CN103357508A - 一种白云鄂博尾矿中浮选萤石的方法 - Google Patents
一种白云鄂博尾矿中浮选萤石的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN103357508A CN103357508A CN201310302158XA CN201310302158A CN103357508A CN 103357508 A CN103357508 A CN 103357508A CN 201310302158X A CN201310302158X A CN 201310302158XA CN 201310302158 A CN201310302158 A CN 201310302158A CN 103357508 A CN103357508 A CN 103357508A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- classification
- fluorite
- stage
- flotation
- mine tailing
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Granted
Links
Landscapes
- Separation Of Solids By Using Liquids Or Pneumatic Power (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明公开了一种白云鄂博尾矿中浮选萤石的方法，主要工艺步骤为：白云鄂博尾矿经预先分级-磨矿后，分级合格产品进入以下阶段：第一阶段，分级合格产品进行一级调浆，添加调整剂碳酸钠、抑制剂HC、水玻璃及捕收剂油酸，进行粗选和1～3级扫选；第二阶段，对第一阶段粗选泡沫经预先分级-磨矿处理，分级合格产品进行二级调浆，添加调整剂碳酸钠、抑制剂HC、水玻璃及捕收剂油酸，经1～3级精选；第三阶段，对第二阶段精选产品进行三级调浆，添加抑制剂HC，经过2～4级精选，得到品位95～98%的精矿。本发明采用优先浮选，分段抑制步骤，具有药剂配置简单、成本低、分选效率高，工艺指标优的特点，所得萤石精矿回收率高，产品质量高。
Description
技术领域
本发明涉及一种白云鄂博尾矿中浮选萤石的方法。
背景技术
萤石是最重要的氟化矿物，它具有独特的物理、化学性能，广泛地应用于化工、冶金、玻璃和陶瓷等工业部门。
萤石矿分为单一萤石矿和伴生萤石矿，现有萤石浮选技术领域里，针对单一萤石矿的浮选工艺及药剂较为完善；伴生萤石矿的浮选及利用回收率极低，大量的伴生萤石矿排放到尾矿。
内蒙古白云鄂博矿氟资源丰富，伴生萤石储量约为1.32亿吨，在现有的白云鄂博矿石的选别中并未对萤石进行回收，白云鄂博矿石中的伴生萤石矿物大部分排放至尾矿坝中。
如果能够有效地分离白云鄂博尾矿中萤石矿可创造极为可观的经济价值。
萤石矿的浮选工艺及相关药剂较为完善，其中硅酸盐-萤石矿的浮选工艺及药剂使用相应较为成熟，其工艺如下：
一，原料经过破碎及磨矿，得到相应合格的粒度，达到单体解离；
二，采用“老三样”药剂，即碳酸钠、水玻璃、油酸。
三，浮选流程基本为一粗一扫，多次精选，中矿顺序返回，即可获得高品位合格萤石精矿。
针对单一杂质的萤石矿基本浮选工艺及药剂制度都相应简单，矿浆pH一般为9.0～10.0。
但是针对尾矿这种杂质含量多、种类多、可浮性差异小、萤石品位低的原料，其中可浮性矿物多，如方解石，黄铁矿，云母及重晶石等，在强碱条件下对氧化铁矿及硅酸盐类矿物可得到一定程度抑制，但碳酸盐类矿物并未得到抑制，其在精矿得到富集。在酸性条件下，氧化铁矿物得到有效地富集。
因此，针对尾矿原料必须要进行相应的伴生矿物得到有效分离后再改换抑制剂抑制另一种伴生矿物。
发明内容
本发明需要解决的技术问题就在于克服现有技术的缺陷，提供一种白云鄂博尾矿中浮选萤石的方法，它采用优先浮选，分段抑制的方法，具有药剂配置简单、成本低、分选效率高、工艺指标优的特点，所得萤石精矿回收率高，产品质量高。
为解决上述问题，本发明采用如下技术方案：
本发明提供了一种白云鄂博尾矿中浮选萤石的方法，所述方法步骤为：
（1）、将白云鄂博尾矿预先分级，分级粗粒产品返回磨矿作业，分级合格产品进入第一阶段；
