某钨多金属矿伴生萤石浮选试验研究

某钨多金属矿伴生有萤石资源,其钨浮选尾矿含19.66%CaF₂、45.01%SiO₂、2.99%CaCO₃,具备综合回收利用价值。针对该含萤石尾矿,开展了工艺矿物学研究及浮选试验研究,采用AP作为萤石浮选捕收剂,GA作精选抑制剂,经1次粗选7次精选的浮选闭路试验,得到萤石精矿Ca F₂品位为95.60%,Ca F₂回收率为67.74%,较好地实现了该伴生萤石资源的综合回收。     

从湖南某钨多金属矿尾矿中回收伴生萤石试验研究

对湖南某钨多金属尾矿进行了综合回收萤石的浮选试验研究.实验室试验采用一粗一扫四精浮选流程,结合萤石高效浮选药剂,获得了萤石品位96.39％、总回收率62.65％的萤石精矿;新工艺工业试验获得萤石平均品位87.62％、平均回收率59.64％的萤石精矿指标,浮钨尾矿中伴生的萤石资源得到了高效综合回收.     

内蒙古某多金属矿尾矿回收萤石实验研究

内蒙古某多金属矿浮选尾矿中含有萤石资源,由于受前期钨锡浮选药剂和矿石嵌布特性的影响,萤石浮选精矿品位最高为92%,回收率30%左右,尾矿中萤石资源未能有效回收。本研究通过预先磁选抛废提高萤石入选品位,采用有机抑制剂HG-1代替酸化水玻璃,在原料CaF₂品位17.65%的条件下,获得CaF₂品位97.26%,回收率63.15%的高品质萤石精矿,实现了该尾矿中萤石资源的综合回收。      

从黄沙坪低品位钼铋钨浮选尾矿中浮选回收萤石的试验研究

对黄沙坪低品位钼、铋、钨浮选尾矿进行了浮选回收萤石的试验研究。采用一粗二扫浮选回收、萤石粗精矿再磨、精选中矿1和精选中矿2再选、其余中矿顺序返回精选、精矿经强磁选获得最终萤石精矿的工艺流程,可得到CaF2品位为97.36%、回收率为57.23%的萤石精矿。     

从多金属矿中综合回收钨锡选矿新工艺研究

某钨多金属矿中伴生的锡矿物品位低于0.15%难以有效回收,经磁浮选别后,硫化矿的浮选尾矿中WO3品位为0.45%和Sn品位为0.11%.对硫化矿浮选尾矿进行钨锡混合浮选,钨锡混合浮选精矿经重选富集,在Na2CO3为调整剂、YD为抑制剂、Pb(NO3)为活化剂、WB与WP为组合捕收剂的条件下,小型试验最终得到:品位62.24%的WO3和品位5.38%的Sn,钨回收率62.20%、锡回收率24.03%的钨锡混合精矿;WO3品位为35.11%、钨回收率为10.92%的钨精矿,总钨回收率为73.12%,达到了回收钨矿物的同时综合回收锡矿物的目的.     

某地黑钨矿尾矿综合利用工艺研究

针对某地黑钨矿尾矿的矿石特性,研究提出了“分组分离”浮选－重选新工艺,综合回收了尾矿中的绿柱石、萤石和钨矿物。研究结果表明：ＳＢ是盐类矿物和硅酸盐矿物分组浮选时硅酸盐矿物的有效抑制剂,ＳＢ１是盐类矿物分离浮选时、方解石类碳酸盐矿物和白钨矿的选择性抑制剂;ＮＭ－１２ｊ是硅酸盐矿物分离浮选时石英、云母等硅酸盐脉石矿物的选择性捕收剂。     

组合捕收剂浮选回收某尾矿中萤石的试验研究

某钨铋浮选尾矿中含Ca F2 15.41%,属于低品位萤石矿,仍具有一定回收价值。研究以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、油酸与CM-10组合使用作捕收剂浮选该萤石矿,结果表明,在原矿含Ca F2 15.41%条件下,闭路试验获得了含Ca F2 95.23%、回收率55.74%的萤石精矿产品,该矿石中萤石与含钙脉石矿物得到了有效分离。     

某复杂萤石型稀土矿绿色同步回收稀土萤石技术研究

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...     

某含萤石铍矿综合回收铍和萤石的试验研究

某含萤石铍矿中含BeO 0.33%、CaF₂ 36.53%,含铍矿物为金绿宝石,其他有用矿物为萤石,主要脉石矿物为方解石、白云石、绿泥石等,碳酸盐含量高达44.80%,选别难度极大。基于金绿宝石与碳酸盐矿物的密度差异,以及与主要矿物的可浮性差异,试验采用重液分选—优先浮选萤石—反浮选脉石的工艺流程处理该矿。针对-15 mm的原矿,首先对-15+0.5 mm粒级产品采用重液分选脱除了35.47%的脉石矿物,其中70%以上为碳酸盐矿物;再合并重液分选精矿与-0.5 mm粒级产品在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下,采用组合捕收剂丁基黄药+丁铵黑药+乙硫氮浮选脱除方铅矿等硫化矿,然后利用组合捕收剂氧化石蜡皂+油酸钠浮选萤石得到含CaF₂ 95.02%、回收率为65.96%的萤石精矿,浮选尾矿脱泥后反浮选脉石矿物,可获得含BeO 1.32%、回收率为70.92%的铍精矿。铍精矿后续可采用冶金方法提取获得氧化铍产品。     

某铅锌尾矿中复杂难选伴生萤石选矿试验研究

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。