CN114178042B - 多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法 - Google Patents

多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法 Download PDF

Info

Publication number
CN114178042B
CN114178042B CN202111494659.3A CN202111494659A CN114178042B CN 114178042 B CN114178042 B CN 114178042B CN 202111494659 A CN202111494659 A CN 202111494659A CN 114178042 B CN114178042 B CN 114178042B
Authority
CN
China
Prior art keywords
fluorite
flotation
concentrate
water glass
roughing
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.)
Active
Application number
CN202111494659.3A
Other languages
English (en)
Other versions
CN114178042A (zh
Inventor
谢加文
何斌全
过建光
龙冰
张宗生
吕清纯
胡新红
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Hunan Shizhuyuan Nonferrous Metals Co Ltd
Original Assignee
Hunan Shizhuyuan Nonferrous Metals Co Ltd
Priority date (The priority date 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 date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Hunan Shizhuyuan Nonferrous Metals Co Ltd filed Critical Hunan Shizhuyuan Nonferrous Metals Co Ltd
Priority to CN202111494659.3A priority Critical patent/CN114178042B/zh
Publication of CN114178042A publication Critical patent/CN114178042A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN114178042B publication Critical patent/CN114178042B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Classifications

    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
    • B03B7/00—Combinations of wet processes or apparatus with other processes or apparatus, e.g. for dressing ores or garbage
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
    • B03B9/00—General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03C—MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03C1/00—Magnetic separation
    • B03C1/02—Magnetic separation acting directly on the substance being separated
    • B03C1/025—High gradient magnetic separators
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03C—MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03C1/00—Magnetic separation
    • B03C1/02—Magnetic separation acting directly on the substance being separated
    • B03C1/30—Combinations with other devices, not otherwise provided for
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00—Flotation
    • B03D1/02—Froth-flotation processes
    • B03D1/025—Froth-flotation processes adapted for the flotation of fines

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明公开的属于选矿技术领域，具体为多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法，包括以下步骤：萤石的分质浮选：将浮钨尾矿作为萤石浮选给矿，首先进行萤石粗选一作业，粗选一作业主要利用易浮萤石的天然可浮性，采用较少或者选择性较好的药剂进行浮选；药剂制度为：碳酸钠，水玻璃，抑钙剂，萤石捕收剂；粗选一的尾矿进入粗选二作业，添加捕收能力较强的捕收剂，本发明的有益效果是：在萤石浮选的前端实现分质分流，保证高度精矿的质量，同时强化难浮萤石的浮选与处理，大大提高了总回收率；采用分步抑制，先在碱性条件抑制硅酸盐类矿物，再在酸性条件抑制碳酸钙，使萤石精矿的综合品位得到提高。

