某云母矿中稀有金属赋存状态分析及云母选矿工艺研究

某云母矿含锂、铷、钽、铌等多种稀散金属,矿物成分以长石、石英、云母为主,锂、铷元素主要分布于云母矿物中,少量分布于钾长石,铌、钽元素以类质同向形式赋存于铌铁钽锰矿.矿石中云母矿物包括铁锂云母和锂白云母,呈浸染状分布,粒度较粗,探索实验研究表明重选难以有效回收.本研究确定采用浮选回收工艺,在矿石性质研究基础上,采用二次磨矿-二次脱泥-五次精选二次扫选工艺流程回收矿石中的云母矿物,可获得LiO2、Rb2O品位3.04％、0.91％的云母精矿,LiO2回收率77.80％,LiO2、Rb2O合量回收率74.26％.该研究结果可作为开发利用该类含锂、铷云母矿回收利用的基础技术依据.     

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。     

甘肃国宝山铷矿工艺矿物学研究

通过化学分析、光薄片鉴定、X衍射分析、电子探针分析、单矿物分析和MLA等方法,对甘肃国宝山铷多金属矿进行了工艺矿物学研究。研究结果显示该矿为钠长石化花岗岩型铷多金属矿。Rb_2O含量为0.13%,主要赋存在铁锂云母和钾长石中。Li_2O含量0.10%,主要赋存在铁锂云母中。脉石矿物主要为钠长石、石英。通过研究发现:有用元素分散、钠长石含量高且与钾长石浮选性质相似是该矿难选的主要原因。     

内蒙古某铷矿工艺矿物学研究

采用化学多元素分析、光学显微镜分析、扫描电镜分析和矿物参数自动分析系统(MLA)等分析手段对内蒙古自治区某铷矿的石化学成分、矿物组成及含量、嵌布特征、粒度分布、铷元素的赋存状态等进行研究。结果表明：矿石中Rb₂O含量为0.107%,铷矿石的主要矿物为钠长石、石英、钾长石、云母、高岭石,铷主要以类质同象的形式存在于云母和钾长石中,云母中含Rb₂O 0.886%,分布率为47.49%,钾长石含Rb₂O 0.226%,分布率为52.51%;矿石中的石英粒度最大,钾长石和钠长石的嵌布粒度较接近,为0.74～1.2 mm,云母粒度主要分布在0.02～0.85 mm,微细粒云母和穿插在长石或被长石包裹中的云母较难实现单体解离,也较易产生泥化,不利于铷的选矿回收。     

栗木锡尾矿中云母、长石、石英浮选分离试验

栗木锡矿选矿厂重选尾矿经强磁选脱铁,非磁性物中石英、钠长石、钾长石及云母矿物含量合计达98%,为充分、高效利用该二次资源,进行了浮选分离工艺研究。结果表明,在不磨矿、硫酸调酸的情况下,采用1次云母浮选、1粗3扫3精浮选长石、中矿顺序返回流程处理矿样,获得了K_2O与Na_2O总含量达10.18%、长石矿物含量达90%的长石精矿,SiO_2含量达93.71%、石英矿物含量达85%的石英精矿,以及云母矿物含量达90%的云母精矿。石英精矿、长石精矿、云母精矿品质均满足工业应用要求。探索了一条实现栗木锡矿非金属矿物绿色、高效资源化利用的途径。     

