CN109174438B - 锂辉石矿选矿分选工艺 - Google Patents
锂辉石矿选矿分选工艺 Download PDFInfo
- Publication number
- CN109174438B CN109174438B CN201811082974.3A CN201811082974A CN109174438B CN 109174438 B CN109174438 B CN 109174438B CN 201811082974 A CN201811082974 A CN 201811082974A CN 109174438 B CN109174438 B CN 109174438B
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- flotation
- ore
- spodumene
- impurity removal
- scavenging
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Active
Links
Images
Classifications
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
- B03B7/00—Combinations of wet processes or apparatus with other processes or apparatus, e.g. for dressing ores or garbage
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/001—Flotation agents
- B03D1/018—Mixtures of inorganic and organic compounds
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D2201/00—Specified effects produced by the flotation agents
- B03D2201/02—Collectors
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D2203/00—Specified materials treated by the flotation agents; specified applications
- B03D2203/02—Ores
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
- Separation Of Solids By Using Liquids Or Pneumatic Power (AREA)
Abstract
本发明公开了一种锂辉石矿选矿分选工艺,属于多金属选矿技术领域,包括:(1)采用SAB破碎流程,将原矿进行磨矿;(2)利用CCF浮选柱,对磨矿产品进行预先浮选,得到预先浮选粗矿;(3)将预先浮选粗矿进行浮选作业,采用一粗三精三扫流程,粗选作业采用氧化石蜡皂、磺化皂和环烷酸皂为混合捕收剂;(4)将浮选尾矿进行固液分离;(5)对浮选后的锂辉石进行除杂,采用格渣筛+磁选+酸性除杂的工艺,得到锂精矿。本发明通过SAB碎磨流程+CCF浮选柱预先浮选+锂辉石浮选+精矿除杂工艺,在原矿入选品位为1.0%~1.5%时,可以实现锂辉石精矿回收率为80%~85%,品位为5.5%~6.0%,精矿中三氧化二铁含量低于0.3%,该工艺可以为类似矿山的生产提供指导作用。
Description
技术领域
本发明属于多金属选矿技术领域,具体涉及锂辉石矿选矿分选工艺。
背景技术
