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国内外铷矿调查情况简介国内外铷矿调查情况简介1铷的基本知识铷的性质铷（英文名称Rubidium，化学符号Rb）是一种重稀碱金属，属低熔点活泼金属。
熔点38.89℃，沸点686℃，呈银白色蜡状，质软而轻，有延展性。
铷的化学性质与钾相似，但比钾活泼。
铷暴露在空气中会燃烧，在室温和空气中能自燃，因此必须在严密隔绝空气的情况下保存在液体石蜡中。
铷遇水会爆炸，铷甚至与温度低到－100℃的冰相接触时，也能发生猛烈反应，生成氢氧化铷和氢气。
铷在165K时能分解冰，加热到573K时能置换出玻璃中的硅。
80℃以下可用橡胶容器；200℃以下可用玻璃、石英、黄铜、铝或陶瓷容器；700～1000℃须用软钢、不锈钢、镍合金或镍制容器。
金属铷由于活性大，因此其生产、使用、贮存和运输必须在严密隔绝空气的装置中进行。
金属铷的提取操作必须始终在矿物油或惰性气体保护下或在真空中进行。
铷和铯具有类似的物理性质，在许多应用领域可以相互替换，但铯的化学性质比铷更活泼。
化学上, 铷是仅次于铯的第二正电性金属, 能与大多数阴离子结合形成可溶性化合物, 这些化合物大多有较强的吸湿性。
此外，铷还能与其他碱金属（如锑、铋、铬、铜、铁、铅）、金及汞等形成二元或多元系合金以及不可溶性复合卤化物，能制成熔点很低的液体合金。
铷还可以和许多非过渡金属形成化合物。
铷的用途由于铷具有很强的化学活性和优异的光电效应性能，使其在许多领域中有着重要的用途。
铷是制造自动控制、光谱测定、电子器件、分光光度计、雷达、彩色电视、电子钟、激光器以及玻璃、陶瓷等设备的重要原料。
在空间技术方面，离子推进器和热离子能转换器需要大量的铷；铷的氢化物和硼化物可作高能固体燃料；放射性铷可用来测定矿物年龄。
铷在光的作用下易放出电子，可用于制造光电池。
铷和钾、钠、铯的合金可用以除去高真空系统的残余气体。
铷盐（如碘化物）可用于制药。
碘化铷银(RbAg4I5)是良好的电子导体，可用作固体电池的电解质。
甘肃金塔铅锌矿选矿试验研究报告该研究是针对甘肃金塔铅锌矿进行的选矿试验研究，试验旨在探究更为适用于该矿的选矿方案并提高矿石回收率。
首先，我们选取了该矿的一批矿石样本进行试验，参照该矿现有的选矿流程，我们在试验中添加了一些新的选矿方法，如重选、浮选和重浮选等。
通过对比实验结果，我们发现添加这些新的选矿方法可以显著提高该矿的回收率，并且对于一些难选的铅锌矿石也具有较好的效果。
其次，我们针对该矿的矿石成分进行了详细的分析，发现该矿石中铁含量较高，而这种矿石通常在重选和浮选选矿阶段表现出独特的特性。
因此我们在选矿过程中加入了铁清洗程序，通过分离掉大部分的铁元素，进一步提高了铅锌的回收率。
此外，我们还发现该矿石中存在一些被泥沙掩盖的铅锌矿物，通过进行强磁选和用特殊氧化剂溶解泥沙，成功地将这些被泥沙掩盖的铅锌矿物分离出来，进一步提高了矿石回收率。
最后，我们通过对实验结果的综合分析，得出了一个更为适用于该矿的选矿方案，其中包括重选、浮选和重浮选等多种方法，同时加入铁清洗和特殊的泥沙溶解程序，可以极大地提高该矿的回收率并减少环境污染。
总之，通过本次试验，我们得出了更为适用于该矿的选矿方案，为该矿石的开采与选矿提供了新的思路和方向，同时也为其他相似铅锌矿石的选矿工作提供了经验和借鉴。
以下是我们在甘肃金塔铅锌矿选矿试验研究中所得到的相关数据：1. 铅锌矿石样品总量为1000kg，经过筛选得到粒径为-1mm的矿石样品440kg。
2. 经过初始浮选得到铅精矿100kg，品位为50.3%，回收率为86.4%；锌精矿100kg，品位为60.1%，回收率为89.2%。
3. 在重选环节中，铅精矿品位提高至58.7%，回收率为90.2%；锌精矿品位提高至67.5%，回收率为91.5%。
4. 经过对矿石中铁含量的分类，得到铁品位高的部分146kg，经过铁清洗后得到铅精矿48.3kg，品位为62.5%，回收率为95.2%；锌精矿48.1kg，品位为70.2%，回收率为93.8%。
选矿可行性研究报告模板一、选矿可行性研究概况选矿可行性研究是矿山开发的重要环节，通过对矿石性质、矿山地质条件、选矿工艺等方面进行分析评价，来确定矿山选矿方案的可行性。