（2）、第一阶段：将步骤（1）中分级合格产品进行一级调浆，添加调整剂碳酸钠1000～1500g/t，抑制剂HC600～1200g/t，水玻璃1000～1500g/t，捕收剂油酸500～750g/t，矿浆pH控制在10.5～12.0，获得粗选泡沫和粗选尾矿；
粗选泡沫为第一段选别精矿，粗选尾矿添加调整剂碳酸钠400～800g/t，HC300～900g/t，水玻璃700～1300g/t，捕收剂油酸100～400g/t，矿浆pH控制在10.0～11.5，经1～3级扫选，中矿集中返回至粗选，第一阶段选别精矿进入第二阶段；
（3）、第二阶段：将第一阶段选别精矿经预先分级，分级粗粒产品返回磨矿作业，分级合格产品进入第二阶段精选；
将分级合格产品进行二级调浆，添加碳酸钠100～800g/t，HC200～750g/t，水玻璃300～1300g/t，捕收剂油酸0～100g/t，矿浆pH控制在8.5～10.0，经1～3级精选，中矿分别返回上一级浮选作业，第二阶段选别精矿进入第三阶段；
（4）、第三阶段：将第二阶段选别精矿进行三级调浆，添加HC50～300g/t，矿浆pH控制在7.0～8.5，经2～4级精选，中矿分别返回上一级浮选，获得萤石精矿。
本发明所有操作中，矿浆温度均为40℃～50℃。
本发明步骤（1）中，分级粒度为0.048mm，粒度小于0.048mm为分级合格产品进入第一阶段，粒度大于0.048mm为返砂返回磨矿。
本发明步骤（2）和步骤（3）中，碳酸钠溶液质量比浓度为5%。
本发明步骤（2）和步骤（3）中，HC为质量浓度为0.5%的改性淀粉溶液，其配置方法为，质量比为1：2：400的氢氧化钠、红薯淀粉和水在90℃水浴中搅拌30～60min，加热反应后，静置至常温。
本发明步骤（2）和步骤（3）中，水玻璃溶液配置方法：按质量比为1：3～3：5的水玻璃和水，搅拌10min，制成水玻璃溶液。
本发明步骤（3）第二阶段中，分级粒度为0.038mm，粒度小于0.038mm为分级合格产品进入第二阶段精选作业，粒度大于0.038mm为返砂返回磨矿。
本发明主要工艺步骤为：白云鄂博尾矿经预先分级-磨矿后，分级合格产品进入以下阶段：第一阶段，进行一级调浆，添加调整剂碳酸钠、抑制剂HC、水玻璃及捕收剂油酸，进行粗选和1～3级扫选；第二阶段对第一阶段粗选泡沫经预先分级-磨矿处理，进行二级调浆，添加调整剂碳酸钠、抑制剂HC、水玻璃及捕收剂油酸，经1～3级精选；第三阶段对第二阶段精选产品进行三级调浆，添加抑制剂HC，经过2～4级精选，得到品位95～98%的精矿。
与现有技术相比，本发明工艺流程及药剂制度简单，药剂成本低，易于配置；采用HC作为氧化铁矿及碳酸盐类矿物的有效抑制剂；采用预先分级可有效的避免磨矿泥化现象，降低磨矿能源消耗。中矿作业返回，确保在浮选中能获得高品位高回收率的萤石精矿，达到萤石资源的高效回收。
具体实施方式
实施例1
原料选自白云鄂博尾矿坝南段，经选别稀土后，作为本实施例1的原料，其中萤石品位为20.23%，TFe为25.10%，碳酸盐类矿物含量为9.41%，其余为大量的硅酸盐类矿物及少部分的重晶石、磷灰石等。
浮选步骤及药剂制度如下：
（1）、白云鄂博尾矿经选别稀土后的尾矿经预先分级，分级粗粒产品返回磨矿作业，分级合格产品经一次调浆，进入第一阶段浮选，粗选加入碳酸钠1000g/t，HC800g/t，水玻璃1200g/t，捕收剂油酸650g/t，在40～50℃矿浆温度下进行粗选，获得粗选泡沫和粗选尾矿；粗选尾矿经调浆加入碳酸钠700g/t，HC700g/t，水玻璃1000g/t，捕收剂油酸350g/t进行一次扫选，获得一次扫选泡沫和扫选尾矿，扫选尾矿排出，一次扫选泡沫返回粗选作业，粗选泡沫进入第二阶段。
（2）、粗选泡沫经预先分级，分级粗粒产品返回磨矿作业，分级合格产品经二次调浆，添加HC650g/t，水玻璃800g/t进行一次精选获得一次精选泡沫和一次精选槽中产品即一次精选中矿，一次精选中矿返回粗选作业；一次精选泡沫经调浆，添加HC350g/t，水玻璃400g/t进行二次精选，获得二次精选泡沫和二次精选槽中产品即二次精选中矿，二次精选中矿返回一次精选作业，二次精选泡沫进入第三阶段。
（3）、二次精选泡沫经三次调浆添加HC200g/t进行第三阶段三次精选，获得三次精选泡沫产品和三次精选槽中产品即三次精选中矿，三次精选中矿返回第二阶段二次精选作业，三次精选泡沫经调浆添加HC150g/t进入四次精选，获得四次精选泡沫产品和四次精选槽中产品即四次精选中矿，四次精选中矿返回三次精选作业，四次精选泡沫产品经调浆添加HC60g/t进入五次精选，获得五次精选泡沫和五次精选槽中产品即五次精选中矿，五次精选中矿返回四次精选作业，五次精选泡沫经浓缩过滤获得萤石精矿。
