湖南某中低品位萤石矿浮选试验研究

湖南某萤石矿含CaF245.71%、SiO_213.83%,为典型的中低品位石英型萤石矿,为回收矿石中的目的矿物进行了浮选试验研究。结果表明:在以碳酸钠为pH调整剂、油酸钠为捕收剂、盐化水玻璃为脉石矿物抑制剂、磨矿细度为-0.074mm质量分数占87.32%的条件下,原矿经1粗2扫6精闭路浮选流程获得了品位为96.24%、回收率为82.96%的萤石精矿,取得了良好的分选指标,为该资源的开发提供了参考依据。     

云南某尾矿综合回收重晶石和萤石试验研究

在物质组成和工艺矿物学研究的基础上对含重晶石32.71%、萤石23.35%的云南某尾矿进行综合回收试验研究,结果表明:以自制BCK为捕收剂,为保证萤石的可浮性用自制抑制剂BFN-3抑制重晶石,采用"混合浮选—优先浮选萤石—再选重晶石"的全浮选闭路工艺流程处理原矿,获得了品位为95.61%、回收率为82.14%的萤石精矿和品位为94.01%、回收率为77.83%的重晶石精矿,实现了资源的综合利用。     

滇西铅锌浮选尾矿中难选萤石的选矿试验研究

某铅锌浮选尾矿中伴生萤石质量分数为18.84%,主要脉石矿物为石英、方解石等,为回收该尾矿中的萤石,进行了详细的选矿试验研究。常温条件下,以碳酸钠为调整剂,水玻璃、硫酸铝和腐植酸钠为脉石矿物的抑制剂,油酸和731作为组合捕收剂,采用2次粗选8次精选的闭路浮选流程,最终得到CaF_2品位为96.18%,回收率为69.63%的优质萤石精矿。     

贵州某方解石型萤石矿浮选试验研究

贵州某萤石原矿含CaF_2 41.71%、CaCO_3 13.83%,属典型的方解石型萤石矿。在对矿石进行工艺矿物学研究的基础上,采用碳酸钠为pH调整剂、水玻璃+腐植酸钠和酸性水玻璃(1∶1)为抑制剂、油酸钠为捕收剂进行浮选试验研究。在磨矿细度-0.074mm质量分数占87.21%的情况下,通过"1粗2扫7精中矿顺序返回"的闭路试验流程,可以获得品位为96.31%、CaCO_3质量分数为1.26%、回收率为81.67%的萤石精矿。     

多金属尾矿伴生萤石综合回收利用分析

单一型萤石矿经过近几十年的开采,资源日益枯竭,随着国家将萤石调整为战略性资源,酸级萤石供应短缺日益严峻.通过调查研究,多金属伴生萤石资源储量大,回收利用符合国家绿色发展的要求,因此开展多金属尾矿伴生萤石浮选技术研究显得尤为重要.我公司先后突破了多金属尾矿伴生萤石选矿难、回收率低的瓶颈,并开发了全国独有的回收萤石(低品位...     

湖南某萤石矿抑硫浮选工艺研究及应用

湖南某萤石选厂从浮钨尾矿中回收萤石,得到的萤石精矿中硫质量分数严重超标。为解决此问题,在原粗选作业中添加适量抑硫抑制剂YS和分散剂六偏磷酸钠,经1次粗选9次精选1次扫选闭路浮选,获得了满意的技术指标。实验室闭路试验获得了含CaF294.12%,回收率为57.02%,有效硫质量分数为0.01%的萤石精矿;工业连续运转30d,获得了CaF2品位为93.54%,CaF2回收率达55.77%,有效硫质量分数为0.01%的合格产品。     

正反浮选富集低品位微细粒级重介质分选磷尾矿

为了富集宜昌磷矿重介质分选产生的低品位微细粒级磷尾矿,对其进行了多元素分析及粒度分析,-0.038mm粒级质量分数达到80%以上,原矿品位P2O5为14.23%,MgO质量分数为4.44%,SiO_2质量分数为28.11%,因此该磷矿属于微细粒级硅钙质低品位磷矿。试验考察了浮选矿浆质量分数、搅拌强度、药剂制度、浮选流程对浮选指标的影响。结果表明,在浮选矿浆质量分数为24%,搅拌转速为2000r/min时,经过常温正浮选1次粗选2次精选1次扫选,反浮选1次粗选1次扫选,中矿顺序返回闭路流程试验,得到了磷精矿P_2O_5品位28.07%、回收率83.20%的浮选结果;正浮选尾矿品位降至5.28%,反浮选尾矿品位降至1.34%。有效回收了宜昌磷矿重介质分选产生的低品位微细粒级胶磷矿,减少了资源损失。     

