酸化水玻璃在萤石精选降硅中的影响研究

以浙江某低品位石英型萤石矿作为试验研究对象,针对萤石精矿中石英含量较高,萤石石英分选困难的特点,采用油酸为捕收剂,精选时用酸化水玻璃作为石英抑制剂在不同条件下进行试验。酸化水玻璃在不同环境下,降硅的作用明显,萤石精矿中SiO_2含量为0.56%,通过一粗一扫六次精选,中矿顺序返回的闭路选别流程,可以得到含CaF_2 98.75%,SiO_2 0.63%,CaF_2回收率85.84%的萤石精矿。     

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%。     

含水铝氟石萤石矿的提纯试验研究

以泰国某低品位难选萤石矿为研究对象,萤石CaF_2品位为32.06%。在对该矿的物相分析及化学成分分析的基础上,进行选矿提纯工艺研究。结果表明:采用"1次粗选、5次精选、中矿集中再磨返回粗选"的闭路工艺流程,最终得到CaF_2品位为97.72%、回收率81.85%、SiO_2含量0.72%、CaCO_3含量0.46%的优质萤石精矿,满足YB/T 5217-2005萤石精矿FC-97A质量标准;同时得出,油酸钠对水铝氟石没有捕收作用。     

纳米陶瓷球在某萤石粗精矿再磨中的试验研究

以某单一石英型萤石矿为研究对象,该萤石矿中CaF_2含量为34.16%、SiO_2含量为43.72%、CaCO_3含量为13.30%。通过选矿试验最终确定了1粗1扫6精的闭路试验流程。通过在精选前进行粗精矿再磨,磨矿介质采用纳米陶瓷球,得到了CaF_2含量为97.43%、回收率83.74%的萤石精矿,本试验对纳米陶瓷球在萤石粗精矿再磨中的应用具有借鉴意义。     

新疆某萤石矿选矿试验研究

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%。     

某难选萤石矿浮选试验研究

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。     

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%。     

某白钨预精选尾矿萤石浮选试验

河南某钼钨多金属矿选矿厂白钨预精选尾矿CaF_2品位23.48%,CaCO_3含量42.49%,脉石矿物主要是方解石、石英和石榴石等,具有钙含量高、萤石品位低、选别困难的特点。为回收利用其中的萤石,以水玻璃为粗选抑制剂、NAK为捕收剂、ATM为精选抑制剂进行浮选试验。结果表明,磁选预先除铁—1粗10精、中矿3~10集中浓缩处理闭路浮选试验可获得CaF_2品位93.02%、回收率41.76%的萤石精矿,CaCO_3含量仅3.68%,指标较为理想,实现了萤石与含钙脉石矿物的有效分离,可供该多金属矿资源的综合利用参考。     

某低品位方解石-石英型萤石浮选试验研究

某方解石-石英型萤石矿CaF_2含量为25.32%,属低品位萤石矿。浮选试验在粗选磨矿细度-74μm占75%,粗精矿再磨细度选择为-74μm占85%的条件下,以碳酸钠作调整剂,水玻璃作抑制剂,油酸作捕收剂,采用"1粗7精2扫-粗精矿再磨"工艺流程进行闭路试验,最终得到CaF_2含量为96.33%、CaCO_3含量为0.89%,回收率为70.07%的萤石精矿。     

河南省某石英-重晶石型萤石矿选矿试验研究

河南省某石英-重晶石型萤石矿,萤石嵌布粒度粗细不均,粗粒多与石英、重晶石紧密共生,部分细粒被石英、长石包裹,为了合理开发利用该萤石矿,以脱硅、除重晶石为重点,对其进行了选矿试验研究。结果表明:以KDP为重晶石抑制剂,采用"弱碱性条件粗选脱硅—弱酸性条件精选除重晶石"的方法和"两段磨矿—两段粗选—一次扫选—七次精选,中矿顺序返回"的选别工艺流程,可获得产率为35.92%、CaF_2品位为97.78%、CaF_2回收率为79.08%的萤石精矿,其中BaSO_4含量为0.38%,SiO_2含量为0.60%。"两段磨矿—两段粗选"闭路与常规闭路(一段磨矿、一段粗选)相比,能够在萤石回收率基本不变的情况下,得到更高品级的萤石精矿。     