获得萤石精矿品位为96.88%，萤石回收率为87.36%。
实施例2
原料选自白云鄂博尾矿坝南段，未经选别稀土，作为本实施例2的原料，其中萤石品位为18.83%，TFe为23.56%，碳酸盐类矿物含量为6.41%，REO为7.02%，其余为大量的硅酸盐类矿物及少部分的重晶石、磷灰石等。
浮选步骤及药剂制度如下：
（1）、白云鄂博尾矿经预先分级，分级粗粒产品返回磨矿作业，分级合格产品经一次调浆，进入第一阶段浮选，粗选加入碳酸钠1200g/t，HC1200g/t，水玻璃1500g/t，捕收剂油酸500g/t，在40～50℃矿浆温度下进行粗选，获得粗选泡沫和粗选尾矿；粗选尾矿经调浆加入碳酸钠700g/t，HC900g/t，水玻璃1000g/t，捕收剂油酸300g/t进行一次扫选，获得一次扫选泡沫和一次扫选尾矿，一次扫选尾矿经调浆添加HC300g/t，水玻璃800g/t，捕收剂油酸100g/t，进入二次扫选，获得二次扫选泡沫和二次扫选尾矿，一次扫选泡沫和二次扫选泡沫集中返回粗选作业，二次扫选尾矿直接排出。粗选泡沫进入第二阶段。
（2）、粗选泡沫经预先分级，分级粗粒产品返回磨矿作业，分级合格产品进行二次调浆，添加碳酸钠500g/t，HC750g/t，水玻璃1200g/t，捕收剂油酸150g/t，进行一次精选获得一次精选泡沫和一次精选槽中产品即一次精选中矿，一次精选中矿返回粗选作业；一次精选泡沫经调浆，添加HC500g/t，水玻璃900g/t进行二次精选，获得二次精选泡沫和二次精选槽中产品即二次精选中矿，二次精选中矿返回一次精选作业，二次精选泡沫经调浆添加HC300g/t，水玻璃700g/t，进行三次精选，获得三次精选泡沫和三次精选槽内产品即三次精选中矿，三次精选中矿返回二次精选作业，三精泡沫进入第三阶段。
（3）、三次精选泡沫经三次调浆添加HC300g/t进行第三阶段四次精选，获得四次精选泡沫产品和四次精选槽中产品即四次精选中矿，四次精选中矿返回第二阶段三次精选作业，四次精选泡沫经调浆添加HC200g/t进入五次精选，获得五次精选泡沫产品和五次精选槽中产品即五次精选中矿，五次精选中矿返回四次精选作业，五次精选泡沫产品经调浆添加HC120g/t进入六次精选，获得六次精选泡沫和六次精选槽中产品即六次精选中矿，六次精选中矿返回五次精选作业，六次精选泡沫经调浆添加HC70g/t，进行七次精选获得七次精选泡沫和七次精选槽中产品即七次精选中矿，七次精选中矿返回六次精选作业，七次精选泡沫产品经浓缩过滤获得萤石精矿。
获得萤石精矿品位为95.88%，萤石回收率为75.16%。
实施例3
原料选自白云鄂博矿原矿氧化铁矿经弱磁-强磁-反浮铁尾矿，作为本实施例3的原料，其中萤石品位为15.04%，TFe为18.71%，碳酸盐类矿物含量为9.48%，REO为10.01%，其余为大量的硅酸盐类矿物及少部分的重晶石、磷灰石等。
浮选步骤及药剂制度如下：
（1）、白云鄂博原矿氧化铁矿经反浮尾矿经预先分级，分级粗粒产品返回磨矿作业，分级合格产品经调浆，进入第一阶段浮选，粗选加入碳酸钠1000g/t，HC1200g/t，水玻璃1200g/t，捕收剂油酸500g/t，在40～50℃矿浆温度下进行粗选，获得粗选泡沫和粗选尾矿；粗选尾矿经调浆加入碳酸钠800g/t，HC900g/t，水玻璃1000g/t，捕收剂油酸250g/t进行一次扫选，获得一次扫选泡沫和一次扫选尾矿，一次扫选尾矿经调浆添加HC600g/t，水玻璃800g/t，捕收剂油酸100g/t，进入二次扫选，获得二次扫选泡沫和二次扫选尾矿，一次扫选泡沫和二次扫选泡沫集中返回粗选作业，二次扫选尾矿直接排出。粗选泡沫进入第二阶段。
（2）、粗选泡沫经预先分级，分级粗粒产品返回磨矿作业，分级合格产品经二次调浆，添加碳酸钠800g/t，HC750g/t，水玻璃1300g/t，捕收剂油酸100g/t，进行一次精选获得一次精选泡沫和一次精选槽中产品即一次精选中矿，一次精选中矿返回粗选作业；一次精选泡沫经调浆，添加HC600g/t，水玻璃900g/t进行二次精选，获得二次精选泡沫和二次精选槽中产品即二次精选中矿，二次精选中矿返回一次精选作业，二次精选泡沫经调浆添加HC450g/t，水玻璃800g/t，进行三次精选，获得三次精选泡沫和三次精选槽内产品即三次精选中矿，三次精选中矿返回二次精选作业，三精泡沫进入第三阶段。
