澳大利亚某锂辉石矿预先脱泥——浮选试验研究

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%。     

某伴生钽铌锂辉石矿选矿试验研究

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。     

四川某低品位锂辉石矿选矿试验研究

本文针对四川某低品位锂辉石矿中锂辉石与石英、钠长石及微斜长石等脉石矿物的分离技术问题进行了选矿试验研究。在原矿磨矿细度-0.074mm 74.1%时采用一粗一扫三精浮选流程,获得了Li2O品位5.65%、Li2O回收率81.02%的锂辉石精矿。研究结果表明,所采用的浮选工艺简单、易操作,药剂制度合理,对该锂辉石矿具有较好的适应性。     

江西某低品位难选锂辉石矿直接浮选工艺

某低品位锂辉石品位1.46％,主要矿物为锂辉石和腐锂辉石,矿石性质复杂,分选难度大.采用锂辉石直接浮选工艺,以NaOH作pH调整剂,Na2CO3作脉石矿物分散剂,CaCl2作活化剂,731+油酸作混合捕收剂浮选该锂辉石矿物.实验室小型闭路试验获得锂辉石精矿品位5.68％,Li2O回收率为76.72％.与现场“预先脱泥—尾矿浮锂辉石”工艺相比,新工艺不仅提高锂辉石精矿品位,而且显著提高锂的回收率.     

某伟晶岩型锂辉石矿石中锂的高效回收试验

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。     

赣南某低品位锂辉石沉降脱泥——浮选回收试验

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。     

某锂多金属矿综合回收试验研究

对某含锂多金属矿进行了选矿试验研究。针对该矿石的性质,采用"重选—磁选—浮选"联合流程,获得了品位为(Ta+Nb)2O556.06%、Ta2O5回收率66.16%、Nb2O5回收率68.95%)的钽铌精矿;品位44.26%、回收率为83.27%的锡精矿和Li2O品位5.08%、对原矿回收率为72.68%的锂精矿。对影响锂辉石浮选的磨矿细度、调整剂、捕收剂及用量等因素进行了探讨,并获得最佳条件工艺。试验结果表明,该工艺合理可行,选矿指标较为理想,对锂辉石回收的同时回收了铌钽、锡等金属矿物,实现了资源的综合利用。     

四川某锂辉石矿浮选试验研究

针对四川某锂辉石矿的矿石性质, 采用碱法不脱泥工艺进行了锂辉石与脉石的分离。探索了调整剂用量和作用时间对锂辉石浮选的影响, 结果表明, 氧化石蜡皂与另外两种阴离子捕收剂组合而成的新型组合捕收剂OPS-3对浮选锂辉石具有较好的选择性和捕收能力。采用OPS-3进行闭路试验, 最终得到Li₂O品位为5.86%、回收率为81.30%的锂辉石精矿。     

川西伟晶岩型锂辉石矿选择性磨矿—强化浮选试验研究

川西伟晶岩型锂辉石矿中锂辉石普遍结晶较大、易于解离且在碎磨过程中容易细化,而入选锂辉石矿样的粒度对浮选结果具有很大的影响,采用选择性磨矿—强化浮选的工艺来加强对锂辉石的回收。试验确立了最佳的磨矿条件:钢球球径配比制度为35 mm∶30 mm∶25 mm∶15 mm=2∶5∶3∶7,钢球充填率为30%,磨矿时间为8 min,磨矿浓度为65%。在这一最佳的磨矿条件下可以生产最大量的有利于锂辉石浮选分离的中粒级-74+38μm产品。磨浮选工艺闭路试验可获得Li2O品位5.81%、回收率79.52%的锂精矿。     

四川某锂多金属矿选矿试验

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。     

泥质化蚀变型锂辉石矿选别工艺研究

锂辉石矿发生蚀变以后，选别处理过程中存在泥化严重、可浮性差的难题。采用传统的闭路浮选流程处理Li2O品位为1.05%的此类矿石，难以获得较为理想的指标，锂精矿Li2O品位仅为3.12%，Li2O回收率为43.61%。为此，本文介绍一种全开路锂辉石矿选别工艺，通过改变中矿走向，获得Li2O品位3.83%，Li2O回收率48.19%的锂精矿。之后锂精矿经反浮选除杂，最终Li2O品位可以达到4.58%。     

瓮福A层磷矿石的双反浮选试验研究

以贵州瓮福磷矿A层矿2#矿体磷矿石为研究对象,采用双反浮选工艺,分别对影响分选指标的主要因素进行了条件试验。结果表明,在磨矿细度-0.074mm占80.80%条件下,原矿P2O5品位为25.05%的硅钙质胶磷矿经"一次粗选,一次扫选,两次精选"浮选流程选别后,可获得P2O5品位31.82%、MgO品位0.92%、SiO2品位12.63%的综合精矿,其总回收率为80.24%。     

