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相似文献
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1.
四川某萤石重晶石共生矿中含CaF_2 28.23%,含BaSO_4 54.11%,萤石与重晶石具有一定的回收价值。针对矿样组成特性,在磨矿细度-0.074mm为83%左右的条件下,采用碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、油酸钠为捕收剂进行萤石与重晶石混合浮选,混合精选采用氟化钠与水玻璃为抑制剂,油酸钠为捕收剂,进行萤石-重晶石分离回收萤石,并将分离后的尾矿采用CLFN为抑制剂,十二烷基硫酸钠为捕收剂进行重晶石的回收,通过浮选闭路试验最终得到了CaF_2品位为96.91%、回收率为85.69%的萤石精矿,BaSO_4品位为92.16%、回收率79.23%的重晶石精矿,较好地实现了对萤石与重晶石的回收。  相似文献   

2.
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。  相似文献   

3.
湖南某铅锌尾矿中萤石的选矿回收试验   总被引:1,自引:0,他引:1  
湖南某铅锌尾矿中主要矿物为可浮性相近的萤石和重晶石。为回收该尾矿中的萤石,以水玻璃、硫酸铝和栲胶为重晶石及其他脉石矿物的抑制剂,以油酸钠为萤石的捕收剂,通过1次粗选、1次扫选、4次精选闭路浮选,实现了萤石和重晶石的有效分离,获得了CaF2品位为95.06%、CaF2回收率达96.58%的萤石精矿。  相似文献   

4.
四川某稀土尾矿中含萤石27.58%,重晶石45.25%,氟碳铈矿1.25%,由于长期堆存,其综合回收利用难度大。试验通过磨矿—萤石浮选—萤石精矿磁选分离稀土—萤石尾矿重选回收重晶石的选矿流程,可综合回收利用萤石、重晶石及稀土矿物。试验结果表明,以YS-1#为萤石捕收剂,EM326为重晶石抑制剂,通过一次粗选、一次扫选、六次精选的浮选流程,可获得萤石精矿品位大于95%的指标,对浮选萤石精矿进一步强磁分离稀土矿物,可获得萤石精矿CaF2品位97.63%、回收率73.57%、稀土精矿REO品位38.57%、回收率45.27%的指标;萤石浮选尾矿通过分级—重选流程可获得重晶石精矿BaSO4品位90.35%,BaSO4回收率75.48%的指标。  相似文献   

5.
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。  相似文献   

6.
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%。  相似文献   

7.
柿竹园白钨浮选尾矿综合回收萤石试验研究   总被引:2,自引:2,他引:0  
柿竹园白钨浮选采用733-烧碱法,矿浆pH值在12以上,不利于后续的萤石综合回收。本研究针对柿竹园白钨浮选尾矿,采用硫酸为活化剂、水玻璃为抑制剂、733为捕收剂,进行了综合回收萤石的试验研究,最后采用一次粗选、两次扫选和五次精选工艺流程,可获得萤石精矿品位94.31%、回收率70.06%的试验指标。  相似文献   

8.
福建某铅锌尾矿中CaF_2含量为28.36%,为有效回收该尾矿中的萤石,对其进行选矿试验研究。通过采用一次粗选、三次精选、一次扫选的闭路浮选回收方案能够有效回收该铅锌尾矿中的萤石,萤石精矿品位达到95.11%、回收率达到90.75%。  相似文献   

9.
某萤石重晶石混合精矿浮选分离药剂筛选   总被引:2,自引:0,他引:2  
以湖南某铅锌尾矿中综合回收的萤石重晶石混合精矿为研究对象,采用抑制重晶石浮选萤石工艺对抑制剂和捕收剂的种类和用量进行了优选,并根据条件试验结果进行了闭路试验。结果表明,YZ-4为重晶石的高效抑制剂,油酸钠为萤石的高效捕收剂,采用1粗4精1扫、精选中矿顺序返回流程处理该混合精矿,获得了CaF2品位为96.81%、回收率为92.44%的萤石精矿,BaSO4品位为91.36%、回收率为86.75%、密度为4.25 g/cm3的重晶石精矿,实现了萤石与重晶石的高效分离。  相似文献   

10.
湖南某重晶石矿与石英、萤石和铅锌矿等伴生,为综合开发利用该矿产资源,对其进行选矿试验研究。矿石中含0.98%的铅锌矿,具有一定回收价值,试验采用硫酸铜、乙基钠黄药优先回收铅锌混合粗精矿,浮选铅锌尾矿则采用水玻璃作石英等脉石矿物抑制剂,十二烷基硫酸钠为捕收剂浮出重晶石精矿。通过混浮铅锌、一粗、一扫和五精重晶石浮选闭路流程,获得了铅锌品位35.49%、产率2.54%的铅锌混合粗精矿,BaSO_4品位92.15%、BaSO_4回收率94.33%、比重4.3g/cm~3的重晶石精矿,以及BaSO_4品位仅5.07%的重晶石尾矿,实现了重晶石、铅锌矿与石英等脉石矿物的有效分离。铅锌混合粗精矿可进一步浮选获得合格的铅精矿与锌精矿。  相似文献   