锂在自然界中主要以两种类型存在,一类是以锂辉石(含Li2O 4.8%~8.1%)、锂云母(含Li2O 3.2%~6.45%)、透锂长石(含Li2O 2.9%~4.8%)等含锂矿石的形式存在于岩矿中,另一类是以锂离子形式存在于盐湖卤水、地下卤水和海水中。全球约70%的锂存在于盐湖,约30%来自于矿石,目前我国的锂矿主要分布于青藏高原、江西、新疆、四川和湖南等地,其中青藏高原多为盐湖卤水型锂矿,江西宜春为锂云母生产基地,其它地区为花岗岩晶岩或花岗岩矿物型。
锂辉石是最重要的锂矿物资源,尽管卤水提锂成本低廉,但是国内卤水资源多分布在青藏高原,开发条件恶劣,同时目前对镁锂比高的盐湖卤水型锂矿,提锂技术尚未完全成熟,盐湖卤水提锂尚未实现大规模工业化。近两年新能源汽车和储能技术的快速发展快速拉动了锂的需求,造成锂产品的价格持续暴涨和全球锂资源产能的快速释放。
锂辉石矿石一般含泥量较高,矿泥污染选矿环境,恶化矿石的可浮性,且矿泥中的一些溶盐离子不仅能活化锂辉石,同时也活化脉石矿物,使锂辉石浮游性差异不大;此外,矿石中的云母极易浮选,如果不预先浮选,容易进入到锂辉石精矿中,影响最终精矿质量。
根据锂辉石国家质量标准,锂辉石精矿一级品中含三氧化二铁量不能超过3.0%,但是部分地区的矿石,锂辉石精矿中三氧化二铁的量远超过了该指标,如何有效降低精矿中含铁量成为产品销售的关键。
发明内容
针对现有技术的不足,本发明的目的在于提供一种工艺流程简单、生产成本低和锂精矿回收率高的锂辉石矿选矿分选工艺。
本发明提供的这种锂辉石矿选矿分选工艺,包括以下步骤:
(1)采用SAB流程,将原矿进行磨矿,得到预定细度的磨矿产品;
(2)利用CCF浮选柱,对步骤(1)所得磨矿产品进行预先浮选,以除去原矿中矿泥和云母,得到预先浮选粗矿;
(3)将步骤(2)所得预先浮选粗矿进行浮选作业,采用一粗三精三扫流程,粗选作业采用氧化石蜡皂、磺化皂和环烷酸皂为混合捕收剂,精选、扫选中矿依次返回,得到浮选后的锂辉石和浮选尾矿;
(4)将步骤(3)所得浮选尾矿进行固液分离,得到的产物作为生产长石的原料;
(5)对步骤(3)所得浮选后的锂辉石进行除杂,采用格渣筛+磁选+酸性除杂的工艺,得到锂精矿。
作为优选,步骤(1)中,将原矿磨矿至-200目占70%~80%。
作为优选,步骤(2)中,所述预先浮选的药剂制度:调整剂碳酸钠500~1200g/t,分散剂水玻璃100~300g/t,捕收剂环烷酸皂80~120g/t。
作为优选,步骤(3)中,所述浮选作业采用的搅拌设备为GF+JJF浮选机,对工艺用水进行软化。
作为优选,步骤(3)中,所述粗选作业的药剂制度:调整剂碳酸钠100~350g/t,氢氧化钠400~550g/t,氧化石蜡皂、磺化皂、环烷酸皂按照质量比为(45~55%):(25~30%):(15~25%)配制成混合捕收剂,捕收剂用量为1000~1500g/t,粗选时间为5~10min。
作为优选,步骤(3)中,所述精选作业的药剂制度:精选Ⅰ添加碳酸钠50~150g/t,精选Ⅰ时间为4~8min,精选Ⅱ添加碳酸钠50~100g/t,精选Ⅱ的时间为4~8min,精选III添加碳酸钠20~50g/t,精选III的时间为4~8min。
作为优选,步骤(3)中,所述扫选作业的药剂制度:扫选Ⅰ添加碳酸钠100~200g/t,氢氧化钠100~200g/t,混合捕收剂500~1000g/t,扫选Ⅰ的时间为2~4min,扫选Ⅱ添加混合捕收剂100~200g/t,扫选Ⅱ的时间为2~4min,扫选Ⅲ添加混合捕收剂50~100g/t,扫选Ⅲ的时间为2~4min。
作为优选,步骤(4)中,所述固液分离采用浓密+压滤方式、旋流器分级和螺旋溜槽分级中的一种,有利于降低长石分选时HF酸的添加量,改善劳动环境。
作为优选,步骤(5)中,所述磁选采用弱磁+强磁,弱磁控制磁场强度为1500~3000Gs,强磁粗选磁场强度为10000~13000Gs,强磁扫选磁场强度为10000~13000Gs。
作为优选,步骤(5)中,将磁选除杂后的矿浆加入到浸出搅拌桶中进行酸性除杂,所述酸性除杂采用硫酸一段除杂和草酸+保险粉二段除杂工艺,其中一段除杂控制液固比为2:1~4:1,硫酸用量为5g/t~15g/t,浸出时间为30~60min,二段除杂草酸和保险粉的配比为1:1,混合用量为5g/t~10g/t,浸出时间为20~40min,浸出后的精矿采用立式压滤机压滤,得到锂精矿,所述立式压滤机具有压滤和洗涤功能,可最终实现锂精矿中含三氧化二铁含量低于0.3%。
