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。     

福建某铅锌尾矿中萤石的选矿回收试验研究

福建某铅锌尾矿中CaF_2含量为28.36%,为有效回收该尾矿中的萤石,对其进行选矿试验研究。通过采用一次粗选、三次精选、一次扫选的闭路浮选回收方案能够有效回收该铅锌尾矿中的萤石,萤石精矿品位达到95.11%、回收率达到90.75%。     

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。     

某稀土矿尾矿综合回收萤石和重晶石试验研究

西南某稀土尾矿中含CaF_2 15.33%,含BaSO_4 13.27%,属于伴生低品位萤石-重晶石矿产资源,具有一定的回收价值。针对试样组成性质,在磨矿细度-0.074 mm为72.61%,采用碳酸钠为p H调整剂、水玻璃为抑制剂、油酸钠为捕收剂,进行"1次粗选、2次精选、2次扫选"的萤石-重晶石混合浮选流程,得到萤石与重晶石混合精矿,混合精选采用水玻璃为分散剂,苛性淀粉为重晶石抑制剂,油酸钠为捕收剂浮选萤石,经"1次粗选、2次扫选、6次精选"的浮选闭路试验流程,最终得到了CaF_2品位96.83%、回收率89.36%的萤石精矿,获得BaSO_4品位91.22%,回收率70.31%的重晶石精矿,较好地实现了该尾矿中萤石与重晶石的综合回收。     

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。     

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%。     

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。     

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。     

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。     

从某含铁萤石矿中回收铁、萤石的试验研究

针对某含铁萤石矿性质,进行先磁后浮、阶段磨矿、阶段选别工艺流程,得到Fe含量为63.53%、回收率为46.72%的铁精矿;磁选尾矿用Na_2CO_3作pH值调整剂,水玻璃作为脉石抑制剂,AY-6作为捕收剂进行萤石粗选,最终得到CaF_2品位为95.45%、回收率为63.72%的萤石精矿,较好地回收了矿石中的铁及萤石矿物。     

某萤石选矿厂浮选流程改造实践

某萤石选矿厂原采用浮选原则流程进行生产,存在中矿浮选给矿矿浆浓度和中矿低品位精矿回收率偏低的问题,影响资源利用率。通过在中矿浮选前增加1组水力旋流器、将低品位中矿返回低品位粗选进行流程改造,同时调整浮选药剂制度。工业试验结果表明,改造后,低品位浮选给矿浓度由11. 06%提高到20. 95%,低品位精矿CaF_2品位77. 90%、回收率13. 06%,相比改造前低品位精矿CaF_2品位77. 43%、回收率6. 12%,在低品位精矿CaF_2品位略微提升的前提下,回收率提高了6. 94个百分点,极大地提高了低品位精矿的回收率,经济效益明显。     

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。     

云南某铅锌尾矿伴生萤石综合回收的工艺研究

云南某铅锌尾矿中伴生萤石含量为45.49%,为了有效地回收其中的萤石资源,对其进行了选矿工艺研究。在常温条件下,采用"三次粗选、两次扫选、七次精选"的浮选流程及高效萤石捕收剂FC-8和脉石矿物抑制剂FD-1,最终获得了萤石精矿品位97.12%,总回收率93.50%的优良指标。     

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。     

富含方解石的萤石矿的浮选研究

本文对贵州某富含方解石的萤石矿进行了浮选研究.该矿方解石含量高达18.45%,萤石的品位仅为28.05%.本文采用脱硫后以油酸为萤石的捕收剂,以 F_(910)(一种无机盐组合药剂)为方解石等脉石的有效抑制剂,采用一粗四精的工艺,获得含 CaF_2 98%以上的特级萤石精矿,CaF_2的回收率大于80%.     

甘肃某高钙高硅萤石选矿试验研究

甘肃某高钙高硅萤石矿石CaF_2品位为34.15%,CaCO_3、SiO_2含量分别达28.23%和22.07%,萤石呈自形或他形晶粒状,多与石英、方解石紧密连生,有的呈单体分布,萤石粒度粗细不等,粒径多为0.2～2 mm;石英呈他形粒状或柱状分布,与萤石、方解石等紧密连生,石英粒径多为0.02～0.6 mm;方解石多呈粒状分布,与石英、萤石紧密连生在一起,方解石粒径多为0.02～1.5mm。为获得高品质萤石精矿进行了选矿试验,结果表明,矿石采用部分中矿集中处理、第5次精选精矿再磨闭路流程处理,获得了 CaF_2品位97.62%、回收率85.35%、CaCO_3含量0.57%、SiO_2含量1.18%的精矿,试验指标较好。因此,部分中矿集中处理、精矿再磨流程对该矿石精矿的提质除杂有效。     

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。     

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。