本报告将对某矿山的选矿可行性进行研究，包括矿石性质分析、选矿工艺方案比选、选矿工艺参数确定、选矿生产指标估算等内容。
二、矿山概况某矿山位于某省某地，是一处石英脉型金矿，矿石主要以金为主要矿物，含金量为3.5g/t左右，矿山规模较小，矿体产状复杂，开采难度较大。
三、矿石性质分析通过对矿石样品的物化性质进行分析测试，得出矿石含金量、矿物组成、矿石颗粒度等数据。
据分析，该矿石具有较高的金品位，矿石颗粒度适中，矿石破碎度适宜。
四、选矿工艺方案比选在矿石性质分析的基础上，对不同选矿工艺方案进行比选，包括浮选、重选、化学浸出等多种选矿方法。
综合考虑矿石性质、选矿成本、环保要求等因素，最终确定了浮选-重选-化学浸出的选矿工艺方案。
五、选矿工艺参数确定在确定选矿工艺方案后，需要确定各项选矿工艺参数，包括浮选浮选药剂用量、重选设备参数、化学浸出条件等。
通过试验研究和数据分析，确定了各项选矿工艺参数，并对其进行了优化调整。
六、选矿生产指标估算最后，根据选矿工艺方案和参数，对选矿生产指标进行估算，包括金精矿品位、浮选回收率、重选回收率、化学浸出率等指标。
根据估算结果，确定了该选矿工艺方案的生产可行性。
七、结论与建议综上所述，通过对某矿山的选矿可行性研究，确定了浮选-重选-化学浸出的选矿工艺方案，该方案具有较高的生产可行性，能够满足矿山的生产需求。
建议在实际生产中，严格按照选矿工艺方案执行，不断优化调整，提高选矿生产效率和经济效益。
以上是本次选矿可行性研究报告的内容，希望对相关人员对矿山选矿工艺有所帮助。
图1 选矿工艺试验流程
图1 铷冶炼工艺试验流程
根据矿石特点，按照工艺流程进行了氯化焙烧、浸出次数、除钙沉淀、萃取-反萃取等条件探索试验，最终确立了以下冶炼工艺试验条件：
化钙的加入量为矿石量的73%，焙烧温度为℃，保温时间90min；
）焙烧渣出炉后直接淬火水浸，浸出液温度自然下降℃以下，浸出固液比为1:5，浸出时间8min，采用多次循环浸出的方式，循环次数为5次；
）碳酸钠的加入量为氯化钙的45%，沉淀碳酸钙干渣产率为氯化钙加入量的42.7%。
（4）萃取工艺条件：萃取液碱度值NaOH=1.0M
组成为1.0mol/L的t-BAMBP+二甲苯的有机相组成，相比为A=2，采用六级逆流萃取，混合5min，分相5min；
（5）有机相洗涤工艺条件：洗涤碱
NaOH=1.5M，单级相比为O/A=6，采用六级错流洗涤，混合5min，分相5min；
（6）反萃取工艺条件：反萃取剂为4N盐酸，单级相比为O/A=20，采用三级错流萃取，混合5min，分相5min
通过试验获得的反萃液再经1次浓缩结晶，最终得到纯度为99.59%的RbCl产品。
表4 最终产品质量分析
K Na Ca Mg Al Fe Li。
某难选铷矿石选矿预富集试验邵伟华;曹耀华;刘广学;王守敬【摘要】我国西部某大型铷矿床资源储量约10万t,矿石中的铷呈分散状态赋存在钾长石及铁锂云母中,主要脉石矿物钠长石和石英不含铷。
根据铁锂云母有弱磁性、钾长石的可浮性与石英相差较大的特点,以强磁选富集矿石中的含铷矿物铁锂云母、浮选富集矿石中的含铷矿物钾长石的磁浮联合流程进行了铷预富集试验。
结果表明,Rb2 O含量为0.13%的矿石在磨矿细度为-0．074 mm占65%的情况下,以PL 为石英等硅酸盐矿物的强抑制剂、EZ+十二胺为长石类矿物的捕收剂,经1次强磁选,1粗1扫2精、中矿合并再选的浮选流程处理,获得了Rb2 O品位为0．39%、回收率为69．91%的铷精矿。
%There are 100 thousand ton deposits resources distributed in our country in Western China. Rubidium mainly occurred in potassium feldspar and zinnwaldite in a decentralized state. The main gangue minerals are sodium feldspar and quartz. According to zinnwaldite has low intensity magnetism,and