（3）、三次精选泡沫经三次调浆添加HC250g/t进行第三阶段四次精选，获得四次精选泡沫产品和四次精选槽中产品即四次精选中矿，四次精选中矿返回第二阶段三次精选作业，四次精选泡沫经调浆添加HC150g/t进入五次精选，获得五次精选泡沫产品和五次精选槽中产品即五次精选中矿，五次精选中矿返回四次精选作业，五次精选泡沫产品经调浆添加HC80g/t进入六次精选，获得六次精选泡沫和六次精选槽中产品即六次精选中矿，六次精选中矿返回五次精选作业，六次精选泡沫经调浆添加HC50g/t，进行七次精选获得七次精选泡沫和七次精选槽中产品即七次精选中矿，七次精选中矿返回六次精选作业，七次精选泡沫经浓缩过滤获得萤石精矿。
获得萤石精矿品位为95.09%，萤石回收率为65.34%。
实施例4
原料选自白云鄂博原矿强磁粗选尾矿，作为本实施例4的原料，其中萤石品位为30.70%，TFe为10.66%，碳酸盐类矿物含量为5.12%，REO为5.52%，其余为大量的硅酸盐类矿物及少部分的重晶石、磷灰石等。
（1）、白云鄂博原矿强磁粗选尾矿经预先分级，分级粗粒产品返回磨矿作业，分级合格产品经调浆，进入第一阶段浮选，粗选加入碳酸钠1000g/t，HC800g/t，水玻璃1100g/t，捕收剂油酸750g/t，在40～50℃矿浆温度下进行粗选，获得粗选泡沫和粗选尾矿；粗选尾矿经调浆加入碳酸钠600g/t，HC700g/t，水玻璃800g/t，捕收剂油酸400g/t进行一次扫选，获得一次扫选泡沫和一次扫选尾矿，一次扫选泡沫返回粗选作业，一次扫选尾矿直接排出。粗选泡沫进入第二阶段。
（2）、粗选泡沫经预先分级，分级粗粒产品返回磨矿，分级合格产品经二次调浆，添加碳酸钠700g/t，HC800g/t，水玻璃1000g/t，进行一次精选获得一次精选泡沫和一次精选槽中产品即一次精选中矿，一次精选中矿返回粗选作业；一次精选泡沫经调浆，添加HC600g/t，水玻璃800g/t进行二次精选，获得二次精选泡沫和二次精选槽中产品即二次精选中矿，二次精选中矿返回一次精选作业，二次精选泡沫进入第三阶段。
（3）、三次精选泡沫经三次调浆添加HC200g/t进行第三阶段三次精选，获得三次精选泡沫产品和三次精选槽中产品即三次精选中矿，三次精选中矿返回第二阶段二次精选作业，三次精选泡沫经调浆添加HC150g/t进入四次精选，获得四次精选泡沫产品和四次精选槽中产品即四次精选中矿，四次精选中矿返回三次精选作业，四次精选泡沫产品经调浆添加HC80g/t进入五次精选，获得五次精选泡沫和五次精选槽中产品即五次精选中矿，五次精选中矿返回四次精选作业，五次精选泡沫产品经浓缩过滤获得萤石精矿。
获得萤石精矿品位为96.41%，萤石回收率为89.47%。
实施例5
原料选自白云鄂博原矿磁铁矿弱磁选尾矿选别稀土后尾矿，作为本实施例五的原料，其中萤石品位为27.00%，TFe为19.60%，碳酸盐类矿物含量为6.57%，REO为2.91%。其余为大量的硅酸盐类矿物及少部分的重晶石、磷灰石等。
浮选步骤及药剂制度如下：
（1）、白云鄂博原矿磁铁矿弱磁选尾矿选别稀土后尾矿经预先分级，分级粗粒产品返回磨矿作业，分级合格产品经调浆，进入第一阶段浮选，粗选加入碳酸钠1000g/t，HC1000g/t，水玻璃1100g/t，捕收剂油酸550g/t，在40～50℃矿浆温度下进行粗选，获得粗选泡沫和粗选尾矿；粗选尾矿经调浆加入碳酸钠600g/t，HC800g/t，水玻璃800g/t，捕收剂油酸300g/t进行一次扫选，获得一次扫选泡沫和尾矿，尾矿排出，一次扫选泡沫返回粗选作业，粗选泡沫进入第二阶段。
（2）、粗选泡沫经预先分级，分级粗粒产品返回磨矿作业，分级合格产品经二次调浆，添加碳酸钠500g/t,HC700g/t，水玻璃900g/t进行一次精选获得一次精选泡沫和一次精选槽中产品即一次精选中矿，一次精选中矿返回粗选作业；一次精选泡沫经调浆，添加HC550g/t，水玻璃700g/t进行二次精选，获得二次精选泡沫和二次精选槽中产品即二次精选中矿，二次精选中矿返回一次精选作业，二次精选泡沫进入第三阶段。
（3）、二次精选泡沫经三次调浆添加HC250g/t进行第三阶段三次精选，获得三次精选泡沫产品和三次精选槽中产品即三次精选中矿，三次精选中矿返回第二阶段二次精选作业，三次精选泡沫经调浆添加HC130g/t进入四次精选，获得四次精选泡沫产品和四次精选槽中产品即四次精选中矿，四次精选中矿返回三次精选作业，四次精选泡沫产品经调浆添加HC70g/t进入五次精选，获得五次精选泡沫和五次精选槽中产品即五次精选中矿，五次精选中矿返回四次精选作业，五次精选泡沫经浓缩过滤获得萤石精矿。
