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。     

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。     

川西某伟晶岩型锂辉石矿浮选试验研究

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。      

新疆某伟晶岩型锂多金属矿石中伴生元素的回收试验

新疆某伟晶岩型锂多金属矿伴生钽铌锡等有价元素,其中钽铌主要以钽铌铁矿的形式存在,锡主要以锡石的形式存在。为提高伴生元素的回收率,根据矿石性质最终确定了粗磨—重选预富集—强磁选—离 心分离的原则工艺流程,并开展了相关条件试验研究。重液分析确定重选适宜的入选粒度为-0.35 mm,在此条件下,通过螺旋溜槽粗选—摇床精选工艺实现了钽铌锡预富集。对预富集精矿进行锡石与钽铌铁矿的强磁 选分离,适宜的工作参数为磁场强度800 mT、脉动频率260次/min。非磁性产品主要为锡石和锂辉石,在冲洗水量2.0 L/min、给矿浓度30%、给矿量1.0 kg/min的条件下,确定离心选别适宜的重力加速度为50G。根据 条件试验确定的工艺条件,进行螺旋溜槽粗选—摇床精选—弱磁选—强磁选—离心重选全流程试验,最终获得了Ta2O5品位13.90%、Nb2O5品位29.14%、Ta2O5回收率49.50%、Nb2O5回收率58.37%的钽铌精矿及Sn品位 41.45%、Sn回收率54.39%的锡精矿,有效实现了伴生有价矿物的综合回收。     

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。     

某含铷花岗岩矿石中伴生钽铌锂的综合回收试验研究

伴生资源综合利用是绿色矿山建设、节约能源的重要举措。某地花岗岩型独立铷矿中伴生钽、铌、锂金属,为实现该铷矿的资源化利用,对钽、铌、锂进行了详细的综合回收试验研究。矿石中Ta2O5、Nb2O5、Li2O品位分别为42.15 g/t、184.00 g/t和0.086%;钽铌赋存于铌铁矿中,锂主要赋存于铁锂云母中。确定采用磁选优先回收铌铁矿和铁锂云母—磁精矿重选回收钽铌—重选尾矿浮选回收锂的选矿工艺。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占61.81%的条件下,经弱磁选除铁—强磁选—两段摇床重选得到含11 650 g/t Ta2O5、50 400 g/t Nb2O5的钽铌精矿,钽、铌回收率分别为38.46%和38.11%,钽、铌富集比均超过270;以碳酸钠、水玻璃作为调整剂,氧化石蜡皂和十二胺作为阴阳离子组合捕收剂,对重选尾矿进行浮选富集铁锂云母,经1次粗选、1次精选、1次扫选获得Li2O品位1.837%、回收率50.84%的铁锂云母精矿。该研究实现了该矿石中伴生钽铌锂的选矿回收富集,为该类矿石的工业利用提供了借鉴。     

细晶石为主的钽铌矿石工艺矿物学及可选性研究

矿石为钽、铌稀有金属矿石,并伴生有锂、铍、铷、铯等多种稀有金属。原矿品位为:Ta2O50.017%,Nb2O50.007 6%。钽、铌主要呈独立矿物细晶石的形式存在,其次以铌钽锰矿形式存在。确定了阶段磨矿、阶段分级摇床粗选—磁选脱除铁屑和强磁性矿物的钽、铌选矿工艺流程,获得了(Ta,Nb)2O5品位37.30%,钽铌总回收率43.31%的钽铌精矿,其中钽铌品位以及杂质含量均符合我国钽铌精矿质量标准的要求。     

超声波辅助NaCl-MnO2改性沸石及其吸附性能

本文的研究对象为四川某锂辉石矿,矿石属伟晶岩型低品位锂辉石矿,矿石中Li2O含量为1.36%。主要矿物组成简单,为锂辉石、石英、长石等,粒度粗大。主回收元素锂主要分布于锂辉石中,锂辉石中锂的分布率为96.6％,锂辉石本身含铁0.15％。加之部分锂辉石发育的解理缝、裂缝中被铁锰质充填污染,易对锂辉石品级造成影响。共伴生的锡、铌、钽主要以锡石、铌铁矿、重钽铁矿存在,嵌布于锂辉石、石英、长石粒间,粒度细小,与主要矿物粒度差异巨大,是否综合回收应从经济效益角度考虑。     

四川某锂多金属矿综合回收试验研究

对四川某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—磁—浮"联合流程,获得了品位(TaNb)2O549.55%、Ta2O5回收率59.02%、Nb2O5回收率65.54%的钽铌精矿和品位52.16%、回收率80.04%的锡精矿以及品位5.53%、回收率72.68%的锂精矿。试验结果表明,该工艺合理可行,选矿指标较为理想,实现了资源的综合回收利用。     

某钽铌尾矿综合回收试验研究

某钽铌原矿经“阶段磨矿-阶段重选”选矿工艺获得回收率大于90%的钽铌精矿。为提高矿产资源的利用率，回收钽铌尾矿中的其他有价矿物，对钽铌尾矿进行综合回收试验研究。经多元素化学分析，钽铌尾矿中钽铌品位低，锂含量较高且赋存在云母中，钾长石和钠长石含量也较高。钽铌尾矿应优先考虑回收锂云母和长石，钽铌可作为附产品富集。但该尾矿中Fe2O3含量为0.17%，会影响长石产品的白度，因此综合回收工艺采用强磁选除铁回收长石产品，同时富集钽铌、浮选法回收锂云母和重选法回收钽铌。在原则流程和优化条件试验的基础上，钽铌尾矿综合回收流程试验可获得长石产品（产率71.48%，Fe2O3≤0.006%）、锂云母精矿（Li2O品位3.51%，回收率77.66%）和钽铌精矿（Ta2O5品位4.06%，回收率30.17%；Nb2O5品位4.07%，回收率36.39%），较好地实现了该钽铌尾矿中有价矿物的综合回收利用。     

