白云鄂博萤石与稀土浮选分离试验研究

对白云鄂博萤石粗精矿进行了优先浮选萤石、尾矿再浮选稀土的试验研究。在最佳浮选药剂制度下,采用一粗三精两扫闭路流程回收萤石,得到了CaF₂品位95.11%、回收率84.09%的萤石精矿;尾矿采用一粗一精浮选稀土,得到了REO品位63.06%、回收率67.92%的稀土精矿。研究成果为开发利用白云鄂博萤石粗精矿提供了一种新的思路。     

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。     

豫西某石英型萤石矿浮选工艺研究

豫西某石英型萤石矿含CaF₂ 41.58%、SiO₂ 45.76%,嵌布粒度粗细不均,部分细粒萤石被石英、长石包裹,给萤石提质带来一定困难,为此开展了详细的工艺矿物学、浮选药剂制度和浮选闭路流程对比研究。结果表明,在粗磨磨矿细度为-0.074 mm含量55%、pH值调整剂碳酸钠用量2000 g/t、脉石抑制剂水玻璃用量900 g/t、组合捕收剂氧化石蜡皂+油酸钠用量200+100 g/t、再磨磨矿细度为-0.043 mm含量76.89%的条件下,采用一段粗磨、一次粗选二次扫选六次精选、高品位中矿再磨返回二段精选的浮选流程,可获得CaF₂ 97.12%、回收率91.10%的萤石精矿;组合捕收剂的使用可实现萤石的常温浮选;与萤石常规的粗精矿再磨浮选工艺相比,高品位中矿再磨浮选工艺精矿品位和回收率均有所提高。工艺矿物学研究表明,再磨位置的选择至关重要,高品位中矿再磨避免了已解离萤石的过磨,增加了富连生体的解离程度,实现了二次分配,是提高此类嵌布粒度不均萤石资源选别指标的关键。      

耐低温脂肪酸类捕收剂浮选内蒙古某高含泥石英型萤石矿试验研究

对内蒙古某含CaF₂ 41.14%、SiO₂ 42.59%、CaCO₃ 1.68%的高含泥石英型萤石矿进行了选矿工艺优化试验研究。根据矿石性质,进行了中矿顺序返回和精选Ⅰ中矿扫选后抛尾两种原则工艺流程的闭路试验研究,萤石粗选时,采用碳酸钠作调整剂,水玻璃作抑制剂,耐低温的改性脂肪酸类BK410B作捕收剂将萤石矿物浮出,获得萤石粗精矿;萤石粗精矿再磨后,采用酸化水玻璃作抑制剂8次精选,得到萤石精矿。通过中矿顺序返回和精选Ⅰ中矿扫选后抛尾两种试验方案的工艺流程和闭路试验指标的对比分析,最终确定了精选Ⅰ中矿扫选后抛尾的工艺流程,闭路试验获得CaF₂品位97.68%、CaCO₃品位0.55%、SiO₂品位1.38%、CaF₂回收率95.72%的萤石精矿。新工艺实现了矿石中萤石矿物的高效回收。      

某镍钼矿浮选试验研究

研究了张家界某镍钼矿1段磨矿细度和粗浮药剂制度,简述了磨矿、浮选流程的确定。粗磨产品2粗3精浮选、再磨的中间精矿2次精选、中矿顺序返回闭路流程处理该矿石,可以获得钼品位为2.21%、回收率为84.53%的钼精矿。用盐酸溶解钼精矿中的磷灰石,可获得钼品位为5.73%、作业回收率为93.34%的钼精矿。     

某难选萤石矿低温浮选试验研究

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.     

东鞍山烧结厂浮选尾矿选铁试验

东鞍山烧结厂浮选尾矿铁品位为29.42%,主要杂质为SiO2,为回收其中的铁矿物进行了一系列试验。结果表明：浮选尾矿在磨矿细度为-0.025 mm占95%的情况下,进行了1粗1精磁选,得到铁品位为48.39%的磁选精矿;磁选精矿在矿浆pH=11.5、温度为40℃,淀粉用量为900g/t,CaO用量为1 100 g/t,TD-2粗选用量为500 g/t、精选用量为200 g/t情况下进行1粗2精2扫、中矿顺序返回流程反浮选,反浮选精矿TFe品位较试验原料提高了37.03个百分点,达66.45%,TFe回收率达39.29%,主要杂质SiO₂含量由42.56%降至2.35%,达到了理想的铁回收效果。     