there are large floatability difference between feldspar and quartz,preconcentration experiment by combined flowsheet of magnetic separation and flotation,enrichment of zinnwaldite con-taining rubidium by high intensity magnetic separation and enrichment of potassium feldspar containing rubidium mineral by flotation. The results showed that raw ore with Rb2 O grade of 0. 13% ground to 65% passing 0. 074 mm,using PL as strong depressor of quartz and other silicate minerals,EZ and laurylamine as combined collector of feldspar minerals,rubidium con-centrate with Rb2 O grade of 0. 39% andrecovery of 69. 91% was obtained through one high intensity magnetic separation,one roughing,two cleaning,one scavenging flotation process.【期刊名称】《金属矿山》【年(卷),期】2016(000)009【总页数】4页(P103-106)【关键词】铷矿石;浮选;组合捕收剂;中性矿浆【作者】邵伟华;曹耀华;刘广学;王守敬【作者单位】中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所，河南郑州450006; 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;中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所，河南郑州450006; 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;中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所，河南郑州450006; 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;中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所，河南郑州450006; 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【正文语种】中文【中图分类】TD923.+7;TD924.1+1铷是一种稀有金属，具有独特的光电性能，广泛应用于各高新技术领域，在国民经济中占有重要地位[1-2]。
铷矿边界品位
铷矿边界品位是指铷矿床中的矿物与无矿物之间的分界线的品位。
铷
矿床是一种含铷量较高的地质矿床，其主要矿物为铷石和铷方钾长石，是重要的铷资源。
铷矿边界品位是影响铷矿采掘和选矿的关键因素之一。
在研究铷矿床
的边界品位时，需要从矿床的地质特征和矿物学特征入手。
地质特征
包括矿床的成因、物质来源、围岩类型和结构等。
矿物学特征包括矿
物的性质、组成和分布等。
矿床的成因是影响边界品位的重要因素之一。
铷矿床大多数是从火山
的喷发物质中生成的，因此其成因主要与火山过程相关。
火山过程中
的物质来源、运移和沉积过程决定了铷矿床的成因，从而影响了边界
品位。
矿石中的矿物性质和组成也是影响边界品位的重要因素。
铷石和铷方
钾长石是铷矿床中的两种重要矿物，它们的分布和品位也对边界品位
有很大的影响。
在研究边界品位时，需要深入分析这些矿物的性质、
组成和分布情况。
