某铷矿综合回收试验

针对云南某铷矿品位低、分布广的特点,采用脱泥—浮选方法分离云母、长石和石英,所得云母精矿含铷0.567 5%、回收率为39.89%,同时得到合格的长石精矿和石英精矿,实现了该矿的综合利用。     

某长石尾矿中含铷云母的浮选回收试验研究

某长石尾矿Rb_2O品位为0.54%,主要矿物为云母和长石,Rb_2O主要赋存在云母矿物中。为了综合回收该尾矿中的铷,分别考察了矿浆在酸性(pH=3.0)和中性(pH=7.3)环境中,矿石不磨(-74μm占10%)与矿石粒度磨至-74μm占50%时的闭路试验指标。结果表明,矿石不磨时,酸性矿浆环境闭路试验和中性矿浆环境闭路试验所得精矿指标差异不大,精矿中Rb_2O品位分别为1.24%和1.21%,Rb_2O回收率分别为67.93%和67.72%。矿石磨矿至粒度-74μm占50%时,酸性矿浆环境闭路试验和中性矿浆环境闭路试验所得精矿指标差异较大,精矿中Rb_2O品位分别为1.04%和1.21%,Rb_2O回收率分别为80.91%和79.10%。BK414与十二胺联合使用,在中性矿浆环境中可实现云母与长石的浮选分离。研究结果可为开发利用该类型含铷云母矿物提供参考。     

某铷矿强磁尾矿的综合利用试验研究

以某铷矿强磁尾矿为研究对象,通过工艺流程对比、入选粒度、抑制剂和捕收剂筛选等试验研究,最终确定重选-优先浮选联合工艺。试验获得了含铷钾长石、钠长石和石英精矿,其中:钾长石精矿中Rb_2O品位0.177%,产率30.22%;钠长石产品中Na_2O+K_2O含量为10.64%(Na_2O8.32%),产率33.51%;石英产品SiO_2含量为96.21%,产率23.27%。该工艺基本实现了尾矿中全元素综合利用,可有效解决尾矿大量排放和利用率低的难题,实现矿产资源的高效开发利用。     

某微细粒锂云母选厂尾矿中锂铷的回收试验

某锂云母选厂尾矿试样中有回收价值的元素锂、铯绝大部分赋存在铯榴石中,铯榴石与云母呈嵌晶状连生,Li₂O品位为0.70%,Rb₂O品位为0.24%,试样粒度微细,-800目粒级产率高达43.90%,锂在粗粒级有较明显的富集现象。为确定该试样中锂铷的回收工艺,采用预先脱泥-浮选工艺进行了选矿试验。结果表明,试样在添加水玻璃的情况下进行擦洗脱泥（-20 μm）预处理,然后在用盐酸调节矿浆pH=3的情况下,采用2次粗选1次精选,可获得Li₂O和Rb₂O品位分别为2.62%和0.87%,回收率分别为66.47%和64.38%的锂铷精矿,有价成分锂、铷得到了充分的回收。     

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。     

某低品位云母—长石型铷矿浮选试验研究

某低品位云母—长石型铷矿原矿品位Rb_2O 0.11%。为了回收该铷矿资源,采用浮选回收含铷长石、云母从而回收铷。试验研究结果表明,在酸性条件下,通过云母和部分易浮长石混合浮选—难浮长石浮选的闭路试验流程,可获得混合精矿品位为Rb_2O 0.3106%,回收率为54.24%,长石精矿品位为Rb_2O 0.2311%,回收率为37.08%,总铷精矿品位为Rb_2O0.2725%,回收率为91.32%的技术指标。     

