赣州某钨尾矿中锂的浮选回收与浸出试验

赣州某选钨尾矿Li_2O品位为0.34%,锂主要赋存在云母矿物中。为确定锂的回收利用工艺,对有代表性试样进行了浮选工艺及浮选锂精矿焙烧—浸出工艺条件研究。结果表明,采用1粗3精3扫、中矿顺序返回闭路浮选流程处理试验原料,可获得Li_2O品位为1.18%、回收率为58.69%的锂精矿;浮选锂精矿与氯化剂(氯化钙与氯化钠的质量配合比为1∶1)按质量比1∶0.6混合后在900℃焙烧1 h,焙烧产物在液固质量比为1.5∶1、浸出温度为50℃、浸出时间为2 h情况下水浸,锂浸出率达到98.80%。因此,浮选—氯化焙烧—浸出工艺可实现赣州某选钨尾矿中锂的综合回收。     

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%。     

重色浮联合选矿工艺回收某花岗岩型锂辉石中的锂

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。     

江西某低品位锂云母矿浮选试验研究

以江西某低品位锂云母矿为研究对象,进行了浮选试验研究。试验结果表明,以HQ-330和十二胺作为组合捕收剂,质量比3.5∶1时,浮选效果最好。采用"1粗2精1扫"的闭路浮选流程,可以得到Li2O品位为3.09%、回收率为70.96%的锂云母精矿。     

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。     

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。     

四川壤塘锂多金属矿石选矿试验研究

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%。     

贵州某高硫高硅铝土矿浮选脱硫脱硅试验

我国高品位铝土矿日渐枯竭,为了更好地开发利用贵州某高硫高硅一水硬铝石型铝土矿,以满足国民经济建设的需要,采用浮选工艺进行了脱硫脱硅试验。在最佳工艺条件下,原矿经过1粗1精1扫反浮选脱硫,脱硫尾矿再经过2粗1精正浮选脱硅流程处理,可获得硫品位为31.62%、硫回收率为82.11%的硫精矿和Al2O3品位为65.55%、含硫为0.45%、铝硅比为9.44、Al2O3回收率为80.03%的铝土矿精矿,铝土矿精矿符合拜耳法溶出要求。     

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。     

刚果(金)某低氧化率铜钴矿选冶联合试验研究

针对刚果(金)某铜钴矿氧化率低、直接浸出回收率低的问题,采用浮选回收硫化铜钴精矿、硫酸浸出浮选尾矿工艺流程处理该矿石。结果表明,采用硫化矿闭路浮选得到的硫化精矿中铜品位50.81%、钴品位1.62%,铜回收率24.79%、钴回收率11.10%; 浮选尾矿在液固比2∶1、硫酸用量202 kg/t_矿条件下常温搅拌浸出3 h,铜浸出率93.98%,钴浸出率72.44%; 选冶综合回收率铜95.47%,钴75.50%,酸耗199.58 kg/t_矿。与原矿直接硫酸浸出工艺相比,铜回收率提高了14.95个百分点,钴浸出率提高了6.93个百分点。研究成果可为同类矿物的开发利用提供技术依据。     

硫酸浸取法提取一水硬铝石中氧化铝工艺研究

以低品位的一水硬铝石型铝土矿为原料,对硫酸浸取法提取铝土矿中氧化铝的工艺进行了研究。通过单因素实验和正交实验研究了硫酸浸取法提取铝土矿中氧化铝过程中硫酸浓度、反应时间、反应温度和液固比对氧化铝溶出率的影响。结果表明,在硫酸浓度90%、反应温度180 ℃、液固比8∶1、加热时间120 min的条件下,氧化铝相对溶出率达到90.23%以上。该工艺在常压下进行,对铝土矿的开发利用具有重要意义。     

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。     

提高硫酸化焙砂中金和铜浸出率的研究与实践

为了提高硫酸化焙砂中金和铜的浸出率,降低尾渣金品位,减少铜对氰化浸出过程的影响,考察了焙砂粒度、硫酸浓度、温度对硫酸脱铜率和脱铜渣氰化浸金率的影响。结果表明,焙砂(矿粉粒度-0.045 mm粒级占90.16%)在酸度25 g/L、液固比1.5∶1、80 ℃下浸出2 h,硫酸脱铜率达93.62%。脱铜渣在NH₄HCO₃用量10 kg/t、液固比1.5∶1、NaCN浓度0.10%条件下浸出60 h,金浸出率高达98.04%。根据研究结果,通过提高硫酸脱铜温度、硫酸浓度和氰化浸出过程增加旋流器和浸出槽数,采用两段浸出-两段洗涤措施,对现有生产流程进行了优化,铜和金回收率得到了明显提高,获得较好的经济效益。     

钛酸锂废料回收制备电池级碳酸锂的工艺研究

采用硫酸体系对钛酸锂废料选择性提锂、浸出液除杂沉Li₂CO₃、浸出渣通过固相烧结法制备TiO₂。研究了硫酸浓度、液固比、反应时间等对锂浸出率的影响,锂离子浓度、碳酸钠添加量、反应温度等对Li₂CO₃产品质量的影响。结果表明,最佳酸浸工艺为: 硫酸浓度1.5 mol/L、液固比3∶1、95 ℃下反应2 h,此时锂浸出率为96.80%; 最佳沉锂工艺为: 在净化液Li+浓度27 g/L、碳酸钠添加量为理论值的1.10倍、沉锂温度95 ℃、反应时间40 min,此条件下得到的碳酸锂产品主含量大于99.65%,达到行业电池级碳酸锂要求。本工艺锂浸出率高,无废液产生,工艺流程短,操作简单,成本较低,可为钛酸锂废料的综合回收提供借鉴。     

硫酸盐法从锂云母制取碳酸锂的研究

锂云母经过配料、造球、焙烧、稀硫酸浸出，浸出液经净化、两次沉淀碳酸锂，浓缩结晶回收硫酸钠及硫酸钾钠复盐．获得技术经济指标是Ｌｉ２Ｏ总收率为８４．１％，其中Ｌｉ２Ｏ的直接收率为７９．９６％；碳酸锂的零级品率为８１．３６％，一级品率为１８．６４％．焙烧烟尘含氟经石灰水淋洗处理后可以达到排放要求．