某萤石矿工艺矿物学与选矿试验研究

某萤石矿矿床的CaF₂平均品位为32.39%,矿石矿物颗粒较细且嵌布特征复杂，属典型低品位难选萤石矿。为合理开发利用该矿床，对该矿床矿石进行了系统的矿物学研究和选矿试验。针对矿石与石英紧密连生、分离较难的特性，采用合适的药剂组合和流程来开展选矿工艺试验，确定了磨矿细度-0.074 mm占80%、水玻璃用量为800 g/t、油酸用量为600 g/t的最佳浮选条件。在此条件下经一段磨矿、一次粗选、一次扫选、六次精选、中矿返回的处理工艺后，得到了CaF₂品位为97.38%,回收率为82.58%的萤石精矿，实现了对该低品位难选萤石资源的有效利用。     

河北某低品位难选萤石矿浮选工艺研究

河北某萤石矿因原矿品位低、萤石与石英嵌布粒度极细、有一定程度的风化而难选,原选矿生产只能获得CaF₂品位在88%左右的精矿,影响销售。为此,对该矿石重新进行了选矿工艺试验研究。试验针对矿石特点,采用一次精选精矿再磨、7次精选的浮选流程,可获得CaF₂品位为97.23%,SiO₂含量为2.36%,CaF₂回收率为70.56%的萤石精矿,提高了精矿质量,为企业扩大产品市场空间提供了技术支持。     

遂昌碳酸盐型萤石矿选矿试验

为了能高效利用浙江遂昌碳酸盐型萤石矿,重点从抑制剂和捕收剂入手,对该矿石进行了选矿试验。试验结果表明：通过采用自主开发的新型捕收剂KY-110和水玻璃+腐植酸钠组合抑制剂,可成功实现萤石与方解石的浮选分离,经1次粗选、1次扫选、7次精选闭路试验,获得的萤石精矿CaF₂品位达97.11%,CaO含量为0.96%,CaF₂回收率为69.90%。     

某白钨加温浮选尾矿回收萤石试验研究

为综合回收某白钨矿加温浮选尾矿中的萤石资源,采用“磨矿-水置换浓缩-萤石浮选”工艺,在给矿CaF₂品位25.47%条件下,获得了CaF₂品位92.35%、回收率60.59%的萤石精矿。     

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。     

从湖南某常温浮钨尾矿中浮选回收萤石试验

湖南某大型钨钼铋多金属矿中含有大量的萤石,现场钼铋等可浮-铋硫混浮-钨“GY法”浮选流程的常温浮钨粗选尾矿CaF₂含量20.54%,-200目占82.0%,主要有用矿物为萤石,嵌布粒度粗细不均,主要为中细粒,与石英、方解石等主要脉石矿物密切共生。为确定其中萤石的回收工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,试样以Na₂CO₃为矿浆pH调整剂兼矿泥分散剂,酸化水玻璃为脉石矿物的抑制剂,BK410为捕收剂,采用1粗2扫6精、中矿顺序返回流程处理,最终获得CaF₂品位为93.46%、回收率为62.13%的萤石精矿。按试验确定的工艺流程建设的萤石回收系统运行平稳、可靠,在给矿CaF₂品位为21.20%的情况下,取得了CaF₂品位为90.17%,CaF₂回收率为59.72%的萤石精矿,新系统不仅提高了资源的利用率,还为企业创造了显著的经济效益。     

从湖南某常温浮钨尾矿中浮选回收萤石试验

湖南某大型钨钼铋多金属矿中含有大量的萤石，现场钼铋等可浮—铋硫混浮—钨“GY法”浮选流程的常温浮钨粗选尾矿CaF₂含量20.54%，-200目占82.0%，主要有用矿物为萤石，嵌布粒度粗细不均，主要为中细粒，与石英、方解石等主要脉石矿物密切共生。为确定其中萤石的回收工艺，进行了选矿试验研究。结果表明，试样以Na₂CO₃为矿浆pH调整剂兼矿泥分散剂，酸化水玻璃为脉石矿物的抑制剂，BK410为捕收剂，采用1粗2扫6精、中矿顺序返回流程处理，最终获得CaF₂品位为93.46%、回收率为62.13%的萤石精矿。按试验确定的工艺流程建设的萤石回收系统运行平稳、可靠，在给矿CaF₂品位为21.20%的情况下，取得了CaF₂品位为90.17%，CaF₂回收率为59.72%的萤石精矿，新系统不仅提高了资源的利用率，还为企业创造了显著的经济效益。     

新型抑制剂对高钙萤石矿抑制机理及工艺研究

针对CaF₂品位30.32%、CaCO₃品位35.42%的某高钙萤石矿,以油酸钠为萤石捕收剂、新型药剂SS-1为抑制剂,通过单矿物试验研究了抑制剂SS-1对萤石和方解石浮选性能的影响,采用接触角和吸附测试对抑制剂SS-1的抑制机理进行了分析。结果表明,在中性条件下,SS-1大量吸附在方解石表面,抑制了方解石的上浮,方解石回收率从66.93%降低到9.88%;同时,抑制剂SS-1少量吸附在萤石表面,对萤石浮选起到了促进作用,萤石回收率从96.03%提高到96.56%。根据单矿物试验分析结果,对高钙萤石实际矿进行了多段浮选试验研究,确定了粗精矿再磨、一粗八精一扫、中矿顺序返回闭路工艺流程,最终获得了CaF₂品位97.86%、回收率89.59%的萤石精矿。     

