某长石尾矿中含铷云母的浮选回收试验研究

某长石尾矿Rb_2O品位为0.54%,主要矿物为云母和长石,Rb_2O主要赋存在云母矿物中。为了综合回收该尾矿中的铷,分别考察了矿浆在酸性(pH=3.0)和中性(pH=7.3)环境中,矿石不磨(-74μm占10%)与矿石粒度磨至-74μm占50%时的闭路试验指标。结果表明,矿石不磨时,酸性矿浆环境闭路试验和中性矿浆环境闭路试验所得精矿指标差异不大,精矿中Rb_2O品位分别为1.24%和1.21%,Rb_2O回收率分别为67.93%和67.72%。矿石磨矿至粒度-74μm占50%时,酸性矿浆环境闭路试验和中性矿浆环境闭路试验所得精矿指标差异较大,精矿中Rb_2O品位分别为1.04%和1.21%,Rb_2O回收率分别为80.91%和79.10%。BK414与十二胺联合使用,在中性矿浆环境中可实现云母与长石的浮选分离。研究结果可为开发利用该类型含铷云母矿物提供参考。     

内蒙古某低品位铷多金属矿选矿试验研究

内蒙古某铷多金属矿主要有价元素是铷和钽铌,Rb₂O品位为0.11%、(Ta, Nb)O₅含量为222.9 g/t,铷主要以类质同像形式存在于云母和钾长石中,少量赋存于钠长石中,钽铌矿物主要是烧绿石。为回收铷和钽铌资源,在原矿工艺矿物学研究的基础上开展了选矿试验研究,采用“强磁选+重选回收钽铌-中性浮选含铷云母-无氟有酸浮选含铷长石”的工艺流程,硫酸调节矿浆pH值,CK-Y1+DDA组合捕收浮选云母,SDS+DDA组合捕收浮选长石,全流程闭路试验获得产率为0.17%、(Ta, Nb)O₅品位为4.33%、(Ta, Nb)O₅回收率为33.22%的钽铌精矿和产率为70.26%、Rb₂O品位为0.134%、Rb₂O回收率为87.49%的综合铷精矿产品,尾矿中Rb₂O品位为0.045%,实现了矿石中铷资源的充分回收和伴生钽铌资源的有效回收。     

某铷矿综合回收试验

针对云南某铷矿品位低、分布广的特点,采用脱泥—浮选方法分离云母、长石和石英,所得云母精矿含铷0.567 5%、回收率为39.89%,同时得到合格的长石精矿和石英精矿,实现了该矿的综合利用。     

不同矿浆环境对含铷云母浮选指标的影响

对某Rb2O品位0.54%的含铷云母矿,进行了云母与长石的分离浮选试验。分别考察了在酸性(pH=3.0)和中性(pH=7.3)矿浆环境中,矿石不磨(-74μm占10%)与磨至-74μm占50%时的闭路试验指标。研究结果表明： 1)矿石不磨(-74μm占10%)时,酸性矿浆环境闭路试验和中性矿浆环境闭路试验所得精矿指标差异不大,精矿中Rb2O的品位分别为1.24%和1.21%,Rb2O的回收率分别为67.93%和67.72%;2)矿石磨矿至-74μm占50%时,酸性矿浆环境闭路试验和中性矿浆环境闭路试验所得精矿指标差异较大,精矿中Rb2O的品位分别为1.04%和1.21%,Rb2O的回收率分别为80.91%和79.10%;3)BK414与十二胺联合使用,实现了在中性矿浆环境中云母、长石的分离浮选,为开发利用该类型含铷云母矿物提供了新的技术依据。     

含铷云母-长石精矿铷浸出试验研究

对Rb_2O品位为0.2725%的含铷云母—长石精矿进行多种铷浸出工艺探索对比试验,研究表明,精矿采用氯化钙焙烧-水浸工艺铷浸出效果最好。焙烧条件为精矿:氯化钙配比1:0.8,焙烧温度900℃,焙烧时间1.5h,水浸条件为温度20℃即室温,液固比2:1,浸出时间2 h,试验获得了Rb2O浸出率86.36%的技术指标。     

甘肃某铷多金属矿浮选锂云母选矿试验研究

甘肃某铷多金属矿中主要矿物成分比较简单,以长石、石英、云母为主,铷主要以类质同象形式分布于钾长石、锂云母中,矿物中铌、钽主要以铁铌锰矿、钽铁铌锰矿和铌铁钽锰矿形式存在。该矿石云母嵌布粒度范围广,嵌布关系复杂,重选难以回收,本试验研究确定采用浮选回收。在对该铷多金属矿进行矿石性质研究基础上,采用磨矿-脱泥-浮选工艺流程回收矿石中的锂云母,可获得Rb2O品位0.75%,回收率为28.31%的云母精矿。该试验研究结果可作为开发利用该类铷多金属矿的锂云母回收利用的基础技术依据。     