某锡石多金属硫化矿锌高效回收工艺研究

某复杂锡石多金属矿为锡石硫化物-夕卡岩型,含锌、锡矿物分别以铁闪锌矿、锡石为主,主要有价元素含量Zn 6.04％、Sn1.05％,Fe、S含量分别为29.33％、19.08％,主要脉石成分SiO2含量16.63％.为设计合理、高效回收锌工艺流程,对锌回收流程进行了对比实验研究.研究结果表明,采用脱硫—锌硫混合浮选流程,经一段脱硫、二粗一扫三精,获得了锌精矿Zn品位47.06％、Zn回收率90.76％的良好指标,为同类矿石的开发利用提供可利用途径.     

四川措拉锂多金属矿的矿物学特征研究

本文利用显微镜下鉴定、扫描电子显微镜(SEM)、X射线衍射分析(XRD)等分析测试手段对四川甲基卡西矿段的措拉锂多金属矿开展了详细的矿物学研究。研究结果显示,矿石矿物以锂辉石为主,少量的磷锂铝石、锂云母,副矿物为铌铁矿、铌钽铁矿、锡石等；脉石矿物以长石类、石英为主,次为云母类,副矿物有磷灰石、绿泥石等。矿石中锂主要赋存于锂辉石中,伴生有铌、钽、铷等有益组分,均达到综合回收指标值；选冶试验表明,主要矿石矿物锂辉石可选别利用外,其伴生有价元素如铌、钽等可实现综合回收利用。综上所述,该锂矿具有重要的开发利用价值。      

内蒙古某铜锡硫化矿石选矿试验

内蒙古某铜锡多金属矿石铜品位为1.05%、锡品位为0.47%,主要杂质成分SiO2含量达62.31%。矿石中含铜矿物黄铜矿主要以不规则状存在于石英等脉石矿物中;锡石主要以自形-半自形粒状产出,粒间有黄铜矿等矿物交代。为给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占75%时,以Y150为铜粗选捕收剂、D300为铜扫选捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗2扫浮选可获得铜品位为3.12%、回收率为97.06%的铜粗精矿;铜粗精矿经4次精选2次精扫选,获得的铜精矿铜品位为16.30%、回收率为92.14%;浮铜尾矿经摇床1次重选,可获得锡品位为8.67%、回收率为75.91%锡精矿。     

河南某铌钽铍稀有多金属综合利用研究

某花岗伟晶岩铌钽铍矿原矿矿物组成较为复杂，金属矿物含量很低，主要为钽铌铁矿、电石气、绿柱石、锡石等，非金属矿物主要为斜长石、石英、白云母、钾长石等。对其进行了综合利用实验研究，原矿通过“强磁选+摇床”工艺流程最终可以得到铌和钽品位分别为41.21%和12.44%、回收率分别为33.81%和31.80%的铌钽精矿；B2O3品位和回收率分别为9.10%和75.85%的电气石精矿；Sn品位和回收率分别为68.85%和72.57%的锡石精矿；有一部分大片云母矿物含量为91.26%的云母精矿。摇床中精矿再经过浮选工艺流程可以得到BeO品位和回收率分别为4.6%和83.20%的绿柱石精矿；云母矿物含量为93.55%的云母精矿；Na2O品位和回收率分别为9.36%和81.85%的长石精矿；SiO2品位和回收率分别为89.22%和49.87%的石英精矿。通过合适的联合工艺流程，实现了对该矿产资源中铌钽矿、绿柱石、电气石、锡石、云母、长石和石英的综合回收。     

澳洲某锂辉石选矿试验研究及生产实践

国内多家锂辉石选矿厂处理澳洲某锂辉石矿,由于生产工艺和药剂制度的限制,锂精矿的品位和回收率均不高,造成极大的资源浪费。因此,对该进口的澳洲锂辉石矿进行选矿试验研究具有十分重要的现实意义。通过对澳洲进口的锂辉石矿进行X荧光半定量分析、偏光显微分析,结果表明:该锂辉石矿原矿中Li_2O的含量为1.22%,锂主要以锂辉石和锂云母形式赋存,脉石矿物主要为石英、长石等。经过选矿试验研究,确定了预先脱泥、HP作捕收剂、正交试验得到Na OH、Na_2CO_3、CaCl_2用量的优水平组合,经一次粗选两次精选两次扫选、扫选Ⅰ中矿返回精选Ⅰ,最终得到了锂精矿品位为5.86%,回收率为75.27%。同时,对进口该锂辉石矿的某企业选矿厂进行现场调试与工艺改造,使得锂精矿Li_2O的品位在4.5%以上,回收率在70%以上,年增经济效益为4 500万元。     

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。     

Mechanical enrichment of converted spodumene by selective sieving

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.     

山西某赤、褐铁矿选矿试验研究

山西某铁矿主要铁矿物为褐铁矿和赤铁矿,脉石矿物主要为铝土矿、高岭石、云母、胶磷矿等。铁矿物嵌布粒度细,与脉石矿物呈胶结物状胶结在一起,单体解离困难,属极难选铁矿。针对山西该铁矿采用镜铁矿配矿,镜铁矿与赤、褐铁矿比例为2∶5时,采用摇床一次粗选、一次精选,精选尾矿返回粗选的闭路流程,可获得铁品位60.15%,回收率52.28%的良好技术指标。