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。     

赣州某钨尾矿中锂的浮选回收与浸出试验

赣州某选钨尾矿Li_2O品位为0.34%,锂主要赋存在云母矿物中。为确定锂的回收利用工艺,对有代表性试样进行了浮选工艺及浮选锂精矿焙烧—浸出工艺条件研究。结果表明,采用1粗3精3扫、中矿顺序返回闭路浮选流程处理试验原料,可获得Li_2O品位为1.18%、回收率为58.69%的锂精矿;浮选锂精矿与氯化剂(氯化钙与氯化钠的质量配合比为1∶1)按质量比1∶0.6混合后在900℃焙烧1 h,焙烧产物在液固质量比为1.5∶1、浸出温度为50℃、浸出时间为2 h情况下水浸,锂浸出率达到98.80%。因此,浮选—氯化焙烧—浸出工艺可实现赣州某选钨尾矿中锂的综合回收。     

锂云母提锂母液中钾铷铯的综合利用

提出了一种从锂云母提锂母液中分离钾铷 新方法,研究了分离的最佳工艺条件。采用该工艺,钾的总回收率达到９９％以上,铷钒,铯矾的纯度大于９９％。     

从萤石浮选尾矿中综合回收铷锡选矿工艺研究

对某萤石浮选尾矿进行了综合回收铷锡的选矿试验研究.采用"反浮选抛尾、铷锡重选分离、弱磁选除铁、浮选收铷"流程,最终获得了铷精矿Rb2 O品位0.44％、Rb2 O回收率49.74％,锡精矿Sn品位5.48％、Sn回收率20.36％,铁精矿TFe品位66.58％、TFe回收率1.37％的试验指标.     

某钨多金属矿尾矿伴生萤石综合回收选矿试验

某钨多金属矿尾矿中伴生萤石含量为25.07%,为了有效回收该萤石资源,实现资源的综合利用,对其进行了选矿试验研究。研究结果表明：以油酸钠作捕收剂,酸化水玻璃+六偏磷酸钠作为抑制剂,采用1次粗选、1次扫选、粗精矿再磨后7次精选,中矿1、中矿2返回扫选,其余中矿顺序返回的闭路流程,可获得CaF₂品位为94.89%、SiO₂含量为1.55%、CaCO₃含量为0.34%、CaF₂回收率为68.12%的萤石精矿,达到了综合回收萤石资源的目的,经济效益显著。     

某铁矿尾矿综合回收工艺研究

对某含铁21.77%、铜0.20%、硫1.03%的尾矿砂的化学成分及主要矿物物相进行了分析,并针对性地制定了铁、铜、硫回收试验的弱磁-强磁-还原焙烧-弱磁-铜硫混浮-铜硫分离原则流程,在试验确定的最优工艺技术条件下,获得了产率20.39%、铁品位61.62%、回收率57.71%的铁精矿,铜品位14.57%、回收率3.21%的铜精矿,硫品位38.21%、回收率10.95%的硫精矿。得出铁矿物回收经济效益显著、铜硫矿物回收效益不理想的结论。     

白云鄂博氧化矿尾矿中萤石资源回收试验

白云鄂博氧化矿尾矿中蕴含有大量萤石,矿石性质复杂、嵌布粒度细、分选难度较大,通过试验研究,应用新型抑制剂,经稀土浮选-混合浮选（1粗2精）-混合泡沫再磨-萤石浮选（1粗6精）-强磁除杂工艺,得到了含CaF2为95.62%、SiO2为0.69%、CaCO3为0.34%,回收率为59.46%的萤石精矿。     

贵州某金矿尾矿综合利用研究

为给贵州某金矿综合利用其尾矿资源提供初步的技术基础,进行了试验研究,试验采用浮选的方法先将金富集在金精矿中,然后对这种金精矿采用焙烧-氰化浸出的方法进行处理。试验取得了较好的效果:金精矿品位达到43.4g/t,回收率达到90.56%,尾矿品位为0.21 g/t;焙烧后金精矿的浸出率可达80.94%。因此,在该金矿进行尾矿的综合利用是完全可行的。     

