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《非金属矿》2021,(3)
以云南某高硅碳酸盐型萤石矿为对象,通过纯矿物和实际矿石浮选试验,对比研究新型碳酸盐抑制剂CY-101和酸性水玻璃对萤石浮选提纯的影响。纯矿物浮选试验结果表明,酸性水玻璃和CY-101均具有抑制方解石的作用,CY-101在中性条件下能够有效实现萤石与方解石的浮选分离。实际矿石浮选试验表明,以油酸钠作为捕收剂,粗选使用水玻璃抑制石英等硅酸盐矿物,精选使用CY-101抑制方解石,采用"1次粗选,5次精选,中矿分段返回"的闭路浮选试验流程,获得CaF_2品位为97.33%,回收率为86.38%的萤石精矿。与酸性水玻璃相比,新型碳酸盐抑制剂CY-101具有流程短、用量低的优势,有良好的工业应用前景。 相似文献
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《矿业研究与开发》2014,(4)
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。 相似文献
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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。 相似文献
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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。 相似文献
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重庆某萤石-重晶石矿BaSO4和CaF2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
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通过萤石和石英的纯矿物浮选试验、二者质量比为1∶1的人工混合矿浮选试验、表面电位分析和药剂吸附量测定,系统地研究了油酸钠浮选体系中微细粒石英对萤石浮选效果的影响。结果表明,在pH=6时,石英颗粒表面荷负电,萤石颗粒表面荷正电,二者易发生异相凝聚,降低油酸钠在萤石颗粒表面的吸附,造成浮选指标下降;氟硅酸钠能够有效抑制石英;六偏磷酸钠通过调节矿物表面电位,可改善萤石-石英体系分散程度,提高浮选指标。萤石与石英的人工混合矿矿浆在六偏磷酸钠、氟硅酸钠和油酸钠浓度分别为3×10~(-5)、2×10~(-5)和6×10~(-5)mol/L时,浮选精矿萤石品位达97.10%、回收率为60.80%。 相似文献
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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
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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。 相似文献
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《非金属矿》2020,(3)
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。 相似文献
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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。 相似文献
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新疆某白钨矿石中的有价元素为钨,钨主要以白钨矿的形式存在,主要脉石矿物为石英及萤石等含钙脉石矿物。为了确定该矿石的合理选矿工艺,分别就磨矿细度、常温浮选药剂用量、加温浮选药剂用量及选别工艺流程进行了试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占68.01%的情况下,以Na_2CO_3为pH调整剂,Na_2SiO_3为抑制剂,ZL为捕收剂,采用1粗2精1扫流程进行常温浮选;以Na_2CO_3和NaOH为pH调整剂,以Na_2S和Na_2SiO_3为抑制剂,ZL为捕收剂,在90~95℃保温50 min的情况下采用1粗2精1扫流程进行加温浮选,最终获得了WO_3品位为68.58%、WO_3回收率为84.59%的白钨精矿。 相似文献
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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
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《非金属矿》2020,(4)
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
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<正> 我矿香花卜矿床是一个萤石交代岩型白钨、铅、锌矿床,萤石品位高达15~39%。为了充分利用资源,我们研究了从白钨浮选尾矿中综合回收萤石的方法。试验表明,能够得到回收率49.01%的萤石精矿,其品位高达97.28%,杂质含量也符合外贸要求。该项研究成果将用于生产。(一)原矿及浮选尾矿性质矿石中主要金属矿物有白钨矿、方铅矿、闪锌矿等。脉石矿物主要是萤石、方解石、石英、白云石、绿泥石、云母类矿物等。萤石呈他形晶,均匀或不均匀地浸染在石英、方解石、绢云母等矿物集合体内部,其包裹体呈不规则细脉穿插在矿石或岩石中,有的被绢云 相似文献
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研究了起泡剂MIBC、BK201、松醇油及2-乙基己醇对石英及黄铁矿单矿物浮选行为的影响, 并进行了实际矿石浮选试验。单矿物试验结果表明: 石英通过泡沫夹带进入浮选精矿, 而黄铁矿通过疏水上浮和泡沫夹带的双重作用进入浮选精矿。不同起泡剂作用下, 精矿中泡沫水回收率越高, 石英和黄铁矿的浮选回收率越高, 不同起泡剂对石英和黄铁矿具有不同的夹带效果, 使石英和黄铁矿浮选回收率最高的起泡剂分别为BK201和MIBC。实际矿石浮选试验表明: 浮选产率、精矿品位及回收率与泡沫水回收率密切相关, 泡沫水回收率增大, 精矿产率增大, 而品位降低。选择合适的起泡剂能够增加硫化矿物的回收率并降低石英的回收率, 获得较好的浮选分离效果。 相似文献