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.     

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％,...     

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。     

某低品位单一石英型萤石矿的可选性试验研究

某单一石英型萤石矿含Ca F2 21.55%,Si O2 61.78%,属于低品位萤石矿。在工艺矿物学研究基础上,以常规药剂碳酸钠作调整剂、水玻璃作抑制剂,BK-410作捕收剂,采用"1粗6精2扫"的浮选工艺流程,小型闭路试验获得萤石精矿Ca F2品位95.37%,回收率为85.82%的FC-95级别的萤石产品,较好地回收了萤石矿物。     

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。     

新型捕收剂浮选石英型低品位萤石矿试验研究

传统脂肪酸类捕收剂水溶性较差,低温条件下对萤石的捕收效果不佳。 针对贵州某石英型低品位萤石 矿,开发了新型捕收剂 LY13,通过条件试验确定适宜的药剂制度为:Na2CO3 用量 300 g / t,水玻璃用量 600 g / t,LY13 用量 600 g / t。 经“1 粗 6 精 1 扫”闭路试验流程,获得了 CaF2 品位 98. 46%、回收率为 80. 75%的萤石精矿。 研究结果 可为同类型萤石资源的开发利用提供有益参考。     

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。     

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%。     

福建某低品位共伴生白钨、萤石矿选矿试验研究

对福建某WO3品位0.10％、CaF2品位25.45％的低品位共伴生白钨、萤石矿,以矿冶科技集团有限公司自主研发的高效选矿药剂BK418作为白钨捕收剂,BK410作为萤石捕收剂,采用"白钨常温浮选-常温浮选钨精矿加温精选-白钨常温浮选尾矿浮选萤石"的工艺流程处理该矿石,获得钨精矿中WO3品位为60.48％,WO3回收率...     

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.     

湖南某低品位萤石矿浮选工艺研究

湖南某萤石矿含CaF2为10.65%,属于低贫萤石矿,试验采用预先脱硫—浮选萤石工艺,在弱酸性介质精选的工艺制度下,通过一次粗选八次精选二次扫选,获得了CaF2品位为97.80%、回收率为49.25%的萤石精矿产品,萤石浮选尾矿采用重选综合回收白钨矿,重选白钨精矿含WO367.97%,回收率53.42%。     

某低品位铅锌硫化矿浮选试验研究

某硫化铅锌矿含铅锌原矿品位低、嵌布粒度细、伴生关系复杂。通过多种方案的比较,采用优先浮选抑锌浮铅的选别流程,试验采用乙硫氮作为优先选铅的捕收剂,石灰作为调整剂以及黄铁矿的抑制剂,硫酸锌和亚硫酸钠作为闪锌矿的抑制剂,之后利用硫酸铜作为闪锌矿的活化剂,用丁基黄药作为捕收剂来实现铅与锌的有效分离。试验获得铅精矿含铅51.00%、铅回收率86.63%、含银518 g/t、银回收率47.41%,锌精矿含锌51.20%、锌回收率85.27%、含银234 g/t、银回收率38.38%。     

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。     

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%。     

某中低品位钾长石无氟浮选试验研究

采用无氟浮选工艺对低品位钾长石矿进行了浮选试验研究,试验结果表明,采用磨矿-沉降脱泥-一粗一精-强磁选的选矿工艺流程,在磨矿细度为-0.074mm含量占50%,粗选pH为4,油胺与石油磺酸钠用量分别为800g/t、1600g/t时,可获得产率59%,K2O+Na2O品位为12.55%的长石产品,同时可获得产率为19.94%,SiO2品位为97.12%石英产品。此选矿工艺为该长石资源的综合利用提供了参考。     

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。     

某低品位铅锌硫化矿浮选工艺试验研究

安徽某硫化铅锌矿嵌布粒度微细、伴生关系复杂、含泥量大且原矿品位低,通过多种方案的比较,采用碳酸钠作pH调整剂、亚硫酸钠与硫酸锌组合抑制闪锌矿、硫氮9#作捕收剂优先选铅;选铅尾矿添加石灰调浆,用硫酸铜作活化剂,丁基黄药选锌的试验方案,获得了含铅50.60%、含锌3.93%、铅回收率为87.78%的铅精矿,以及含锌47.75%、含铅0.48%、锌回收率为88.58%的锌精矿.     

某难选萤石矿低温浮选试验研究

内蒙古某萤石矿属石英型细粒嵌布萤石,在研究内蒙古某萤石原矿性质与特征的基础上,通过系统的选矿试验研究,确定了"一粗七精",在碱性条件下(pH=9.0)粗选,在弱酸性条件下(pH= 6.0)精选,粗选和精选Ⅰ排尾,中矿集中返回到精选Ⅰ的工艺流程.在低温下,通过在精Ⅲ补加捕收剂,可获得与常温下接近的浮选指标.15℃闭路浮选可获得含CaF2品位β=98.34%、回收率ε=87.42%的优质萤石精矿,在5℃开路浮选也能得到CaF2品位β=97.70%的二级萤石精矿.