某低品位石英型萤石矿选矿试验研究

内蒙古某低品位石英型萤石矿石CaF₂含量29.36%,SiO2含量为49.58%,主要有用矿物为萤石,主要脉石矿物为石英、钾长石、铝硅酸盐矿物等;萤石较易解离,磨矿细度为-0.074mm74.0%情况下已基本单体解离。为确定该矿石的浮选工艺,在条件试验、精选次数试验、开路试验基础上进行了闭路试验。结果表明,试样在磨矿细度为-0.074 mm85%情况下,以模数为2.3的水玻璃为抑制剂、工业油酸为捕收剂、碳酸钠为pH调整剂,采用1粗2扫5精、中矿顺序返回流程处理,最终可获得CaF₂品位为97.23%、回收率为87.16%、SiO₂含量为0.75%、CaCO₃含量为0.87%的精矿,较好地实现了萤石的回收。     

新型捕收剂浮选石英型低品位萤石矿试验研究

传统脂肪酸类捕收剂水溶性较差,低温条件下对萤石的捕收效果不佳。 针对贵州某石英型低品位萤石 矿,开发了新型捕收剂 LY13,通过条件试验确定适宜的药剂制度为:Na2CO3 用量 300 g / t,水玻璃用量 600 g / t,LY13 用量 600 g / t。 经“1 粗 6 精 1 扫”闭路试验流程,获得了 CaF2 品位 98. 46%、回收率为 80. 75%的萤石精矿。 研究结果 可为同类型萤石资源的开发利用提供有益参考。     

某石英型萤石矿石浮选试验研究

某石英型萤石矿石的CaF_2品位为44.38%,为高效开发利用该矿石资源,进行了选矿工艺研究。结果表明:矿石在磨矿细度为-0.074 mm占54%,油酸用量为1.5 kg/t、碳酸钠为600 g/t、水玻璃为400 g/t,浮选温度为30℃,搅拌调浆时间为7 min的情况下,采用1粗5精1扫闭路浮选流程处理,最终可获得CaF_2品位为97.15%、回收率为90.36%的优质萤石精矿。     

某低品位萤石矿浮选试验研究

对某CaF₂品位30.70%的低品位难选萤石矿进行了浮选试验研究。以碳酸钠为调整剂、Na₂SiO₃为抑制剂、CM-10为捕收剂, 采用中矿集中处理方式代替中矿依次返回方式, 得到了CaF₂品位98.03%、回收率48.73%的萤石精矿和CaF₂品位93.46%、回收率29.59%的萤石次精矿。     

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。     

某石英型萤石矿石浮选试验研究#br#

某石英型萤石矿石的CaF2品位为44.38%,为高效开发利用该矿石资源,进行了选矿工艺研究。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占54%,油酸用量为1.5 kg/t、碳酸钠为600 g/t、水玻璃为400 g/t,浮选温度为30 ℃,搅拌调浆时间为7 min的情况下,采用1粗5精1扫闭路浮选流程处理,最终可获得CaF2品位为97.15%、回收率为90.36%的优质萤石精矿。     

蒙古国某石英型萤石矿浮选试验

蒙古国某石英型萤石矿CaF2品位55. 98%,主要目的矿物萤石嵌布粒度较细,脉石矿物主要为石英和长石。为回收利用其中的萤石,进行浮选试验。结果表明,在磨矿细度-74μm 89. 4%、调整剂碳酸钠用量600 g/t、抑制剂水玻璃用量1 500 g/t、捕收剂油酸钠用量1 000 g/t、矿浆温度36℃的条件下,原矿经1粗6精1扫、中矿顺序返回闭路流程浮选,可获得CaF2品位98. 73%、回收率80. 05%的萤石精矿,杂质含量较低,达到优质萤石精矿质量标准。试验结果可为该萤石矿的合理利用提供一种可行的技术途径。     

湖南某低品位萤石矿浮选试验研究

以湖南某低品位萤石矿为研究对象,确定先混合浮选去除石英、再浮选分离萤石与重晶石的工艺流程,在混合浮选试验与分离浮选试验的基础上进行开路与闭路试验,获得CaF2品位为95.36％、CaF2回收率为82.83％的萤石精矿与CaF2含量仅为3.19％的重晶石精矿.     