某极低品位含铷矿石选矿试验研究北大核心

某含铷矿石中Rb_(2)O的含量为0.046%,铷元素没有独立的矿物存在,以类质同像赋存于含钾矿物(钾长石和黑云母)中,且铷的载体矿物与脉石矿物石英紧密共生,属于极低品位难选含铷矿石。为确定该含铷矿石的选矿工艺,较好地实现资源综合利用,对其进行磨矿细度试验、捕收剂条件试验、精选条件试验和浮铷尾矿综合回收试验的研究。结果表明,确定使用组合捕收剂椰油胺+SDS和抑制剂水玻璃的药剂制度下,固定磨矿细度为-0.074 mm占65%,采用“一粗两精两扫”浮选回收黑云母和部分钾长石中的铷,浮铷尾矿经磁选—浮选回收长石的工艺。全流程闭路试验可获得Rb_(2)O品位0.114%、Rb_(2)O回收率57.23%的铷精矿和Na_(2)O品位4.21%、Na_(2)O回收率48.66%,K_(2)O品位3.96%、K_(2)O回收率31.92%,白度为69%的长石精矿,有效地回收铷资源和长石产品,为该含铷矿石工业开发提供技术支撑。     

某高钙钨尾矿反—正浮选工艺回收铷的研究

某钨尾矿含铷0.098%,脉石矿物主要为石英、石榴石、萤石、方解石,铷主要赋存在白云母、黑云母及钾长石中,其与脉石矿物嵌布关系极为复杂,属伴生高钙低品位铷矿。为确定铷回收工艺,采用反浮选脱钙—铷正浮选原则流程,详细开展了反浮选脱钙粗选捕收剂、抑制剂和铷浮选粗选活化剂、矿浆pH、十二胺用量、精选抑制剂六偏磷酸钠用量等条件实验。结果表明,反浮选脱钙采用捕收剂CYP+抑制剂SN-1,铷正浮选采用硫酸+十二胺,最终通过反浮选脱钙(两粗三精)—无氟少酸铷正浮选(一粗一扫一精)闭路流程,获得了铷精矿Rb₂O品位0.214%、Rb₂O回收率71.04%的指标,较好地实现了铷资源的回收。     

江西宜丰低品位锂云母矿中锂云母和长石的综合回收研究

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。      

含铷云母精矿铷浸出试验研究

对含铷云母精矿进行多浸出方式探索对比试验研究,研究表明,精矿采用氯化钙为焙烧助剂,精矿:氯化钙配比1∶0.2,焙烧温度850℃焙烧时间30~40 min,焙砂磨细至-74μm≥95%,水浸条件以温度60℃、L/S=2.0~3.0、浸出30~40 min,采用二段焙烧-水浸,铷浸出率可达91.97%以上。浸渣中铷可降至600ppm以下。铷溶浸效果较为理想。     

赞比亚低品位硫化镍矿浮选脱泥试验研究

为了高效利用赞比亚镍矿资源,减少易于泥化的矿物对后续工艺的影响,针对赞比亚低品位硫化镍矿进行了浮选脱泥—粗选与不脱泥浮选的对比试验。得到浮选脱泥—粗选的精矿品位和回收率分别高于不脱泥浮选0.28%和3.62%,从质量和数量两方面都说明了浮选脱泥—粗选工艺好于不脱泥浮选工艺。并对浮选脱泥—粗选的捕收剂进行优化试验,得到了最佳的煤油用量为10 g/t。     

贵州某低品位萤石选矿试验研究

该矿石萤石品位为28.65%,属于低品位萤石矿。经试验制定2次粗选8次精选的浮选工艺流程,最终可获得SiO2含量小于0.5%、CaCO3含量小于0.4%、萤石精矿品位为97.69%、回收率为54.08%的优质萤石精矿。     

细粒低品位难选胶磷矿浮选研究

针对宜昌细粒易泥化、低品位难选胶磷矿,采用稀浆浮选的单一反浮选工艺,以硫磷混酸调整pH值、抑制胶磷矿,采用改性脂肪酸类捕收剂HS捕收碳酸盐,获得了最终磷精矿P2O5品位为29.45%、MgO含量为1.28%、回收率为75.38%的优良指标,实现了白云石、方解石与胶磷矿的常温浮选分离。     