Description

多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法
技术领域
本发明涉及选矿技术领域，具体为多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法。
背景技术
湖南某大型钨钼铋伴生萤石多金属矿，属于矽卡岩型矿体，其选矿主干工艺流程为：磁选脱铁—钼铋硫全浮—黑白钨混合浮选—萤石浮选。将原矿磨矿至细度-200目约占70.0%，对依次经过磁选脱铁、钼铋硫全浮和螯合捕收剂混合浮选黑白钨后的尾矿再进行萤石浮选，萤石浮选给矿浓度约40.0%，品位CaF220.00%、CaCO33.95%、SiO238.72%，萤石浮选工艺流程见图1。选矿药剂总用量为：纯碱1000g/t，水玻璃3500g/t，捕收剂CYP-01 600g/t，工业盐酸900g/t，酸化水玻璃300g/t。该工艺获得选矿技术指标为：获得的高品位萤石精矿，含CaF2 86.76%、回收率60.26%，获得的另一个低度萤石精矿，含CaF2 75.87%、回收率7.16%，萤石精矿CaF2综合品位85.49%，总回收率67.42%。
上述现有的选矿主干工艺存在以下缺点：
多金属矿浮钨尾矿中，由于矿浆中存在剩余药剂的作用，以及萤石天然可浮性、粒度大小、嵌布粒度、单体解离度情况等因素的影响，造成其可浮性有较大差异；
目前用的萤石浮选工艺中，粗选作业段采用在高碱度介质中、大剂量抑制剂，同时添加大量的捕收剂，以强化萤石的上浮，此粗选药剂制度，确实可以保证萤石粗选作业段回收率；但是将萤石与碳酸钙等易浮脉石矿物全部浮上来，造成粗精矿品位低、产率很大，需借助大量的消泡水去冲散泡沫进而导致矿浆量增大，精一、精二容易出现浮选时间不够的现象，使整个粗选作业段浮选效率偏低，粗精矿CaF2品位偏低；
解决了萤石精选作业跑尾高、回收率低：由于粗选作业段的“重拉”使粗精矿产率大、品位低，为了提高精矿品位，精选段采用“重压”长流程、在酸性条件下抑制脉石，从而导致萤石连生体、较粗粒级的萤石可浮性显著下降，该精选尾矿中的萤石，再进行回收，难度很大，萤石精矿总回收率偏低的问题，大大提高了总回收率。
发明内容
鉴于现有多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法中存在的问题，提出了本发明。
因此，本发明的目的是提供多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法，利用萤石矿物在矿浆中可浮性的差异，并通过分质浮选—分步抑制技术，将禀赋相对好的萤石与禀赋相对差的萤石，在粗选作业段就分离开来，较大程度地保留了萤石矿的可选性，避免了“一把拉”再精选对萤石矿物表面造成的不可逆性损毁，有利于后续区别处理提高精矿品位、回收率，实现萤石的分质回收，提高萤石选矿指标，再通过强磁分选、分级、再磨和浮选精选的分步抑制技术，使整个地萤石浮选流程更流畅，使研究的工艺流程更适合给矿的矿石性质，本发明大幅度提高了萤石浮选的效率，解决了上述现有技术中存在的问题。
为解决上述技术问题，根据本发明的一个方面，本发明提供了如下技术方案：
多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法，包括以下步骤：
S1，萤石的分质浮选：将浮钨尾矿作为萤石浮选给矿，首先进行萤石粗选一作业；粗选一作业主要利用易浮萤石的天然可浮性，采用较少的药剂进行浮选；药剂制度为：碳酸钠用量200～800g/t，水玻璃用量500～2000g/t， 抑钙剂用量50～200g/t，萤石捕收剂用量100～400g/t；
S2，粗选一的尾矿进入粗选二作业（或者称为扫选作业）：对矿浆中难浮萤石进行强化浮选，采用改性油酸钠YB-2作为萤石捕收剂。粗选二浮选的药剂制度为：混合碱用量50～500g/t，水玻璃用量100～1000g/t， YB-2用量100～200g/t，粗选二的尾矿直接丢弃；分质浮选由粗选一和粗选二两作业组成，分别获得两个可浮性有显著差异的萤石粗精矿；
S3，粗选一精矿首先进入高度萤石精一作业，精一水玻璃用量200～400g/t；精一精矿进入高梯度强磁选作业，磁场强度0.5～1.0T，磁性产品与粗选二精选作业的精矿合并，非磁性产品进入萤石精二作业；强磁选在工艺中起脱硅脱铁作用，是分步抑制脉石矿物，提高精一萤石精矿品位；精二作业添加盐酸用量为1000～2000g/t，酸化水玻璃用量为100～200g/t，YB-1用量为120～180g/t；本技术所用酸化水玻璃为水玻璃与硫酸复配而成，两者的质量比为（1~5） : 1；精三至精六作业仅添加酸化水玻璃，用量分别为：精三100～200g/t、精四100～150g/t、精五60～100g/t和精六40～60g/t；
S4，粗选二的精矿在进行一次精选后，与泡沫产物、磁性产物和精二扫尾矿合并，进入分级—磨矿作业，分级设备采用旋流器，再磨细度控制在-200目占89-91%；
S5，一粗一扫和四精的低度萤石选矿：添加纯碱用量为200～400g/t，水玻璃200～300g/t，萤石捕收剂 60～100g/t；扫选作业添加萤石捕收剂为10～20g/t；精一添加水玻璃100～200g/t；精二添加盐酸300～500g/t，酸化水玻璃100～200g/t；精三添加酸化水玻璃100～150g/t；精四添加酸化水玻璃60～120g/t，精四精矿即为低度萤石精矿。分步抑制为高度萤石精矿精选和低度萤石精选作业组成，在酸性条件下抑制钙类脉石矿物，分别得到高度萤石精矿和低度萤石精矿。
作为本发明所述的多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法的一种优选方案，其中：所述S1步骤中萤石捕收剂采用改性油酸YB-1。
作为本发明所述的多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法的一种优选方案，其中：所述S5步骤中萤石捕收剂采用改性油酸YB-2。