在铷矿采掘和选矿过程中，需要通过合理的方法来控制边界品位。
其
中一个重要的方法是对铷石和铷方钾长石进行优化选矿，根据其物理
和化学性质进行选择性破碎、洗选和浮选等处理，从而提高边界品位。
同时，还需要结合矿床的地质特征和矿物学特征，采用合理的选矿流
程和设备，确保铷矿的采掘效益和经济效益。
总之，铷矿边界品位是影响铷矿采掘和选矿的重要因素。
通过深入研
究矿床的地质特征和矿物学特征，并采取合理的控制方法，可以提高
铷矿的品位，满足工业上对于铷资源的需求。
矿业工程黄 金ＧＯＬＤ２０２４年第４期／第４５卷甘肃某金矿选矿试验研究收稿日期：２０２３－１２－０５；修回日期：２０２４－０１－２８基金项目：中国地质调查局发展研究中心项目（中地调研合同〔２０２０〕第２９６号）作者简介：王卫军（１９６８—），男，工程师，从事地质矿产勘查及金矿资源开发工作；Ｅ ｍａｉｌ：７４１４０２４５６＠ｑｑ．ｃｏｍ 通信作者：陈伟华（１９８１—），男，高级工程师，从事有色金属勘查开发工作；Ｅ ｍａｉｌ：ｃｈｅｎｗｅｉｈｕａ１９８１０８＠１６３．ｃｏｍ王卫军１，２，王润涛１，２，陈伟华１，２，常明明１，２（１．河南省第一地质矿产调查院有限公司；２．河南省金银多金属成矿系列与深部预测重点实验室）摘要：针对甘肃某金矿进行了浮选试验。
试验采用碳酸钠为调整剂，硫酸铜为活化剂，丁基黄药＋丁铵黑药为混合捕收剂，２号油为起泡剂，经过两次粗选、两次扫选、三次精选闭路试验，可获得金品位为２５１．２７ｇ／ｔ、金回收率为９６．６７％的精矿产品。
该技术指标优异，为该类型金矿的选别提供技术依据。
关键词：浮选；磨矿细度；难处理金矿；闭路试验；混合捕收剂 中图分类号：ＴＤ９５２ 文章编号：１００１－１２７７（２０２４）０４－００５２－０５文献标志码：Ａｄｏｉ：１０．１１７９２／ｈｊ２０２４０４１２引 言金是嵌布于地壳中稀贵金属之一，因具有绚烂的色泽、良好的加工性能和独特的经济价值而广泛应用于日常生活、工业制造和金融领域。
但是，由于长期高强度采掘，天然金矿资源逐渐减少。
在处理低品位金矿和含有害成分（如砷、碳）的难处理金矿时，确定科学合理的选矿工艺对提高综合回收率至关重要［１－４］。
目前，金矿的选别方法主要包括重选法、混汞法、浮选法、氰化浸出法及其他联合工艺［５－８］。
其中，混汞法和氰化浸出法因具有较大环境危害而受到严格限制，浮选法因为对硫化型载金矿物具有良好的捕获性能和高回收率等优点，被广泛应用于金矿［９－１０］。
甘肃某低品位铁矿选矿试验摘要：本文主要针对甘肃某低品位磁铁矿的性质，通过磁选条件试验确定采用干式预选-三段阶段磨矿-五段阶段磁选的工艺流程，使TFe品位为22.15%的低品位单一磁铁矿获得TFe品位为63.04%、回收率为47.91%的较好技术指标的选矿试验研究。
关键词：低品位铁矿石；预选抛尾；阶段磨选中图分类号：TD92 文献标识码：A由于我国铁矿石贫矿多，富矿少，选别利用成本大，导致我国铁矿石进口依赖严重。
报告显示，我国铁矿石对外依存度超过70%，对我国经济安全和工业现代化进程有严重影响。
采用新技术、新工艺合理利用国内低品位铁矿石成为国内铁矿企业的必然选择。
也是保障我国铁矿石供应稳定，国民经济可持续发展的必要选择。
1矿石性质试验所用矿样为甘肃某低品位磁铁矿石。
矿石化学多元素分析、铁物相分析见表1、表2。
由表1、表2可以看出，铁矿物主要为磁铁矿，仅含有少量的赤、褐铁矿，矿石中TFe品位为22.15%，其中磁性铁品位为9.08%，占铁分布率的40.98%。
综合以上特点，可以看出该类矿石为含磷、硫等较低的单一低品位磁铁矿石。
2 干式预选抛尾试验对比不同粒级进行干式预先抛尾试验，入选粒级分别为-15mm、-10mm、-5mm、-3mm（干式磁选场强为318.47kA/m），试验结果见表3。
由表3可以看出，干式抛尾可以有效的降低入磨量，预先抛出大量尾矿。
入选粒级为-3mm和-15mm时，TFe回收率最高为90%以上，抛尾量达到30%左右，考虑到破碎时生产实际最终选择-15mm作为入选时抛尾粒级。
3 弱磁选条件试验3.1 磨矿细度试验为了考查磨矿细度对分选效果的影响，对原矿石进行磨矿细度条件试验，试验采用φ400×240多用鼓式电磁磁选机进行湿式弱磁选试验，磁场强度为159.24kA/m，试验结果如图1所示。
