江西大余某钨锡尾矿云母、长石和石英分离研究

针对江西大余某钨锡多金属矿非金属矿物含量高的特点,以其选矿厂钨锡尾矿为研究对象,试验以硫酸作调整剂,十二胺作捕收剂浮选云母;浮云母尾矿以氢氟酸为调整剂,十二胺为捕收剂浮选长石,浮选长石尾矿即为石英精矿,实现了云母、长石、石英的分离。开路试验获得的云母精矿中Al_2O_3含量为21.54%,SiO_2含量为57.62%,K_2O含量为7.69%,产率为31.17%;长石精矿K_2O+Na_2O品位为13.02%,产率为12.44%,石英精矿SiO_2品位为99.31%,产率为37.60%。云母、长石、石英精矿品质均达到了建材原料使用标准,实现了资源的综合利用。     

某伟晶岩型锂辉石矿石浮选试验

某锂辉石矿石Li₂O品位为1.46%，矿物组成复杂，主要有用矿物为锂辉石，主要脉石矿物为石英、长石、云母等，锂辉石与石英、长石的嵌布关系密切，多呈聚粒状分布，局部分散，有的呈针状被云母、石英包裹，或呈片状、粒状等形态分布于云母裂隙中，属于复杂难选伟晶岩型锂辉石矿石。为确定该矿石的开发利用工艺，进行了选矿试验研究。结果表明，矿石在磨矿细度-0.074 mm占72.2%的情况下，采用磁选（636.94 kA/m）脱铁、浮选锂辉石工艺回收锂辉石，其中浮选以Na2CO₃+NaOH作pH调整剂和脉石矿物分散剂，CaCl₂作锂辉石的活化剂，TSY-15作捕收剂，经1粗2精3扫、中矿顺序返回流程处理，最终获得Li₂O品位为6.02%、Li₂O回收率为80.65%、Fe₂O₃含量为0.67%的锂辉石精矿，达到陶瓷级锂辉石精矿质量标准。     

从广西某钨锡尾矿中回收长石与石英

针对广西某钨锡多金属矿非金属矿物含量高的特点,以其选厂钨锡尾矿为研究对象,试验采用磁选脱除暗色物质、机械脱泥,以硫酸作调整剂、十二胺作捕收剂浮选云母;再以硫酸作调整剂、十八胺+SDS阴阳离子混合捕收剂浮选长石,实现长石与石英无氟浮选分离工艺。全流程闭路试验获得长石精矿K2O+Na2O品位12.19%、K2O回收率70.15%、Na2O回收率73.24%;石英精矿SiO2品位98.14%。云母、长石、石英均达到建材原料使用标准。     

四川某低品位难选锂辉石矿选矿工艺研究

针对四川某低品位锂辉石矿矿石风化严重、矿泥含量高、分选困难的问题,进行了试验研究。工艺研究结果表明,采用碱法不脱泥流程,氢氧化钠—碳酸钠—氯化钙作联合调整剂,采用新型捕收剂YOA浮选锂辉石,成功实现了锂辉石与脉石矿物的浮选分离,得到Li2O品位5.59%、回收率85.24%的锂辉石精矿。     

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.     

某低品位难选锂辉石矿选矿工艺研究

为合理开发某锂辉石矿产资源,有效回收该矿产资源中的锂矿物,对其进行了选矿工艺研究.结果表明,在酸性介质中,以十二胺作捕收剂预先浮脉石,浮选尾矿采用碳酸钠-氢氧化钠-氯化钙作组合调整剂、氧化石蜡皂+油酸作混合捕收剂浮选锂矿物,在原矿含Li2O 1.38％的条件下,可获得含Li2O 6.15％、回收率为75.49％的锂辉石精矿.     

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。     

锂辉石浮选捕收剂及调整剂研究综述

从捕收剂和调整剂2大方面对国内外锂辉石浮选药剂进行了介绍和总结。锂辉石浮选捕收剂主要包括传统单一捕收剂、组合捕收剂和新型捕收剂3类。调整剂主要包括应用最广泛的NaOH-Na2CO3-CaCl2“三碱”组合调整剂,同时难免金属阳离子、无机阴离子、有机酸等调整剂对浮选过程的影响、对锂辉石活化作用及其选择性抑制作用的影响及对浮选机理的影响研究都是研究的热点。研发新型高效、高选择性、环保、耐低温、经济的捕收剂和调整剂将成为锂辉石浮选药剂未来发展的主要趋势。综合述评可以为锂辉石浮选药剂的研究提供参考。     

江西某低品位难选锂辉石矿选矿工艺研究

江西某低品位锂辉石矿含Li₂O1.46%,主要赋存在锂辉石和腐锂辉石矿物中,矿石性质复杂,分选难度较大。本文采用锂辉石直接浮选工艺,即以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在原矿含Li₂O1.46%的条件下,可以获得含Li₂O5.68%、回收率76.72%的锂辉石精矿。与现场“预先脱泥-尾矿浮锂辉石”工艺相比,新工艺不仅提高了锂辉石精矿品位,而且显著提高了锂回收率。     

江西某低品位锂辉石矿选矿试验

针对江西某低品位锂辉石矿矿泥含量高、现场浮选指标差等问题,进行了选矿试验研究。结果表明：将450 g/t碳酸钠+300 g/t氢氧化钠加入磨机中,矿石磨细至-0.076 mm占70%,脱去-0.15 mm粒级矿泥,以碳酸钠、氢氧化钠、氯化钙作联合调整剂、改性油酸作捕收剂,经1粗3精1扫闭路浮选,可获得Li2O品位为4.45%、回收率为74.17%的锂辉石精矿,精矿Li₂O品位较现场工艺提高了0.39个百分点,回收率提高了12.59个百分点;锂辉石浮选尾矿经弱磁选-高梯度强磁选除铁,获得了Fe₂O₃含量为0.18%的长石精矿。     

