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相似文献
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1.
澳大利亚某进口锂辉石矿含有较多的矿泥,对浮选作业产生不利影响,试验采用水力沉降法、浮选法等不同方法对锂辉石矿进行预先脱泥,考察了不同方法的脱泥效果及对后续锂辉石浮选的影响。研究发现以十二烷基硫酸钠作为浮选药剂对锂辉石矿进行浮选脱泥取得了最佳的脱泥效果,脱除的矿泥量大、含锂品位低、矿泥中锂的损失小,脱泥后再浮选锂辉石,获得的锂辉石粗精矿品位有了很大程度的提高。预先脱泥后的锂辉石矿经过一次粗选两次精选三次扫选的浮选流程,可获得良好的选矿指标。闭路试验表明,该进口锂辉石矿原矿Li_2O含量为1.42%,经预先脱泥—浮选锂辉石选别流程处理后,获得的锂辉石精矿Li_2O品位为5.83%,Li_2O回收率为78.54%。  相似文献   

2.
某低品位锂辉石矿石含Li_2O仅约为0.97%,远低于当前工业生产中锂辉石选矿原矿的平均品位,且该矿石中矿物组成复杂,含锂矿物较多,嵌布关系密切,代换作用强烈,作为主要回收矿物的锂辉石中Li_2O含量最高仅为5.82%,以上都成为了高效利用该低品位锂辉石矿石的制约因素。为了解决上述问题,同时为处理低品位锂辉石矿石提供可能的技术参考,针对该矿石开展了详细试验研究。采用新型、高效、选择性好的含锂矿物捕收剂BK317和活化剂TC,在磨矿细度-74μm占75%的情况下,经一次粗选三次精选一次扫选、中矿顺序返回闭路流程,最终获得含Li_2O 4.46%、回收率80.40%的锂辉石精矿。  相似文献   

3.
锂被广泛应用于高能电池、陶瓷玻璃、医疗、航空航天等领域,川西地区锂辉石是重要的锂原料基地,川西九龙地区锂辉石具有找矿潜力大、原矿品位低、综合利用难度大等特点。川西九龙某低品位锂辉石矿Li_2O品位为0.94%,主要有用矿物为锂辉石,脉石矿物以长石、石英为主,精矿理论品位为6.42%,理论回收率为83.99%。在磨矿细度为-0.075 mm含量84.04%的条件下,采用一次粗选、两次扫选、四次精选、中矿顺序返回的浮选闭路流程,获得了Li_2O品位5.52%,回收率76.18%的锂精矿,试验结果为九龙地区低品位锂辉石的开发利用提供了参考。  相似文献   

4.
赣南某低品位难选锂辉石矿Li_2O品位0.85%,主要有用矿物锂辉石和腐锂辉石合计仅占2.1%,生产现场工艺存在选别效果差、流程复杂的缺点。为高效回收该锂辉石矿中的锂,按沉降脱泥—浮选提锂原则流程进行浮选试验。结果表明,磨矿细度-0.10 mm占75%时,原矿沉降脱泥后,以NaOH为pH调整剂、Na_2CO_3为脉石抑制剂、CaCl_2为活化剂、LH-1为锂辉石捕收剂,经1粗3精1扫闭路浮选流程分选,最终得到Li_2O品位4.51%、回收率75.03%的锂辉石精矿,指标较好,可为生产现场选矿工艺流程的改造提供技术借鉴。  相似文献   

5.
川西某低品位锂矿为伟晶岩型矿石,其有用矿物主要为锂辉石,Li_2O品位为1.20%,在目前的技术和经济条件下,该矿的开发利用具有显著的经济效益和社会效益。在磨矿细度为-74μm含量78.3%的情况下,采用一次粗选、两次扫选、三次精选、中矿顺序返回的浮选闭路流程,可获得Li_2O品位5.69%,回收率为83.06%的锂精矿。  相似文献   