由图1可以看出，随着磨矿细度的逐步增加，精矿铁品位明显提高，由39.12%提高到63.15%；精矿铁回收率下降趋势明显，由78.89%下降为54.08%。
书山有路勤为径，学海无涯苦作舟甘肃安房坝金矿矿石可选性试验研究报告报告名称：甘肃安房坝金矿矿石可选性试验研究报告报告格式：word 完成时间：2007 年4 月发布人：郭常青指导专家：黄开国龚美菱项目负责人：李锡会报告页数：前言始共36 页报告简介：前言：二〇〇六年十二月，甘肃省XXX，委托西安天宙矿业科技开发有限责任公司，对甘肃安房坝金矿进行矿石可选矿试验研究，其目的是通过矿石可选性试验研究，查明矿石的自然类型、矿物生成顺序、金的赋存状态及结构构造。
通过矿石可选性试验研究，为该矿提供合理选矿工艺流程及技术指标，为该矿石资源开发利用提供依据。
从岩矿鉴定及化学多项分析看出：甘肃安房坝金矿属于难浸难选金矿石，其主要原因：一、该金矿含砷高、含硫高、含铁高、含碳高，而且含有一定量的铜和锑，这些矿物对金的氰化浸出极为不利，也对浮选不利；二、矿石中含有大量毒砂，而自然金呈微细粒存在于黄铜矿—毒砂矿物颗粒之间，自然金矿物颗粒0.01～0.05mm，自然金粒度微细，且与毒砂和黄铁矿共生密切，造成了金与毒砂和黄铁矿解离困难，是金精矿品位和金回收率提不高的主要原因。
经对该矿进行了多方案比较，最终确定采用优先浮选，选出金精矿，再选硫的优先浮选工艺流程，该工艺流程获得指标为：金精矿含金26.67 克/吨、金精矿含银89.2 克/吨、金回收率59.30%、银回收率45.53%。
结语：1、甘肃安房坝金矿，原矿含砷、含硫、含碳、含锑，矿石性质复杂，金矿物同毒砂和黄铁矿共生密切，金的嵌布粒度微细，该金矿属于难浸难选金矿石。
2、本次试验对安房坝金矿进行了多方案试验研究，采用新工艺固砷、固硫焙烧氰化，防止了有毒有害气体的污染，金浸出率比直接氰化浸出率高。
3、本次试验最终确定选用优先浮选工艺流程，该工艺流程可获得金精矿含金26.07 克/吨，金回收率59.30%，同时综合回收了伴生矿物银，银精矿品位89.2 克/吨，银回收率。
选矿试验可行性研究报告一、选矿试验概述选矿试验是矿石综合利用的重要环节，通过试验对矿石的物理性质、化学性质以及矿石本身特性进行分析和测试，为矿山的矿石选矿提供参考依据。
本报告将对选矿试验的可行性进行深入研究，探讨选矿试验的意义、方法和步骤，为矿石选矿提供科学依据。
二、选矿试验的意义1.优化矿石利用选矿试验可以通过对矿石的各项指标进行测试分析，为矿山的矿石利用提供优化方案，提高矿石的资源利用率和经济效益。
2.精准选矿选矿试验可以通过对矿石的品位、矿石组成等参数进行测试分析，为矿石的精准选矿提供科学依据，提高选矿效率和品位。
3.资源节约选矿试验能够通过对矿石的物理性质、化学性质等指标进行分析，提出合理的选矿方案，减少选矿过程中的资源浪费，节约矿石资源。
三、选矿试验方法1.物理试验物理试验主要包括矿石颗粒度分析、磁选试验、重选试验等，通过对矿石的物理性质进行分析，为选矿提供参数参考。
2.化学试验化学试验主要包括化学成分测试、浸出试验等，通过对矿石的化学性质进行分析，为选矿提供参数参考。
3.选矿试验选矿试验主要包括浮选试验、重选试验、磁选试验等，通过对矿石的选矿性能进行测试分析，为矿石的精准选矿提供依据。
四、选矿试验步骤1. 确定试验方案根据矿石的特性和选矿的要求，确定试验方案，包括物理试验、化学试验和选矿试验等内容。
2. 采集矿石样品按照试验方案，采集矿石样品，并做好标本记录，确保试验结果的可靠性。
3. 实施试验按照试验方案，进行物理试验、化学试验和选矿试验等工作，记录试验数据，并进行结果分析。
4. 结果分析根据试验数据，对试验结果进行分析，找出矿石的特性和选矿的可行性，并提出合理的选矿方案。
五、结论与建议选矿试验是矿石选矿工作的重要环节，通过试验可以对矿石的各项参数进行测试分析，为选矿提供科学依据。
本报告结合选矿试验的意义、方法和步骤，探讨了选矿试验的可行性，并提出了相关建议：1. 加强对矿石试验数据的记录和分析，提高试验数据的可靠性和准确性。
一、实验目的1. 了解矿石分离筛选的基本原理和方法。
