江西宜春花岗伟晶岩型锂辉石矿中锂、钽和长石的综合回收

为实现江西宜春花岗伟晶岩型锂辉石矿中锂、钽及长石的综合回收, 开展了选矿综合回收试验研究。研究结果表明, 该锂辉石矿石英、长石含量高, 采用高选择性药剂ZH与氧化石蜡皂组合作为锂辉石捕收剂, 可降低细泥在锂辉石表面的罩盖影响, 优化矿浆流体环境; 在原矿含Li₂O为1.51%、Ta₂O₅为0.022%的条件下, 以氧化石蜡皂+ZH组合捕收剂浮选回收锂辉石, 采用细泥摇床重选工艺回收浮选尾矿中的钽矿物, 重选尾矿采用"弱磁选—强磁选"工艺除铁后作为长石精矿, 获得了含Li₂O 5.62%、回收率为74.65%的锂辉石精矿和Ta₂O₅品位为18.78%、回收率为40.21%的钽精矿, 以及产率为49.16%、含Na₂O 2.45%、K₂O 4.60%、TFe 0.15%、白度为62.9%的长石精矿。该工艺流程选矿试验指标良好, 实现了硬岩型锂辉石矿中锂、钽和长石的综合回收。      

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42.15g/t、184.00g/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-0.074mm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 400g/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Li_2<...     

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”工艺获得回收率大于90%的钽铌精矿。经化学分析,钽铌尾矿中钽铌品位较低,但有价组分锂含量较高且赋存在云母中,钾长石和钠长石含量也较高。为提高矿产资源利用率,回收钽铌尾矿中的其他有价矿物,对钽铌尾矿进行了综合回收试验研究。试验考虑优先回收锂云母和长石,钽铌可作为副产品富集。但由于该尾矿中Fe₂O₃含量为0.17%,会影响长石产品的白度,因此综合回收需要采用强磁选工艺除铁回收长石,同时采用浮选法回收锂云母、重选法富集钽铌。在优化条件试验的基础上进行了全流程综合回收试验,最终可获得长石产品(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。     

湖南仁里钽铌铍稀有金属矿床综合利用评价

湖南仁里矿床平均Ta₂O₅品位0.036%,Nb₂O₅品位0.047%,为中国东部高品位、超大型稀有金属矿床,主要有用矿物有钽铌矿物、绿柱石、云母和长石;伴生矿物有锂云母、电气石和石榴石等。钽铌矿物主要以块状、颗粒状、针状及少量的片状赋存于中-粗粒白云母伟晶岩中的钠长石和石英中,少部分赋存于白云母、绿柱石、磷灰石和电气石中,嵌布粒度较粗;绿柱石主要以块状及颗粒状赋存于伟晶岩中。本文采用螺旋溜槽粗选-摇床精选回收钽铌矿物-重选尾矿浮选回收云母-云母浮选尾矿浮选铍的工艺流程,获得了钽精矿(Ta₂O₅品位20.36%,Nb₂O₅品位19.87%,Ta₂O₅回收率73.53%)、铍精矿(BeO品位8.69%,回收率65.92%)和云母精矿(Al₂O₃品位24.26%,Li₂O品位0.25%,Rb₂O品位0.25%,Rb₂O回收率67.10%)。研究结果表明,仁里矿床稀有金属及非金属矿产资源丰富,矿石质量高,易选,回收率较高。该矿床具有较高的稀有金属综合回收率(69.73%)和矿产资源综合利用率(89.60%),具有较高的开发利用经济价值。      

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。     

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。     

四川某锂多金属矿选矿试验

针对四川某锂多金属矿钽铌回收率低的问题,通过矿石性质分析,采用锂辉石钽铌矿混合浮选—锂辉石精矿磁选—磁选精矿重选回收钽铌的联合工艺,对含Li_2O 1.65%、Ta_2O_5 0.009%、Nb_2O_5 0.021%的原矿进行选别,获得了锂辉石精矿Li_2O品位为5.94%、回收率为85.82%的试验指标,并有效提高了矿石中钽铌矿的回收率。     

提高辽宁某钨选厂钨精矿品位试验

辽宁某钨选厂矿石中WO₃的品位为0.79%,在黑钨矿中的分布率为78.48%。现场采用单一重选工艺,仅能获得WO₃品位22%~23%、回收率88%~89%的重选精矿。为提高精矿指标,对重选精矿进行了磁选-浮选-浸出试验。结果表明:重选精矿在磁场强度为80 kA/m条件下磁选除铁,可获得WO₃品位为23.54%的磁选精矿;磁选精矿以丁基黄药为捕收剂进行反浮选,获得WO₃品位为53.08%的反浮选精矿;反浮选精矿以盐酸为浸出剂进行浸出除杂,可获得WO₃品位为65.11%、作业回收率为96.71%、对原矿回收率为82.42%的精矿,实现了该钨矿资源的有效回收。     

朝鲜某复杂难选钽铌锆矿选矿试验研究

针对朝鲜某大型碱性花岗岩型钽铌锆矿床矿石化学成分复杂,有用矿物嵌布粒度细,有用矿物之间以及与脉石矿物之间解离性差的特点,采用细磨-脱泥-钽铌锆混合浮选流程处理该矿石,在原矿Nb₂O₅、ZrO₂、Ta₂O₅品位分别为1.17%、3.12%、0.046%情况下,最终可获得Nb₂O₅、ZrO₂、Ta₂O₅品位分别为9.43%、24.95%、0.36%,回收率分别为77.37%、76.77%、75.13%的钽铌锆混合精矿。     

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。     

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...     

