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相似文献
 共查询到20条相似文献,搜索用时 145 毫秒
1.
豫西某金矿金品位为2.15 g/t,WO_3品位为0.115%,硫品位为3.31%。含硫高限制了浮选精矿金的富集比。选金采用浮选—中矿再选后氰化浸出的工艺流程,浮选精矿金品位32.10 g/t,回收率85.30%,与常规工艺相比,金品位提高2 g/t,且回收率没有降低。选金尾矿采用浮选工艺回收钨,粗选钨精矿WO_3品位2.86%、回收率70.53%,为后续加温精选创造了条件。  相似文献   

2.
BK414为北京矿冶研究总院自主开发的新型锂云母浮选药剂。针对宜春钽铌矿钽铌重选尾矿,以BK414作为捕收剂进行锂云母浮选工业试验,获得锂云母浮选指标:浮选给矿Li_2O品位1.08%,锂云母精矿Li_2O品位3.79%,Li_2O回收率63.09%。与宜春钽铌矿目前所使用的椰油胺相比,采用BK414所获得的锂云母精矿回收率提高了8.07%。BK414具有选别指标好、凝固点低、腐蚀性小等优点。  相似文献   

3.
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   

4.
河南省某地铝土矿矿石中Li2O品位为026%,锂主要赋存在高岭石、伊利石等黏土矿物中。为确定铝土矿伴生锂的开发利用工艺,进行了铝土矿浮选工艺试验和富锂精矿的提取试验研究。试验结果表明:采用2粗1精、中矿顺序返回的铝土矿浮选闭路流程,可获得Al2O3品位6172%,铝硅比为1145的铝土矿精矿产品和Li2O品位057%、回收率为7897%的富锂精矿;富锂精矿与浓硫酸熟化液(固液比)1∶1混合后,在熟化温度180 ℃、浸出液固比2∶1~3∶1、浸出时间10 min、浸出温度常温的情况下,Li2O浸出率达到9464%,最终得到纯度为9956%的碳酸锂产品。采用硫酸熟化—浸出—净化—提锂工艺可实现河南某地铝土矿中锂高回收率和获得高纯度产品的目的,具有一定的实际价值。  相似文献   

5.
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   

6.
滇西某选钨尾矿主要有价矿物为绿柱石,另外还伴生有萤石等可回收的矿物,针对滇西某选钨尾矿的矿石性质特点,研究采用浮选回收萤石—反浮选回收绿柱石的工艺流程,确定了萤石浮选和反浮选工艺条件。闭路试验从BeO品位为0.85%的尾矿中得到了BeO品位为7.5%,回收率为60.65%的绿柱石精矿,取得了良好的技术指标,实现了对含铍矿物资源的综合回收,达到综合回收的目的,具有一定的参考价值。  相似文献   

7.
针对某含铜金精矿,研究了焙烧—酸浸—萃取回收铜工艺。结果表明,在焙烧温度650℃,焙砂在初酸浓度为35 g/L、液固比1.5∶1,浸出温度90℃,浸出时间1.5 h的条件下,铜浸出率高达96.30%,酸浸渣铜品位可降至0.2%以下;萃取剂浓度为20%,相比O/A=2∶1,混合时间为4 min,pH值1.5,铜萃取率可达96%以上,实现了铜的高效回收。  相似文献   

8.
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   

9.
某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。  相似文献   

10.
某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。  相似文献   

11.
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   

12.
江西宜丰地区锂云母矿风化严重、矿物赋存形式复杂, 锂云母中Li2O理论品位较低, 为实现该锂云母矿中锂云母和长石的高效回收, 开展了详细的选矿试验研究。研究结果表明, 采用脱泥—浮选—磁选工艺, 首先对原矿进行脱泥, 降低了微细粒脉石矿物在锂云母矿物表面的罩盖, 然后以高选择性捕收剂ZY浮选锂云母, 实现了锂云母与脉石矿物的有效分离, 最终获得含Li2O 1.73%、回收率75.87%的锂云母精矿; 浮选尾矿经磁场强度为1.5 T的高梯度磁选除铁后, 可获得作业产率为94.31%、含Na2O 5.78%、K2O 3.08%、Fe2O3 0.07%、白度为67.21%的长石精矿, 可作为陶瓷原料使用。该工艺处理锂云母矿获得了良好的选矿指标, 实现了锂云母及长石的综合回收。   相似文献   

13.
闫克勤 《金属矿山》2018,47(11):95-97
贵州某锂辉石矿石Li2O含量为1.21%。主要脉石矿物有石英、长石、磷灰石、磁铁矿、高岭石等。为确定锂辉石的回收工艺,进行了选矿试验。矿石采用浮选工艺富集锂辉石、磁选工艺剔除混入锂辉石精矿中的磁铁矿。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占83.2%的情况下,以油酸钠+水杨羟肟酸(质量配合比为1∶1)为捕收剂,总用量为1 200 g/t,以氯化铁为活化剂,用量为100 g/t,采用1粗1扫3精、中矿顺序返回浮选流程富集锂辉石,1次弱磁选(磁场强度为198.94 k A/m)流程脱铁,最终获得Li_2O品位为6.16%、含铁0.45%、Li_2O回收率为85.43%的锂辉石精矿。  相似文献   