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。     

Selective flotation separation of spodumene from feldspar using new mixed anionic/cationic collectors

The selectivity in flotation separation of spodumene from other pegmatic aluminosilicates such as feldspar and mica, using a single fatty acid anionic collector, is found to be very difficult. It is attributed to the same surface Al site for interaction with fatty acid. In this study, a collector mixture of sodium oleate (NaOL) and dodecyl trimethyl ammonium chloride (DTAC) demonstrates a high selectivity for the flotation of spodumene from feldspar. The influences of important factors such as molar ratio of the mixed collectors, dosages of calcium chloride, sodium hydroxide and sodium carbonate, and pulp temperature on spodumene and feldspar flotation using the mixed collectors have been investigated through micro-flotation tests. The optimum molar ratio of NaOL and DTAC is found to be 9:1. Sodium hydroxide has to be used as a pH regulator. Without the use of depressants, no selectivity is observed as the flotation of spodumene and feldspar are activated by Ca²⁺. Sodium carbonate must be used as depressant of feldspar. A comparison of the flotation for a lithium pegmatite ore using mixed fatty acid soaps and mixed anionic/cationic collectors (NaOL/DTAC) was carried out by the batch flotation tests. The results indicated that NaOL/DTAC decrease collector consumption by two-thirds. The recovery and grade of Li₂O concentrates increase by 4.93% and 0.31%, respectively.     

BK414在宜春钽铌矿浮选锂云母的工业试验

BK414为北京矿冶研究总院自主开发的新型锂云母浮选药剂。针对宜春钽铌矿钽铌重选尾矿,以BK414作为捕收剂进行锂云母浮选工业试验,获得锂云母浮选指标:浮选给矿Li_2O品位1.08%,锂云母精矿Li_2O品位3.79%,Li_2O回收率63.09%。与宜春钽铌矿目前所使用的椰油胺相比,采用BK414所获得的锂云母精矿回收率提高了8.07%。BK414具有选别指标好、凝固点低、腐蚀性小等优点。     

Extraction of lithium from micaceous waste from china clay production

The granites of South-West England are a potential source of lithium which is generally found within the mica mineral, zinnwaldite. It is mainly found in the central and western end of the St. Austell granite. When kaolin extraction occurs in these areas a mica-rich waste product is produced which is currently disposed of in tailings storage facilities. In this study a tailings sample containing 0.84% Li₂O was upgraded by a combination of froth flotation, using dodecylamine as the collector, and wet high intensity magnetic separation (WHIMS) to 2.07% Li₂O. The concentrate was then roasted with various additives, including limestone, gypsum and sodium sulphate, over a range of temperatures. The resulting products were then pulverised before being leached with water at 85 °C. Analysis of these products by XRD revealed that the water-soluble sulphates, KLiSO₄ and Li₂KNa(SO₄)₂, were produced under specific conditions. A maximum lithium extraction of approximately 84% was obtained using gypsum at 1050 °C. Sodium sulphate produced a superior lithium extraction of up to 97% at 850 °C. In all cases iron extraction was very low.Preliminary tests on the leach solution obtained by using sodium sulphate as an additive have shown that a Li₂CO₃ product with a purity of >90% could be produced by precipitation with sodium carbonate although more work is required to reach the industrial target of >99%.     

某锂辉石矿强化浮选及综合利用试验研究

针对川西某伟晶岩锂辉石矿原矿性质复杂的特点,对其进行了强化浮选分离及综合利用试验研究。通过三种流程方案对比,确定最优的选别工艺"阶段磨矿-阶段选别-组合捕收剂强化浮选分离技术",可分别获得产率为5.26%的云母精矿;Li_2O品位高达6.20%,回收率为87.34%的锂辉石精矿。通过对浮锂尾矿进一步回收长石的选矿工艺流程试验,可以获得K_2O+Na_2O含量为11.33%,作业回收率为85.77%,全流程K_2O+Na_2O回收率达到50.57%,Fe_2O_3含量只有0.21%的长石精矿,在一定程度上实现了此类难选伟晶岩型锂辉石矿的综合利用。     

某低品位伟晶岩型锂辉石选矿试验

为降低某低品位伟晶岩型锂辉石选矿生产成本,采用重介质分选工艺,预测可抛弃近70%的粗粒尾矿,可获得Li₂O品位为5.25%,Li₂O回收率为63.70%的锂辉石精矿。为提高其选矿回收率,采用研发的捕收剂EL进行了浮选试验研究,试验可获得Li₂O品位为4.12%,Li₂O回收率为80.76%的锂辉石精矿。精选抛尾工艺流程可在一定程度上消除矿泥对精选的影响,同时减少金属量在矿泥中的损失,该研究成果对选矿厂技术改造具有一定的指导意义。     

某锂辉石矿浮选废水回用的试验研究

为考察某锂辉石矿浮选废水回用至生产流程的可行性及技术方案,对清水和浮选废水进行水质分析,在实验室进行浮选废水回用试验.结果表明,对于浮选尾矿不处理的浮选废水,回用前用硫酸调整pH值至中性范围,一定程度可减轻回水对浮选指标的影响.回水不进行处理,通过调整和优化浮选药剂制度,可提高锂辉石矿的浮选指标,且效果优于调整回水pH...     

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...