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。     

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。     

从某钽铌尾矿中回收长石和石英的试验研究

针对某钽铌尾矿中石英和长石含量较高的特点。在对矿样进行工艺矿物学分析基础上，制定了在碱性条件下，先脱杂质矿物。再浮云母。后浮长石和石英的综合回收工艺流程。试验得到的长石产品可达到玻璃及陶瓷Ⅱ级原料的质量标准，其矿物回收率约为70％～75％。石英产品可达到硅铁Ⅱ级及玻璃Ⅱ级原料的质量标准，其矿物回收率约为75％～80％。     

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...     

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。     

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。     

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。     

某钽铌矿钽铌资源综合回收试验研究

钽铌矿性质复杂,伴生矿物多,钽铌回收率较低。为提高某钽铌矿山浓密机底流、锂云母精矿、螺旋分级机返砂中钽铌的综合回收率,分别进行了离心机-摇床、摇床、浮重工艺流程回收钽铌3个工艺试验研究,结果表明:3个工艺分别使钽铌的回收率达到59.51%、16.48%和60.85%,实现了钽铌资源的有效回收。     

坦桑尼亚姆潘达地区某碳酸岩型铌钽矿选矿试验研究

坦桑尼亚姆潘达地区某碳酸岩型铌钽矿Nb2O5含量为0.125%,Ta_2O_5含量为0.006 3%,矿石中的铌钽主要分布在铌钙矿、铌钽铁矿中,采用重选—浮选—磁选—酸洗联合流程,获得Nb2O5品位为28.751%,回收率为42.018%,Ta_2O_5品位为1.112%,回收率为35.126%的铌钽精矿;Nb2O5品位为4.674%,回收率为12.65%,Ta_2O_5品位为0.213%,回收率为12.254%的铌钽次精矿,试验Nb2O5总回收率为54.668%,Ta_2O_5总回收率为47.38%,试验为该矿铌钽资源的开发利用提供技术依据。     

四川某铌钽矿工艺矿物学研究

从工艺矿物学角度出发,查明了四川某铌钽矿中Nb2O5的品位为0.065%,Ta2O5为0.0034%。铌主要赋存在烧绿石中,部分分布在褐钇铌矿中,少量分布在铌锰矿、铌钙矿、铈铌钙钛矿等矿物中;钽主要赋存在烧绿石等含铌矿物中。重要矿物烧绿石的粒度以细粒为主,其中-74μm占77.43%。研究表明,该矿铌钽品位较低,赋存状态多样,嵌布粒度细,属于低品位难选矿石。     

河南某钼铅多金属矿综合回收试验研究

针对河南某彩钼铅多金属矿矿石性质, 采用优先浮选流程, 综合回收了氧化钼、方铅矿和白铅矿。原矿钼品位0.20%、铅品位2.40%时, 在磨矿粒度为-0.074 mm粒级占80%, 闭路流程最终得到钼精矿产率2.15%、钼品位7.12%、钼回收率76.54%、铅品位60.04%、铅回收率53.12%, 铅精矿产率1.01%、铅品位65.62%、铅回收率27.27%。其中钼的总回收率为78.81%, 铅的总回收率为80.39%, 选矿指标理想。     

赞比亚某多金属矿综合回收试验研究

赞比亚某多金属矿,矿石矿物较为复杂,矿物种类繁多,矿石中有价元素为铜、铅、锌、银等金属元素。铜矿物、铅矿物嵌布粒度粗细不均匀,细粒含量较大,属难选矿石类型。本研究采用铜铅锌优先浮选流程,闭路试验获得了含铜19.50%、含银1010.00g/t、铜回收率60.49%的铜精矿;含铅62.75%、含银300.00g/t、铅回收率87.99%的铅精矿;含锌15.72%、锌回收率66.54%的锌精矿,银在铜、铅精矿中的总回收率达到82.34%。试验取得了优良的技术指标,为该矿石的开发利用提供了技术依据。     

某复杂银铅锌多金属硫化矿的综合回收研究

针对某复杂银铅锌多金属矿,进行工艺矿物学研究,结果表明其矿物组成种类繁多,矿物之间共伴生关系密切,且相互穿插、混杂、浸染、包裹的现象普遍。通过优先浮选,采用组合药剂,使银、铅、锌的回收率分别为81.71%、88.26%、81.01%,达到了综合回收的目的。     

某高硫铜锌多金属矿综合回收试验研究

某复杂高硫铜锌多金属矿富含多种有价金属元素, 铜、锌矿物以细粒嵌布为主, 黄铁矿主要以粗粒形态存在, 矿物间嵌布关系复杂。采用粗磨铜锌异步混选抛尾-粗精矿再磨铜锌分离选矿工艺, 获得了铜精矿品位22.56%、回收率87.55%, 锌精矿品位42.86%、回收率75.64%的指标, 粗磨混浮尾矿用摇床重选可选出合格硫精矿。     

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.     

某复杂铜铅锌银多金属硫化矿的综合回收试验研究

某复杂铜铅锌银多金属矿富含多种有价金属元素,但有用矿物嵌布粒度细且不均匀,嵌布关系十分复杂。工艺矿物学研究表明铜矿物主要为黝铜矿,且大部分的银以类质同象赋存在该矿物中,在国内实属罕见。本试验采用优先浮选流程再结合中南大学新型铜捕收剂MT-20及铅捕收剂BITCM,获得了铜精矿品位为18.18%、回收率为81.03%,铅精矿品位为55.56%、回收率为72.63%的工艺指标。全流程闭路试验结果表明该工艺操作方便,指标稳定,各有价金属回收率高,达到了综合回收目的。     

某钨矿山多金属硫化矿综合回收试验研究

针对某钨矿山多金属硫化矿的矿石性质特点,开展了优先浮钼—铜铋混合浮选工艺、优先浮钼—浮铜—浮铋工艺和钼铜混合浮选—浮铋—浮锌的工艺流程对比试验,结果表明:采用钼铜混合浮选—浮铋—浮锌的全流程工艺,可获得含钼53.50%、回收率为92.72%的钼精矿,含铋11.30%、回收率为58.71%的铋精矿,含铜22.89%、回收率为87.62%的铜精矿,含锌55.28%、回收率为73.22%的锌精矿;而且铋精矿中含银9 000 g/t、含铅58.23%,回收率分别为66.89%、77.40%;同时浮选尾矿进一步回收可获得含钨38.52%、回收率为79.57%的钨精矿,实现了钼、铋、铜、锌、铅和钨的综合回收。     

印度尼西亚某铅锌矿综合回收试验研究

针对印尼某矽卡岩型铅锌矿矿石特性, 采用优先浮选流程, 综合回收了锌、铅、硫和锗。锌、铅回收率分别达到97.16%和84.00%。硫分别进入锌精矿、铅精矿和硫精矿中, 总回收率达95.29%, 伴生的锗也富集到3种精矿中, 总回收率达92.50%, 选矿指标理想。     

铜金铁多金属矿综合回收选矿工艺研究

某铜金铁多金属矿中金、铜、硫铁矿共生关系密切,采用先硫后氧浮选铜金混合精矿、尾矿选铁的工艺流程,对有价元素进行了综合回收,获得了金铜精矿中铜品位17.31%、回收率65.34%,金品位52.40 g/t、回收率82.15%,铁精矿品位64.20%、回收率66.64%的技术指标。并对两种精矿产品进行了元素分析,有害元素均未超标。该工艺达到了资源综合利用和提高经济效益的目的。