江西某低品位长石选矿试验研究

对江西某低品位长石矿采用"磁选除铁-反浮选除电气石-反浮选除云母-浮选长石"的工艺进行选矿试验研究,以实现其中所含长石、石英、云母3种矿物的有效分离。结果表明,经过弱磁加高梯度除铁,碳酸钠和油酸浮选电气石,硫酸、十二胺和柴油浮选云母,氢氟酸和十二胺分离长石与石英,最终可获得满足平板玻璃用一级质量标准和日用陶瓷用二级质量标准的长石精矿,以及满足玻璃生产工业中低档石英砂原料要求的石英精矿。     

某低品位铅锌矿铅浮选工艺研究

某铅锌矿铅锌品位低、部分方铅矿与闪锌矿嵌布关系复杂,(含)银矿物种类多、可浮性参差不齐,给铅、银的回收带来困难。经过多方案比较,铅浮选采用"阶段磨矿(原矿粗磨、铅粗精矿再磨)―阶段选别"工艺进行选别,试验采用石灰+硫酸锌组合抑制黄铁矿和闪锌矿,乙硫氮和松醇油作铅捕收剂和起泡剂。对含Pb 2.22%、Zn 1.97%和Ag 13.25g/t的原矿,闭路试验可获得铅精矿含Pb 65.17%、Zn 3.63%,铅回收率为96.31%;铅精矿含Ag 305.95g/t,银回收率为75.92%;在强化铅选别的同时,有效实现了银的综合回收。     

某风化低品位白云母尾矿的浮选试验研究

以四川某地选择性破碎-分级-风选后的白云母尾矿为研究对象,采用碱性条件下阴阳离子混合捕收剂浮选的原则流程。在磨矿细度-0.074 mm占49.78%、混合捕收剂（油酸钠与十二胺质量配比为3∶1）总用量为240 g/t、pH调整剂Na2CO3用量为1000 g/t（pH值9.0）、抑制剂水玻璃用量为300 g/t的条件下,采用1粗2精1扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,获得了白云母含量为98.71%、白云母回收率为84.40%的白云母精矿。     

江西某低品位钨矿石浮选试验

江西某低品位白钨矿石WO3含量为0.20%,矿物组成较复杂,金属矿物主要有白钨矿、磁黄铁矿等,非金属矿物主要有萤石、石英、透闪石、滑石、金云母、黑云母、白云母、石榴石、长石、绢云母、方解石等,含钙脉石矿物含量较高,矿石中白钨矿与脉石矿物共生关系紧密。为确定白钨矿的高效选矿工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下1次浮选脱硫,然后以碳酸钠为矿浆p H调整剂、水玻璃+栲胶为脉石矿物组合抑制剂、731为白钨矿浮选捕收剂,经1粗2精1扫浮选预富集钨、预富集精矿水玻璃强化调浆后1粗2精1扫常温浮选选钨、常温钨精矿90℃下水玻璃强化调浆后1粗5精1扫加温浮选选钨,最终获得WO3品位50.23%、WO3回收率为70.32%的白钨精矿,实现了白钨矿的高效回收。     

低品位难选褐铁矿的浮选研究

对山东威海上夼铁矿低品位难选褐铁矿进行了反浮泥再浮选与常规脱泥法再浮选的方案试验研究，提出了反浮泥－浮选是低品位难选褐铁矿的可行与较佳的浮选方案。     

低品位难选胶磷矿的正-反浮选工艺研究

辽宁某磷矿原矿P₂O₅品位19.41%, MgO含量高、嵌布粒度细。针对该矿石性质, 采用正-反浮选工艺, 以新型药剂MG和SR分别作正、反浮选的捕收剂, 取得了混合精矿P₂O₅品位32.07%、回收率89.63%的闭路试验指标, 实现了目的矿物与脉石的有效分离。     

某低品位钼矿石浮选试验研究

我国某地区钼矿钼品位较低,并伴生铜。原矿钼品位0.060%,铜品位0.108%。根据矿石中铜钼矿物嵌布特征,试验采用铜钼混合浮选工艺流程,一段磨矿细度-75μm占70%,铜钼混合精矿再磨细度-38μm占95%,石灰为矿浆调整剂、水玻璃分散矿泥和抑制脉石、使用M105作捕收剂,分离时采用硫化钠抑制黄铜矿,经过多次精选产品达到合格品级。试验获得钼精矿钼品位为45.31%、钼回收率为81.07%,铜精矿铜品位为18.50%、铜回收率为82.63%。