本发明中所述的“g/t”是指药剂相对于原矿的添加量,如碳酸钠的用量是500g/t,是指处理一吨原矿需要加入碳酸钠500g。
针对于锂辉石,应首先脱出矿浆中的矿泥和云母,然后选择合适的捕收剂和选矿工艺分选锂辉石,最终锂辉石精矿要降铁除杂。为此,如何有效的脱除矿泥,降低矿泥对锂辉石选矿的影响和降低精矿中含铁率成为选矿工艺的关键。
与现有技术相比,本发明的有益技术效果:
本发明通过SAB碎磨流程+CCF浮选柱预先浮选+锂辉石浮选+精矿除杂工艺,在原矿入选品位为1.0%~1.5%时,可以实现锂辉石精矿回收率为80%~85%,品位为5.5%~6.0%,精矿中三氧化二铁含量低于0.3%,采用浮选柱预先浮选可以起到节能降耗作用,采用GF+JJF浮选机,可以起到强力搅拌浮选矿浆,强化浮选,采用三段除杂流程,可以最大程度地降低精矿中杂质含量,该工艺可以为类似矿山的生产提供指导作用。
采用SAB流程,该工艺流程和常规的破碎筛分流程相比,再处理矿泥高的矿石时生产更流畅,存在设备故障率少、维护工作量小、工人劳动强度小、管理简单和自动化水平高等优点。
预先浮选采用碳酸钠、水玻璃、环烷酸皂作为混合药剂,可以有效脱除90%以上的矿泥和云母,降低了矿泥和云母对锂辉石选别的影响;采用CCF浮选柱进行预先浮选,和传统的浮选机相比,药剂用量可以节约30%~50%,浮选流程可以由浮选机分选的一粗二扫流程,变为CCF浮选柱的一粗流程,电耗降低约25%~30%。
锂辉石浮选采用具有强力搅拌作用的GF+JJF浮选机,保证搅拌效果,采用氧化石蜡皂、磺化皂和环烷酸皂为混合捕收剂,且要求矿石分选前需要对工艺用水进行软化,以保证最终精矿指标。
附图说明
图1为本发明所述锂辉石矿选矿分选工艺的流程图。
具体实施方式
下面将对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述,显然,所描述的实施例仅是本发明一部分实施例,而不是全部实施例,基于本发明中的实施例,本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例,都属于本发明保护的范围,下面结合附图和具体实施例对本发明进一步说明。
实施例1
以湖南某地的锂辉石为例,原矿含Li2O为1.2%,采用本发明工艺流程,如图1所示,具体步骤如下:
(1)采用SAB流程,将原矿磨至细度为-200目占75%;
(2)利用CCF浮选柱,对磨矿产品进行预先浮选,采用的药剂用量为:碳酸钠800g/t,水玻璃150g/t,环烷酸皂100g/t,经CCF浮选柱脱泥后,脱泥率达到了95%,得到预先浮选粗矿;
(3)将预先浮选粗矿进行浮选作业,采用一粗三精三扫流程,粗选作业的药剂制度为:碳酸钠200g/t,氢氧化钠400g/t,采用氧化石蜡皂、磺化皂、环烷酸皂按照质量比为55%:25%:20%配制成混合捕收剂,捕收剂用量为1050g/t,粗选时间为6min;精选Ⅰ添加碳酸钠80g/t,精选Ⅰ时间为6min,精选Ⅱ添加碳酸钠75g/t,精选Ⅱ的时间约为5.5min,精选III添加碳酸钠30g/t,精选III的时间为4.5min;扫选Ⅰ添加碳酸钠150g/t,氢氧化钠100g/t,混合捕收剂500g/t,扫选Ⅰ的时间约为4min,扫选Ⅱ添加混合捕收剂150g/t,扫选Ⅱ的时间约为4min,扫选Ⅲ添加混合捕收剂50g/t,扫选Ⅲ的时间约为3.5min,浮选时采用具有强力搅拌作用的GF+JJF浮选机,精选、扫选中矿依次返回,得到浮选后的锂辉石和浮选尾矿;
(4)浮选尾矿采用浓密+压滤方式进行固液分离,得到的产物作为生产长石的原料;
(5)将浮选后的锂辉石进入格渣筛除杂后进入磁选,磁选采用弱磁+强磁,其中弱磁控制磁场强度为2000Gs,强磁粗选磁场强度为10000Gs,强磁扫选磁场强度为11000Gs;磁选除杂后的矿浆进入浸出搅拌桶,除杂采用硫酸一段除杂和草酸+保险粉二段除杂工艺,其中一段除杂控制液固比为,硫酸用量为10g/t,浸出时间为45min,二段除杂草酸和保险粉的配比为1:1,混合用量为6g/t,浸出时间为30min,浸出后的精矿采用立式压滤机压滤,得到锂精矿,最终获得的锂精矿品位为5.6%,回收率为84.3%,含三氧化二铁量为0.25%。
