湖北某重晶石-萤石型矿综合利用研究

湖北某萤石矿为重晶石-萤石型矿石,重晶石含量达40%以上。对综合利用萤石与重晶石资源进行了浮选工艺研究,并对低温浮选进行了试验探索,低温浮选试验表明FX-6A比现用的油酸捕收剂具有更好的耐低温性。试验结果表明,利用FX-6A作为萤石捕收剂,CRY-A作为重晶石抑制剂,通过1次混合浮选,6次分离浮选,常温闭路试验可获得Ca F2品位97.68%、回收率92.85%的萤石精矿以及Ba SO4品位91.85%、回收率78.04%的重晶石精矿。     

缅甸某低品位重晶石矿的浮选试验研究

本文介绍了缅甸某低品位重晶石矿的浮选试验研究,该重晶石原矿BaSO4含量为64.32%。通过对该矿石性质的分析和浮选试验研究,确定了该低品位重晶石矿的最佳浮选条件。在磨矿细度-0.074mm80%、油酸钠800g/t、水玻璃500g/t的浮选条件下,采用"二次粗选、二次精选"的浮选工艺流程,获得了两种重晶石精矿:精矿一的品位为96.32%,回收率为91.94%,达到了化工级重晶石精矿的质量标准(BaSO4含量95%);精矿二的品位为91.26%,回收率为5.25%,可作为石油钻井中的加重剂。     

重庆彭水某难选重晶石-萤石矿选矿技术研究

重庆彭水某重晶石-萤石共伴生矿矿石品位低,嵌布粒度细,泥化严重,萤石-重晶石-方解石三种矿物的微细脉相互穿插,可浮性相近,常规药剂浮选很难获得高品位的萤石和重晶石精矿。针对这一技术难题,通过合成高效浮选药剂,采用"混合浮选脱泥-正浮选萤石-反浮选重晶石"工艺。萤石经一次粗选四次精选,重晶石经一次粗选两次精选,获得合格的萤石和重晶石产品该技术为重庆彭水重晶石-萤石矿的开发利用提供技术支撑。     

云南某低品位重晶石矿的浮选试验研究

对云南某地重晶石矿进行了化学组成研究和工艺矿物学研究,结果表明该矿石中有价矿物重晶石具有低品位、细粒嵌布的特征。在此基础上,对该矿石进行了重选预先抛尾试验、浮选条件试验及流程结构试验,结果表明重选抛尾不适合此矿石的预先抛废,浮选是实现有价矿物有效回收的较佳手段。浮选条件试验和流程结构试验表明,以水玻璃作为抑制剂,油酸钠作为捕收剂,采用一次粗选(分段加药),二次精选(第二次精选开路)的闭路工艺流程,在原矿重晶石品位为60.57%的条件下,可以获得精矿品位97.31%,回收率84.36%的化工级重晶石精矿以及品位91.52%,回收率为10.32%的加重剂级重晶石精矿,使重晶石得到高效回收。     

贵州重晶石与方解石常温浮选分离试验研究

贵州某重晶石原矿品位低、含有硅酸盐及碳酸盐杂质较多,重晶石品位难以达到工业指标。为了提高资源的利用率,进行了实验室浮选试验研究。试验内容包括pH值与重晶石和方解石可浮性的关系试验,正浮选药剂用量试验,正浮选开路流程试验,正浮选闭路流程试验。浮选试验采用正浮选一粗两精一扫工艺,在磨矿细度为85.91%,矿浆浓度为24%,正浮选矿浆温度20℃的条件下,取得了重晶石精矿品位为87.53%、回收率86.96%的较好技术指标,且CaO含量降至0.8%以下,实现了重晶石与方解石的有效分离。     

从铅锌尾矿中回收重晶石的应用研究

对青海某铅锌尾矿中重晶石进行了综合回收,通过对该尾矿矿石性质分析,进行了重选及浮选-重选联合工艺方案的试验研究.通过这两种工艺流程对比,最终决定采用浮选-重选联合工艺流程处理该铅锌尾矿,通过试验获得了BaSO4品位为90.18%,回收率为52.45%的重晶石精矿,有效回收了尾矿中的重晶石,为企业创造了显著的经济效益.      