河南某白钨矿伴生高钙萤石综合回收新工艺研究

对河南某白钨矿伴生高钙萤石进行了综合回收试验研究。以其白钨粗精矿为研究对象,通过反浮选预先脱除碳酸钙、再综合回收萤石的新工艺流程,使得伴生萤石资源得以高效回收利用。使用水玻璃作为预精选萤石抑制剂、氧化石蜡皂作为粗选捕收剂、酸化水玻璃和ATM作为精选抑制剂,经过一预一粗七精浮选流程,得到CaF₂品位93.95%、回收率24.15%的萤石精矿。依据实验结果进行了50 t/d的半工业试验,得到萤石精矿平均品位90.52%、平均回收率21.82%。     

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。     

石英型和方解石型萤石矿浮选工艺对比试验研究

以河南地区石英型萤石矿和方解石型萤石矿为研究对象,进行一段磨矿-中矿顺序返回、二段磨矿-粗精矿再磨和二段磨矿-高品位中矿再磨等不同分选工艺的对比试验研究。结果表明,石英型萤石矿宜采用二段磨矿-高品位中矿再磨工艺,既使得粗磨条件下富连生体颗粒得到解离,又减弱了已经解离的萤石颗粒被进一步过粉碎。石英型原矿经过分选后能获得Ca F2品位为97.12%,回收率为91.10%的精矿产品。方解石型萤石矿宜采用一段磨矿、中矿顺序返回工艺,避免了方解石因再磨过粉碎后在精选过程中积累循环后恶化分选指标。方解石型原矿分选后,可获得Ca F2品位和回收率分别为97.60%和85.01%的精矿产品,其中Ca CO3品位为0.59%。     

某碳酸盐型萤石矿浮选工艺研究

针对某碳酸盐型萤石矿进行浮选工艺试验,研究表明,在中性条件下,水玻璃和稀硫酸组合使用能够有效地抑制方解石,实现了萤石和方解石高效分离,经过一次粗选、九次精选、中矿顺序返回的闭路浮选试验,获得含CaF294.44%、CaCO30.79%的萤石精矿,萤石的回收率为89.35%。     

立式搅拌磨在豫西南某微细粒晶质石墨矿中的应用

对豫西南某固定碳含量8.95%的晶质微细粒鳞片石墨矿石进行了石墨富集工艺试验研究,结果表明,矿石经粗磨粗选后得到粗精矿,粗精矿采用立式搅拌磨机5次再磨、5次精选,中矿1～3混合后扫选,扫选精矿返回粗选,扫选尾矿合并进入尾矿,中矿4～5返回精选3的工艺流程,可以获得固定碳含量94.05%、回收率95.74%的石墨精矿。     

从湖南某钨多金属矿尾矿中回收伴生萤石试验研究

对湖南某钨多金属尾矿进行了综合回收萤石的浮选试验研究.实验室试验采用一粗一扫四精浮选流程,结合萤石高效浮选药剂,获得了萤石品位96.39％、总回收率62.65％的萤石精矿;新工艺工业试验获得萤石平均品位87.62％、平均回收率59.64％的萤石精矿指标,浮钨尾矿中伴生的萤石资源得到了高效综合回收.     

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。     

内蒙古某高硫铜铅锌多金属矿浮选试验

内蒙古某高硫铜铅锌多金属矿矿石性质复杂,金属矿物之间共生密切。按探索试验确定的铜铅混合浮选-铜铅分离-抑硫浮锌流程进行了选矿工艺技术条件研究。结果表明,采用1粗4精1扫铜铅混浮、1粗1精1扫铜铅分离、1粗4精1扫抑硫选锌、中矿顺序返回闭路流程处理,可以获得优质铜精矿、铅精矿、锌精矿、硫精矿,且产品中其他杂质元素含量均较低,达到了铜、铅、锌、硫分离效果。     

云锡某尾矿重选精矿再选试验

对云锡公司某尾矿库库内含锡尾砂离心重选产物的粒度组成,锡矿物的分布特点、物相、解离等情况进行了分析,重点对试样进行了再选试验。结果表明,重选产物经强磁脱铁、沉降脱泥、2粗1精1扫正浮选、1粗1精1扫反浮选、中矿顺序返回的闭路流程处理,可获得锡品位为4.28%、回收率为46.71%的锡石精矿,以及铁品位为36.79%、回收率为77.78%的铁磁性中间产物。