11.
某黑白钨浮选尾矿含CaF225.12%,采用预先磁选-萤石浮选的工艺流程,以Na2CO3为调整剂,水玻璃为抑制剂,BK410为捕收剂,进行1次粗选、6次精选、2次扫选的闭路浮选,进行萤石的回收试验研究,最终可获得含 CaF297.15%,回收率69.89%的精矿产品,较好地对萤石进行了回收。  相似文献   

12.
钱有军  高莉 《现代矿业》2018,34(9):20-22
某钨多金属矿尾矿中伴生萤石含量为25.07%,为了有效回收该萤石资源,实现资源的综合利用,对其进行了选矿试验研究。研究结果表明:以油酸钠作捕收剂,酸化水玻璃+六偏磷酸钠作为抑制剂,采用1次粗选、1次扫选、粗精矿再磨后7次精选,中矿1、中矿2返回扫选,其余中矿顺序返回的闭路流程,可获得CaF2品位为94.89%、SiO2含量为1.55%、CaCO3含量为0.34%、CaF2回收率为68.12%的萤石精矿,达到了综合回收萤石资源的目的,经济效益显著。  相似文献   

13.
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。  相似文献   

14.
河南省某石英-重晶石型萤石矿,萤石嵌布粒度粗细不均,粗粒多与石英、重晶石紧密共生,部分细粒被石英、长石包裹,为了合理开发利用该萤石矿,以脱硅、除重晶石为重点,对其进行了选矿试验研究。结果表明:以KDP为重晶石抑制剂,采用"弱碱性条件粗选脱硅—弱酸性条件精选除重晶石"的方法和"两段磨矿—两段粗选—一次扫选—七次精选,中矿顺序返回"的选别工艺流程,可获得产率为35.92%、CaF_2品位为97.78%、CaF_2回收率为79.08%的萤石精矿,其中BaSO_4含量为0.38%,SiO_2含量为0.60%。"两段磨矿—两段粗选"闭路与常规闭路(一段磨矿、一段粗选)相比,能够在萤石回收率基本不变的情况下,得到更高品级的萤石精矿。  相似文献   

15.
白云鄂博铁矿是世界上罕见的大型多金属矿床,多年来只作为铁矿和稀土矿进行开发,选别流程中稀土回收率较低,造成大量稀土资源和矿体中蕴含的萤石资源随着选铁尾矿排入到尾矿库中。为综合回收稀土和萤石资源,以白云鄂博某选厂选铁尾矿为研究对象,开展综合回收稀土和萤石的研究,采用的工艺流程为稀土浮选—萤石预选—萤石精选—强磁选。稀土浮选以水玻璃为抑制剂、SR为捕收剂、2#油为起泡剂,萤石预选以水玻璃为抑制剂、SF为捕收剂,萤石精选以酸性水玻璃为调整剂、SY为抑制剂、油酸钠为捕收剂,最终获得了REO品位50.54%、REO回收率92.32%的稀土精矿和CaF2品位95.51%、回收率50.98%的萤石精矿。   相似文献   

16.
某铅锌尾矿中复杂难选伴生萤石选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
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。  相似文献   

17.
对某萤石浮选尾矿中的锂进行了综合回收利用试验研究。对该矿样进行重选脱泥后,以十二胺为捕收剂、六偏磷酸钠为抑制剂进行浮选,经一次粗选、二次精选和二次扫选,可获得Li2O品位3.89%、回收率56.69%(作业回收率67.89%)的锂精矿。  相似文献   

18.
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。  相似文献   

19.
从某钨矿尾矿中磁化浮选萤石试验   总被引:1,自引:1,他引:0  
为了提高湖南某矽卡岩型钨矿尾矿中萤石回收质量,在浮选回收萤石精矿时采用水系磁处理浮选工艺与常规浮选工艺相比较,试验研究结果表明,在不改变常规浮选工艺流程的条件下,采用强磁对浮选用水进行磁化处理后,可以提高浮选捕收剂、抑制剂对矿物的作用效果,提高萤石的精矿质量和回收率;同时可以减少浮选中捕收剂和抑制剂的药剂用量。试样在水系磁处理条件下,进行了一次粗选、五次精选、二次扫选闭路流程,最终获得品位97.31%、回收率94.53%的萤石精矿,并且萤石精矿中SiO_2含量为0.68%,CaCO_3含量为0.81%,属于FC-97A合格萤石精矿产品。  相似文献   

20.
内蒙古某多金属矿尾矿含CaF216.67%、SiO2 32.84%、CaCO3 8.52%,属于典型的高硅高碳酸钙难处理萤石矿。本研究针对该尾矿,采用碳酸钠为活化剂、水玻璃为抑制剂、BK410为捕收剂,进行了萤石综合回收的试验研究。最后采用一次粗选、一次扫选和十次精选——中矿单独处理工艺流程,可以获得含CaF2 95.10%、回收率46.97%的高品位萤石精矿Ⅰ和含CaF2 85.35%,回收率10.12%的萤石精矿Ⅱ。  相似文献   

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