳酸钠和水玻璃介质中以油酸作捕收剂,萤石和碳酸盐矿物的可浮性很相近,它们几乎同步进入泡沫。江西省德安萤石矿选厂沿用传统工艺,处理手选碎屑(CaF_2≥70%,CaCO_3≤0.5%)曾获较好指标,改由原矿(CaF_2=49%,CaCO_3>1.0%)浮选,最终精矿品位≤98%     

新疆某萤石矿选矿试验研究

新疆某萤石矿嵌布粒度范围大,主要脉石矿物为方解石,与萤石相互包裹严重,分离难度较大。针对该矿石的性质进行选矿试验研究。试验表明,硫酸铝与水玻璃作为调整剂对于提高精矿回收率与品位有益;栲胶作为抑制剂能有效抑制矿石中的方解石;两段磨矿可明显提高精矿质量。最终采用两段磨矿(粗精矿再磨)、一次粗选、两次扫选、九次精选的浮选流程,选用硫酸铝、水玻璃作为调整剂,栲胶作为抑制剂,油酸作为捕收剂,获得了萤石精矿CaF_2品位97.23%、回收率67.27%的指标。萤石精矿中CaCO_3品位降至1.65%。     

某低品位方解石-石英型萤石浮选试验研究

某方解石-石英型萤石矿CaF_2含量为25.32%,属低品位萤石矿。浮选试验在粗选磨矿细度-74μm占75%,粗精矿再磨细度选择为-74μm占85%的条件下,以碳酸钠作调整剂,水玻璃作抑制剂,油酸作捕收剂,采用"1粗7精2扫-粗精矿再磨"工艺流程进行闭路试验,最终得到CaF_2含量为96.33%、CaCO_3含量为0.89%,回收率为70.07%的萤石精矿。     

含水铝氟石萤石矿的提纯试验研究

以泰国某低品位难选萤石矿为研究对象,萤石CaF_2品位为32.06%。在对该矿的物相分析及化学成分分析的基础上,进行选矿提纯工艺研究。结果表明:采用"1次粗选、5次精选、中矿集中再磨返回粗选"的闭路工艺流程,最终得到CaF_2品位为97.72%、回收率81.85%、SiO_2含量0.72%、CaCO_3含量0.46%的优质萤石精矿,满足YB/T 5217-2005萤石精矿FC-97A质量标准;同时得出,油酸钠对水铝氟石没有捕收作用。     

某白钨预精选尾矿萤石浮选试验

河南某钼钨多金属矿选矿厂白钨预精选尾矿CaF_2品位23.48%,CaCO_3含量42.49%,脉石矿物主要是方解石、石英和石榴石等,具有钙含量高、萤石品位低、选别困难的特点。为回收利用其中的萤石,以水玻璃为粗选抑制剂、NAK为捕收剂、ATM为精选抑制剂进行浮选试验。结果表明,磁选预先除铁—1粗10精、中矿3~10集中浓缩处理闭路浮选试验可获得CaF_2品位93.02%、回收率41.76%的萤石精矿,CaCO_3含量仅3.68%,指标较为理想,实现了萤石与含钙脉石矿物的有效分离,可供该多金属矿资源的综合利用参考。     

河北某难选萤石矿选矿试验

针对河北某难选萤石矿有用矿物嵌布粒度粗细不均且含有大量碳酸钙的情况,对该萤石矿进行了分选试验研究。在对该矿的赋存状态、主要矿物组成及化学成分分析的基础上,根据矿物特点进行了一系列的条件试验。试验研究表明:在磨矿细度为-0.074 mm 70%、GS-25用量为2 000 g/t、Na_2CO_3用量为1 500 g/t、油酸钠用量为500 g/t的试验条件下,采用1粗7精1扫的工艺流程,获得了萤石品位为97.24%、产率为22.47%、回收率为81.57%的符合产品指标要求的萤石精矿;同时得出,用酸性水玻璃作为该萤石矿的抑制剂可得到满意的试验指标。     

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%。     

酸化水玻璃在萤石精选降硅中的影响研究

以浙江某低品位石英型萤石矿作为试验研究对象,针对萤石精矿中石英含量较高,萤石石英分选困难的特点,采用油酸为捕收剂,精选时用酸化水玻璃作为石英抑制剂在不同条件下进行试验。酸化水玻璃在不同环境下,降硅的作用明显,萤石精矿中SiO_2含量为0.56%,通过一粗一扫六次精选,中矿顺序返回的闭路选别流程,可以得到含CaF_2 98.75%,SiO_2 0.63%,CaF_2回收率85.84%的萤石精矿。     