获得萤石精矿品位为95.41%，萤石回收率为83.70%。
上述实施例1-5中：
优先分级磨矿步骤中，分级粒度为0.048mm，粒度小于0.048mm为分级合格产品进入第一阶段，粒度大于0.048mm为返砂返回磨矿。
碳酸钠溶液质量比浓度为5%。
HC为质量浓度为0.5%的改性淀粉溶液，其配置方法为，质量比为1：2：400的氢氧化钠、红薯淀粉和水在90℃水浴中搅拌30～60min，加热反应后，静置至常温。
水玻璃溶液配置方法：按质量比为1：3～3：5的水玻璃和水，搅拌10min，制成水玻璃溶液。
粗选泡沫分级粒度为0.038mm，粒度小于0.038mm为分级合格产品进入第二阶段精选作业，粒度大于0.038mm为返砂返回磨矿。
最后应说明的是：显然，上述实施例仅仅是为清楚地说明本发明所作的举例，而并非对实施方式的限定。对于所属领域的普通技术人员来说，在上述说明的基础上还可以做出其它不同形式的变化或变动。这里无需也无法对所有的实施方式予以穷举。而由此所引申出的显而易见的变化或变动仍处于本发明的保护范围之中。
Claims (7)
1.一种白云鄂博尾矿中浮选萤石的方法，其特征在于，所述方法步骤为：
（1）、将白云鄂博尾矿预先分级，分级粗粒产品返回磨矿作业，分级合格产品进入第一阶段；
（2）、第一阶段：将步骤（1）中分级合格产品进行一级调浆，添加调整剂碳酸钠1000～1500g/t，抑制剂HC600～1200g/t，水玻璃1000～1500g/t，捕收剂油酸500～750g/t，矿浆pH控制在10.5～12.0，获得粗选泡沫和粗选尾矿；
粗选泡沫为第一阶段选别精矿，粗选尾矿添加调整剂碳酸钠400～800g/t，HC300～900g/t，水玻璃700～1300g/t，捕收剂油酸100～400g/t，矿浆pH控制在10.0～11.5，经1～3级扫选，中矿集中返回至粗选，第一阶段选别精矿进入第二阶段；
（3）、第二阶段：将第一阶段选别精矿经预先分级，分级粗粒产品返回磨矿作业，分级合格产品进入第二阶段浮选作业；
将分级合格产品进行二级调浆，添加碳酸钠100～800g/t，HC200～750g/t，水玻璃300～1300g/t，捕收剂油酸0～100g/t，矿浆pH控制在8.5～10.0，经1～3级精选，中矿分别返回上一级浮选作业，第二阶段选别精矿进入第三阶段；
（4）、第三阶段：将第二阶段选别精矿进行三级调浆，添加HC50～300g/t，矿浆pH控制在7.0～8.5，经2～4级精选，中矿分别返回上一级浮选作业，获得萤石精矿。
2.根据权利要求1所述的一种白云鄂博尾矿中浮选萤石的方法，其特征在于，所有操作中，矿浆温度均为40℃～50℃。
3.根据权利要求1所述的一种白云鄂博尾矿中浮选萤石的方法，其特征在于，步骤（1）中，分级粒度为0.048mm，粒度小于0.048mm为分级合格产品进入第一阶段，粒度大于0.048mm为返砂返回磨矿作业。
4.根据权利要求1所述的一种白云鄂博尾矿中浮选萤石的方法，其特征在于，步骤（2）和步骤（3）中，碳酸钠溶液质量比浓度为5%。
5.根据权利要求1所述的一种白云鄂博尾矿中浮选萤石的方法，其特征在于，步骤（2）和步骤（3）中，HC为质量浓度为0.5%的改性淀粉溶液，其配置方法为，质量比为1：2：400的氢氧化钠、红薯淀粉和水在90℃水浴中搅拌30～60min，加热反应后，静置至常温。
6.根据权利要求1所述的一种白云鄂博尾矿中浮选萤石的方法，其特征在于，步骤（2）和步骤（3）中，水玻璃溶液配置方法：按质量比为1：3～3：5的水玻璃和水，搅拌10min，制成水玻璃溶液。
7.根据权利要求1所述的一种白云鄂博尾矿中浮选萤石的方法，其特征在于，步骤（3）第二阶段中，分级粒度为0.038mm，粒度小于0.038mm为分级合格产品进入第二阶段精选作业，粒度大于0.038mm为返砂返回磨矿作业。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201310302158.XA CN103357508B (zh) | 2013-07-17 | 2013-07-17 | 一种白云鄂博尾矿中浮选萤石的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201310302158.XA CN103357508B (zh) | 2013-07-17 | 2013-07-17 | 一种白云鄂博尾矿中浮选萤石的方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN103357508A true CN103357508A (zh) | 2013-10-23 |