14.
朱军  徐翌童  郭梅  俞娟  曹欢 《矿冶工程》2022,42(2):80-84
采用复合盐焙烧-水浸工艺从锂云母中提取锂、铷、铯,研究了焙烧工艺参数及浸出工艺参数对锂、铷、铯浸出率的影响。结果表明,锂云母精矿焙烧时,复合盐焙烧效果优于单一盐添加剂,CaCl2+Na2CO3组合添加剂具有焙烧时氯气排放少、焙烧矿浸出效果好等优点。从锂云母中回收锂、铷、铯,较佳的焙烧-浸出工艺条件为: CaCl2+Na2CO3组合为焙烧添加剂,锂云母精矿∶CaCl2∶Na2CO3(质量比)=1∶0.5∶0.2,锂云母精矿焙烧温度900 ℃、焙烧时间2 h,对焙烧矿进行室温水浸,浸出时间1 h、液固比2∶1,此时锂、铷、铯浸出率分别为86.64%、92.58%、85.37%。含锂浸出液经2次调节pH值净化除钙,升温至95 ℃后加入饱和Na2CO3溶液,结晶得到碳酸锂,样品纯度为99.08%,产品纯度及杂质含量达到一级碳酸锂标准。沉锂母液采用溶剂萃取法分离铷、铯,铯萃取率达到99%以上,铷洗脱率达到96%左右。  相似文献   

15.
以四川呷基卡锂矿为研究对象,采用浮选工艺分选锂辉石,主要研究了调整剂碳酸钠和氢氧化钠添加次序、作用时间与用量对浮选指标的影响。发现先添加碳酸钠后添加氢氧化钠,可大幅提高锂精矿的Li2O品位;适当延长氢氧化钠的作用时间,可有效提升锂精矿Li2O的回收率;高用量的碳酸钠会抑制锂辉石的上浮,高用量的氢氧化钠则会降低捕收剂对锂辉石的选择性。矿石经2粗3精1扫闭路试验,可获得Li2O品位和回收率分别为4.48%和87.76%的锂精矿。  相似文献   

16.
为降低某低品位伟晶岩型锂辉石选矿生产成本,采用重介质分选工艺,预测可抛弃近70%的粗粒尾矿,可获得Li2O品位为5.25%,Li2O回收率为63.70%的锂辉石精矿。为提高其选矿回收率,采用研发的捕收剂EL进行了浮选试验研究,试验可获得Li2O品位为4.12%,Li2O回收率为80.76%的锂辉石精矿。精选抛尾工艺流程可在一定程度上消除矿泥对精选的影响,同时减少金属量在矿泥中的损失,该研究成果对选矿厂技术改造具有一定的指导意义。  相似文献   

17.
邹耀伟  黄锦文  李雪珍 《金属矿山》2019,48(11):188-191
某锂云母选厂尾矿试样中有回收价值的元素锂、铯绝大部分赋存在铯榴石中,铯榴石与云母呈嵌晶状连生,Li2O品位为0.70%,Rb2O品位为0.24%,试样粒度微细,-800目粒级产率高达43.90%,锂在粗粒级有较明显的富集现象。为确定该试样中锂铷的回收工艺,采用预先脱泥-浮选工艺进行了选矿试验。结果表明,试样在添加水玻璃的情况下进行擦洗脱泥(-20 μm)预处理,然后在用盐酸调节矿浆pH=3的情况下,采用2次粗选1次精选,可获得Li2O和Rb2O品位分别为2.62%和0.87%,回收率分别为66.47%和64.38%的锂铷精矿,有价成分锂、铷得到了充分的回收。  相似文献   

18.
邹耀伟  黄锦文  李雪珍 《金属矿山》2020,48(11):188-191
某锂云母选厂尾矿试样中有回收价值的元素锂、铯绝大部分赋存在铯榴石中,铯榴石与云母呈嵌晶状连生,Li2O品位为0.70%,Rb2O品位为0.24%,试样粒度微细,-800目粒级产率高达43.90%,锂在粗粒级有较明显的富集现象。为确定该试样中锂铷的回收工艺,采用预先脱泥—浮选工艺进行了选矿试验。结果表明,试样在添加水玻璃的情况下进行擦洗脱泥(-20 μm)预处理,然后在用盐酸调节矿浆pH=3的情况下,采用2次粗选1次精选,可获得Li2O和Rb2O品位分别为2.62%和0.87%,回收率分别为66.47%和64.38%的锂铷精矿,有价成分锂、铷得到了充分的回收。  相似文献   

19.
为实现江西宜春花岗伟晶岩型锂辉石矿中锂、钽及长石的综合回收, 开展了选矿综合回收试验研究。研究结果表明, 该锂辉石矿石英、长石含量高, 采用高选择性药剂ZH与氧化石蜡皂组合作为锂辉石捕收剂, 可降低细泥在锂辉石表面的罩盖影响, 优化矿浆流体环境; 在原矿含Li2O为1.51%、Ta2O5为0.022%的条件下, 以氧化石蜡皂+ZH组合捕收剂浮选回收锂辉石, 采用细泥摇床重选工艺回收浮选尾矿中的钽矿物, 重选尾矿采用"弱磁选—强磁选"工艺除铁后作为长石精矿, 获得了含Li2O 5.62%、回收率为74.65%的锂辉石精矿和Ta2O5品位为18.78%、回收率为40.21%的钽精矿, 以及产率为49.16%、含Na2O 2.45%、K2O 4.60%、TFe 0.15%、白度为62.9%的长石精矿。该工艺流程选矿试验指标良好, 实现了硬岩型锂辉石矿中锂、钽和长石的综合回收。   相似文献   

20.
对某萤石浮选尾矿中的锂进行了综合回收利用试验研究。对该矿样进行重选脱泥后, 以十二胺为捕收剂、六偏磷酸钠为抑制剂进行浮选, 经一次粗选、二次精选和二次扫选, 可获得Li2O品位3.89%、回收率56.69%(作业回收率67.89%)的锂精矿。  相似文献   

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