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为了优化选矿工艺,提高选矿指标,针对内蒙古某地区的萤石矿进行了选矿试验研究。确定了合适的药剂制度及选矿原则流程,其中使用了一种改性酸性水玻璃HSiO作为抑制剂,通过"一粗一扫七精"的单一浮选流程,得到萤石品位97.24%、产率22.47%、回收率81.57%的萤石精矿,以及萤石品位6.37%、回收率18.43%、产率77.53%的萤石尾矿。浮选条件试验可以得出如下结论:1随着磨矿细度的增加,萤石精矿的品位不断升高,但是其回收率不断降低;2随着酸性水玻璃用量的不断增加,萤石精矿的品位也是不断升高,回收率是不断降低;3随着捕收剂油酸钠用量的不断增加,萤石精矿的品位不断降低,回收率不断升高。 相似文献
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《矿业研究与开发》2020,(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
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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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河南某难选萤石矿选别工艺研究 总被引:4,自引:0,他引:4
为了合理开发利用该难选萤石矿,根据该萤石矿的工艺矿物学特点,通过采用阶段磨矿、混合用药的选别工艺试验研究,较好地实现了萤石与石英的分离.闭路试验表明,当原矿品位为CaF243.11%,SiO245.24%时,可获得含CaF298.07%、回收率75.84%.台SiO2 0.77%、回收率0.57%的精矿指标. 相似文献
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萤石型稀土矿浮选通常是采用抑制剂抑制萤石及其他脉石矿物、羟肟酸类捕收剂优先浮选稀土矿物,浮选得到的稀土精矿经磁选提纯得到最终稀土精矿,然后从稀土浮选尾矿中回收萤石的选矿工艺流程,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,且在优先浮选稀土矿物时萤石受到强烈抑制,不利于再次浮选回收。因此,针对某复杂难选萤石型稀土矿,其中主要有用矿物为稀土和萤石,REO品位为1.526%、CaF2品位16.128%,矿样中REO总含量的80.24%、13.28%和5.82%分别分布于氟碳铈矿、氟碳钙铈矿和褐帘石中,通过采用无毒药剂,研发稀土萤石同步浮选—稀土萤石混合精矿分离工艺技术,采用具体的选矿方案:矿样磨矿—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,最终闭路试验获得REO品位为53.81%、REO回收率为52.56%的稀土精矿和CaF2品位为92.03%、CaF2回收率为67.77%的萤石精矿,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... 相似文献
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湖南某选厂生产的萤石精矿CaF2品位低、杂质含量高,产品附加值低,采用研发的低品位萤石精矿深度提质降杂制备酸级萤石新技术,当给矿CaF2品位80.68%、CaCO3含量6.51%、SiO2含量5.77%时,全流程闭路试验可获得产率69.76%、CaF2品位98.37%、CaCO3含量0.36%、SiO2含量0.59%、萤石回收率85.13%的高度萤石精矿以及产率7.56%、CaF2品位76.42%、CaCO3含量14.91%、SiO2含量5.65%、萤石回收率7.17%的低度萤石精矿,萤石总回收率达92.30%。获得的高度萤石精矿及低度萤石精矿分别达到了国家酸级萤石质量标准和冶金级萤石质量标准,实现了萤石资源最大限度的高附加值开发利用。 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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针对河北某难选萤石矿有用矿物嵌布粒度粗细不均且含有大量碳酸钙的情况,对该萤石矿进行了分选试验研究。在对该矿的赋存状态、主要矿物组成及化学成分分析的基础上,根据矿物特点进行了一系列的条件试验。试验研究表明:在磨矿细度为-0.074 mm 70%、GS-25用量为2 000 g/t、Na_2CO_3用量为1 500 g/t、油酸钠用量为500 g/t的试验条件下,采用1粗7精1扫的工艺流程,获得了萤石品位为97.24%、产率为22.47%、回收率为81.57%的符合产品指标要求的萤石精矿;同时得出,用酸性水玻璃作为该萤石矿的抑制剂可得到满意的试验指标。 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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一种新型捕收剂在印度某难选萤石矿浮选中的应用 总被引:1,自引:0,他引:1
张行荣 《有色金属(选矿部分)》2016,(1):83-87
通过对混合脂肪酸进行皂化,然后与表面活性剂复配混合,再加入少量助剂混合得到一种新型萤石捕收剂,其中含有羧基、羟基等活性基团。将其应用于印度某难选萤石矿的浮选,并研究了表面活性剂及助剂用量对浮选指标的影响。研究结果表明,该捕收剂适合萤石矿浮选。开路试验表明,经过10次精选,可得到Ca F2品位为95.6%、回收率为37.1%的良好选矿指标;闭路试验可得到品位为91.1%,回收率为77.2%的萤石精矿。 相似文献