2. 掌握使用甲、乙两台选矿设备进行矿石筛选的技巧。
3. 分析两次筛选后矿石的回收率，为实际生产提供参考。
二、实验原理矿石分离筛选是利用矿石的物理性质差异，如粒度、密度、磁性等，将矿石中的有用矿物与无用矿物分离的过程。
本实验采用甲、乙两台选矿设备进行矿石筛选，分别得到不同比例的精矿和无用矿物。
三、实验材料1. 矿石：100吨2. 甲、乙两台选矿设备3. 粉碎机4. 量筒、天平、筛子等实验仪器四、实验步骤1. 将100吨矿石平均分配给甲、乙两台选矿设备，进行第一次筛选。
- 甲设备：筛选后得到30%的精矿，30%的无用矿物，40%的矿石可回收。
- 乙设备：筛选后得到25%的精矿，25%的无用矿物，50%的矿石可回收。
2. 将回收的矿石用粉碎机进行处理，然后重新分配给甲、乙两台设备进行第二次筛选。
3. 记录两次筛选后得到的精矿和无用矿物数量。
4. 分析两次筛选后矿石的回收率。
五、实验结果1. 第一次筛选结果：- 甲设备：精矿30吨，无用矿物30吨，回收矿石40吨。
- 乙设备：精矿25吨，无用矿物25吨，回收矿石50吨。
2. 第二次筛选结果：- 甲设备：精矿9吨，无用矿物9吨，回收矿石36吨。
- 乙设备：精矿6.25吨，无用矿物6.25吨，回收矿石25吨。
3. 两次筛选共得到精矿40.755吨。
六、实验分析1. 通过两次筛选，共得到精矿40.755吨，回收率较高。
2. 甲、乙两台设备在第一次筛选中，精矿回收率分别为30%和25%，第二次筛选中分别为22.5%和12.5%。
由此可见，甲设备的精矿回收率高于乙设备。
3. 在两次筛选过程中，甲、乙两台设备回收的矿石数量分别为40吨和50吨，说明乙设备的回收能力更强。
4. 经过两次筛选，共回收矿石112吨，回收率高达112%。
七、结论1. 本实验成功完成了矿石分离筛选，得到较高回收率的精矿。
2. 甲、乙两台选矿设备在筛选过程中具有不同的优缺点，实际生产中可根据需求选择合适的设备。
1. 前言为了查清甘肃省铌钽铷多金属矿稀有金属矿矿石性质，确定矿石中可利用矿物的回收利用水平及可利用程度，委托针对其提供的矿石样品中的铷、锂、钽铌开展工艺矿物学研究及选冶试验研究，通过试验研究，提出有指导意义的技术方案，为综合评价该类资源提供依据。
试验代表性矿样采自天水市铷矿，负责采取，矿样分6个点，总计约380kg。
对分点矿样进行破碎、分析化验后，依据合同要求，并在双方协商基础上，各分点矿样按照1:1:1:1:1:1比例配制成试验综合样，试验综合样中主要元素品位分析结果为：Rb2O：0.140%；Li2O：0.041%；Ta2O5+Nb2O5：(29.6+104)g/t；K2O：3.66%；Na2O：4.99%；Al2O3：12.71%；SiO2：73.83%。
试验研究首先开展了试验综合样工艺矿物学研究，查明了矿石中矿物组成、结构构造、嵌布关系等。
研究结果表明：原矿主要矿物为云母、钾长石、斜长石和石英，含量分别约为5%、35%、30%、30%；长石、石英粒径普遍比较粗，黑云母粒径范围比较宽，粗细悬殊；矿石中还含有微量锰铌铁矿，分布较为分散，粒径粗细不等，比重、硬度均较大；铷主要赋存在长石和云母中，钾长石中占66.8%，黑云母中占30.7%，钠长石中占2.5%，锂赋存在黑云母中，铌、钽赋存在锰铌铁矿中。
在原矿工艺矿物学研究基础上，通过详细探索试验和条件试验，最终确定了适宜该矿石的选矿工艺，具体为：原矿磨至50%-200目脱泥(-20μm)后，进行云母浮选，经一粗、一扫所得粗精矿再磨至85%-200目后经两次精选获得云母精矿；云母扫选尾矿经一粗、一扫、一精获得长石浮选精矿；长石扫选尾矿即为石英浮选精矿；长石和石英浮选精矿分别经过一次磁选除杂获得合格的长石和石英精矿。
整个工艺流程中，泥和磁性杂质合成尾矿抛弃处理，长石精矿和云母精矿作为冶金后续提铷锂原料，石英精矿可直接作为合格的产品销售。
浮选采用的药剂有硫酸、氢氟酸、十二胺三种。
最终试验获得的云母、长石和石英产品纯度分别为90.7%，93.4%，97.0%，金属铷主要富集在云母精矿和长石精矿中，锂主要富集在云母精矿中。
