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萤石型稀土矿浮选通常采用抑制剂抑制萤石及其它脉石矿物,羟肟酸类捕收剂优先浮选稀土矿物,浮选得到的稀土精矿再磁选提纯得到最终稀土精矿,再从稀土浮选尾矿中回收萤石工艺流程,该工艺和药剂虽然高效回收了萤石型稀土矿中的稀土矿物,但肟类捕收剂有一定毒性,且在优先浮选稀土作业萤石有用矿物的可浮性被强烈抑制,不利于萤石的再次浮选回收。因此,本文采用无毒药剂及稀土萤石同步浮选-稀土萤石混合精矿分离工艺技术,针对复杂难选萤石型稀土矿进行选矿试验研究,选矿原则工艺流程为:原矿磨矿-浮硫除杂-浮硫尾矿稀土萤石同步浮选-稀土萤石混合精矿浮磁分离。由于稀土萤石混合精矿分离浮选作业消除了稀土萤石混合精矿中不同矿物颗粒与捕收剂作用后形成无选择性杂凝聚团对磁选作业的不利影响,明显提高稀土精矿指标。对REO品位1.51%,CaF2品位16.13%的萤石型稀土矿原矿,磨矿细度-0.074 mm 含量占85%,采用预先浮硫,浮硫尾矿一次稀土萤石同步浮选粗选、六次稀土萤石同步浮选精选、稀土萤石混合精矿四次浮选分离和两次磁选分离工艺流程,闭路试验获得稀土精矿REO品位53.81%,REO回收率52.56%,萤石精矿CaF2品位92.03%,CaF2回收率67.77%,实现了萤石型稀土矿中稀土和萤石的绿色同步回收,也为稀土萤石混合精矿的分离提纯提供了一种可借鉴的方法。 相似文献
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四川某萤石与稀土的混合中矿里稀土氧化物(REO)含量为5.85%、萤石含量为85.69%,并有少量的石英、方解石等脉石矿物。为实现两种有用矿物的有效分离以及综合回收,基于两种矿物的性质差异,采用稀土磁选—萤石浮选的选矿工艺,给矿经过“一次粗选一次精选一次扫选”的磁选流程,可获得REO含量为66.32%、稀土回收率为80.01%的稀土精矿,稀土磁选尾矿在调整剂碳酸钠用量为200 g/t、组合抑制剂改性水玻璃+腐殖酸钠用量为300+100 g/t、改性脂肪酸类捕收剂YK-6用量为400 g/t的条件下,经过一次浮选作业可获得CaF2含量为98.29%、CaF2回收率为91.69%的萤石精矿,各项指标均良好。 相似文献
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西南某稀土尾矿中含CaF2 15.33%,含BaSO4 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CaF2品位96.83%、回收率89.36%的萤石精矿,获得BaSO4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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江西香炉山钨尾矿含氟化钙7.10%、碳酸钙8.00%,属萤石含量低而方解石含量高的尾矿,尾矿中萤石的经济价值不高,当前售价约在2 000元/t以内,但为了提高矿产资源综合回收利用率和尽量延长尾矿库使用寿命,开展了钨尾萤石的综合回收技术研究。采用预处理—萤石浮选—酸浸工艺,获得产率为3.88%,Ca F291.88%,回收率为50.26%的萤石精矿,说明香炉山钨尾中的萤石可得到有效回收。本文对萤石综合回收工艺及条件试验进行了论述,并根据尾矿的矿物学特征,对影响萤石回收指标的因素进行了分析,对三氧化钨在萤石分离工艺中的走向进行了查定。 相似文献
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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
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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
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针对湖南某复杂高碳酸钙型伴生萤石回收存在精矿指标差等问题,开发出萤石高效回收新工艺。采用新工艺,实验室闭路试验获得产率9.96%、CaF2品位94.21%、回收率56.22%的萤石精矿指标;工业试验获得产率8.53%、CaF2品位93.89%、回收率48.07%的萤石精矿指标,与原工艺生产指标相比,精矿品位提高13.39%,萤石回收率提高27.39%,极大提升了企业的经济效益,实现了高碳酸钙型伴生萤石资源的高效回收。 相似文献
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包钢稀土尾矿中的稀土矿物有较高的再回收价值。对-74 μm粒级产率为77.73%、REO品位为5.97%、主要稀土矿物氟碳铈矿和独居石含量分别达4.10%和3.80%的包钢稀土尾矿试样进行了浮选再选试验。结果表明,在磨矿细度为-74 μm占95%,粗选矿浆浓度为40%,矿浆温度为30 ℃,粗选NaOH用量为3 000 g/t,水玻璃用量为2 000 g/t,H205+LD用量为400+300 g/t情况下,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回流程处理试样,获得了REO品位为45.08%、REO回收率为75.27%的稀土精矿。 相似文献
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对改进选厂生产流程和药剂制度两个方面进行了试验研究,试验结果选择了粗磨粗选-再磨精选代替现厂的一段磨矿流程,同时改进了药剂制度,其技术指标和经济指标均明显优于现厂。 相似文献
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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
李纪 《有色金属(选矿部分)》2012,(1):33-35
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
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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
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为了综合回收湖南郴州某高钙矿石资源中的钨和萤石,针对矿石中钨、萤石、碳酸钙三者都是含钙矿物可浮性相似的问题,进行了原矿化学分析和工艺矿物学研究.根据化学分析及工艺矿物学研究结果且进行了选矿工艺试验研究,采用钨、萤石等可浮—钨、萤石加温分离—萤石浮选的工艺流程,获得的钨粗精矿WO3含量为2.11%,CaF2含量为78.4... 相似文献
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