与现有技术相比：
通过本技术发明，可获得一个高品级的萤石精矿。利用萤石矿物在矿浆中可浮性的差异，并通过分质浮选—分步抑制技术，将禀赋相对好的萤石与禀赋相对差的萤石，在粗选作业段就分离开来，较大程度地保留了萤石矿的可选性，避免了“一把拉”再精选对萤石矿物表面造成的不可逆性损毁，有利于后续区别处理提高精矿品位、回收率，实现萤石的分质回收，提高萤石选矿指标；
根据分质浮选获得的不同萤石粗精产物，通过强磁分选、分级、再磨和浮选精选的分步抑制技术，使整个地萤石浮选流程更流畅，使研究的工艺流程更适合给矿的矿石性质，本发明大幅度提高了萤石浮选的效率；
获得的两个萤石精矿，CaF2品位显著提高；CaF2总回收率显著提高。
附图说明
图1为本发明提供的工艺流程图。
实施方式
为使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚，下面将结合附图对本发明的实施方式做进一步的详细描述。
本发明提供多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法，请参阅图1，包括以下步骤：
S1，萤石的分质浮选：将浮钨尾矿作为萤石浮选给矿，首先进行萤石粗选一作业；粗选一作业主要利用易浮萤石的天然可浮性，采用较少的药剂进行浮选；药剂制度为：碳酸钠用量200～800g/t，优选设置为500g/t，水玻璃用量500～2000g/t，优选设置为1250g/t，抑钙剂用量50～200g/t，优选设置为125g/t，萤石捕收剂用量100～400g/t，优选设置为250g/t；
S2，粗选一的尾矿进入粗选二作业（或者称为扫选作业）：对矿浆中难浮萤石进行强化浮选，采用改性油酸钠YB-2作为萤石捕收剂。粗选二浮选的药剂制度为：混合碱用量50～500g/t，优选设置为275g/t，水玻璃用量100～1000g/t，优选设置为550g/t，YB-2用量100～200g/t，优选设置为150g/t，粗选二的尾矿直接丢弃；分质浮选由粗选一和粗选二两作业组成，分别获得两个可浮性有显著差异的萤石粗精矿；
S3，粗选一精矿首先进入高度萤石精一作业，精一水玻璃用量200～400g/t，优选设置为300g/t；精一精矿进入高梯度强磁选作业，磁场强度0.5～1.0T，优选设置为0.75T，磁性产品与粗选二精选作业的精矿合并，非磁性产品进入萤石精二作业；强磁选在工艺中起脱硅脱铁作用，是分步抑制脉石矿物，提高精一萤石精矿品位；精二作业添加盐酸用量为1000～2000g/t，优选设置为1500g/t，酸化水玻璃用量为100～200g/t，优选设置为150g/t，YB-1用量为120～180g/t，优选设置为150g/t；本技术所用酸化水玻璃为水玻璃与硫酸复配而成，两者的质量比为（1~5） : 1，优选设置为3:1；精三至精六作业仅添加酸化水玻璃，用量分别为：精三100～200g/t，优选设置为150g/t、精四100～150g/t，优选设置为125g/t、精五60～100g/t，优选设置为80g/t，精六40～60g/t，优选设置为50g/t；
S4，粗选二的精矿在进行一次精选后，与泡沫产物、磁性产物和精二扫尾矿合并，进入分级—磨矿作业，分级设备采用旋流器，再磨细度控制在-200目占89-91%；
S5，一粗一扫和四精的低度萤石选矿：添加纯碱用量为200～400g/t，优选设置为300g/t，水玻璃200～300g/t，优选设置为250g/t，萤石捕收剂 60～100g/t，优选设置为80g/t；扫选作业添加萤石捕收剂为10～20g/t优选设置为15g/t；精一添加水玻璃100～200g/t，优选设置为150g/t；精二添加盐酸300～500g/t，优选设置为400g/t，酸化水玻璃100～200g/t，优选设置为150g/t；精三添加酸化水玻璃100～150g/t，优选设置为125g/t；精四添加酸化水玻璃60～120g/t，优选设置为90g/t，精四精矿即为低度萤石精矿；
进一步的，所述S1步骤中萤石捕收剂采用改性油酸YB-1。
进一步的，所述S2步骤中萤石捕收剂采用改性油酸YB-2。
进一步的，所述S3步骤中萤石捕收剂采用改性油酸YB-1。
进一步的，所述S5步骤中萤石捕收剂采用改性油酸YB-2。
通过本发明的“萤石分质浮选—分步抑制选矿工艺”，工业试验：
实验1：
对含CaF2为20.00%的钨尾给矿，获得的选矿技术指标为：高度萤石精矿产率11.89%、CaF2品位92.00%、回收率54.58%；低度萤石精矿产率5.47%、CaF2品位85.00%、回收率23.49%；萤石精矿综合CaF2品位89.79%、总回收率78.07%；
实验2：对较低的钨尾，含CaF2为15.12%% 的给矿，经本发明萤石浮选工艺，获得的高度萤石精矿产率8.15%、CaF2品位92.61%、回收率49.92%；低度萤石精矿产率4.40%、CaF2品位86.33%、回收率25.12%；萤石精矿综合CaF2品位90.41%、总回收率75.04%；
实验3：对CaF2品位27.05%的给矿，高度萤石精矿产率16.63%、CaF2品位92.45%、回收率56.84%；低度萤石精矿产率8.16%、CaF2品位85.91%、回收率25.92%；萤石精矿综合CaF2品位90.30%、总回收率82.75%。
将上述3个实验制成下表
从上表可知，利用本发明的工艺，CaF2品位大大提高，萤石精矿总回收率大大提高。
虽然在上文中已经参考实施方式对本发明进行了描述，然而在不脱离本发明的范围的情况下，可以对其进行各种改进并且可以用等效物替换其中的部件。尤其是，只要不存在结构冲突，本发明所披露的实施方式中的各项特征均可通过任意方式相互结合起来使用，在本说明书中未对这些组合的情况进行穷举性的描述仅仅是出于省略篇幅和节约资源的考虑。因此，本发明并不局限于文中公开的特定实施方式，而是包括落入权利要求的范围内的所有技术方案。