采用该选矿工艺，金属铷和锂得到了较好富集，云母精矿中铷富集比为5.79，长石精矿中铷富集比为1.16，云母和长石产品中铷总回收率为87.88%，；锂主要富集在云母精矿中，富集比为约23.17，回收率为77.56%。
在完成以富集铷为主要目的，产出合格云母精矿、长石精矿、石英精矿选矿工艺流程试验研究后，为了探索钽铌矿物综合回收可行性，进行了钽铌矿物综合回收探索试验研究。
试验结果表明，采用高梯度磁选+二段摇床重选的联合工艺回收钽铌能得到钽铌品位8.41%、回收率31.09%的钽铌精矿。
为实现对选矿精矿中铷的提取回收，研究以含铷长石和黑云母精矿为对象，进行了提取冶金实验研究，结果表明：含铷长石和黑云母精矿为结晶程度良好的钾长石、钠长石、黑云母矿物，采用CaCl2为焙烧添加剂，在一定条件下可发生钙与钠钾的铝硅酸盐同晶置换，使铷形成可溶与水的碱金属氯盐；CaCl2添加量、焙烧温度、焙烧时间对铝硅酸钙和氯化铷形成具有重要影响，在950℃、焙烧时间1—1.5h、CaCl2用量为精矿量100%情况下可有效实现长石、黑云母中95%以上铷形成可溶性铷，浸出渣中铷的含量可低至0.0027%，铷在焙烧浸出过程中的回收率可以达到98%以上；采用1.5mol/L t—BAMBP萃取剂浓度，相比O:A=1:1，时间2min，温度40℃，经过3级逆流萃取，萃余液中的Rb2O浓度从427.10mg/L降低到22.78mg/L，萃取率达到94.67%；同时K、Na萃取率分别为33.52%和8.59%，实现了铷与钾、钠分离；载铷有机相采用3级稀氢氧化钠溶液逆流洗涤，能够洗涤掉负载有机相中钾的98.95%和钠的95.70%，而铷仅洗涤出来13.82%；洗涤提纯后载铷有机相，采用盐酸溶液反萃，经过1级即能很容易将其中铷反萃出来，反萃相比几乎不影响铷反萃率。
黑云母浸出液中锂离子，采用碳酸盐沉淀沉淀；除钙渣经过硫酸浸出，浸出液采用冠醚类萃取剂14C4分离回收钾，萃取条件为：萃取剂浓度为0.5mol/L，氯仿作为稀释剂，萃取pH=10.0-11.0，萃取时间为4min，萃取温度40℃，萃取相比1:1，锂三级萃取率可以达到98.21%，整个黑云母处理过程中，锂回收率为62.62%。
采用推荐的选冶联合流程，Rb2O选冶综合回收率为88.78%(选矿回收率)×87.82%(冶金回收率)=77.16%。
Li2O金属的选冶综合回收率为77.56%(选矿回收率)×62.62%（冶金回收率）=48.56%，产品氯化锂含量大于97.6%，产品氯化铷的含量为98.2%。
2. 工艺矿物学研究2.1 矿石一般性质矿石大部分为肉红色，少量灰白色中细粒花岗岩，部分矿石表面已经不同程度的风化。
2.2 矿石物理性质测定经测定，-12mm矿石堆比重为1.7、摩擦角为38.25°、堆积角为30.96°，原矿真比重为2.71。
2.3 原矿化学性质2.3.1 原矿光谱分析为了查明原矿中所含元素种类，对原矿进行了光谱分析，结果见表2.1。
表2.1 原矿光谱分析结果元素含量(%) 元素含量(%)O 43.85 Zn 0.048Si 27.32 Pb 0.017Al 4.85 Ti 0.016K 2.68 Zr 0.008Na 2.61 Nb 0.007Fe 1.07 Cl 0.005Ca 0.350 Y 0.003Rb 0.083 P 0.002S 0.058 Ni 0.002Mn 0.052 Ga 0.002Mg 0.051 F 0.172.3.2 原矿多元素分析原矿多元素分析结果见表2.2。
表2.2 原矿化学多元素分析结果注：Ta2O5、Nb2O5、Au单位为g/t。
2.4 原矿矿物组成及含量原矿主要矿物为斜长石、钾长石、石英，少量及微量黑云母、铁锂云母、绿泥石、绢云母、磷灰石、锆石、萤石，副矿物褐铁矿、黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿、方铅矿、磁铁矿、铌钽铁矿(锰铌铁矿)等。
矿石主要矿物相对含量见下表2.3。
表2.3 原矿主要矿物组成及含量矿物名称相对含量(%) 矿物名称相对含量(%)斜长石35.0 锰铌铁矿<0.05钾长石30.0 黄铁矿、磁黄铁矿0.05石英29.0 磁铁矿、褐铁矿<0.1黑云母、铁锂云母、绿泥石、绢云母等5.2高岭土、方解石等其他综合脉石0.6闪锌矿、方铅矿微合计100.02.5 矿石类型及结构构造矿石自然类型属于花岗岩类型伴生锂、铌和钽的铷矿石，花岗岩型铷矿最低工业品位Rb2O 0.1—0.2%，该矿石达到最低工业品位，矿石蚀变不均匀，大部分矿物蚀变弱，少量矿石已经完全蚀变为高岭土。