6.
为综合评价国外某锂多金属矿选矿可利用性,开展了选矿全流程试验,确定了锂的回收利用指标,并综合考察了铌钽、铷等有价元素的走向与分布。对原矿品位Li_2O 1.55%、Nb_2O_5 0.0049%、Ta_2O_5 0.020%、Rb_2O0.38%的锂多金属矿,在磨矿细度-0.074 mm 70.3%的条件下,采用高效锂辉石捕收剂EMBH,经"一粗三精二扫"的浮选闭路试验及浮选精矿强磁选试验,获得了Li_2O品位5.93%,Li_2O回收率为68.06%的较好锂精矿指标。含铁铌钽矿物中,铌、钽回收率分别为Nb_2O_5 42.63%、Ta_2O_5 36.55%,铷主要富集在尾矿中,尾矿中Rb_2O分布率为85.70%,为该矿及同类型矿后续进一步综合回收利用提供了有益参考。  相似文献   

7.
为综合评价国外某锂多金属矿选矿可利用性,开展了选矿全流程试验,确定了锂的回收利用指标,并综合考察了铌钽、铷等有价元素的走向与分布。对原矿品位Li_2O 1.55%、Nb_2O_5 0.0049%、Ta_2O_5 0.020%、Rb_2O0.38%的锂多金属矿,在磨矿细度-0.074 mm 70.3%的条件下,采用高效锂辉石捕收剂EMBH,经"一粗三精二扫"的浮选闭路试验及浮选精矿强磁选试验,获得了Li_2O品位5.93%,Li_2O回收率为68.06%的较好锂精矿指标。含铁铌钽矿物中,铌、钽回收率分别为Nb_2O_5 42.63%、Ta_2O_5 36.55%,铷主要富集在尾矿中,尾矿中Rb_2O分布率为85.70%,为该矿及同类型矿后续进一步综合回收利用提供了有益参考。  相似文献   

8.
西澳某伴生钽铌锂辉石矿为伟晶岩型锂矿,矿石 Li2O 品位 1. 53%、Ta2O5 品位 0. 025%、Nb2O5 品位 0. 006%;脉石矿物主要为长石、辉石和石英。 为高效开发利用该矿石资源,进行了系统的浮选试验研究以及磁选、重 选试验研究。 确定采用弱磁选除铁—强磁选、重选联合回收钽铌—强磁选尾矿浮选回收锂辉石的选矿工艺。 试验结 果表明:原矿在磨矿细度-0. 076 mm 占 75%条件下,弱磁选除铁—强磁选回收钽铌工艺分选指标优于螺旋溜槽重选 工艺分选指标,强磁选精矿经摇床 1 次粗选、1 次精选获得 Ta2O5 品位 21. 35%、对原矿回收率 23. 03%的钽铌精矿;以 碳酸钠、氢氧化钠、氯化钙为浮选锂辉石调整剂,以改性脂肪酸类捕收剂 T-88 为浮选锂辉石捕收剂,对强磁选尾矿进 行锂辉石浮选试验,经 1 次粗选、2 次精选、1 次扫选、1 次中矿再选锂,获得 Li2O 品位 5. 60%、对原矿回收率 76. 13% 的锂辉石精矿,实现了矿石中锂辉石与钽铌矿物的有效回收。 试验结果为该类型矿石的工业开发奠定了基础。  相似文献   

9.
针对川西某伟晶岩锂辉石矿原矿性质复杂的特点,对其进行了强化浮选分离及综合利用试验研究。通过三种流程方案对比,确定最优的选别工艺"阶段磨矿-阶段选别-组合捕收剂强化浮选分离技术",可分别获得产率为5.26%的云母精矿;Li_2O品位高达6.20%,回收率为87.34%的锂辉石精矿。通过对浮锂尾矿进一步回收长石的选矿工艺流程试验,可以获得K_2O+Na_2O含量为11.33%,作业回收率为85.77%,全流程K_2O+Na_2O回收率达到50.57%,Fe_2O_3含量只有0.21%的长石精矿,在一定程度上实现了此类难选伟晶岩型锂辉石矿的综合利用。  相似文献   