石英型和方解石型萤石矿浮选工艺对比试验研究

以河南地区石英型萤石矿和方解石型萤石矿为研究对象,进行一段磨矿-中矿顺序返回、二段磨矿-粗精矿再磨和二段磨矿-高品位中矿再磨等不同分选工艺的对比试验研究。结果表明,石英型萤石矿宜采用二段磨矿-高品位中矿再磨工艺,既使得粗磨条件下富连生体颗粒得到解离,又减弱了已经解离的萤石颗粒被进一步过粉碎。石英型原矿经过分选后能获得Ca F2品位为97.12%,回收率为91.10%的精矿产品。方解石型萤石矿宜采用一段磨矿、中矿顺序返回工艺,避免了方解石因再磨过粉碎后在精选过程中积累循环后恶化分选指标。方解石型原矿分选后,可获得Ca F2品位和回收率分别为97.60%和85.01%的精矿产品,其中Ca CO3品位为0.59%。     

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%。     

豫西某石英型萤石矿浮选工艺研究

豫西某石英型萤石矿含CaF₂ 41.58%、SiO₂ 45.76%,嵌布粒度粗细不均,部分细粒萤石被石英、长石包裹,给萤石提质带来一定困难,为此开展了详细的工艺矿物学、浮选药剂制度和浮选闭路流程对比研究。结果表明,在粗磨磨矿细度为-0.074 mm含量55%、pH值调整剂碳酸钠用量2000 g/t、脉石抑制剂水玻璃用量900 g/t、组合捕收剂氧化石蜡皂+油酸钠用量200+100 g/t、再磨磨矿细度为-0.043 mm含量76.89%的条件下,采用一段粗磨、一次粗选二次扫选六次精选、高品位中矿再磨返回二段精选的浮选流程,可获得CaF₂ 97.12%、回收率91.10%的萤石精矿;组合捕收剂的使用可实现萤石的常温浮选;与萤石常规的粗精矿再磨浮选工艺相比,高品位中矿再磨浮选工艺精矿品位和回收率均有所提高。工艺矿物学研究表明,再磨位置的选择至关重要,高品位中矿再磨避免了已解离萤石的过磨,增加了富连生体的解离程度,实现了二次分配,是提高此类嵌布粒度不均萤石资源选别指标的关键。     

云南某低品位碳酸盐型萤石矿浮选试验研究

由于碳酸盐脉石与萤石的可浮性相似,使用常规捕收剂来浮选分离碳酸盐型萤石矿的效果不理想,尤其是对于CaF2含量20％左右的低品位碳酸盐型萤石矿.因此,开发高效的萤石矿浮选捕收剂及选矿工艺流程就显得尤为重要.云南某碳酸盐型低品位萤石矿CaF2含量仅为22.38％,通过化学分析和扫描电镜分析查明,方解石含量高达56.46％,...     

某难选石英型萤石矿浮选提纯工艺试验研究

河北承德某萤石矿,主要有价矿物萤石、含量为30.27%,脉石矿物为石英,含量43.12%,其次是正长石、赤铁矿、泥化的高岭石、绢云母和磷灰石等矿物,矿石中萤石与石英及其它矿物赋存关系复杂,存在极细的石英与萤石相互包裹现象,萤石嵌布粒度极细且不均匀,并存在部分氧化的特点。矿山原来的工艺流程已与目前矿石性质不相适应,已严重影响矿山的生产经营和持续发展。开展对矿石及萤石精矿工艺矿物学研究,重点对捕收剂和抑制剂进行选择,最终采用阶段磨矿,再磨再选,精矿5次精选的浮选流程,最终可实现含CaF2品位为97.32%、SiO2含量为1.46%、回收率为64.76％的精矿产品,实现了酸级精矿粉的生产,为该选厂提供了技术支持,实现了萤石资源经济效益的最大化。     

