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。     

贵州某中低品位萤石矿浮选试验研究

贵州某石英型萤石矿中萤石品位为20.03%,二氧化硅品位高达53.77%,黄铁矿含量为2.75%。为了有效地开发利用该类型的矿石资源,有效提高选矿指标,对其进行了工艺矿物学及选矿试验研究。结果表明：矿石合适的磨矿细度-200目含量为76%,丁基黄药用量为300 g/t,水玻璃用量为4 000 g/t,油酸用量为400 g/t;采用1次粗选作业浮选硫化矿,浮选的硫化矿尾矿进行1次粗选作业、6次精选作业、1次扫选作业的闭路流程进行萤石浮选,最终获得精矿品位为93.56%、回收率为88.88%的萤石精矿,为该战略资源的开发提供了参考依据。     

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%。     

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。     

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%。     

某萤石矿工艺矿物学与选矿试验研究

某萤石矿矿床的CaF₂平均品位为32.39%,矿石矿物颗粒较细且嵌布特征复杂，属典型低品位难选萤石矿。为合理开发利用该矿床，对该矿床矿石进行了系统的矿物学研究和选矿试验。针对矿石与石英紧密连生、分离较难的特性，采用合适的药剂组合和流程来开展选矿工艺试验，确定了磨矿细度-0.074 mm占80%、水玻璃用量为800 g/t、油酸用量为600 g/t的最佳浮选条件。在此条件下经一段磨矿、一次粗选、一次扫选、六次精选、中矿返回的处理工艺后，得到了CaF₂品位为97.38%,回收率为82.58%的萤石精矿，实现了对该低品位难选萤石资源的有效利用。     

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。     

组合捕收剂低温浮选某铅锌尾矿中萤石的试验研究

某铅锌浮选尾矿中,含有CaF2 21.13%,品位较高,具有一定的经济价值。为实现该尾矿中萤石资源的综合回收利用,分别进行了Na2CO3用量试验、抑制剂配比试验、单一捕收剂试验、组合捕收剂配比试验、组合捕收剂用量试验及浮选温度试验等条件试验。条件试验结果表明,当Na2CO3用量为400g/t,Na2SiO3用量为500g/t,腐殖酸钠用量为300g/t,组合捕收剂中油酸钠(OL)与石油磺酸钠(SPS)比例为2:1时,组合捕收剂用量为200g/t时,能取得较好的萤石浮选指标,且浮选结果受温度影响较小。在上述试验确立的药剂制度的基础上,进行了闭路试验,最终获得的精矿中萤石品位为品位97.32%,回收率为78.08%。     

内蒙古额济纳旗某萤石矿选矿工艺试验

为有效提高内蒙古额济纳旗某萤石矿的选矿指标,在对矿石特性研究的基础上进行了大量的试验研究。试验确定在磨矿细度为-0.074 mm 85%、水玻璃用量为1 000 g/t、油酸用量为120 g/t、矿浆温度为35 ℃的条件下,采用1粗4精2扫、中矿循环返回的浮选工艺流程,可得到CaF2品位为98.22%、回收率为88.33%的高品质萤石精矿,获得了理想的选矿指标。     

黔西南某碳酸盐型萤石矿浮选试验研究

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。     

重庆某萤石-重晶石矿浮选试验

重庆某萤石-重晶石矿BaSO₄和CaF2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。     

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。     

从湖南某高钙钨矿中常温浮选白钨矿与萤石

湖南某矽卡岩型含硫钨矿资源,矿物组成复杂,有用矿物主要为白钨矿和萤石。为了高效开发利用该资源,对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,用4 000 g/t模数为2.8的水玻璃对矿浆浓度为50%白钨精矿1调浆1.5 h,然后进行连续4次常温空白精选,可有效提高白钨精矿WO₃品位;矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下1次开路浮选脱硫,脱硫产品1粗2扫5精、中矿顺序返回闭路流程选白钨矿,选钨尾矿1粗2扫5精、中矿顺序返回闭路流程选萤石,最终获得了WO₃品位为58.26 %、回收率为92.89％的白钨精矿,以及CaF₂品位为98.36%、回收率为89.85%的萤石精矿。闭路试验流程是该矿石低耗、高效开发利用流程。     