10.
针对四川某锂多金属矿钽铌回收率低的问题,通过矿石性质分析,采用锂辉石钽铌矿混合浮选—锂辉石精矿磁选—磁选精矿重选回收钽铌的联合工艺,对含Li_2O 1.65%、Ta_2O_5 0.009%、Nb_2O_5 0.021%的原矿进行选别,获得了锂辉石精矿Li_2O品位为5.94%、回收率为85.82%的试验指标,并有效提高了矿石中钽铌矿的回收率。  相似文献   

11.
根据矿石性质研究某锂辉石矿产资源高效综合利用的工艺流程。采用硫酸作pH调整剂,十二胺作捕收剂优先浮选云母,以NaOH作调整剂、CaCl2作活化剂,油酸作捕收剂浮选锂辉石矿物,浮选粗精矿经再磨后以Na2CO3为调整剂精选,获得含Li2O 6.04%、回收率76.77%的锂辉石精矿和纯度较高的云母精矿。  相似文献   

12.
四川壤塘锂多金属矿石选矿试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
四川壤塘锂多金属矿石中主要有用矿物为锂辉石,具有综合回收价值的矿物为钽铁矿、铌铁矿和锡石。根据钽铌铁矿及锡石与锂辉石和脉石矿物的密度差异、钽铌铁矿与锡石的磁性差异以及锂辉石与脉石矿物的可浮性差异,采用分级重选—磁选—浮选联合工艺流程进行选矿试验,获得了锂精矿、钽铌精矿和锡精矿,使矿石中的有价元素得到了较好的综合回收。锂精矿Li2O品位为5.53%,Li2O回收率为72.68%;钽铌精矿Ta2O5和Nb2O5品位为17.00%和32.55%,Ta2O5和Nb2O5回收率为59.38%和66.05%;锡精矿锡品位为52.16%,锡回收率为80.00%。  相似文献   

13.
湖南某伟晶岩型锂辉石矿Li2O品位为1.35%,主要脉石矿物为石英和长石,次为绿泥石、高岭石等易泥化矿物。传统的“三碱两皂”法的锂辉石浮选工艺存在浮选药剂用量大、浮选时间长、浮选指标不佳、选矿回水难以直接回用的缺点。为实现该矿石中锂的高效回收利用,基于原矿性质,进行了选矿试验研究,最终确定采用脱泥—磁选—浮选工艺流程。在磨矿细度为-0.074 mm占66.55%的条件下,选取ZT为中性调整剂、ZB为组合捕收剂,浮选阶段经“1粗2精2扫”,最终获得Li2O品位6.05%、Li2O回收率79.77%、Fe2O3含量0.83%的锂精矿,有效实现了锂辉石中锂的高效回收,产品达到化工级-1产品的品质标准。  相似文献   

14.
我国锂资源消耗量逐年攀升,而国内矿石型锂资源品位较低,卤水型锂资源开发难度较大,锂精矿产品难以满足国内生产需要。国外某锂辉石跳汰分选中矿作为进口锂精矿的附加产品购进,为探究其选矿 工艺,以矿石性质研究结果为基础,采用重色浮联合选矿工艺进行了选矿试验研究。结果表明:①试样中Li2O含量为3.60%,主要有价矿物为锂辉石,主要脉石矿物为长石、石英和云母。锂辉石粒度大部分在1 mm以上 ,主要脉石和连生体粒度为2 mm以上;②+0.5 mm粗粒原料在重液密度为2.85 g/cm3时,可以获得Li2O含量大于5.5%的锂辉石精矿,精矿作业回收率较高,经计算机模拟所得两段连续重介质旋流器分选预测结果与之契 合度高,工业推广可行性高;③+0.5 mm粗粒原料采用筛分分级—重悬浮液分选流程,在介质密度为2.70 g/cm3的条件下,可以抛掉产率为21.76%,Li2O品位为0.18%的重液尾矿,Li2O在重液尾矿中的金属量损失仅为 1.09%;④重液精矿经色选机分选,精矿Li2O品位由5.73%提高至6.18%,精矿质量提高一个等级,Li2O作业回收率高达89.23%;⑤色选尾矿、重液中矿和-0.5 mm矿石作为混合中矿,其Li2O品位高达2%~3.57%,以自主 研发的EL为锂辉石浮选捕收剂,经“1粗2精2扫”,最终获得Li2O品位6.53%、Li2O作业回收率91.51%的浮选精矿。全流程试验分选指标优异,有效降低了磨矿成本,具有一定工程推广应用价值。  相似文献   

