某稀土矿尾矿综合回收萤石和重晶石试验研究

西南某稀土尾矿中含CaF_2 15.33%,含BaSO_4 13.27%,属于伴生低品位萤石-重晶石矿产资源,具有一定的回收价值。针对试样组成性质,在磨矿细度-0.074 mm为72.61%,采用碳酸钠为p H调整剂、水玻璃为抑制剂、油酸钠为捕收剂,进行"1次粗选、2次精选、2次扫选"的萤石-重晶石混合浮选流程,得到萤石与重晶石混合精矿,混合精选采用水玻璃为分散剂,苛性淀粉为重晶石抑制剂,油酸钠为捕收剂浮选萤石,经"1次粗选、2次扫选、6次精选"的浮选闭路试验流程,最终得到了CaF_2品位96.83%、回收率89.36%的萤石精矿,获得BaSO_4品位91.22%,回收率70.31%的重晶石精矿,较好地实现了该尾矿中萤石与重晶石的综合回收。     

萤石重晶石共生矿综合利用技术研究

以渝东南某低品位萤石重晶石共生矿为研究对象,在物质组成和工艺矿物学研究的基础上,采用"混合浮选-优选萤石-再选重晶石"的全浮选工艺流程,获得了满意的技术指标:萤石精矿CaF2品位97.84%,回收率84.83%;重晶石精矿BaSO4品位92.68%,回收率80.67%。     

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。     

提高某重晶石—萤石矿综合选矿指标工艺试验研究

贵州地区的重晶石矿多与萤石矿伴生,脉石矿物以方解石为主。本试验研究针对该矿石特殊的选矿特性,采用重选—浮选—重选联合工艺流程,重选分粒级入选,获得了重晶石精矿Ba SO4品位97.83%、回收率92.34%;萤石精矿Ca F2品位97.66%、回收率81.65%的选矿指标。采用斜板盒浓密机对细粒级尾矿进行浓缩回水处理,不但可以解决选厂的用水问题,也可同时实现尾矿的高浓度排放。     

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。     

某高钙石英型萤石矿浮选试验研究

国内某高钙石英型萤石矿中CaF_2品位为38.22%,含钙脉石矿物含量较高,分离困难。通过对浮选药剂制度优化,提高浮选效率,降低选矿成本。确定以碳酸钠作为pH值调整剂,水玻璃作为石英的抑制剂,单宁(S-217)和六偏磷酸钠作为方解石的抑制剂,YN-12作为萤石的复合捕收剂,采用"1粗6精"的选别流程,最终获得精矿CaF_2品位97.21%,回收率69.04%,SiO_2品位1.02%,CaCO_3品位0.24%。     

四川某稀土尾矿综合回收利用的选矿试验研究

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。     

某低品位萤石尾砂再选试验研究

采用实验室自配的新型脂肪酸类捕收剂对某萤石尾砂(CaF_2品位14.84%)进行浮选试验,改变以往抛弃尾砂直接产出高品质萤石精矿的旧思路,将尾砂再选后的精矿返回选厂原流程精选阶段,再次精选后产出最终高品质萤石精矿。在各单一条件试验的基础上,最终确定了1粗2精2扫的浮选闭路试验流程,取得了萤石精矿CaF_2品位85.16%,回收率80.80%的选矿指标,使其达到原选厂流程精选阶段入选指标要求,为该类型的萤石尾砂再选提供了借鉴。     

四川某萤石-重晶石共生矿浮选试验研究

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。     

重晶石-石英-萤石伴生矿选矿试验研究

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。     

高钙镁型萤石的浮选试验研究

某萤石矿方解石和白云石含量高,分选较难。通过工艺和药剂条件试验,确定以水玻璃为石英抑制剂,单宁为方解石和白云石抑制剂,新型捕收剂MG-2为萤石捕收剂,采用"1粗1扫6精"的工艺流程,最终获得精矿CaF2品位97.25%、SiO20.86%、CaCO30.94%、回收率70.85%的良好指标。     

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。     

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%.     

河南省某石英-重晶石型萤石矿选矿试验研究

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。     

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。     

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。     

稀土尾矿中萤石、重晶石浮选分离研究

针对某稀土选矿尾矿中萤石与重晶石品位较低、单体解离度较好的特征,通过试验研究,确定了萤石、重晶石混合浮选—萤石、重晶石浮选分离—重晶石粗精矿反浮选的浮选工艺流程对其中的萤石、重晶石进行回收。中国地质科学院矿产综合利用研究所自行研制的浮选药剂EMLB-1与EMLY-1在本研究中得到了很好的应用,其中EMLB-1可有效的对萤石、重晶石进行捕收,EMLY-1在萤石、重晶石浮选分离中对重晶石抑制效果明显;试验在重晶石粗精矿反浮选中,在抑制重晶石的前提下,采用NaF选择性的活化脉石矿物,大大的增强了反浮选的效果。最终试验获得了CaF2品位97.33%、含BaSO40.03%、回收率74.40%的萤石精矿和BaSO4品位90.42%、含CaF22.65%、回收率90.12%的重晶石精矿,使得该尾矿中的萤石与重晶石得到了有效的分离。     

某低品位单一石英型萤石矿的可选性试验研究

某单一石英型萤石矿含Ca F2 21.55%,Si O2 61.78%,属于低品位萤石矿。在工艺矿物学研究基础上,以常规药剂碳酸钠作调整剂、水玻璃作抑制剂,BK-410作捕收剂,采用"1粗6精2扫"的浮选工艺流程,小型闭路试验获得萤石精矿Ca F2品位95.37%,回收率为85.82%的FC-95级别的萤石产品,较好地回收了萤石矿物。     

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。     

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%。