实施例2
以江西某地的锂辉石为例,原矿含Li2O为1.35%,采用本发明工艺流程,具体步骤如下:
(1)采用SAB流程,将原矿磨至细度为-200目占78%;
(2)利用CCF浮选柱,对磨矿产品进行预先浮选,采用的药剂用量为:碳酸钠600g/t,水玻璃120g/t,环烷酸皂85g/t,经CCF浮选柱脱泥后,脱泥率达到了90%,得到预先浮选粗矿;
(3)将预先浮选粗矿进行浮选作业,采用一粗三精三扫流程,粗选作业的药剂制度为:碳酸钠205g/t,氢氧化钠450g/t,采用氧化石蜡皂、磺化皂、环烷酸皂按照质量比为45%:35%:20%配制成混合捕收剂,捕收剂用量为1100g/t,粗选时间为8min;精选Ⅰ添加碳酸钠120g/t,精选Ⅰ时间为8min,精选Ⅱ添加碳酸钠130g/t,精选Ⅱ的时间约为7min,精选III添加碳酸钠40g/t,精选III的时间为6min;扫选Ⅰ添加碳酸钠130g/t,氢氧化钠125g/t,混合捕收剂650g/t,扫选Ⅰ的时间约为4min,扫选Ⅱ添加混合捕收剂125g/t,扫选Ⅱ的时间约为4min,扫选Ⅲ添加混合捕收剂80g/t,扫选Ⅲ的时间约为4min,浮选时采用具有强力搅拌作用的GF+JJF浮选机,精选、扫选中矿依次返回,得到浮选后的锂辉石和浮选尾矿;
(4)浮选尾矿采用旋流器分级方式进行固液分离,得到的产物作为生产长石的原料;
(5)将浮选后的锂辉石进入格渣筛除杂后进入磁选,磁选采用弱磁+强磁,其中弱磁控制磁场强度为2500Gs,强磁粗选磁场强度为10000Gs,强磁扫选磁场强度为11000Gs;磁选除杂后的矿浆进入浸出搅拌桶,除杂采用硫酸一段除杂和草酸+保险粉二段除杂工艺,其中一段除杂控制液固比为,硫酸用量为15g/t,浸出时间为40min,二段除杂草酸和保险粉的配比为1:1,混合用量为10g/t,浸出时间为35min,浸出后的精矿采用立式压滤机压滤,得到锂精矿,最终获得的锂精矿品位为6.0%,回收率为84.0%,含三氧化二铁量为0.20%。
实施例3
以四川某地的锂辉石为例,原矿含Li2O为1.40%,采用本发明工艺流程,具体步骤如下:
(1)采用SAB流程,将原矿磨至细度为-200目占72%;
(2)利用CCF浮选柱,对磨矿产品进行预先浮选,采用的药剂用量为:碳酸钠200g/t,水玻璃120g/t,环烷酸皂95g/t,经CCF浮选柱脱泥后,脱泥率达到了90%,得到预先浮选粗矿;
(3)将预先浮选粗矿进行浮选作业,采用一粗三精三扫流程,粗选作业的药剂制度为:碳酸钠340g/t,氢氧化钠540g/t,采用氧化石蜡皂、磺化皂、环烷酸皂按照质量比为55%:25%:20%配制成混合捕收剂,捕收剂用量为1350g/t,粗选时间为8min;精选Ⅰ添加碳酸钠125g/t,精选Ⅰ时间为8min,精选Ⅱ添加碳酸钠90g/t,精选Ⅱ的时间约为6min,精选III添加碳酸钠45g/t,精选III的时间为5min;扫选Ⅰ添加碳酸钠150g/t,氢氧化钠130g/t,混合捕收剂800g/t,扫选Ⅰ的时间约为4min,扫选Ⅱ添加混合捕收剂130g/t,扫选Ⅱ的时间约为4min,扫选Ⅲ添加混合捕收剂60g/t,扫选Ⅲ的时间约为3.5min,浮选时采用具有强力搅拌作用的GF+JJF浮选机,精选、扫选中矿依次返回,得到浮选后的锂辉石和浮选尾矿;
(4)浮选尾矿采用螺旋溜槽分级方式进行固液分离,得到的产物作为生产长石的原料;
(5)将浮选后的锂辉石进入格渣筛除杂后进入磁选,磁选采用弱磁+强磁,其中弱磁控制磁场强度为2500Gs,强磁粗选磁场强度为10500Gs,强磁扫选磁场强度为12000Gs;磁选除杂后的矿浆进入浸出搅拌桶,除杂采用硫酸一段除杂和草酸+保险粉二段除杂工艺,其中一段除杂控制液固比为,硫酸用量为10g/t,浸出时间为50min,二段除杂草酸和保险粉的配比为1:1,混合用量为10g/t,浸出时间为20min,浸出后的精矿采用立式压滤机压滤,得到锂精矿,最终获得的锂精矿品位为5.5%,回收率为80.0%,含三氧化二铁量为0.22%。
