赣州某钨尾矿中锂的浮选回收与浸出试验

金属矿山 ›› 2018, Vol. 47 ›› Issue (11): 185-188.

赣州某钨尾矿中锂的浮选回收与浸出试验

王威^1,2,3,4 ，常学勇^1,2,3,4 ，柳林^1,2,3,4 ，刘红召^1,2,3,4 ，曹耀华^1,2,3,4 ，张　博^1,2,3,4 ，王洪亮^1,2,3,4 ，赵恒勤^1,2,3,4

1. 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所，河南郑州 450006；2. 国土资源部多金属矿评价与综合利用重点实验室，河南郑州 450006；3. 河南省黄金资源综合利用重点实验室，河南郑州 450006；4. 国家非金属矿资源综合利用工程技术研究中心，河南郑州 450006

出版日期:2018-11-15 发布日期:2018-12-19
基金资助:
* 国家自然科学基金项目 (编号：51504225)，中国地质调查局地质调查项目（编号：121201017000160907）。

Experiment of Flotation Recovery and Leaching of Lithium from a Tungsten Tailings in Ganzhou

Wang Wei^1,2,3,4 ，Chang Xueyong^1,2,3,4 ，Liu Lin^1,2,3,4 ，Liu Hongzhao^1,2,3,4 Cao Yaohua^1,2,3,4 ，Zhang Bo^1,2,3,4 ，Wang Hongliang^1,2,3,4 ，Zhao Hengqin^1,2,3,4

1. Zhengzhou Institute of Multipurpose Utilization of Mineral Resources， Zhengzhou 450006，China；2. Key Laboratory of Evaluation and Multipurpose Utilization of Polymetallic Ore， Ministry of Land and Resources，Zhengzhou 450006，China；3. Key Laboratory of Gold Resource Comprehensive Utilization in Henan Province， Zhengzhou 450006，China；4. China National Engineering Research Center for Comprehensive Utilization of Non-metallic Minerals， Zhengzhou 450006， China

Online:2018-11-15 Published:2018-12-19

摘要/Abstract

摘要： 赣州某选钨尾矿Li₂O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Li₂O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。

关键词: 锂云母, 浮选, 氯化焙烧, 浸出

Abstract: A tungsten tailings in Ganzhou contains 0.34% Li₂O， the lithium is mainly contained in the mica. The flotation process conditions and lithium flotation concentrate roasting-leaching process conditions were studied to determine the lithium recovery and utilization process. The results showed that a lithium concentrate could be gotten with the Li₂O grade 1.18% and lithium recovery rate 58.69% through the flotation process of one roughing three cleaning three scavenging and middlings returned to the flowsheet in turn closed circuit. The lithium reaching rate could reach to 98.80% while the leaching conditions were flotation lithium concentrate mixed with chlorinating agent (the mass ratio of calcium chloride to sodium chloride is 1∶1) by mass ratio 1∶0.6 ， roasting 1 h at 900 ℃， leaching 2 hours at 50 ℃， the ratio of liquid to roasting product 1.5∶1. Therefore， the flotation-chlorination roasting-leaching process could realize the comprehensive recovery of lithium from the tungsten tailings in Ganzhou.

Key words: Lithia mica, Flotation, Chlorination roasting, Leaching

王威, 常学勇, 柳林, 刘红召, 曹耀华, 张　博, 王洪亮, 赵恒勤1. 赣州某钨尾矿中锂的浮选回收与浸出试验[J]. 金属矿山, 2018, 47(11): 185-188.

WANG Wei, CHANG Xue-Yong, LIU Lin, LIU Hong-Zhao, CAO Yao-Hua, ZHANG 　Bo, WANG Hong-Liang, ZHAO Heng-Qin-1. Experiment of Flotation Recovery and Leaching of Lithium from a Tungsten Tailings in Ganzhou[J]. Metal Mine, 2018, 47(11): 185-188.

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