浮选柱分选萤石矿的试验研究

建立了浮选柱分选萤石矿试验系统,针对该萤石矿,确定样品制备最佳磨矿时间为10min.浮选柱分选萤石矿探索性实验结果表明:采用1粗1精4步分离流程,萤石产品最终品位为84.91%,回收率仅为69.42%,采用粗选黾矿后排方式,粗选尾矿中萤石品位可降至9.14%,同时,通过将精选的尾矿返回粗选,可增强后续分选入料的纯净性,并提高萤石回收率;在分离段加大抑制剂1的用量,可降低分离段黾矿品位,并获得回收率为79.59e、品位为96.25%的萤石精矿.将分离1和4的尾矿进行扫选,进一步降低了萤石损失.提高了回收率'.并得到扫选尾矿品位模型及柱分选萤石矿的最佳工艺流程.     

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。     

某碳酸盐型萤石矿浮选试验研究

某碳酸盐型萤石矿中方解石含量高,方解石与萤石分离较为困难。以皂化油酸为捕收剂、硫酸铝和水玻璃组合为调整剂、PG为选择性抑制剂,进行了浮选试验研究,确定了磨矿细度-0.075 mm粒级占85%、矿浆pH值6~6.5、硫酸铝用量1 200 g/t、水玻璃用量600 g/t、皂化油酸用量600 g/t、PG用量1 300 g/t等主要粗选试验条件,闭路试验获得品位97.24%、回收率70.66%的萤石精矿,很好地实现了萤石和方解石的分离。     

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。     

贵州某萤石矿浮选试验研究

根据贵州某萤石矿的原矿性质和萤石精矿的质量要求,对萤石和重晶石采用先混合浮选后分离的方法,选择一次粗选、一次扫选、三次精选的浮选工艺流程,研究萤石矿的浮选工艺条件。通过预先试验初步确定各浮选药剂用量范围,为进一步试验提供了依据。     

某低品位萤石矿浮选工艺改进实践

某萤石选厂目前的工艺已不能满足生产的需要,经过试验,将中矿流程进行改进,新的生产工艺可使萤石品位由88.52%提高到92.64%,回收率由原来的75.56%提高到86.78%,为企业增加了经济效益.     

蒙古国萤石矿浮选试验研究

通过对蒙古国的萤石矿样进行选矿试验研究,确定采用一次粗选、一次扫选、六次精选、中矿顺序返回的选矿工艺,获得了Ca F2品位为98.27%、回收率为90.14%的萤石精矿,其中Si O2含量为0.68%,Ca CO3含量为0.29%,杂质含量较少,为该资源的开发利用提供了基础依据。     

云南某萤石矿浮选试验研究

云南某萤石矿为石英硫化矿型萤石矿,脉石矿物主要为石英,其次为高岭石和少量黄铁矿等。针对该矿的矿石性质,以碳酸钠为调整剂,水玻璃和ADC为抑制剂,R703为捕收剂,采用预先脱硫,一次粗选、七次精选和中矿集中再选,再选精矿返回粗选的闭路工艺流程,可以获得高品位的萤石精矿,Ca F2品位为97.14%,Si O2和Ca CO3含量小于1.0%,Ca F2回收率为81.38%。     

遂昌坑口萤石矿浮选试验研究

为了高效利用浙江遂昌萤石矿资源,该试验进行了矿石的主要化学成分及矿物组成、矿物浮选行为等研究。结果表明,试验所用的矿样属中低品位的单一硅酸盐(石英)型萤石矿,脉石矿物主要为石英,其次有长石、绢云母、方解石、高岭石等。以碳酸钠和水玻璃为调整剂、KY-108为捕收剂,采用粗精矿再磨再选闭路工艺流程能够得到高品位萤石精矿,CaF2品位为97.59%,SiO2和CaO含量小于1.5%,CaF2回收率高达97.03%。     

浮选柱在萤石矿浮选中的应用初探

介绍了旋流-静态微泡浮选柱的结构和原理.对甘肃某地萤石矿石用常规机械浮选机和旋流-静态微泡浮选柱进行了浮选实验研究.研究结果表明,两种浮选方法均可获得CaF2含量大于98%的优质萤石矿粉.采用旋流-静态微泡浮选柱在工艺条件及药剂制度与常规浮选基本相同的情况下,采用一粗二精流程即可达到浮选目标,简化了流程.     

萤石矿浮选的正交试验研究

采用正交试验法对硅质萤石矿进行了浮选试验研究。研究了碳酸钠、水玻璃、捕收剂用量对萤石粗精矿品位、回收率、浮选粗选作业选矿效率的影响,从而确定萤石浮选的最佳工艺参数及影响萤石粗精矿品位、回收率、浮选粗选作业选矿效率的主要因素。结果表明,当碳酸钠用量为1500 g/t、水玻璃用量为500 g/t、捕收剂用量为480 g/t时,浮选后的萤石粗精矿品位为80.68%,回收率为92.11%。     

某地萤石矿浮选工艺及机理研究

对河南某萤石矿的矿石进行了可选性工艺研究。在弱酸性介质精选的工艺制度下, 通过“一粗一扫五精” 的单一浮选流程,得到的萤石精矿CaF₂ 品位为98.21 %, 回收率为90.16%, 精矿中SiO₂ 含量为0.79%。萤石精矿达到国家质量标准(GB5690-85)一级品。     

内蒙古某萤石矿浮选机理研究

对内蒙古某萤石矿进行了工艺试验研究,并对其改性捕收剂YSB-2进行红外光谱分析,确定其官能团结构,探讨了耐低温性的原因。通过测定捕收剂加入前后萤石和石英的表面电位,确定并探讨了浮选适宜的p H值。分析了酸性水玻璃对石英的抑制作用。     

贵州某低品位萤石选矿试验研究

该矿石萤石品位为28.65%,属于低品位萤石矿。经试验制定2次粗选8次精选的浮选工艺流程,最终可获得SiO2含量小于0.5%、CaCO3含量小于0.4%、萤石精矿品位为97.69%、回收率为54.08%的优质萤石精矿。     

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％,...     

充填式浮选机选别铜矿石试验研究

充填式浮选机是在普通浮选机中填充不锈钢波纹板改造而成的一种新型浮选机。为了考察它的适应性,对多种类型多种矿样进行了可浮性研究。主要介绍用充填式浮选机选别铜矿石的基本情况。其结果表明,充填式浮选机选别铜矿石不但可行,尤其在回收率方面优于普通浮选机。     

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.