齐大山富铁矿石混磁精矿的新型捕收剂浮选试验

齐大山富铁低硫磷矿石Fe品位51.27%,FeO含量为23.40%,SiO₂含量为21.80%;矿石中的磁性铁分布率达90.87%,赤褐铁分布率为4.98%;矿石中金属矿物主要为磁铁矿,脉石矿物主要为石英。为高效、低成本获得高品质铁精矿,进行了弱磁选—强磁选—反浮选流程试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-74μm占80%的情况下,进行一段弱磁选、一段强磁选,获得了铁品位为57.95%的混磁精矿;混磁精矿采用新型、高效、低成本、低污染捕收剂TD-2进行反浮选,1粗1精3扫、中矿顺序返回反浮选闭路流程(NaOH用量为1 600 g/t,淀粉用量为220 g/t,CaO用量为1 500g/t,粗选TD-2用量为90g/t、精选TD-2用量为45 g/t)精矿铁品位为67.82%、回收率达90.23%。TD-2是齐大山富铁矿石混磁精矿的高效反浮选捕收剂。     

内蒙古某多金属矿尾矿回收萤石实验研究

内蒙古某多金属矿浮选尾矿中含有萤石资源,由于受前期钨锡浮选药剂和矿石嵌布特性的影响,萤石浮选精矿品位最高为92%,回收率30%左右,尾矿中萤石资源未能有效回收。本研究通过预先磁选抛废提高萤石入选品位,采用有机抑制剂HG-1代替酸化水玻璃,在原料CaF₂品位17.65%的条件下,获得CaF₂品位97.26%,回收率63.15%的高品质萤石精矿,实现了该尾矿中萤石资源的综合回收。      

辽宁某银矿选矿试验研究

对辽宁某银矿进行了浮选试验研究。采用1次粗选、2次扫选、4次精选、中矿依次返回流程,在磨矿细度-0.074 mm粒级占79.86%、调整剂Na₂CO₃用量1 000 g/t、抑制剂水玻璃用量300 g/t、组合捕收剂乙黄药与丁铵黑药总用量100 g/t(用量比1∶1)、起泡剂2^#油用量40 g/t条件下,对银品位为74.67 g/t的原矿进行浮选试验,最终获得银精矿品位2 398.21 g/t、回收率92.03%的闭路浮选指标。试验结果可为该矿石及相关矿石的合理开发提供参考。     

含云母方解石型萤石矿的浮选柱分选试验研究

湖南某选矿厂萤石矿嵌布粒度细,云母和方解石含量较高,脉石矿物组成复杂,造成实际生产中粗精矿品位低,扫选回收能力不足,为此,采用旋流-静态微泡浮选柱对该矿石进行了浮选试验研究。试验确定浮选条件为处理量0.40 t/h,粗选药剂用量碳酸钠2000 g/t,水玻璃1200 g/t,油酸140 g/t,扫选油酸用量50 g/t,通过"一粗一扫"浮选连续扩大试验,可获得粗精矿品位77.93%,回收率91.59%,较同期现场生产指标分别提高了3.98%、4.08%,取得了较好的浮选效果。粒度分析结果表明,相较于浮选机,浮选柱对-38μm颗粒回收效果好,分选效率高。     

澳大利亚某锂辉石矿石浮选试验

的基础上进行了浮选试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-74 μm占74%、加药与浮选温度均为25 ℃左右的情况下，采用1次浮选流程浮选易浮矿物（碳酸钠用量为1 500 g/t、环烷酸皂为20 g/t），2粗2精浮选流程浮选锂矿物（粗选1氢氧化钠用量为900 g/t、氯化钙用量为170 g/t、-YS07用量为756 g/t、柴油用量为100 g/t，粗选2氢氧化钠用量为100 g/t、氯化钙用量为30 g/t、-YS07用量为50 g/t），最终获得Li2O品位为5.58%，Li2O回收率为82.11%的锂精矿。