Claims (3)

1.多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1，萤石的分质浮选：将浮钨尾矿作为萤石浮选给矿，首先进行萤石粗选一作业；粗选一作业主要利用易浮萤石的天然可浮性，采用较少的药剂进行浮选；药剂制度为：碳酸钠用量200～800g/t，水玻璃用量500～2000g/t， 抑钙剂用量50～200g/t，萤石捕收剂用量100～400g/t；
S2，粗选一的尾矿进入粗选二作业：对矿浆中难浮萤石进行强化浮选，采用改性油酸钠YB-2作为萤石捕收剂，粗选二浮选的药剂制度为：纯碱用量50～500g/t，水玻璃用量100～1000g/t， YB-2用量100～200g/t，粗选二的尾矿直接丢弃；分质浮选由粗选一和粗选二两作业组成，分别获得两个可浮性有显著差异的萤石粗精矿；
S3，粗选一精矿首先进入高度萤石精一作业，精一水玻璃用量200～400g/t；精一精矿进入高梯度强磁选作业，磁场强度0.5～1.0T，磁性产品与粗选二精选作业的精矿合并，非磁性产品进入萤石精二作业；强磁选在工艺中起脱硅脱铁作用，不仅是分步抑制脉石矿物的重要环节，还可以提高精一萤石精矿品位；精二作业添加盐酸用量为1000～2000g/t，酸化水玻璃用量为100～200g/t，YB-1用量为120～180g/t；本技术所用酸化水玻璃为水玻璃与硫酸复配而成，两者的质量比为（1~5） : 1；精三至精六作业仅添加酸化水玻璃，用量分别为：精三100～200g/t、精四100～150g/t、精五60～100g/t和精六40～60g/t；
S4，粗选二的精矿在进行一次精选后，与泡沫产物、磁性产物和精二扫尾矿合并，进入分级—磨矿作业，分级设备采用旋流器，再磨细度控制在-200目占89-91%；
S5，一粗一扫和四精的低度萤石选矿：添加纯碱用量为200～400g/t，水玻璃200～300g/t，萤石捕收剂 60～100g/t；扫选作业添加萤石捕收剂为10～20g/t；精一添加水玻璃100～200g/t；精二添加盐酸300～500g/t，酸化水玻璃100～200g/t；精三添加酸化水玻璃100～150g/t；精四添加酸化水玻璃60～120g/t，精四精矿即为低度萤石精矿，分步抑制为高度萤石精矿精选和低度萤石精选作业组成，在酸性条件下抑制钙类脉石矿物，分别得到高度萤石精矿和低度萤石精矿。
2.根据权利要求1所述的多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法，其特征在于，所述S1步骤中萤石捕收剂采用改性油酸YB-1。
3.根据权利要求1所述的多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法，其特征在于，所述S5步骤中萤石捕收剂采用改性油酸YB-2。
CN202111494659.3A 2021-12-08 2021-12-08 多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法 Active CN114178042B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202111494659.3A CN114178042B (zh) 2021-12-08 2021-12-08 多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202111494659.3A CN114178042B (zh) 2021-12-08 2021-12-08 多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN114178042A CN114178042A (zh) 2022-03-15
CN114178042B true CN114178042B (zh) 2023-10-13

Family

ID=80603909

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202111494659.3A Active CN114178042B (zh) 2021-12-08 2021-12-08 多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN114178042B (zh)

Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA1216082A (en) * 1983-03-29 1986-12-30 Douglas N. Collins Minerals flotation
CN103301934A (zh) * 2013-05-16 2013-09-18 北京矿冶研究总院 一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法
CN111644270A (zh) * 2020-06-15 2020-09-11 广东省资源综合利用研究所 一种从尾矿中回收萤石的选矿工艺
CN112588453A (zh) * 2020-11-27 2021-04-02 湖南柿竹园有色金属有限责任公司 一种黑白钨矿的选矿工艺
CN112588452A (zh) * 2020-11-27 2021-04-02 湖南柿竹园有色金属有限责任公司 一种多金属伴生萤石矿的选矿工艺
WO2021073162A1 (zh) * 2019-10-14 2021-04-22 广东省科学院资源综合利用研究所 一种稀土尾矿中集约化回收有价组分的方法
CN113369005A (zh) * 2021-05-13 2021-09-10 西北矿冶研究院 一种混合型难选钨矿石的选矿方法

Patent Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CA1216082A (en) * 1983-03-29 1986-12-30 Douglas N. Collins Minerals flotation
CN103301934A (zh) * 2013-05-16 2013-09-18 北京矿冶研究总院 一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法
WO2021073162A1 (zh) * 2019-10-14 2021-04-22 广东省科学院资源综合利用研究所 一种稀土尾矿中集约化回收有价组分的方法
CN111644270A (zh) * 2020-06-15 2020-09-11 广东省资源综合利用研究所 一种从尾矿中回收萤石的选矿工艺
CN112588453A (zh) * 2020-11-27 2021-04-02 湖南柿竹园有色金属有限责任公司 一种黑白钨矿的选矿工艺
CN112588452A (zh) * 2020-11-27 2021-04-02 湖南柿竹园有色金属有限责任公司 一种多金属伴生萤石矿的选矿工艺
CN113369005A (zh) * 2021-05-13 2021-09-10 西北矿冶研究院 一种混合型难选钨矿石的选矿方法

Non-Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
多金属矿尾矿综合回收低品位萤石研究;孙志健;;矿冶(第03期);第57-61页 *
柿竹园浮钨尾矿综合回收萤石新工艺;叶志平;何国伟;;有色金属(第03期);第70-72页 *
湖南某多金属矿尾矿萤石选矿新工艺研究;凌石生 等;有色金属（选矿部分）(第6期);第57-61页 *

Also Published As

Publication number Publication date
CN114178042A (zh) 2022-03-15

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN102744151B (zh) 一种硅钙质胶磷矿的分支浮选工艺
CN102513217B (zh) 一种锌硫矿物浮选分离的方法
CN112371344B (zh) 一种高钙镁型含泥钨钼萤石矿综合回收选矿方法
CN109821661A (zh) 一种高硫铅锌矿低碱无硫酸浮选工艺
CN109939834B (zh) 复合捕收剂及其在极低品位含铷矿石浮选中的应用
CN111686925B (zh) 一种低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺
CN111167596A (zh) 一种氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法
CN111617884B (zh) 一种复杂多金属硫化矿铜铅锌砷浮选分离方法
CN113893952A (zh) 一种铜钴矿选矿方法
CN103623919A (zh) 一种含碳铅锌锑矿石的选矿方法
CN103386361A (zh) 一种磁赤混合铁矿的选矿方法
CN112156894A (zh) 一种从火山岩型铀矿石中浮选铀矿物的方法
CN114178042B (zh) 多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法
CN107774456A (zh) 柱机联合分段异步粗精矿再磨选铅方法
ZA200306753B (en) PH adjustment in the flotation of sulphide minerals.
CN112619878B (zh) 一种铁共生有色金属铜铅锌综合回收工艺
CN109967223B (zh) 磷灰石矿降杂选磷工艺
CN112007760A (zh) 一种处理高倍半氧化物胶磷矿的选矿方法
CN112619904B (zh) 一种降低铜锌铁分选铜精矿含杂的方法
CN115672538A (zh) 一种含赤铁矿难选磷矿的选矿方法
CN114210463B (zh) 一种复杂高硅高钙伴生萤石精选尾矿再回收萤石的方法
CN115999758B (zh) 一种锂黏土矿的选矿方法
CN114377859B (zh) 一种复杂含碳铅锌矿协同选矿方法
CN107855223B (zh) 一种从含低品位锌的硫精矿中回收锌矿物的选矿方法
CN116213107A (zh) 一种硫化铜镍矿不同pH值阶段浮选的选矿方法

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant