江西宜春低品位锂云母矿综合回收工艺研究

钽铌锂是重要的稀有金属,具有极高的开发利用价值。针对江西宜春地区低品位锂云母矿,开展了钽铌、锂及长石综合回收工艺试验研究。结果表明,针对低品位锂云母矿资源特性,开发了以-CO-NH-为主要作用官能团的高选择性锂云母捕收剂ZL-01,实现了在易于泥化的复杂矿浆体系中锂云母矿物的高效捕收,解决了传统脱泥-浮选工艺造成锂云母矿物流失的难题。以ZL-01作捕收剂不脱泥直接浮选锂云母矿物,浮选尾矿采用螺旋溜槽粗选-摇床精选的重选工艺回收钽铌矿物,重选尾矿采用弱磁-强磁联合的磁选工艺对长石矿物进行除杂提纯。在原矿含0.42%Li_2O、0.004%Ta_2O_5、0.008%Nb_2O_5的情况下,获得了Li_2O品位3.38%、回收率为73.50%的锂云母精矿,Ta_2O_5品位18.530%、Nb_2O_5品位24.120%,钽回收率48.89%、铌回收率36.98%的钽铌精矿,TFe含量(质量分数)0.090%、白度72.40%的长石精矿,实现了低品位钠长石化花岗岩蚀变锂云母资源的高效综合回收。     

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”选矿工艺获得回收率大于90%的钽铌精矿。为提高矿产资源的利用率，回收钽铌尾矿中的其他有价矿物，对钽铌尾矿进行综合回收试验研究。经多元素化学分析，钽铌尾矿中钽铌品位低，锂含量较高且赋存在云母中，钾长石和钠长石含量也较高。钽铌尾矿应优先考虑回收锂云母和长石，钽铌可作为附产品富集。但该尾矿中Fe2O3含量为0.17%，会影响长石产品的白度，因此综合回收工艺采用强磁选除铁回收长石产品，同时富集钽铌、浮选法回收锂云母和重选法回收钽铌。在原则流程和优化条件试验的基础上，钽铌尾矿综合回收流程试验可获得长石产品（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。     

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。     

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42.15 g/t、184.00 g/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-0.074 mm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、50 400 g/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Li2O品位1.837%、回收率50.84%的铁锂云母精矿。该研究实现了该矿石中伴生钽铌锂的选矿回收富集,为该类矿石的工业利用提供了借鉴。     

某大型铌钽矿综合利用试验研究

对产于钠长石花岗岩的某大型铌钽矿进行了综合利用试验研究。原矿采用“重-浮-磁”联合流程获得含(TaNb)2O552.4087%、(TaNb)2O5回收率69.67%的铌钽精矿;铌钽粗选尾矿采用浮选流程获得可供工业用的锂云母精矿、长石精矿和石英精矿。通过经济效益分析,该矿具有一定的开发价值,其中所获锂云母精矿、长石精矿和石英精矿的价值超过铌钽精矿的价值。研究结果表明,对于该类型铌钽矿的开发利用,在着重铌钽回收的同时,必须兼顾矿石中长石、石英、云母等非金属矿物及其它伴生有益组分的综合回收利用,矿山才能获得较好的经济效益和社会效益。     

川西某伟晶岩型锂辉石矿浮选试验研究

川西某伟晶岩型锂多金属矿主要目的矿物为锂辉石，伴生有少量的铌钽铁矿，脉石矿物主要有长石，石英和云母类矿物。在磨矿细度-0.074mm含量72%的条件下，采用一粗一扫三精的浮选闭路流程，最终获得了Li2O品位5.80%、Nb2O5含量530g/t、Ta2O5含量215g/t的含铌钽锂精矿，Li2O回收率为91.76%，Nb2O5回收率为91.05%、Ta2O5回收率为90.83%，实现了锂铌钽的混合浮选。      

磁选尾矿综合回收钽铌锂及长石选矿工艺研究

江西宜春地区钽铌锂选矿厂磁选作业排放的尾矿含Li_2O 1.51%、Ta_2O_5 0.031%、Nb_2O_5 0.027%及长石矿物等,具有较好的再回收利用价值。为综合回收尾矿中的有价资源,对其进行了矿石性质和选矿工艺研究。结果表明,采用"‘摇床+铺布溜槽’重选回收钽铌-浮选回收云母-磁选除杂回收长石"的"重-浮-磁"联合工艺,可获得含Ta_2O_5 21.14%、回收率40.92%的钽铌精矿,含Li_2O 4.32%、回收率71.41%的锂云母精矿,含TFe 0.09%、白度75.40%、产率为32.56%的长石精矿。试验指标良好,钽、铌、锂及长石等矿物均得到了较好的综合回收,具有良好的经济和环保效益,为现场工艺优化及同类资源的综合回收提供了有力技术支撑。     

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.     