承德某地区铁尾矿回收磷试验研究

本文对承德某选矿厂的铁尾矿进行了磷矿物回收的浮选试验研究。对原矿进行了化学成分、主要矿物、尾矿粒度等性质的研究,其中尾矿细度为-0.074 mm质量分数占8.94%,主要回收矿物为磷灰石,P2O5质量分数2.11%。研究结果表明,在尾矿磨至-0.074mm质量分数占52.17%,pH=8.5,水玻璃用量900g/t,aw-01用量700g/t,矿浆质量分数为30%的条件下,采用1次粗选、3次精选的开路浮选试验,获得了品位为31.66%,回收率为84.58%的磷精矿,同时浮选尾矿中磷的质量分数降至0.34%,提高了铁尾矿中伴生矿物磷资源的回收率。     

某方解石型萤石矿可选性试验研究

文章介绍了某萤石矿的工艺矿物学性质及可选性试验研究。根据试样的矿石性质,确定采用优先脱硫,一粗一扫粗精矿再磨九次精选的工艺流程,获得了CaF2品位为97.06%,SiO2质量分数为0.84%,CaCO3质量分数为1.09%的萤石精矿产品。     

云南某尾矿库尾矿中P_2O_5的回收利用试验

云南某磷矿擦洗尾矿库已闭库多年,经现场对尾矿库尾矿进行代表性取样,分析发现其P_2O_5品位在25%左右,具有较高的回收利用价值。为了合理开发利用这部分资源,采用分级-正浮选1次粗选1次精选1次扫选流程进行选矿试验。结果表明,原矿通过分级,+0.076mm原矿P_2O_5品位为29.33%,MgO质量分数为0.42%,可以作为最终产品,而-0.076mm原矿则在试验确定的最佳药剂制度下,通过正浮选1次粗选1次精选1次扫选,可以得到P_2O_5品位为31.57%、MgO质量分数为0.78%的磷精矿,实现了尾矿中P_2O_5的高效回收,可为该尾矿库尾矿中磷资源的回收利用提供技术参考。     

福建某铅锌尾矿中硫回收浮选工艺研究

福建某铅锌尾矿中硫回收价值高,主要赋存于磁黄铁矿和黄铁矿中,不同粒级的各硫铁矿单体解离度较高。针对该矿石性质,采用浮选工艺回收并进行了详细的调整剂、捕收剂种类和用量、矿浆质量分数等条件试验研究,且在条件试验的基础上进行了二粗二扫二精浮选闭路流程试验,结果表明,在尾矿S品位为8.53%的情况下可以获得合格的硫精矿产品。     

某高硫细粒萤石矿浮选试验研究

针对共生密切、粒度细、含杂高萤石矿的回收技术难题,对某萤石矿进行了大量的试验研究。浮选条件试验结果表明,在磨矿细度为-0.074mm占85%,碳酸钠用量为2kg/t,T31用量为1.5kg/t,油酸用量为300g/t,粗精矿再磨细度为-0.038mm占94%时,萤石回收指标最好。并在此基础上进行了闭路试验,最终得到品位为97.17%,回收率为87.13%的萤石精矿,获得了较好的浮选指标。     

湖南某碳酸钙型萤石矿浮选试验研究

为了高效回收湖南某选钨尾矿中的萤石,研究了捕收剂、抑制剂、辅助捕收剂用量对浮选指标的影响。结果表明,以TO为捕收剂、酸化水玻璃为抑制剂、CA为辅助捕收剂,用1粗6精1扫中矿顺序返回的闭路流程处理该矿石,最终获得了含CaF293.29%、回收率为48.6%的萤石精矿。     

四川某低品位风化胶磷矿正反浮选试验研究

四川某低品位磷矿为混合型磷块岩矿石,主要回收矿物为胶态磷灰石。在磨矿细度-0.074mm质量分数占92.3%的条件下,采用正反浮选工艺,配以合理的药剂制度,最终获得了P_2O_5品位30.73%、回收率78.76%、MgO质量分数仅为0.72%的磷精矿,实现了磷矿物与脉石矿物的有效分选。     