改性油酸对某石英型萤石矿的浮选试验研究

针对油酸类捕收剂在萤石浮选作业中选择性差、不耐低温、溶解性差等缺点,对油酸进行了硫酸化改性研究。结果表明,在以石英为主要脉石矿物的萤石矿浮选中,在酸化比例(浓硫酸与油酸摩尔比)为0.2、酸化温度为50℃、酸化时间为2 h时,萤石浮选效果最好。在常温25℃下,采用1粗5精全闭路流程,可得到CaF_2品位为97.17%,回收率为88.87%,SiO_2含量为0.89%的高品级萤石精矿。红外光谱研究表明,在最佳酸化条件下得到的改性油酸,除具有不饱和双键和羧酸基团,还具有-S=O基团,对萤石的捕收能力增强,而对石英没有捕收性能。     

湖南某低品位萤石矿浮选工艺研究

湖南某萤石矿含CaF2为10.65%,属于低贫萤石矿,试验采用预先脱硫—浮选萤石工艺,在弱酸性介质精选的工艺制度下,通过一次粗选八次精选二次扫选,获得了CaF2品位为97.80%、回收率为49.25%的萤石精矿产品,萤石浮选尾矿采用重选综合回收白钨矿,重选白钨精矿含WO367.97%,回收率53.42%。     

新疆某低品位萤石矿浮选实验研究

这是一篇矿物加工工程领域的论文。新疆某低品位萤石矿主要由萤石（28.85%）、方解石（43.26%）、石英（12.01%）和长石（10.28%）四种矿物组成。通过详细的选矿实验研究,在磨矿细度为-0.074 mm 65%时,以酸化水玻璃和改性碳水化合物EM-318为方解石抑制剂,植物基脂肪酸皂EM-OL3为萤石捕收剂,采用“两次粗选一次扫选八次精选”的工艺流程,浮选闭路实验获得了CaF₂品位97.59%,CaF₂回收率90.98%的萤石精矿。该实验研究表明,改性碳水化合物EM-318为方解石抑制剂,与植物基脂肪酸皂EM-OL3为萤石捕收剂配合使用,能够高效地实现萤石与方解石的分离。     

重庆某方解石型低品位萤石矿选矿技术研究

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。     

贵州某中低品位萤石矿浮选试验研究

贵州某石英型萤石矿中萤石品位为20.03%,二氧化硅品位高达53.77%,黄铁矿含量为2.75%。为了有效地开发利用该类型的矿石资源,有效提高选矿指标,对其进行了工艺矿物学及选矿试验研究。结果表明：矿石合适的磨矿细度-200目含量为76%,丁基黄药用量为300 g/t,水玻璃用量为4 000 g/t,油酸用量为400 g/t;采用1次粗选作业浮选硫化矿,浮选的硫化矿尾矿进行1次粗选作业、6次精选作业、1次扫选作业的闭路流程进行萤石浮选,最终获得精矿品位为93.56%、回收率为88.88%的萤石精矿,为该战略资源的开发提供了参考依据。     

石油磺酸钠低温浮选石英型萤石的试验研究

针对含CaF₂ 47.48%、SiO₂ 39.70%的石英型萤石矿,采用常规萤石浮选捕收剂油酸钠在低温度的矿浆环境下较难获得良好的选别指标,为了改善该萤石矿在低温下的浮选效果,采用耐低温性好的石油磺酸钠捕收剂(PSK-13)进行浮选试验研究。结果表明,以碳酸钠作调整剂、水玻璃作抑制剂、PSK-13作捕收剂,采用1次粗选6次精选,中矿顺序返回的闭路浮选流程,可在矿浆温度为5℃时获得CaF₂品位98.57%、回收率为75.02%的FC-98级别的萤石精矿,为该矿在低温下的浮选提供了技术参考。吸附量测试表明,在5～30℃间,PSK-13在萤石表面的吸附量变化不大,且均大于油酸钠的吸附量,因此具有良好的低温捕收性能。     

某低品位白钨矿浮选试验研究

为提高矽卡岩型白钨矿浮选粗精矿品位,降低后续加温精选成本,开展了低品位钨矿抑制剂研究。采用自主研制的WT-1有机抑制剂,通过两次粗选,粗精矿合并,可获得WO_3品位为4.04%,回收率为84.21%的白钨粗精矿。红外光谱分析结果表明WT-1分别在萤石和方解石表面上发生了化学吸附,未在白钨矿表面发生化学吸附。在保持粗精矿回收率不变的前提下,白钨粗精矿WO_3品位提高了1倍左右,精选加温成本可减少将近一半。