河北某稀有多金属矿选矿试验研究

河北省某碱性长石花岗岩铷矿,稀有金属以铷为主,伴生有锂、铯、铌、钽。铷和铯以类质同象的形式赋存于钾长石和铁锂云母中,锂主要以铁锂云母形式存在。铌钽主要以独立矿物存在于铌钽铁矿中。采用"弱磁-强磁-浮选云母-长石石英分离"的联合选矿工艺流程,最终可获得Nb_2O_5品位3 241g/t、Ta_2O_5品位1 091g/t、Nb_2O_5回收率54.32%、Ta_2O_5回收率45.45%的铌钽铁精矿。Rb_2O品位11 941g/t、Li_2O品位25 220g/t、Cs_2O品位2 265g/t、Rb_2O回收率28.51%、Li_2O回收率75.89%、Cs_2O回收率54.77%的云母精矿。Rb_2O品位2 276g/t、Rb_2O回收率54.58%的长石精矿以及SiO_2品位98%以上的石英精矿。回收铷等稀有金属矿的同时,云母、长石、石英亦得到了分选回收与综合利用。     

某萤石尾矿中锂的赋存状态及回收工艺分析

对浙江某萤石尾矿中锂的赋存状态开展详细的研究,并对锂的回收潜力进行评价。工艺矿物学研究表明,尾矿中的含锂矿物为铁锂云母、白云母和金云母,三类云母矿物中的平均锂含量分别为4.16%、0.47%和0.51%,其中62.82%分布于铁锂云母中,故要重点加强对铁锂云母的分选。但由于白云母、金云母与铁锂云母的浮游性能相似,在浮选过程中将一并进入到锂云母精矿,导致云母精矿Li₂O品位偏低而无法得到合格的产品。但是可以采用强磁选法从云母精矿中分离出合格的铁锂云母精矿。也可以采用强磁选法处理给矿,将铁锂云母、褐铁矿和软锰矿分选到磁性产品中,然后用阳离子浮选法从磁性产品中浮选得到铁锂云母精矿。采用浮选—磁选法技术或和磁选—浮选法需通过选矿试验进一步确定。      

某低品位钾长石矿提纯工艺研究

分析了某低品位钾长石矿的主要矿物成分,K2O+Na2O含量为7.47%。针对该钾长石矿的性质,进行了单一磁选、脱泥-磁选、浮选、脱泥-磁选-浮选四个除铁流程试验,结果表明浮选法除铁效果较佳。试验首先采用阴离子捕收剂十二烷基磺酸钠和石油磺酸钠反浮选除去长石矿中细粒的含铁矿物,再经HF法用十二胺捕收剂对长石-石英进行分离,结果表明,可得产率43.57%、含Fe2O30.25%、K2O13.10%、Na2O0.21%、SiO266.77%的长石精矿和产率41.33%、含Fe2O30.18%、SiO297.66%的石英精矿。      

某非金属矿钽铌锂铷综合回收选矿试验研究北大核心

甘肃某非金属矿主要矿物组成为石英、长石、云母,矿石中伴生有锂、铷、钽、铌等有价金属。针对矿石中钽铌比重大、具有磁性且矿石泥化严重、云母嵌布特性复杂等性质特点,采用“高梯度磁选、摇床精选钽铌—钽铌磁选尾矿脱泥浮选云母—云母粗精矿和钽铌精选尾矿合并再磨精选云母—云母浮选尾矿进行长石石英分离”的工艺流程,获得了Ta_(2)O_(5)+Nb_(2)O_(5)品位和回收率分别为30.16%、55.85%的钽铌精矿;Li_(2)O、Rb_(2)O品位分别为3.28%、0.59%,回收率分别为92.80%、42.35%的云母精矿;Rb_(2)O品位为0.18%、回收率为49.51%的长石精矿和SiO_(2)品位为99.23%的石英精矿,长石精矿和云母精矿中Rb_(2)O总回收率为91.86%,钽铌精矿和石英精矿可作为合格产品直接销售,云母精矿和长石精矿作为后续冶炼工艺提取锂铷的原料,研究结果为矿石的综合利用提供了技术依据和支撑。     