磁—浮联合工艺回收重晶石选矿试验研究

针对广西某铅锌尾矿中重晶石含量低、白云石含量高的特点,开展了重选工艺和磁选-浮选联合工艺回收重晶石试验研究。结果表明,磁选-浮选联合工艺获得了较好的选别指标,对BaSO_4品位为13.52%的铅锌尾矿,采用高梯度磁选可预先抛除35.27%的脉石矿物,浮选采用酸化水玻璃作抑制剂、十二烷基磺酸钠作捕收剂,闭路试验获得了BaSO_4品位为92.16%、回收率为79.36%的重晶石精矿。该工艺有效地回收了铅锌尾矿中的重晶石,实现了资源的综合利用。     

辽宁某含金铁矿石综合回收的选矿试验研究

辽宁省本溪市某铁矿在生产过程中发现含有金,原矿含金品位为1.47g/t,含铁品位为18.82%。通过浮选回收金+磁选回收铁的联合工艺流程,获得了比较理想的选矿工艺指标。试验矿石在磨矿细度为-0.075mm占65%的条件下,采用硫酸铜作为金载体矿物的活化剂,丁基黄药和丁铵黑药作为捕收剂,采用一次粗选三次精选二次扫选的浮选工艺流程,试验取得的工艺指标为,金精矿含金品位为50.85g/t,金回收率为75.49%。浮选尾矿进行湿式弱磁场回收磁铁矿,粗精矿再磨至细度为-0.075mm 97%再选得铁精矿,试验取得的工艺指标为,铁精矿含铁品位为65.52%,铁回收率为29.42%。     

云南某萤石与重晶石共生矿选矿工艺

针对萤石重晶石共生矿可浮性相近、浮选分离困难的选矿难题,对云南某萤石重晶石共生矿进行了选矿工艺研究. 结果表明,原矿含重晶石44.38%,萤石20.21%,脉石矿物主要为石英. 经多个实验流程对比后,最终采用萤石和重晶石混合浮选流程,以皂化油酸钠为捕收剂. 采用抑重浮萤的流程,以硫酸铝为重晶石抑制剂,保证萤石可浮性. 经闭路分选流程得到品位96.13%、回收率88.74%的萤石精矿和品位87.65%、回收率97.78%的重晶石精矿.     

白云鄂博尾矿中萤石浮选工艺研究

本文通过一系列检测与试验,针对白云鄂博矿选铁和选别稀土后的尾矿提出了两段磨浮回收萤石的工艺流程。第一段控制磨矿细度-500目质量分数在60%左右,采用1粗2精的工艺流程,以SF-1#为捕收剂,水玻璃为抑制剂,可以有效分离硅酸盐矿物和硅铝酸盐矿物;第二段控制磨矿细度-500目质量分数在72%左右,采用1粗6精的工艺流程,以SF-1#为捕收剂,酸化水玻璃为抑制剂,可以有效分离含有钡、钙、镁等金属元素的碳酸盐矿物、硫酸盐矿物及磷酸盐矿物,最终得到了CaF2品位为95.52%、回收率为60.6%的萤石精矿。     

萤石在油酸和水玻璃体系中的浮选动力学模型及浮选行为研究

在油酸和水玻璃体系中,进行了萤石纯矿物浮选试验。用3种经典的动力学数学模型对萤石浮选试验结果进行了数值拟合,并对拟合结果进行了误差分析。拟合结果表明,萤石浮选过程符合经典一级浮选动力学模型,浮选速率常数平均值k=0.29,导出方程为:ε=ε!1(-ε-0.29t)。考察了萤石粒度、浮选药剂用量、浮选矿浆质量浓度、浮选机叶轮线速度等因素对萤石浮选回收率ε和浮选速率常数k值的影响。试验结果表明,油酸用量和浮选矿浆质量浓度的增大均有利于萤石浮选速率常数k值的提升,水玻璃用量的影响较小。细粒级萤石的浮选速率常数k值高于粗粒级萤石,但回收率ε逐渐降低,当粒度小于0.010mm时,萤石浮选效果很差。随着浮选机叶轮线速度v的提高,萤石浮选回收率ε和k值均逐渐增大,有利于萤石的浮选回收。     

某大型钼尾矿强化回收铜精矿的试验研究

本文基于某大型铜钼矿浮选的钼尾矿进行铜精矿的强化回收研究,开发出一套合理工艺来提高钼尾矿中铜精矿的充分回收。通过多元素及岩矿分析,钼尾矿中铜品位为1.075%,硫化铜占比97.81%,含铜矿物呈微细粒连生导致回收困难。通过磨矿和浮选试验确定再磨细度-0.038mm占89%,采用氧化钙、丁基黄药、2#油的药剂制度,制定一粗三精二扫工艺,获得铜精矿产率为5.78%,铜品位为21.15%,回收率为72.86%的良好指标,满足三级品铜精矿的质量要求。