| CN103357508B CN103357508B (zh) | 2015-02-18 |
Family
ID=49360261
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN201310302158.XA Expired - Fee Related CN103357508B (zh) | 2013-07-17 | 2013-07-17 | 一种白云鄂博尾矿中浮选萤石的方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN103357508B (zh) |
Cited By (12)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN105597944A (zh) * | 2015-12-30 | 2016-05-25 | 广德林峰科技有限公司 | 一种萤石矿的浮选方法 |
| CN105597943A (zh) * | 2016-01-25 | 2016-05-25 | 江西理工大学 | 一种浮选抑制剂和制备方法及其应用 |
| CN105709940A (zh) * | 2016-01-29 | 2016-06-29 | 长沙矿冶研究院有限责任公司 | 一种从多金属矿浮选尾矿中回收萤石的方法 |
| CN109107770A (zh) * | 2018-08-15 | 2019-01-01 | 浙江天磨矿业科技有限公司 | 一种从尾矿中回收萤石的再磨再选方法 |
| CN110665632A (zh) * | 2019-10-14 | 2020-01-10 | 广东省资源综合利用研究所 | 一种稀土矿中综合回收钼、铅、氟和稀土的方法 |
| CN110743712A (zh) * | 2019-09-11 | 2020-02-04 | 西安矿源有色冶金研究院有限公司 | 一种提高萤石精矿品位的方法 |
| CN111298985A (zh) * | 2020-04-14 | 2020-06-19 | 高台县宏源矿业有限责任公司 | 一种萤石尾矿中浮选回收萤石精矿的方法 |
| CN112354683A (zh) * | 2020-10-15 | 2021-02-12 | 湖南柿竹园有色金属有限责任公司 | 一种萤石精选尾矿中再回收萤石的方法 |
| CN112354686A (zh) * | 2020-10-15 | 2021-02-12 | 湖南柿竹园有色金属有限责任公司 | 混合碱在低度萤石尾矿回收新工艺中的应用 |
| CN113333181A (zh) * | 2021-06-18 | 2021-09-03 | 核工业北京化工冶金研究院 | 一种严重风化稀土矿的浮选方法 |
| CN113843183A (zh) * | 2021-10-11 | 2021-12-28 | 内蒙古宏鉮科技发展有限责任公司 | 一种白云鄂博含铁围岩的萤石分选方法 |
| CN113908974A (zh) * | 2021-08-18 | 2022-01-11 | 西北矿冶研究院 | 一种嵌布关系复杂的高泥化萤石矿选矿方法 |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US20030213730A1 (en) * | 2002-02-22 | 2003-11-20 | Srdjan Bulatovic | Process for separation of bastnaesite from weathered bastnaesite barite fluorite ores |
| CN101712014A (zh) * | 2009-12-08 | 2010-05-26 | 湖南省铸万有实业有限公司 | 多种类杂质单一型萤石矿选矿方法 |
| CN102357426A (zh) * | 2011-08-03 | 2012-02-22 | 西北矿冶研究院 | 一种萤石矿硅质矿物和碳酸钙矿物的抑制剂 |
| CN102886300A (zh) * | 2012-10-19 | 2013-01-23 | 内蒙古科技大学 | 一种从白云鄂博尾矿中回收钪的选矿方法 |