硅钙质型萤石浮选工艺试验

<正> 额济纳旗萤石矿属低温热液充填大型矿床。自1972年开发以来提供了数十万吨块状矿石(CaF_2品位>80％)和数千吨工艺品萤石,这是我国出口工艺品萤石的唯一矿山。 1985年矿山曾向甘肃尚源铅选厂提供了3000t中低品位和手选尾矿矿石进行工业性生产试验,只获得了精矿CaF_2含量83—97％     

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。     

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。     

富含方解石的萤石矿的浮选研究

本文对贵州某富含方解石的萤石矿进行了浮选研究.该矿方解石含量高达18.45%,萤石的品位仅为28.05%.本文采用脱硫后以油酸为萤石的捕收剂,以 F_(910)(一种无机盐组合药剂)为方解石等脉石的有效抑制剂,采用一粗四精的工艺,获得含 CaF_2 98%以上的特级萤石精矿,CaF_2的回收率大于80%.     

某萤石选矿厂浮选流程改造实践

某萤石选矿厂原采用浮选原则流程进行生产,存在中矿浮选给矿矿浆浓度和中矿低品位精矿回收率偏低的问题,影响资源利用率。通过在中矿浮选前增加1组水力旋流器、将低品位中矿返回低品位粗选进行流程改造,同时调整浮选药剂制度。工业试验结果表明,改造后,低品位浮选给矿浓度由11. 06%提高到20. 95%,低品位精矿CaF_2品位77. 90%、回收率13. 06%,相比改造前低品位精矿CaF_2品位77. 43%、回收率6. 12%,在低品位精矿CaF_2品位略微提升的前提下,回收率提高了6. 94个百分点,极大地提高了低品位精矿的回收率,经济效益明显。     

高硫低萤石铁尾矿的浮选回收试验

为了从某高硫低萤石铁尾矿中高效回收有用矿物,先比较了先浮萤石再浮硫工艺和先浮硫再浮萤石工艺的优劣,并对理想工艺进行了进一步的试验研究。结果表明,以硫酸铜为活化剂、丙基黄药为捕收剂、松醇油为起泡剂1粗1精优先浮硫,以碳酸钠为pH调整剂、水玻璃为抑制剂、改性脂肪酸BF-1为捕收剂1粗7精、粗精矿再磨(-325目95%)、中矿1～中矿4进入尾矿、中矿5～中矿7集中返回精选1的流程再浮选萤石,获得了S品位为39.52%、S回收率为36.15%、CaF_2含量35.49%的硫精矿和CaF2品位为95.33%、CaF_2回收率为38.56%、S含量0.04%的萤石精矿。     

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。     

钨钼铋共生矿石选矿工艺的研究

我国湖南省柿竹园矿床是特大型钨、钼、铋、萤石、锡多金属矿床。冶金部矿冶研究总院、冶金部矿冶研究所、柿竹园多金属矿等单位与湖南冶金研究所合作,对该矿区矿石选矿工艺进行了研究;并对其云英—矽卡岩型矿石进行了为时五年工业试验.试验流程是:粗磨—重选回收部分粗粒钨矿物;混合浮选黑白钨;重选和浮选粗精矿分别精选;混合—优先浮选流程回收钼铋矿物;浮选法回收萤石。上述流程获得较好的指标。WO_3、Mo、Bi、CaF_2回收率分别为81.69%、83.55%、68.29%、28.76%。白钨精矿、黑钨精矿、钼精矿、铋精矿和萤石精矿品位分别达到67.52%、66.29%、46.72%、29.17%、97.31%。     

从湖南某常温浮钨尾矿中浮选回收萤石试验

湖南某大型钨钼铋多金属矿中含有大量的萤石,现场钼铋等可浮-铋硫混浮-钨“GY法”浮选流程的常温浮钨粗选尾矿CaF₂含量20.54%,-200目占82.0%,主要有用矿物为萤石,嵌布粒度粗细不均,主要为中细粒,与石英、方解石等主要脉石矿物密切共生。为确定其中萤石的回收工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,试样以Na₂CO₃为矿浆pH调整剂兼矿泥分散剂,酸化水玻璃为脉石矿物的抑制剂,BK410为捕收剂,采用1粗2扫6精、中矿顺序返回流程处理,最终获得CaF₂品位为93.46%、回收率为62.13%的萤石精矿。按试验确定的工艺流程建设的萤石回收系统运行平稳、可靠,在给矿CaF₂品位为21.20%的情况下,取得了CaF₂品位为90.17%,CaF₂回收率为59.72%的萤石精矿,新系统不仅提高了资源的利用率,还为企业创造了显著的经济效益。