分析实施例1~3,可以得出如下结论:
1、锂辉石矿选矿分选工艺技术的发明,成功地解决了含泥矿物碎磨、矿泥分选、高效浮选和精矿除杂等关键技术难题,为我国高效回收锂辉石获得了一种新的选矿工艺技术。
2、锂辉石矿选矿分选工艺技术与传统的选矿工艺相比,锂辉石回收率一般可以提高3%~5%,药剂用量可以减少30%~50%,脱泥段浮选电耗减少25%~30%,具有降本增效的功能。
3、锂辉石矿选矿分选工艺技术可以对矿泥进行有效分选、堆存和使用,矿泥分选后可用于复垦,从而减少尾矿库堆存量,有利于矿山环境保护和绿色矿山建设。
5、锂辉石矿选矿分选工艺技术对尾矿脱水采用浓密+压滤工艺,有利于降低长石分选时HF酸的添加量,改善劳动环境,促进长石浮选。
4、锂辉石矿选矿分选工艺技术工艺流程简单,便于操作,投资小、成本低,经济效益明显,有广泛推广应用价值。
Claims (10)
1.一种锂辉石矿选矿分选工艺,其特征在于,包括以下步骤:
(1)采用SAB流程,将原矿进行磨矿,得到预定细度的磨矿产品;
(2)利用CCF浮选柱,对步骤(1)所得磨矿产品进行预先浮选,以除去原矿中矿泥和云母,得到预先浮选粗矿;
(3)将步骤(2)所得预先浮选粗矿进行浮选作业,采用一粗三精三扫流程,粗选作业采用氧化石蜡皂、磺化皂和环烷酸皂为混合捕收剂,精选、扫选中矿依次返回,得到浮选后的锂辉石和浮选尾矿;
(4)将步骤(3)所得浮选尾矿进行固液分离,得到的产物作为生产长石的原料;
(5)对步骤(3)所得浮选后的锂辉石进行除杂,采用格渣筛+磁选+酸性除杂的工艺,得到锂精矿。
2.根据权利要求1所述锂辉石矿选矿分选工艺,其特征在于,步骤(1)中,将原矿磨矿至-200目占70%~80%。
3.根据权利要求1所述锂辉石矿选矿分选工艺,其特征在于,步骤(2)中,所述预先浮选的药剂制度:调整剂碳酸钠500~1200g/t,分散剂水玻璃100~300g/t,捕收剂环烷酸皂80~120g/t。
4.根据权利要求1所述锂辉石矿选矿分选工艺,其特征在于,步骤(3)中,所述浮选作业采用的搅拌设备为GF+JJF浮选机,对工艺用水进行软化。
5.根据权利要求1所述锂辉石矿选矿分选工艺,其特征在于,步骤(3)中,所述粗选作业的药剂制度:调整剂碳酸钠100~350g/t,氢氧化钠400~550g/t,氧化石蜡皂、磺化皂、环烷酸皂按照质量比为(45~55%):(25~30%):(15~25%)配制成混合捕收剂,捕收剂用量为1000~1500g/t,粗选时间为5~10min。
6.根据权利要求1所述锂辉石矿选矿分选工艺,其特征在于,步骤(3)中,所述精选作业的药剂制度:精选Ⅰ添加碳酸钠50~150g/t,精选Ⅰ时间为4~8min,精选Ⅱ添加碳酸钠50~100g/t,精选Ⅱ的时间为4~8min,精选III添加碳酸钠20~50g/t,精选III的时间为4~8min。
7.根据权利要求1所述锂辉石矿选矿分选工艺,其特征在于,步骤(3)中,所述扫选作业的药剂制度:扫选Ⅰ添加碳酸钠100~200g/t,氢氧化钠100~200g/t,混合捕收剂500~1000g/t,扫选Ⅰ的时间为2~4min,扫选Ⅱ添加混合捕收剂100~200g/t,扫选Ⅱ的时间为2~4min,扫选Ⅲ添加混合捕收剂50~100g/t,扫选Ⅲ的时间为2~4min。
8.根据权利要求1所述锂辉石矿选矿分选工艺,其特征在于,步骤(4)中,所述固液分离采用浓密+压滤方式、旋流器分级和螺旋溜槽分级中的一种。
9.根据权利要求1所述锂辉石矿选矿分选工艺,其特征在于,步骤(5)中,所述磁选采用弱磁+强磁,弱磁控制磁场强度为1500~3000Gs,强磁粗选磁场强度为10000~13000Gs,强磁扫选磁场强度为10000~13000Gs。