某低品位石墨型钒矿的浮选研究

针对江西某低品位石墨型钒矿的特点,采用优先浮石墨—石墨尾矿再选钒的工艺,在钒浮选作用,用GZS作抑制剂,用混合胺作捕收剂回收石墨和钒.在原矿碳品位6.71％、V2O5品位0.41％时,获得碳品位92.06％、回收率95.85％的石墨精矿和V2O5品位2.26％、回收率77.86％的钒精矿,实现了石墨和钒的综合回收.     

某锂多金属矿锂钽铌短流程同步富集与分离试验研究

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。     

中州铝土矿浮选药剂的研究和优化

随着铝土矿矿石的日益贫化,铝土矿的物理化学性质也发生了改变,研究捕收剂与矿物的作用机理,对适合低品位铝土矿浮选的药剂生产工艺进行了改进。通过跟踪生产,实现了尾矿中Al2O3含量平均降低0.98%、A/S降低0.07、精矿指标基本不变、整体回收率提高了1.06%,说明改进后的浮选药剂适合低品位铝土矿浮选。     

加拿大某钒钛磁铁矿石选矿试验研究

加拿大某钒钛磁铁矿石Fe品位为4256%，TiO2品位为1065%，V2O5品位为033%，Cr2O3品位为122%，矿石中的金属矿物主要为钛磁铁矿和钛铁矿，绝大部分有用元素赋存在钛磁铁矿中。为确定该矿石的开发利用工艺，进行了选矿试验。结果表明：采用两阶段磨矿阶段弱磁选工艺，可获得Fe、TiO2、V2O5、Cr2O3品位分别为5276%、1021%、042%、164%，回收率分别为8714%、6738%、8945%、9391%的铁精矿；弱磁选铁尾矿采用强磁选+重选选钛流程，可获得TiO2品位为4703%的钛精矿，相对弱磁选铁尾矿的回收率为734%。     

组合捕收剂强化红柱石浮选回收试验研究

对Al2O3品位为25.05%、 SiO2品位为57.10%、TFe品位为6.50%的某红柱石矿进行了试验研究。结果表明，采用组合捕收剂石油磺酸钠和十二烷基硫酸钠强化对红柱石的捕收，能够显著提高红柱石回收率。闭路试验能够得到Al2O3品位为56.29%，Al2O3回收率为28.35%的红柱石精矿。     

高硫铝土矿脱硫脱硅扩大连续选矿试验研究

针对贵州省某高硫铝土矿,在小型试验的基础上进行了扩大连续选矿试验,通过验证对比、优化,并在综合考虑资源利用率和经济性的基础上,最终确定了"一次性磨矿—反浮选预先脱硫—正浮选脱硅"的工艺流程,采用在低温下捕收力强的捕收剂,获得了含硫23.07%、Al_2O_332.41%、Si O27.51、硫回收率85.05%的硫精矿和含Al_2O_360.33%、SiO_29.04%、硫0.29%、Al_2O_3回收率84.24%、铝硅比为6.68的铝土矿精矿。该试验结果为该铝土矿的开发利用和在较低温度下的选矿富集提供了技术依据。     

贵州织金中低品位磷矿浮选试验研究

对织金低品位磷矿加入自制捕收剂(WF-02)进行了反浮选研究,采用分段加入捕收剂的方式,考察了捕收剂用量、抑制剂用量、磨矿细度、矿浆浓度、浮选时间对P2O5品位和回收率的影响。试验结果表明:在WF-02用量为1.0kg/t矿,磷酸用量为10kg/t矿,矿浆浓度为35%,磨矿细度-0.074mm占89%,浮选时间9min的条件下,磷精矿的P2O5品位可从原矿的21.90%增加到33.19%,回收率达到89.89%,获得了较好的浮选效果。     

朝鲜某复杂难选钽铌锆矿选矿试验研究

针对朝鲜某大型碱性花岗岩型钽铌锆矿床矿石化学成分复杂,有用矿物嵌布粒度细,有用矿物之间以及与脉石矿物之间解离性差的特点,采用细磨-脱泥-钽铌锆混合浮选流程处理该矿石,在原矿Nb₂O₅、ZrO₂、Ta₂O₅品位分别为1.17%、3.12%、0.046%情况下,最终可获得Nb₂O₅、ZrO₂、Ta₂O₅品位分别为9.43%、24.95%、0.36%,回收率分别为77.37%、76.77%、75.13%的钽铌锆混合精矿。