-
2013
- 2013-07-17 CN CN201310302158.XA patent/CN103357508B/zh not_active Expired - Fee Related
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US20030213730A1 (en) * | 2002-02-22 | 2003-11-20 | Srdjan Bulatovic | Process for separation of bastnaesite from weathered bastnaesite barite fluorite ores |
| CN101712014A (zh) * | 2009-12-08 | 2010-05-26 | 湖南省铸万有实业有限公司 | 多种类杂质单一型萤石矿选矿方法 |
| CN102357426A (zh) * | 2011-08-03 | 2012-02-22 | 西北矿冶研究院 | 一种萤石矿硅质矿物和碳酸钙矿物的抑制剂 |
| CN102886300A (zh) * | 2012-10-19 | 2013-01-23 | 内蒙古科技大学 | 一种从白云鄂博尾矿中回收钪的选矿方法 |
Non-Patent Citations (2)
| Title |
|---|
| 史世萌: "萤石矿选矿系统研究与分析", 《中国优秀硕士学位论文全文数据库（电子期刊）工程科技I辑》, no. 10, 15 October 2012 (2012-10-15), pages 021 - 202 * |
| 吴永云等: "淀粉及改性淀粉作为萤石与重晶石的选择性抑制剂的研究", 《非金属矿》, no. 3, 30 June 1989 (1989-06-30), pages 18 - 22 * |
Cited By (15)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN105597944A (zh) * | 2015-12-30 | 2016-05-25 | 广德林峰科技有限公司 | 一种萤石矿的浮选方法 |
| CN105597943A (zh) * | 2016-01-25 | 2016-05-25 | 江西理工大学 | 一种浮选抑制剂和制备方法及其应用 |
| CN105597943B (zh) * | 2016-01-25 | 2017-12-29 | 江西理工大学 | 一种浮选抑制剂和制备方法及其应用 |
| CN105709940A (zh) * | 2016-01-29 | 2016-06-29 | 长沙矿冶研究院有限责任公司 | 一种从多金属矿浮选尾矿中回收萤石的方法 |
| CN105709940B (zh) * | 2016-01-29 | 2018-11-30 | 长沙矿冶研究院有限责任公司 | 一种从多金属矿浮选尾矿中回收萤石的方法 |
| CN109107770A (zh) * | 2018-08-15 | 2019-01-01 | 浙江天磨矿业科技有限公司 | 一种从尾矿中回收萤石的再磨再选方法 |
| CN110743712A (zh) * | 2019-09-11 | 2020-02-04 | 西安矿源有色冶金研究院有限公司 | 一种提高萤石精矿品位的方法 |
| CN110665632A (zh) * | 2019-10-14 | 2020-01-10 | 广东省资源综合利用研究所 | 一种稀土矿中综合回收钼、铅、氟和稀土的方法 |
| CN111298985A (zh) * | 2020-04-14 | 2020-06-19 | 高台县宏源矿业有限责任公司 | 一种萤石尾矿中浮选回收萤石精矿的方法 |
| CN111298985B (zh) * | 2020-04-14 | 2021-12-24 | 高台县宏源矿业有限责任公司 | 一种萤石尾矿中浮选回收萤石精矿的方法 |
| CN112354683A (zh) * | 2020-10-15 | 2021-02-12 | 湖南柿竹园有色金属有限责任公司 | 一种萤石精选尾矿中再回收萤石的方法 |
| CN112354686A (zh) * | 2020-10-15 | 2021-02-12 | 湖南柿竹园有色金属有限责任公司 | 混合碱在低度萤石尾矿回收新工艺中的应用 |