从湖南某铅锌尾砂中回收萤石的选矿试验

湖南某铅锌矿尾砂CaF₂含量为18.58%,杂质成分主要为高梯度SiO₂、CaCO₃等。为给从该尾砂中回收萤石提供依据,进行了选矿试验。结果表明：采用CDG100 mm×100 mm周期式脉动高梯度强磁选机预先除铁,非磁性产品以Na₂CO₃为调整剂、Na₂S和水玻璃为抑制剂、酸化水玻璃（硫酸与水玻璃配比为2∶1）为精选抑制剂、Z-202为捕收剂,经1粗7精1扫闭路浮选,可获得CaF₂品位为94.76%、回收率为53.83%的萤石精矿。试验结果可以为含萤石类铅锌尾砂的综合利用提供参考。     

从某钨重选尾矿中回收钼的浮选试验

某钨重选尾矿含0.02%的钼,具有综合回收价值。对该尾矿进行回收钼的浮选试验,结果表明,在-0.074 mm占40%的粗磨条件下用煤油作捕收剂进行粗选,粗精矿再磨至-0.074 mm占80%后以石灰为pH调整剂、硫化钠和水玻璃为抑制剂进行4次精选,可以获得钼品位为46.39%,钼回收率为68.48%的钼精矿。     

萤石型稀土矿稀土萤石绿色同步回收技术研究

萤石型稀土矿浮选通常采用抑制剂抑制萤石及其它脉石矿物,羟肟酸类捕收剂优先浮选稀土矿物,浮选得到的稀土精矿再磁选提纯得到最终稀土精矿,再从稀土浮选尾矿中回收萤石工艺流程,该工艺和药剂虽然高效回收了萤石型稀土矿中的稀土矿物,但肟类捕收剂有一定毒性,且在优先浮选稀土作业萤石有用矿物的可浮性被强烈抑制,不利于萤石的再次浮选回收。因此,本文采用无毒药剂及稀土萤石同步浮选-稀土萤石混合精矿分离工艺技术,针对复杂难选萤石型稀土矿进行选矿试验研究,选矿原则工艺流程为：原矿磨矿-浮硫除杂-浮硫尾矿稀土萤石同步浮选-稀土萤石混合精矿浮磁分离。由于稀土萤石混合精矿分离浮选作业消除了稀土萤石混合精矿中不同矿物颗粒与捕收剂作用后形成无选择性杂凝聚团对磁选作业的不利影响,明显提高稀土精矿指标。对REO品位1.51%,CaF2品位16.13%的萤石型稀土矿原矿,磨矿细度-0.074 mm 含量占85%,采用预先浮硫,浮硫尾矿一次稀土萤石同步浮选粗选、六次稀土萤石同步浮选精选、稀土萤石混合精矿四次浮选分离和两次磁选分离工艺流程,闭路试验获得稀土精矿REO品位53.81%,REO回收率52.56%,萤石精矿CaF2品位92.03%,CaF2回收率67.77%,实现了萤石型稀土矿中稀土和萤石的绿色同步回收,也为稀土萤石混合精矿的分离提纯提供了一种可借鉴的方法。     

从某难选铷矿石中提取铷

某难选铷矿石为花岗岩结构,Rb₂O含量为0.13%,铷主要赋存在铁锂云母和钾长石中,呈分散状态分布,很难通过选矿方法富集铷。为开发利用该矿石资源,采用火法-湿法冶金工艺进行了提铷工艺条件研究。结果表明,5级逆流碱浸的铷浸出率为93.87%,经过2轮4级逆流萃取-3级逆流反萃取,铷总萃取率达到98.50%、总反萃率达99.75%、铷总回收率92.23%,氯化铷结晶体的纯度为99.75%,产品符合市场质量标准。对焙烧熟料进行多级逆流碱浸,将铷的浸出与浸出液的除钙过程合并,简化了工艺流程,是此类矿石处理工艺的创新。铷矿石|焙烧|浸出|萃取|氯化铷