矿石构造以块状构造为主，偶见松散土状构造。
矿石结构以自形—半自形等粒状结构、他形粒状结构、交代结构等为主。
自形—半自形粒状结构：斜长石呈自形、半自形晶粒。
他形晶粒状结构：钾长石、石英等矿物无一完整的晶面，不具一定外形，是他们结晶时空间受限所致。
交代结构：矿石中很常见，钠长石、石英交代钾长石，绿泥石交代黑云母等形成的结构。
2.6 主要矿物特征1、钾长石KAlSi3O8：钾长石约占矿物总量30.0%，与钠长石NaAlSi3O8常呈一系列类质同象固溶体矿物，含有少量Rb、Fe、Ca、Ba等元素，电子探针定量分析结果(%)(多点平均值)Na2O 0.79，K2O 15.78，Rb2O 0.343，CaO 0.037，Al2O3 18.59，FeO 0.132，BaO 0.030，SiO2 65.23，∑100.93。
钾长石自形程度差，解理发育，粒径一般在0.074~1.0mm之间，经常被钠长石、石英交代(照片1、2、3)，钠长石沿着钾长石裂隙呈条纹状交代钾长石，其钠长石个体小、宽度狭窄、形态规则；石英沿着钾长石边部及中间进行交代，两者呈港湾状边界(照片4、5)，不易完全单体解离。
钾长石很容易泥化，表面常因轻微泥化而浑浊，氧化强烈的矿石中钾长石泥化也很强，严重的仅保留钾长石晶形，钾长石的泥化会导致矿浆发粘。
2、斜长石：斜长石含量约占矿物总量的35.0%，是钙长石CaAl2Si2O8和钠长石NaAlSi3O8所构成的固溶体系列矿物，该岩石中斜长石多为钠长石，少量钙长石，含少量Ca、Fe、Ba及K、Rb 等，电子探针定量分析结果(%)(多点平均值)Na2O 12.43，K2O 0.065，Rb2O 0.008，CaO 0.116，Al2O3 22.03，FeO 0.39，BaO 0.009，SiO2 64.34，∑ 99.39。
斜长石自形程度较好，宽板状、板条状，呈自形、半自形，粒径一般在0.074~1.0mm之间。
早期钠长石与钾长、石英镶嵌在一起，核心有微弱绢云母化，边部被石英交代，与石英间边界大部分比较规则，少量参差不齐(照片6)。
晚期岩石钠长石化，钠长石呈短柱状，表面干净，粒径较细，经常沿着钾长石边缘或者中间部位进行交代。
3、石英SiO2:石英含量约占矿物总量的29.0%，无色、无解理，表面光滑，莫氏硬度7，粒径一般在0.02~1.0mm之间，呈他形粒状镶嵌于长石粒间。
石英很稳定，表面干净，薄片中未见其任何风化产物，而石英交代长石的现象很普遍，有时候穿插生长在斜长石中，石英与长石间界限以平滑为主，少部分石英交代长石使得长石边界呈港湾状，而且部分石英从长石核心进行交代，这种石英颗粒微细，不易解离。
4、黑云母K(Mg，Fe2+)3[(Al，Fe)Si3O10](OH，F)2、铁锂云母KLiFe2+ Al[AlSi3O10]( F，OH)2：黑云母与铁锂云母一起约占矿物总量的5.2%，成分不固定，混有少量Rb、Ti、Ca、Mn、Na、Li等。
电子探针定量分析结果(%)(多点平均值)Na2O 0.236，K2O 9.05，Rb2O 0.948，CaO 0.048，Al2O3 20.45，FeO 17.72，SiO2 40.87，MgO 0.089，MnO 4.07，TiO2 1.65，F+H2O 6.38，∑ 99.95。
黑云母单矿物（纯度>95%）化学分析含锂1.03%。
黑云母常呈不规则叶片状、似长柱状镶嵌在长石、石英粒间(照片7、8)，粒径一般在0.01~0.5mm之间，解理发育，暗褐色、褐绿色、浅黄色，经常由于蚀变而退色，最主要的是转变为绿泥石，造水化时黑云母边界转变为水黑云母，使得边界呈齿状，与长石等矿物间界限不规则，黑云母质软，容易粘连在长石等矿物边部。
少量黑云母穿插到石英、长石的粒中，这种颗粒较难解离。
铁锂云母：含量较少，矿石中分布没有黑云母广泛，分布状态与黑云母类似，呈不规则叶片状、鳞片状充填在石英、长石粒间（照片9），吸收性比黑云母差，粒径比黑云母细，有些矿石中可见与黑云母共生。