重庆重晶石与萤石共生矿选矿工艺研究

本文对重庆某重晶石与萤石共生矿进行了工艺矿物学研究,并对其选矿工艺进行了探索。针对该矿石特殊的选矿性质,研究采用先重选后浮选的工艺,并优化了开路试验流程。原矿分两个粒级入重选,重选所得的重晶石精矿品位为93.44%,回收率为87.88%;重选所得萤石矿再磨后进入浮选,浮选所得的萤石精矿品位为97.13%,作业回收率为69.56%,综合回收率为62.83%。研究结果表明,先重选后浮选的工艺适合该矿中重晶石与萤石的分离,能够取得良好的效果。     

某选铜尾矿中回收重晶石浮选试验研究

针对某选铜尾矿中硫化物残留较多以及重晶石与脉石矿物可浮性接近的特点,试验采用浮选工艺脱除部分易浮硫化物以消除硫化物对重晶石浮选的影响,采用中国地质科学院矿产综合利用研究所自行研制的捕收剂EMLZ-1对重晶石进行浮选回收。最终试验研究确定了较佳的浮选工艺条件,获得了Ba SO495.76%、回收率82.21%的重晶石精矿,实现了该尾矿中重晶石的有效回收。     

某低品位稀土矿浮选工艺的改造实践

四川省某轻稀土矿山,原矿伴生萤石、重晶石及等多种有用矿物组分,原有选别原则流程分为稀土重选、稀土浮选、重晶石浮选和萤石浮选四个模块。该工艺方案稀土浮选与重晶石萤石浮选属于两套独立的生产系统,同时,又不可避免地存在着稀土浮选精矿品位与回收率受重晶石萤石浮选的回水相互影响等因素,导致了自投产以来稀土品位与回收率均未能达到设计指标。为此,选矿厂对流程开展了许多长期的考查与改进,对稀土浮选工艺进行其它方案可行性研究。最终确立新的工艺方案将独立的稀土浮选取消,形成了重晶石优先浮选,后稀土与萤石混合浮选,再通过湿式高梯度磁选作业回收浮选精矿中稀土的工艺。新的工艺最终达到了重选加浮选稀土综合回收率到72%以上,浮选精矿ROE品位65%以上的良好指标。     

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。     

重庆某萤石-重晶石矿浮选试验

重庆某萤石-重晶石矿BaSO₄和CaF2品位分别为52.57%、32.77%,主要目的矿物为重晶石、萤石,脉石矿物是方解石、石英和其他少量杂质,较为复杂难选。为回收利用矿石中的重晶石和萤石,进行了选矿试验。结果表明,相比重晶石优先浮选再浮选萤石流程,重晶石、萤石混合浮选-分离浮选原则流程指标更好。在磨矿细度-0.074 mm占75%、混合浮选以十二烷基硫酸钠为捕收剂,酸性水玻璃、栲胶和硫酸铝组合抑制剂,重晶石浮选以碳酸钠为调整剂、酸性水玻璃为抑制剂,萤石浮选以栲胶、硫酸铝、木质素磺酸钠和NaF为组合抑制剂、油酸为捕收剂,原矿经1粗1扫混合浮选-混合精矿1粗2精1扫重晶石优先浮选-重晶石浮选尾矿1粗4精1扫萤石浮选闭路流程选别,可获得产率52.44%、BaSO₄品位94.83%、回收率97.00%的重晶石精矿和产率30.33%、CaF₂品位90.06%、回收率82.86%萤石精矿,实现了可浮性相近的萤石、重晶石的有效分离,对类似矿石的开发利用具有一定的参考价值和指导意义。     