某低品位萤石重晶石矿综合利用技术研究

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。     

高硫低萤石铁尾矿的浮选回收试验

为了从某高硫低萤石铁尾矿中高效回收有用矿物,先比较了先浮萤石再浮硫工艺和先浮硫再浮萤石工艺的优劣,并对理想工艺进行了进一步的试验研究。结果表明,以硫酸铜为活化剂、丙基黄药为捕收剂、松醇油为起泡剂1粗1精优先浮硫,以碳酸钠为pH调整剂、水玻璃为抑制剂、改性脂肪酸BF-1为捕收剂1粗7精、粗精矿再磨(-325目95%)、中矿1～中矿4进入尾矿、中矿5～中矿7集中返回精选1的流程再浮选萤石,获得了S品位为39.52%、S回收率为36.15%、CaF_2含量35.49%的硫精矿和CaF2品位为95.33%、CaF_2回收率为38.56%、S含量0.04%的萤石精矿。     

生产优质萤石精矿选矿工艺的研究

<正> 以石英为主要伴生矿物的萤石矿,构造比较简单,一般用油酸类捕收剂即可有效浮选,获得萤石精矿。由于萤石精矿质量要求不同,在工艺上存在着颇大的差别。生产优质萤石精矿(CaF_2≥98%,SiO_2<0.5～0.8%)时,对选矿工艺有特殊要求。作者对此类型矿石,就降低萤石精矿中SiO_2含量的问题,进行了研究。一、磨矿工艺对萤石浮选的影响选择适宜的磨矿细度和磨矿流程是获得优质萤石精矿的前提。浙江东风萤石矿和湖北红安萤石矿的矿石浮选研究表明,以石英     

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。     

泰国某萤石矿选矿试验研究

泰国某地区萤石矿石CaF_2品位为38.98%,主要有用矿物为萤石,主要脉石矿物为石英、水铝氟石,并含有少量方解石、云母类矿物、含铁矿物。原矿中大部分萤石嵌布粒度较细,被石英或水铝氟石包裹,属难选萤石矿石。探究了磨矿细度、调整剂用量、抑制剂用量和捕收剂用量对浮选试验的影响,优化了工艺参数。通过"分级-1次粗选-5次精选"开路浮选试验,可获得CaF_2品位分别为97.47%和92.34%的萤石精矿,开路流程总回收率分别为13.10%和25.98%。     

降低萤石精矿含硅的实践

福山铜矿选厂自1981年开始生产萤石精矿,产品销往日本、美国等。萤石精矿粉的平均品位CaF_298.1%,SiO_20.63%,S0.038%,P0.03%,CaCO_30.32%。选厂处理的原矿主要从浙江、河南、福建、安徽、河北、内蒙、山东等地购进,约有100个购矿点。所购进的矿石,主要来自两     

内蒙古于家店萤石矿床地质特征及试验研究

为了充分合理的开发利用内蒙古于家店萤石矿,对其矿床地质特征进行了分析,并根据分析结果进行了初步的选矿试验研究。结果表明,于家店萤石矿区共发现12条矿体,各矿体的CaF_2平均品位在22%～54%之间,中部萤石矿体为主要含矿层位;除目的矿物萤石外,脉石矿物主要为石英、方解石,另含有少量的高岭石;通过1粗2扫4精、中矿顺序返回的闭路流程试验,可以获得CaF_2品位为96.79%、回收率为88.24%的精矿产品。     

白云鄂博萤石型稀土-铁矿石工艺矿物学研究

针对白云鄂博矿铁、稀土精矿品位低,杂质含量高的问题。以萤石型稀土-铁矿石为研究对象,进行系统的工艺矿物学研究,结果表明：①矿石铁品位为16.92%,稀土REO品位为7.68%,F含量为19.49%(主要是萤石),铌可综合回收。②矿石含铁矿物主要为磁铁矿,赤铁矿含量较低,稀土矿物主要为氟碳铈矿和独居石,主要的脉石矿物为辉石、磷灰石、重晶石、方解石等。③磁铁矿多以半自形至它形粒状结构形式出现,呈浸染状分布或充填在各种矿物粒间,大多与萤石、氟碳铈矿共生,以细粒磁铁矿为主。赤铁矿大多与萤石紧密共生,主要分布于萤石和白云石粒间。④氟碳铈矿是主要稀土矿物,多呈圆粒状或者椭圆粒状,常以条带状集合体、星散状或不规则粒状集合体、微细粒包裹体三种形式产出。独居石多以单颗粒形式呈浸染状与萤石紧密共生,分布于萤石粒间或萤石与白云石接触部位。⑤矿石中磁铁矿主要分布在15.00~74.00μm,分布率为66.69%,氟碳铈矿和独居石的嵌布粒度细,-43.00μm分别占96.39%和88.93%。因此,为提高铁、稀土精矿品位,需要更细的磨矿细度使有用矿物单体解离。     

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。      

某白钨尾矿中伴生萤石的选矿试验

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。