在众多非金属矿产资源的选矿研究和生产中,萤石的分选仍是2009年的工作重点。此外,对于石英、长石、红柱石等非金属矿产的选矿也有一定的涉及。
针对河北某典型石英型萤石矿石品位低、氧化程度和含泥量高、萤石嵌布粒度细的特点,窦源东等人在原有的生产工艺基础上,对第1段精选作业的达99.95%的石英粉;精矿进行再磨,使磨矿细度达到90%-0.038mm,既可以使萤石和石英充分解离,又有效地避免了过磨,优化了选矿环境,为萤石和石英的分选提供了有利条件,最终精矿的CaF2品位由88.OO%提高到97.23%,回收率达70.56%。
朱良友对重庆彭水县某萤石矿石进行了可选性试验研究。结果发现,使用组合抑制剂(六偏辚酸钠+SH)对萤石与重晶石、方解石的分离具有较好的效果,对获得合格精矿起到了关键作用;最终通过一段磨矿及脱泥、1次粗选、2次扫选、5次精选的浮选流程,用油酸作捕收剂,NaC03作调整剂,六偏磷酸钠与SH组合作调整剂,获得了CaF2含量99.12%,回收率85.2%,SiO2含量0.18%,CaCO2含量0.35%的萤石精矿。
高惠民等对内蒙古某细粒嵌布的萤石矿石进行了浮选试验研究。通过对比碱性粗选+弱酸性精选、全碱性浮选和全弱酸性浮选3个技术方案,发现碱酸结合工艺可获得更好的精矿指标;采用自行研制的改性脂肪酸盐YSB-2为捕收剂,在常温下,采用弱碱性(pH=9.0)条件下粗选、弱酸性(PH=6.0)条件下进行7次精选、精I尾矿作为最终尾矿丢弃、其余中矿集中返回到精I的碱酸工艺流程,获得了CaF2含量98.70%,回收率89.20%,SiO2含量0.93%,CaCO3含量小于0.37%的品位萤石精矿。
谢春妹等对贵州某萤石矿石中的萤石和重晶石,采用先混浮后分离的方法,在pH =8.5~9.0时,用油酸作捕收剂、水玻璃作为粗选段抑制剂、六偏磷酸钠和淀粉为精选段组合抑制剂,通交1次粗选、1次扫选、3次精选,较好地实现了萤石与重晶石的混合浮选与分离,提高了萤石精矿的品位及回收率。
豆中磊等在对海南某石英砂矿进行岩矿分析的基础上,采用筛分、擦洗、重选、浮选等多种工艺方法进行了选矿提纯试验研究。确定了筛分—擦洗—脱泥一摇床一反浮选工艺,采用无氟无酸浮选方法,在中性水介质中进行浮选,最终使石英砂中的SiO2的含量提高到99.9%,以上。
丁亚卓等对辽宁某长石石英矿石进行了反选浮选提纯研究。采用磨矿、脱泥、浮选、再磨再选、脱泥、过滤、高温干燥的选别提纯工序,以SiO2品位93.01%的石英矿石为原料,最终获得了SiO2品位达99.95%的石英粉;对浮选产品的扫描电镜和能谱分析发现,消除细粒矿泥在石英颗粒表面的罩盖,是石英矿石浮选提纯的重要措施。
针对辽宁某红柱石矿石中红柱石嵌布粒度较细、部分红柱石绢云母化、含铁矿物的浸染粒度细且与红柱石密切共生、采用单—浮选难以提高红柱石精矿品位的实际情况,袁来敏等经试验研究确定了脱泥—浮选—精矿再磨—磁选—酸浸的工艺流程,既使红柱石精矿的品位获得了显著提高,同时也使原矿中的磁铁矿得到了综合回收。