重晶石-石英-萤石型伴生矿选矿试验研究

湖南某重晶石矿与石英、萤石和铅锌矿等伴生,为综合开发利用该矿产资源,对其进行选矿试验研究。矿石中含0.98%的铅锌矿,具有一定回收价值,试验采用硫酸铜、乙基钠黄药优先回收铅锌混合粗精矿,浮选铅锌尾矿则采用水玻璃作石英等脉石矿物抑制剂,十二烷基硫酸钠为捕收剂浮出重晶石精矿。通过混浮铅锌、一粗、一扫和五精重晶石浮选闭路流程,获得了铅锌品位35.49%、产率2.54%的铅锌混合粗精矿,BaSO4品位92.15%、BaSO4回收率94.33%、比重4.3g/cm3的重晶石精矿,以及BaSO4品位仅5.07%的重晶石尾矿,实现了重晶石、铅锌矿与石英等脉石矿物的有效分离。铅锌混合粗精矿可进一步浮选获得合格的铅精矿与锌精矿。     

云南某萤石与重晶石共生矿选矿试验研究

以云南某萤石与重晶石共生矿为研究对象,该矿含萤石33.46%,重晶石52.73%,萤石与重晶石含量高。由于萤石与重晶石可浮性相近,分离难度大。为了综合开发利用该矿产资源,对该共生矿进行了选矿试验研究。试验采用了先混合浮选再分离浮选的工艺流程。混合浮选在磨矿细度-74μm占80%的条件下,调整p H值至9,以水玻璃为抑制剂、油酸钠为捕收剂将目的矿物先富集,在此过程中同时抛尾除杂,混合浮选所得精矿再进行分离浮选;分离浮选通过抑制重晶石浮选萤石实现,适宜的p H值为6,以水玻璃、硫酸铝、栲胶为抑制剂,以油酸钠为捕收剂,最终实现了萤石和重晶石的分离。通过全浮选闭路试验,得到品位为94.42%、回收率为87.77%的萤石精矿和品位为91.89%、回收率为88.66%的重晶石精矿。     

从铜矿尾矿中回收重晶石的实验研究

为实现浙江平水铜矿无尾矿生产, 针对尾矿的性质, 展开了从尾矿中回收重晶石的研究。由筛析结果可知, 尾矿中的重晶石主要富集在细粒级, 因此直接采用-0.074 mm粒级进行浮选重晶石的研究。先进行脱硫, 脱硫后的尾矿浮选回收重晶石。原硫酸钡品位为11.53%时, 以碳酸钠为调整剂, 硅酸钠为抑制剂, 十二烷基硫酸钠和油酸为捕收剂, 可获得硫酸钡品位91.68%, 回收率80.41%的重晶石, 有效回收了尾矿中的重晶石, 为无尾矿生产提供有力的技术支持。     

Interfering ions in the flotation of a phosphate ore in a batch column

The “Barreiro” carbonatite complex is located in Araxá, MG, Brazil. The production of apatite concentrate from this ore started in 1978 and the current production capacity is 800,000 tonnes.The ore is subjected to the following unit operations in the concentrator: grinding, classification, low field magnetic separation, desliming, apatite and barite flotation, high field magnetic separation, filtration and drying.Barite and apatite flotations were performed in 300 ft³ (8.5 m³) Wemco mechanical cells until 1992. The replacement of the mechanical cells by flotation columns occurred in two stages: fine fraction flotation circuit in 1993 and coarse fraction flotation circuit in 1994. All the 66 mechanical cells were replaced by 6 flotation columns (3.0 m × 4.5 m × 14.5m), resulting in improved selectivity and recovery and significant reductions in the consumption of the collectors for barite and, mainly, for apatite.The flotation process control monitoring in laboratory bench scale mechanical cells was then inadequate due to the discrepancy with the industrial practice. A specific methodology was developed for batch column flotation testing. The technique was checked by means of comparison with the industrial plant practice of apatite and barite flotation, showing its reproducibility and reliability for process development testwork.The batch flotation column was utilised to evaluate the effect of ions (dosed in the conditioning stage) on the flotation of barite and apatite. Flotation tolerance limits were established for the ions calcium, magnesium, phosphate, fluoride and rice bran oil soaps. Due to the fact that these ions were dosed as sodium salts (in the case of anions) or as chlorides (in the case of cations), the effect of sodium and chloride ions was also assessed (tests with the addition of sodium chloride).The results led to the environmental benefit of a full process of water recirculation in the concentrator without impairing the flotation performance.     

四川某稀土尾矿综合回收利用的选矿试验研究

四川某稀土尾矿中含萤石27.58%,重晶石45.25%,氟碳铈矿1.25%,由于长期堆存,其综合回收利用难度大。试验通过磨矿—萤石浮选—萤石精矿磁选分离稀土—萤石尾矿重选回收重晶石的选矿流程,可综合回收利用萤石、重晶石及稀土矿物。试验结果表明,以YS-1#为萤石捕收剂,EM326为重晶石抑制剂,通过一次粗选、一次扫选、六次精选的浮选流程,可获得萤石精矿品位大于95%的指标,对浮选萤石精矿进一步强磁分离稀土矿物,可获得萤石精矿CaF2品位97.63%、回收率73.57%、稀土精矿REO品位38.57%、回收率45.27%的指标;萤石浮选尾矿通过分级—重选流程可获得重晶石精矿BaSO4品位90.35%,BaSO4回收率75.48%的指标。     

不同类型萤石矿浮选工艺技术现状与进展

萤石是氟工业的重要原料,根据伴生矿物组分不同,萤石矿可分为石英型、方解石型、重晶石型以及多金属共生型等4种类型,归纳总结不同类型萤石矿的浮选工艺技术研究现状,有利于推动萤石浮选工艺技术的进步和发展。从研究与实践看,石英型萤石矿浮选分离较容易,采用普通水玻璃抑制石英,脂肪酸类捕收萤石,萤石矿物嵌布粒度细时强化磨矿即可获得理想的萤石精矿。方解石型萤石矿因方解石和萤石可浮性相近,浮选分离较困难,一般需以酸化水玻璃或组合抑制剂才能实现对方解石的选择性抑制。重晶石型萤石矿一般采用重晶石和萤石混浮,再用淀粉、栲胶、木质素磺酸钠等有机抑制剂或组合抑制剂抑制重晶石的浮选分离工艺。多金属共生型萤石矿一般采用优先浮选工艺,即先用硫化矿捕收剂浮硫化金属矿物,再用脂肪酸类捕收剂浮萤石的浮选工艺。实践表明,组合药剂的选择和新型药剂的研发在难选萤石矿的浮选中具有广阔的应用前景,是萤石浮选的重要研究方向。     

钡离子对萤石、重晶石和方解石浮选行为的影响

难免离子对盐类矿物的浮选有重要影响,Ba~(2+)为萤石-重晶石-方解石型伴生矿的难免离子。通过单矿物浮选试验,考察在pH值为5~9时,Ba~(2+)对油酸钠浮选萤石、重晶石及方解石的影响。通过溶液化学计算、zeta电位测试分析,探讨了Ba~(2+)对3种矿物的作用机理。浮选结果表明:Ba~(2+)对萤石和方解石有抑制作用,对重晶石有活化作用。zeta电位测试结果与溶液化学分析表明:在pH值为5~9时,钡离子以Ba~(2+)组分存在,能与萤石和方解石进行阳离子交换,置换出的Ca~(2+)能消耗溶液中的OL-和(OL)_2~(2-),从而抑制萤石和方解石。Ba~(2+)能减小重晶石表面负电荷,减小颗粒间的排斥力,更易产生颗粒团聚体,增加了重晶石颗粒与气泡碰撞的几率,从而活化重晶石。     

湖南某铅锌尾矿中萤石的选矿回收试验

湖南某铅锌尾矿中主要矿物为可浮性相近的萤石和重晶石。为回收该尾矿中的萤石,以水玻璃、硫酸铝和栲胶为重晶石及其他脉石矿物的抑制剂,以油酸钠为萤石的捕收剂,通过1次粗选、1次扫选、4次精选闭路浮选,实现了萤石和重晶石的有效分离,获得了CaF₂品位为95.06%、CaF₂回收率达96.58%的萤石精矿。