四川可尔因选锂尾矿锂辉石再选实验研究

这是一篇矿物加工工程领域的论文。为综合评价四川可尔因选锂尾矿锂辉石再选可行性,开展了选锂尾矿矿石工艺矿物学研究及选矿全流程实验研究。通过MLA/AMICS矿物自动分析、LA-ICP-MS激光剥蚀原位分析等技术手段,查明了该尾矿样品中的矿物成分、样品中锂的赋存状态等;在一系列探索实验的基础上,确定了“磨矿-脱泥-浮锂-强磁除杂”的选锂工艺流程。针对Li₂O品位0.51%的选锂尾矿,采用自主研发的高效锂辉石捕收剂EM-PN10,经一粗一扫四精浮选闭路流程,获得了Li₂O品位4.32%,Li₂O回收率60.23%的浮选锂精矿,浮选锂精矿经强磁除铁后,最终获得了Li₂O品位5.07%,回收率(相对于原矿)59.21%的锂精矿产品。实验确定的锂辉石再选回收利用研究成果可为该类选锂尾矿资源利用提供一定技术支撑。     

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。     

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。      

湖南某钾钠长石矿选矿试验

湖南某长石矿矿物组成复杂,主要有用矿物为长石和石英。为开发利用该矿石,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62.36%时,原矿经脱泥-脱石英浮选后,以硫酸为调整剂、N-烷基丙撑二胺+石油磺酸钠为捕收剂经1粗2扫长石-石英分离浮选,获得了Al₂O₃含量为18.68%的长石浮选精矿和SiO2含量为98.35%的石英浮选精矿;长石浮选精矿经1粗1精磁选除铁获得了Al₂O₃含量为18.68%、Fe₂O₃为0.18%、Na₂O+K₂O为12.28%的长石精矿,达到了陶瓷工业的一级质量标准;石英浮选精矿在0.35 T条件下磁选除铁后获得了SiO₂含量为98.35%、Fe₂O₃为0.076%的石英精矿,满足玻璃工业二级质量要求。     

萤石浮选尾矿中锂的分选工艺研究

对某萤石浮选尾矿中的锂进行了综合回收利用试验研究。对该矿样进行重选脱泥后,以十二胺为捕收剂、六偏磷酸钠为抑制剂进行浮选,经一次粗选、二次精选和二次扫选,可获得Li₂O品位3.89%、回收率56.69%(作业回收率67.89%)的锂精矿。     

四川李家沟锂辉石矿重-浮联选工艺研究及工业试验

四川李家沟锂辉石矿为了提高锂辉石的回收率,通过矿石性质研究,对矿石进行了单一浮选试验和重-浮联选工艺小型试验。试验结果表明：通过重-浮联合工艺可取得良好的锂辉石选矿技术指标。现场重浮联选工业试验对矿石0.5～8.0 mm产品进行了重介质选矿试验,试验获得的尾矿产率35.76%、尾矿Li₂O品位0.36%,精矿产率11.57%、精矿Li₂O品位5.62%、回收率50.56%,中矿产率52.67%、中矿Li₂O品位1.19%;中矿进入磨矿浮选作业,精矿与尾矿作为直接产品处理,可减少36%的原矿量进入磨矿浮选作业,降低了用电负荷、钢球消耗和药剂耗量,大大降低了生产成本。     

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%。     

碳酸钠和氢氧化钠对锂辉石矿浮选的影响

以四川呷基卡锂矿为研究对象,采用浮选工艺分选锂辉石,主要研究了调整剂碳酸钠和氢氧化钠添加次序、作用时间与用量对浮选指标的影响。发现先添加碳酸钠后添加氢氧化钠,可大幅提高锂精矿的Li₂O品位;适当延长氢氧化钠的作用时间,可有效提升锂精矿Li₂O的回收率;高用量的碳酸钠会抑制锂辉石的上浮,高用量的氢氧化钠则会降低捕收剂对锂辉石的选择性。矿石经2粗3精1扫闭路试验,可获得Li₂O品位和回收率分别为4.48%和87.76%的锂精矿。     

某铌钽矿尾矿中长石石英的浮选分离回收试验

湖北某铌钽矿石磁选尾矿Na₂O、K₂O、Si O₂含量分别为5.74%、1.37%、69.70%,主要矿物为长石和石英,为分离回收其中的长石和石英进行了浮选试验。结果表明,采用抑石英浮长石1次粗选流程,在草酸用量1 000 g/t、六偏磷酸钠用量1 200 g/t、十八胺用量600 g/t、十二烷基磺酸钠用量300 g/t情况下,得到Na₂O+K₂O品位11.27%的长石精矿,达到工业制备陶瓷对钾钠含量的要求;浮选尾矿Si O₂品位达93.35%,达到玻璃工业原料的指标要求。试验在无氟少酸的条件下实现了尾矿中长石、石英的分离回收,提高了资源的利用率。