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。     

澳大利亚某锂辉石矿预先脱泥——浮选试验研究

澳大利亚某进口锂辉石矿含有较多的矿泥,对浮选作业产生不利影响,试验采用水力沉降法、浮选法等不同方法对锂辉石矿进行预先脱泥,考察了不同方法的脱泥效果及对后续锂辉石浮选的影响。研究发现以十二烷基硫酸钠作为浮选药剂对锂辉石矿进行浮选脱泥取得了最佳的脱泥效果,脱除的矿泥量大、含锂品位低、矿泥中锂的损失小,脱泥后再浮选锂辉石,获得的锂辉石粗精矿品位有了很大程度的提高。预先脱泥后的锂辉石矿经过一次粗选两次精选三次扫选的浮选流程,可获得良好的选矿指标。闭路试验表明,该进口锂辉石矿原矿Li_2O含量为1.42%,经预先脱泥—浮选锂辉石选别流程处理后,获得的锂辉石精矿Li_2O品位为5.83%,Li_2O回收率为78.54%。     

某含石膏硫化钼尾矿中氧化钼钨的混合浮选试验

某优先浮硫化钼的尾矿Mo、WO₃品位分别为0.093%和0.12%,-0.074 mm占68.30%,钼钨主要以氧化矿物形式存在,单体解离度达85%,矿石中石膏释放的大量Ca²⁺和大量矿泥严重影响了氧化钼钨的回收。为高效回收这些氧化钼钨矿物,对现场优先浮硫化钼后的产品进行了选矿试验。结果表明,以硝酸铅为活化剂、苯甲羟肟酸为螯合捕收剂,采用1粗1预精2扫常温钼钨混合浮选,常温混合浮选精矿浓缩至浓度为55%,再在90 ℃恒温解吸45 min,然后采用1粗2精1扫加温精选,中矿顺序返回闭路流程处理该试样,最终取得了Mo、WO₃品位分别为15.98%、25.54%、回收率分别为51.54%、63.85%的钼钨混合精矿。     

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。     

大红柳滩某低品位锂铍矿石表面清洗浮选工艺研究

以大红柳滩某锂铍多金属矿为研究对象，研究了N甲基9十七烯酰胺基乙磺酸钠和N-甲基脂肪酰胺基乙酸盐作清洗剂时，矿物表面清洗浮选对锂铍矿物可浮性及锂铍分离效果的影响，并对矿物表面清洗浮选的试验条件进行了优化。闭路试验的结果表明，在磨矿细度-0.074 mm含量占72%的条件下，清洗浮选可以获得锂精矿Li₂O品位为6.01%、Li₂O回收率为87.60%;铍精矿BeO品位6.57%、BeO回收率62.90%的良好指标。其中，锂精矿中BeO品位为0.049%、BeO回收率为31.20%,较好地实现了锂铍分离。     

某铬铁矿磁浮联合回收实验研究

本文针对某铬铁矿,采用磁选和浮选联合工艺来回收铬铁矿,以提高Cr2O3精矿产量.由于矿样中含有磁铁矿,先利用弱磁选将矿样中的强磁性矿物脱除,回收磁铁矿;再对弱磁选尾矿进行湿式强磁场磁选实验,获得铬精矿Cr2O3品位42.37％,回收率81.34％.为了提高铬精矿的综合回收指标,对强磁场磁选尾矿进行再磨再选实验,采用一粗两精一扫闭路浮选流程,获得铬精矿Cr2O3品位35.86％,回收率70.12％.     

湖南某萤石矿洗矿泥选矿工艺研究

针对湖南某萤石矿矿泥含量较多、洗矿泥直接作为尾矿排出而影响CaF₂资源回收率的问题,研究了一种洗矿泥选矿工艺,通过旋流器分级、粗粒再磨以及一粗一扫四精的浮选工艺,得到了CaF₂品位90.43%、回收率58.74%的萤石精矿。通过洗矿泥选矿工艺,不仅能回收矿泥中的有用矿物,提高萤石回收率,而且能减少尾矿排放量,提高综合效益。     

某钽铌矿重选尾矿中锂云母回收试验研究

某钽铌矿重选尾矿中锂云母具有较高的回收价值。依据试料性质,主要进行了先磁选后浮选、直接浮选、分级浮选三种工艺流程方案的对比试验,最终确定采用先磁选后浮选工艺流程。随后进行了磁场强度、磁介质、矿浆pH值、椰油胺用量等条件的优化试验以及精选流程结构的对比试验。在优化条件下,闭路流程试验最终可得到Li_2O品位4.34%、回收率80.86%的锂云母精矿。     

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值的技术方案。在尾矿浆中添加氧化钙做助沉剂,通过调整和优化药剂制度,其废水回用后浮选指标进一步提高,闭路试验可获得锂精矿Li_2O品位5.18%,Li_2O回收率80.10%的较好指标,综合经济效益与清水条件基本相当,为初步实现锂辉石矿浮选废水回用提供借鉴。