15.
Spodumene ore can be concentrated in large particle size of 1–6 mm by a dense media separation (DMS) process. The concentrate typically contains relatively large amounts of impurities due to the incomplete liberation of spodumene and the quite narrow density difference between spodumene and gangue minerals. The extraction of lithium from spodumene requires the phase transformation of spodumene from α- to β-form which takes place at 1100 °C. After heat treatment the Li2O content of spodumene concentrate can be improved by particle size separation. In this work the technical and economical possibilities of producing first low grade concentrates by DMS method and increasing the grade afterwards by particle size separation were studied. Various DMS spodumene concentrates were mechanically enriched after heat treatment by selective sieving. Autogenous and ball mill grinding were used to increase the separation efficiency between the spodumene and the gangue minerals. The Li2O contents of the concentrates were increased from 5.1%, 3.6%, 3.1% and 1.4% to 6.8%, 5.8%, 5.9% and 5.0%, respectively. The energy economy of the sieving method was evaluated from the perspective of increased energy consumption in the heat treatment process.  相似文献   

16.
某锂多金属矿含有锂辉石、钽铌锰矿、云母和长石等资源,采用常规重磁浮流程长、工艺复杂、回收率低。本研究采用高效选择性耐低温捕收剂ML和高效捕收剂MT,开发了一种锂钽铌短流程同步浮选与分离工艺,并回收尾矿中的石英长石。在原矿品位Li2O 1.72%、Ta2O5 0.025%的条件下,获得锂精矿Li2O品位6.55%,回收率71.04%;高品位钽精矿Ta2O5品位18.03%,回收率33.40%;低品位钽精矿Ta2O5品位3.21%,回收率9.00%;以及含Li2O 2.07%的云母精矿和高白度石英长石产品。实现了该锂多金属矿的综合回收。  相似文献   

17.
川西某伟晶岩型锂多金属矿主要目的矿物为锂辉石,伴生有少量的铌钽铁矿,脉石矿物主要有长石,石英和云母类矿物。在磨矿细度-0.074mm含量72%的条件下,采用一粗一扫三精的浮选闭路流程,最终获得了Li2O品位5.80%、Nb2O5含量530g/t、Ta2O5含量215g/t的含铌钽锂精矿,Li2O回收率为91.76%,Nb2O5回收率为91.05%、Ta2O5回收率为90.83%,实现了锂铌钽的混合浮选。   相似文献   

18.
河北省某碱性长石花岗岩铷矿,稀有金属以铷为主,伴生有锂、铯、铌、钽。铷和铯以类质同象的形式赋存于钾长石和铁锂云母中,锂主要以铁锂云母形式存在。铌钽主要以独立矿物存在于铌钽铁矿中。采用"弱磁-强磁-浮选云母-长石石英分离"的联合选矿工艺流程,最终可获得Nb_2O_5品位3 241g/t、Ta_2O_5品位1 091g/t、Nb_2O_5回收率54.32%、Ta_2O_5回收率45.45%的铌钽铁精矿。Rb_2O品位11 941g/t、Li_2O品位25 220g/t、Cs_2O品位2 265g/t、Rb_2O回收率28.51%、Li_2O回收率75.89%、Cs_2O回收率54.77%的云母精矿。Rb_2O品位2 276g/t、Rb_2O回收率54.58%的长石精矿以及SiO_2品位98%以上的石英精矿。回收铷等稀有金属矿的同时,云母、长石、石英亦得到了分选回收与综合利用。  相似文献   

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