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。     

山东某长石矿石除铁增白选矿试验

山东某长石矿石属高含铁量长石矿石,铁赋存于铁矿物、云母、黄铁矿及一些含铁碱金属硅酸盐中。为了从该矿石获得陶瓷工业用高品级钾长石原料,对其开展了除铁增白选矿试验研究。试验根据矿石性质,采用磨矿-按20 μm脱泥-高梯度磁选脱除磁性铁-乙黄药浮选脱除黄铁矿-十二胺+煤油浮选脱除云母-ZL-1浮选脱除含铁碱金属硅酸盐工艺流程,经系统的条件试验,最终获得了产率为76.24%、Al₂O₃回收率为80.31%的长石精矿,其Al₂O₃含量为16.05%、K₂O+Na₂O含量为12.50%、Fe₂O₃含量为0.09%、白度为67.26%,达到陶瓷行业用钾长石精矿一级品质量标准。     

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。     

江西某钨锡重选尾矿综合回收石英和长石试验研究

针对江西某钨锡重选尾矿中石英、长石、云母含量高的特点,试验采用磨矿—磁选除铁—脱泥—云母浮选—石英与长石浮选分离的无氟少酸工艺综合回收石英和长石。在试样磨矿细度?0.074 mm含量占73.20%、磁场强度为1.0 T条件下进行磁选除铁,非磁性产品采用静置—虹吸方法脱去?0.020 mm细泥。磨矿—磁选—脱泥等预处理后的样品采用碳酸钠调整矿浆pH=10.5、捕收剂YF-1用量240 g/t 和十二胺用量80 g/t 联合浮选云母。对云母浮选尾矿以Ba2+用量120 g/t活化石英、YF-2用量250 g/t 抑制长石、捕收剂YF-1用量250 g/t 进行石英与长石的浮选分离。石英浮选尾矿即为长石精矿 ,石英精矿通过酸法反浮选长石工艺得到石英精矿和长石副产品。试验获得石英精矿产率25.30%,SiO₂含量99.20%,石英矿物回收率50%;长石精矿产率22.69%,K₂O+Na₂O含量13.16%,长石副产品产率7.68%,K₂O+Na₂O含量9.23%,长石矿物总回收率约79%;云母精矿产率14.50%,K₂O含量7.65%,Na₂O含量1.65%,Al₂O₃ 含量16.40%,云母矿物回收率85%。      

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。     

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。      

甘肃某石英岩矿选矿提纯试验研究

针对甘肃某石英岩矿进行选矿试验研究,在对原矿进行工艺矿物学研究的基础上,研究磁选、擦洗、浮选等工艺对石英岩矿含铁杂质的去除效果,并对比了“磁选—擦洗”与“磁选—浮选”工艺的提纯效果。以SiO₂含量为99.42%、Al₂O₃含量为2 400μg/g、Fe₂O₃含量为1 814μg/g的石英岩矿为原料,采用“磨矿—磁选—浮选”选矿工艺提纯效果较好。结果表明,试样经铁球磨矿后,在磁感应强度1.4 T条件下进行三段磁选除铁,再以H₂SO₄为调整剂、松醇油为起泡剂、PSK-78石油磺酸钠为捕收剂进行反浮选试验,可获得SiO₂含量为99.61%、Fe₂O₃含量为185μg/g、回收率为51.34%的石英精矿。该工艺除铁效果显著、污染小,可大幅度提升产品的附加值,具有良好的应用前景。     

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...     

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。      

青海某低品位磷矿石综合利用研究

青海上庄磷矿石主要组成矿物为透辉石、黑云母、（氟）磷灰石和磁铁矿,还有少量的长石、榍石和方解石。矿石P₂O₅、TFe和K₂O品位分别为3.52%、9.08%和3.77%。黑云母主要呈不规则片状或片状分布,结晶粒度较粗,磷灰石多分布在透辉石、黑云母和磁铁矿的粒间,一般在0.3~1.5 mm,易于单体解离。透辉石和黑云母的矿物结晶粒度较粗,但是在矿石中相互包裹现象比较普遍。为给该矿石的开发利用提供参考,进行了实验室选矿流程试验。结果表明：采用棒磨粗磨（-0.35 mm占78.22%）分级（d=0.35 mm）、粗粒级摇床重选黑云母、细粒级棒磨再磨（-74 μm占50.90%）1粗2精1扫浮选磷灰石、浮选尾矿3段磁选磁铁矿（一段磁选精矿磨细至-74 μm占94.00%）、磁选尾矿分级（d=45 μm）脱泥后浮选分离透辉石和细云母的联合流程,获得了P₂O₅品位为32.01%、P₂O₅回收率为92.85%的磷精矿,K₂O品位为9.58%、K₂O回收率为20.80%的粗云母精矿和K₂O品位为8.38%、K₂O回收率为37.38%的细云母精矿,云母总回收率为58.18%;此外,还可获得TFe品位为64.35%、回收率为33.62%的铁精矿。实验室试验获得了满意的选矿指标,试验在保证磷灰石和磁铁矿回收率的情况下,综合回收了云母和透辉石矿物,实现了矿石的综合回收。     

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。     

鲕状赤铁矿氢气低温还原焙烧机理探讨

考察了氢气气氛下还原时间、还原温度和还原度等对鲕状赤铁矿还原过程的影响。通过电感耦合等离子原子发射光谱仪(ICP-AES)、光学显微镜、X射线衍射仪(XRD)等表征手段对还原焙烧矿物及其磁选后精矿进行了表征。结果表明：随着氢气还原时间增加, 鲕状赤铁矿还原度逐步增大, 还原焙烧矿金属化率逐步增大。400 ℃下, 高纯氢气还原90 min, 所得焙烧矿经磁选后可获得精矿铁品位55.55%、回收率76.94%的指标。氢气低温还原赤铁矿还原过程为：Fe₂O₃→Fe₃O₄→Fe₃O_4-δ→FeO→Fe₃O₄ + Fe→Fe, 但从宏观看产物由Fe₃O₄直接变为Fe, 中间没有FeO产生。     

贵州某锂辉石矿石选矿试验

贵州某锂辉石矿石Li2O含量为1.21%。主要脉石矿物有石英、长石、磷灰石、磁铁矿、高岭石等。为确定锂辉石的回收工艺,进行了选矿试验。矿石采用浮选工艺富集锂辉石、磁选工艺剔除混入锂辉石精矿中的磁铁矿。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占83.2%的情况下,以油酸钠+水杨羟肟酸(质量配合比为1∶1)为捕收剂,总用量为1 200 g/t,以氯化铁为活化剂,用量为100 g/t,采用1粗1扫3精、中矿顺序返回浮选流程富集锂辉石,1次弱磁选(磁场强度为198.94 k A/m)流程脱铁,最终获得Li_2O品位为6.16%、含铁0.45%、Li_2O回收率为85.43%的锂辉石精矿。