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。     

内蒙古某钽铌稀有多金属矿综合利用试验研究

针对内蒙古某钽铌稀有多金属矿,采用光薄片鉴定、X-衍射分析、扫描电镜及能谱分析、电子探针分析等方法对其进行了详尽的工艺矿物学研究,查明了金属矿物主要为钽铌铁矿、锡石、细晶石等,非金属矿物主要为钠长石、石英和天河石。通过详细试验研究,确定采用“一段磨矿—强磁分选—分级摇床—摇精回收钽铌—酸洗除铁—摇尾回收锂铷云母—强磁尾矿综合回收长石云母”的选冶联合工艺,最终可获得(Ta, Nb)₂O₅品位为60.15%、回收率为21.70%的钽铌精矿1,(Ta, Nb)₂O₅品位为30.35%、回收率为3.17%的钽铌精矿2,Li₂O品位0.89%、回收率为58.98%的锂铷云母精矿1(Rb₂O品位0.34%、回收率为11.70%,云母含量为92%),Li₂O品位0.60%、回收率为5.59%的锂铷云母精矿2(Rb₂O品位0.28%、回收率为1.35%,云母含量为93%),Na₂O品位6.88%、回收率为7...     

某复杂稀有金属伴生矿选矿试验研究

内蒙古某稀有金属伴生矿REO含量0.28%,Nb2O5含量0.24%,铁品位5.72%,稀土和铌矿物嵌布粒度微细,稀土矿物主要有氟碳铈矿和独居石,铌矿物主要为钽铌锰矿和钇复稀金矿,铁钛矿物为钛磁赤铁矿、锰钛铁矿,脉石矿物主要有石英和长石。分别研究了重选、磁选及磁选—重选联合流程对原矿稀土、铌、铁的预富集效果。结果表明,重选对原矿中铁、稀土和铌的预富集效果不理想,高梯度磁选和磁选—重选联合工艺可获得较好的预富集效果。在磨矿细度-74μm含量占82.5%,磁场强度1.0 T的条件下,高梯度磁选试验可获得TFe 32.59%、REO含量1.57%、Nb2O5含量1.34%的粗精矿,三者回收率分别为85.57%、85.20%和86.94%,粗精矿可采用冶金工艺分离提取稀土、铌、铁。     

某低品位云母—长石型铷矿浮选试验研究

某低品位云母—长石型铷矿原矿品位Rb_2O 0.11%。为了回收该铷矿资源,采用浮选回收含铷长石、云母从而回收铷。试验研究结果表明,在酸性条件下,通过云母和部分易浮长石混合浮选—难浮长石浮选的闭路试验流程,可获得混合精矿品位为Rb_2O 0.3106%,回收率为54.24%,长石精矿品位为Rb_2O 0.2311%,回收率为37.08%,总铷精矿品位为Rb_2O0.2725%,回收率为91.32%的技术指标。     

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。     

某低品位铜镍硫化矿石选矿试验

吉林某低品位铜镍硫化矿石铜品位为0.27%、镍品位为0.48%。矿石中含镍矿物主要为紫硫镍铁矿、镍黄铁矿,含铜矿物主要为黄铜矿、铜蓝、斑铜矿。试验研究表明,采用单一浮选流程不能获得较好的选别指标;由于矿石中紫硫镍铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿等有用金属硫化物与磁铁矿嵌布关系密切,因此采用弱磁选对含镍矿物进行富集,获得目的矿物含量高、易泥化脉石含量低的磁性产品和目的矿物含量低、易泥化脉石含量高的非磁性产品,再分别进行磨浮流程处理。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占30%时进行弱磁选,磁性产品和非磁性产品分别再磨至-0.074 mm占85%后采用1粗2精2扫闭路浮选流程处理,获得了铜品位为4.53%、镍品位为6.65%、铜回收率为54.63%、镍回收率为44.90%的铜镍混合精矿1和铜品位为1.88%、镍品位为3.37%、铜回收率为23.98%、镍回收率为24.13%的铜镍混合精矿2,尾矿铜、镍品位分别降至0.06%和0.16%,实现了对该铜镍硫化矿石的有效分选。