10.根据权利要求1所述锂辉石矿选矿分选工艺,其特征在于,步骤(5)中,将磁选除杂后的矿浆加入到浸出搅拌桶中进行酸性除杂,所述酸性除杂采用硫酸一段除杂和草酸+保险粉二段除杂工艺,其中一段除杂控制液固比为2:1~4:1,硫酸用量为5g/t~15g/t,浸出时间为30~60min,二段除杂草酸和保险粉的配比为1:1,混合用量为5g/t~10g/t,浸出时间为20~40min,浸出后的精矿采用立式压滤机压滤,得到锂精矿。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201811082974.3A CN109174438B (zh) | 2018-09-17 | 2018-09-17 | 锂辉石矿选矿分选工艺 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201811082974.3A CN109174438B (zh) | 2018-09-17 | 2018-09-17 | 锂辉石矿选矿分选工艺 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN109174438A CN109174438A (zh) | 2019-01-11 |
CN109174438B true CN109174438B (zh) | 2020-05-26 |
Family
ID=64911930
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN201811082974.3A Active CN109174438B (zh) | 2018-09-17 | 2018-09-17 | 锂辉石矿选矿分选工艺 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN109174438B (zh) |
Families Citing this family (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
EP3911772A4 (en) * | 2019-01-18 | 2022-10-05 | St-Georges Eco-Mining Corp. | MINERAL RECOVERY PROCESSES |
CN110369153A (zh) * | 2019-07-19 | 2019-10-25 | 中南大学 | 锂辉石浮选方法 |
CN110711648A (zh) * | 2019-11-21 | 2020-01-21 | 湖南新龙矿业有限责任公司 | 一种含碳金锑砷混合金矿分离方法 |
CN111570080B (zh) * | 2020-07-02 | 2022-02-22 | 长沙有色冶金设计研究院有限公司 | 一种锂辉石选矿工艺 |
CN114247559A (zh) * | 2021-12-20 | 2022-03-29 | 四川能投锂业有限公司 | 一种锂矿石回收无尾化选矿方法 |
Family Cites Families (8)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US2748938A (en) * | 1952-06-23 | 1956-06-05 | Armour & Co | Flotation of spodumene |
US3028008A (en) * | 1960-07-27 | 1962-04-03 | James S Browning | Separation of spodumene and beryl by flotation |
CN102909136B (zh) * | 2012-10-29 | 2014-07-09 | 江西理工大学 | 一种锂辉石矿的选矿方法 |
CN102921559B (zh) * | 2012-10-31 | 2014-11-05 | 中南大学 | 一种选择性浮选锂辉石的捕收剂及其应用 |