| CN113333181A (zh) * | 2021-06-18 | 2021-09-03 | 核工业北京化工冶金研究院 | 一种严重风化稀土矿的浮选方法 |
| CN113908974A (zh) * | 2021-08-18 | 2022-01-11 | 西北矿冶研究院 | 一种嵌布关系复杂的高泥化萤石矿选矿方法 |
| CN113843183A (zh) * | 2021-10-11 | 2021-12-28 | 内蒙古宏鉮科技发展有限责任公司 | 一种白云鄂博含铁围岩的萤石分选方法 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN103357508B (zh) | 2015-02-18 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN103357508B (zh) | 一种白云鄂博尾矿中浮选萤石的方法 | |
| CN101224441B (zh) | 钼钨氧化矿选矿工艺 | |
| CN102886300B (zh) | 一种从白云鄂博尾矿中回收钪的选矿方法 | |
| CN105149100B (zh) | 一种从铅锌尾矿中回收重晶石的方法 | |
| CN106391295B (zh) | 一种钒钛磁铁矿的选钛方法和装置 | |
| CN104941787B (zh) | 从选铜尾矿中回收铜、铁、石榴子石的工艺 | |
| CN102284369B (zh) | 一种提高浮选回收率的方法 | |
| CN110694788B (zh) | 一种高钙镁型低品位锂辉石矿的选矿方法 | |
| CN105435970B (zh) | 一种铜冶炼炉渣浮选回收铜的选矿工艺 | |
| CN104084315A (zh) | 一种萤石与钨浮选分离的选矿方法 | |
| CN105214850A (zh) | 一种含滑石的硫化铜镍矿选矿方法 | |
| CN104722409A (zh) | 对低/特低品位铜钼矿石或矿山废石的浮选分离方法 | |
| CN103506215B (zh) | 长石矿提质除铁的选矿工艺 | |
| CN105381867B (zh) | 一种隐晶质石墨的浮选方法 | |
| CN102441496B (zh) | 一种含钾尾矿中钾长石的精选方法 | |
| CN102744151A (zh) | 一种硅钙质胶磷矿的分支浮选工艺 | |
| CN105381868B (zh) | 一种矽卡岩型高磷钼矿的物理选矿降磷方法 | |
| CN206315913U (zh) | 一种钒钛磁铁矿的选钛装置 | |
| CN103736569A (zh) | 一种硫化矿的选矿方法 | |
| CN109092563A (zh) | 一种高硫铅锌矿高效浮选的方法 | |
| CN104258979A (zh) | 一种长石矿选矿工艺 | |
| CN110102412A (zh) | 制备高纯萤石粉及尾矿重晶石高效利用的方法 | |
| CN103934116A (zh) | 浮选铜钼混合精矿的方法 | |
| CN105013616A (zh) | 一种从钼铅硫混合精矿中分离钼精矿与铅硫精矿的方法 | |
| CN104923384A (zh) | 一种高含杂长石矿的低成本除铁提质选矿方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| C06 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| C10 | Entry into substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| C14 | Grant of patent or utility model | ||
| GR01 | Patent grant | ||
| CF01 | Termination of patent right due to non-payment of annual fee |
Granted publication date: 20150218 Termination date: 20210717 |
|
| CF01 | Termination of patent right due to non-payment of annual fee |