贵州某中低品位萤石矿浮选试验研究

贵州某石英型萤石矿中萤石品位为20.03%,二氧化硅品位高达53.77%,黄铁矿含量为2.75%。为了有效地开发利用该类型的矿石资源,有效提高选矿指标,对其进行了工艺矿物学及选矿试验研究。结果表明：矿石合适的磨矿细度-200目含量为76%,丁基黄药用量为300 g/t,水玻璃用量为4 000 g/t,油酸用量为400 g/t;采用1次粗选作业浮选硫化矿,浮选的硫化矿尾矿进行1次粗选作业、6次精选作业、1次扫选作业的闭路流程进行萤石浮选,最终获得精矿品位为93.56%、回收率为88.88%的萤石精矿,为该战略资源的开发提供了参考依据。     

从四川某稀土-萤石中矿中分离萤石与稀土的实验研究

四川某萤石与稀土的混合中矿里稀土氧化物(REO)含量为5.85%、萤石含量为85.69%，并有少量的石英、方解石等脉石矿物。为实现两种有用矿物的有效分离以及综合回收，基于两种矿物的性质差异，采用稀土磁选—萤石浮选的选矿工艺，给矿经过“一次粗选一次精选一次扫选”的磁选流程，可获得REO含量为66.32%、稀土回收率为80.01%的稀土精矿，稀土磁选尾矿在调整剂碳酸钠用量为200 g/t、组合抑制剂改性水玻璃+腐殖酸钠用量为300+100 g/t、改性脂肪酸类捕收剂YK-6用量为400 g/t的条件下，经过一次浮选作业可获得CaF₂含量为98.29%、CaF₂回收率为91.69%的萤石精矿，各项指标均良好。     

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。      

某钨多金属矿尾矿伴生萤石综合回收选矿试验

某钨多金属矿尾矿中伴生萤石含量为25.07%,为了有效回收该萤石资源,实现资源的综合利用,对其进行了选矿试验研究。研究结果表明：以油酸钠作捕收剂,酸化水玻璃+六偏磷酸钠作为抑制剂,采用1次粗选、1次扫选、粗精矿再磨后7次精选,中矿1、中矿2返回扫选,其余中矿顺序返回的闭路流程,可获得CaF₂品位为94.89%、SiO₂含量为1.55%、CaCO₃含量为0.34%、CaF₂回收率为68.12%的萤石精矿,达到了综合回收萤石资源的目的,经济效益显著。     

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。     

某萤石矿选矿实验研究

某石英型萤石矿CaF₂含量45.684%,通过选矿实验确定了选别该矿石的工艺流程和药剂制度,提供了相关工艺参数和技术指标。磨矿细度为-0.074 mm 90%,用碳酸钠作调整剂,JK-3和水玻璃作组合抑制剂,YP-2作捕收剂,采用一粗五精一扫,精Ⅰ尾和扫Ⅰ精再选,中矿合并返回的闭路工艺,精矿CaF₂品位为97.682%,回收率为91.87%。实验结果表明矿石中的主要有价矿物萤石得到了充分的回收,产品质量较高,指标较为理想,为选矿设计提供了科学依据。     

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。      

耐低温脂肪酸类捕收剂浮选内蒙古某高含泥石英型萤石矿试验研究

对内蒙古某含CaF₂ 41.14%、SiO₂ 42.59%、CaCO₃ 1.68%的高含泥石英型萤石矿进行了选矿工艺优化试验研究。根据矿石性质,进行了中矿顺序返回和精选Ⅰ中矿扫选后抛尾两种原则工艺流程的闭路试验研究,萤石粗选时,采用碳酸钠作调整剂,水玻璃作抑制剂,耐低温的改性脂肪酸类BK410B作捕收剂将萤石矿物浮出,获得萤石粗精矿;萤石粗精矿再磨后,采用酸化水玻璃作抑制剂8次精选,得到萤石精矿。通过中矿顺序返回和精选Ⅰ中矿扫选后抛尾两种试验方案的工艺流程和闭路试验指标的对比分析,最终确定了精选Ⅰ中矿扫选后抛尾的工艺流程,闭路试验获得CaF₂品位97.68%、CaCO₃品位0.55%、SiO₂品位1.38%、CaF₂回收率95.72%的萤石精矿。新工艺实现了矿石中萤石矿物的高效回收。      

新型捕收剂在萤石浮选中的应用研究

在低温条件下, 将新型捕收剂XL-2应用于某低品位萤石矿浮选, 采用两段磨矿, 七次精选, 开路试验得到含CaF₂ 98.59%的精矿产品, 闭路试验得到萤石精矿品位97.82%, 回收率87.26%的选别指标, 显示了XL-2良好的萤石选别效果和较强的抗低温性能。