CN103418488B (zh) * | 2013-08-23 | 2015-02-25 | 中国地质科学院矿产综合利用研究所 | 一种伴生细粒铌钽的锂多金属矿的综合回收工艺 |
CN106977009B (zh) * | 2017-04-12 | 2019-03-01 | 中国地质科学院矿产综合利用研究所 | 一种锂辉石浮选尾矿水的快速处理回用方法 |
CN107159446B (zh) * | 2017-06-19 | 2019-03-15 | 西南科技大学 | 一种伟晶岩型锂辉石高效浮选的方法 |
CN107089674A (zh) * | 2017-07-03 | 2017-08-25 | 福州大学 | 一种锂辉石硫酸钠加压浸出提锂工艺 |
-
2018
- 2018-09-17 CN CN201811082974.3A patent/CN109174438B/zh active Active
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN109174438A (zh) | 2019-01-11 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN109174438B (zh) | 锂辉石矿选矿分选工艺 | |
CN103418488B (zh) | 一种伴生细粒铌钽的锂多金属矿的综合回收工艺 | |
CN101961673B (zh) | 一种混合铜矿的联合选冶方法 | |
CN106944243B (zh) | 一种泥质铀矿石的预处理方法 | |
CN108525843A (zh) | 利用难处理矿山固废物回收钽铌、锂云母及长石粉的方法 | |
CN103894281B (zh) | 一种处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺 | |
CN105435952A (zh) | 一种高泥质铁质难处理氧化铜矿的回收方法 | |
CN104148163B (zh) | 一种处理低品位锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法 | |
CN102029220A (zh) | 低品位复杂铅锑锌分离浮选的方法 | |
CN107583764B (zh) | 一种铜矿尾矿回收云母的选矿方法 | |
CN105880032B (zh) | 一种中低品位胶磷矿重浮联合分选方法 | |
CN107115974A (zh) | 一种提高微细粒硫化铜矿浮选指标的选矿方法 | |
CN101255496A (zh) | 一种从离子吸附型稀土矿中同步回收高岭土和稀土的方法 | |
CN108993760B (zh) | 一种风化低品位难选锰矿分选工艺 | |
CN110560257A (zh) | 一种从多金属尾矿中回收伴生萤石的选矿方法 | |
CN105750089B (zh) | 一种镁质胶磷矿分选方法 | |
CN104888939A (zh) | 磁重预选、粗精矿再磨再选赤铁矿尾矿回收工艺 | |
CN110813517A (zh) | 一种从尾矿中回收黑钨矿的选矿方法 | |
CN110142134A (zh) | 一种铁矿围岩综合利用的方法 | |
CN111589574B (zh) | 一种从含铜尾矿中回收铜和金的方法 | |
CN102134653B (zh) | 处理难选含铜硫化金矿石选冶联合工艺 | |
CN102716805A (zh) | 一种高含量滑镁岩型低品位镍矿浮选方法 | |
CN104148161B (zh) | 一种回收石煤钒矿酸性浸渣中微细粒煤的方法 | |
CN115957892A (zh) | 一种基于超分散剂的锂云母矿选矿方法 | |
CN115418498A (zh) | 一种碳酸盐锂黏土的处理方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
GR01 | Patent grant | ||
GR01 | Patent grant |