将矿物学特征与重介质分离性能联系起来：以新疆大红柳滩锂云母矿床为例 包翠、 文树明、 刘健、 费翱翔

《Minerals》：Linking Mineralogical Characteristics to Dense-Medium Separation Performance: A Case Study of the Dahongliutan Spodumene Deposit in Xinjiang Bao Cui, Shuming Wen, Jian Liu and Aoxiang Fei

　　摘要 新疆大红柳滩的锂资源储量为110万吨，使其成为中国最具代表性的锂云母矿床之一。通过过程矿物学分析，发现该矿石具有控制基于密度分离的特性：粗颗粒结晶、高单体解离度以及显著的密度差异。基于这些矿物学特性，进行了密介质分离实验，以研究不同粒度和介质密度对分离行为的影响。进一步设计并比较评估了三种工艺流程（两产品、无压三产品和两阶段两产品流程）。结果表明，密介质分离效率与锂云母的单体解离度呈正相关，0.5~6毫米的粒度范围是最优的，因为这一范围在矿石破碎解离和粗颗粒密介质分离适应性之间取得了平衡。此外，所有三种密介质工艺都能节省研磨能耗，但每种工艺都有其优缺点。综合考虑精矿品位、回收率和尾矿品位以及研磨能耗，建议采用两阶段两产品密介质分离和浮选相结合的工艺。 1. 引言锂作为新能源领域的核心战略金属，是锂离子电池正极、电解液和储能系统的重要原材料[1,2,3,4]。随着全球新能源汽车和大规模储能市场的持续扩张，对锂资源的需求急剧增加[5,6]。因此，生产高纯度锂盐的主要原料——高品位锂云母矿变得越来越重要[7,8,9,10]。锂云母的常见分离方法包括手工分选、浮选分离和重力分离，其中浮选是目前应用最广泛的技术[11,12,13,14,15]。然而，浮选需要将矿石精细研磨，导致能耗较高[12,16,17]。相比之下，密介质分离特别适合粗颗粒矿物以及与脉石矿物具有显著密度差异的矿物[18,19]。伟晶岩型锂云母矿通常具有粗颗粒晶体和较高的自然解离度，为密介质分离提供了有利的矿物学条件[13,18,19,20]。因此，探索密介质分离在粗颗粒伟晶岩锂云母矿中的应用具有重要意义。密介质分离因其高分选精度、大处理能力和相对较低的运营成本而受到青睐。该技术依赖于有价值矿物与脉石矿物之间的比重差异，在可控的密介质悬浮液中进行分离[19,21]。在此系统中，密度高于介质的颗粒会下沉，而密度较低的颗粒会浮起。因此，分离性能不仅取决于矿物之间的密度差异，还取决于颗粒大小和矿物解离等因素。锂云母的比重约为3.1–3.2 g/cm3，通常高于石英和长石等主要脉石矿物（约2.6–2.7 g/cm3）[18,22]。这种密度差异为密介质分离的应用提供了基本物理基础[18,19,22]。最近，许多研究者探讨了密介质分离在锂提取中的应用[18,22,23,24]。Olli等人[23]研究了一种结合密介质分离、热处理和选择性筛分的方法，显著提高了锂精矿品位。Daulet等人[24]研究了使用密介质分离和反浮选两种独立工艺提取锂云母的方法，在介质密度为2.8 g/cm3时获得了5%–7%的Li2O精矿，回收率为85%–90%。同时，在pH 10条件下使用NaOL/DAA捕收系统回收了细粒矿物。现有研究表明，密介质分离锂云母矿可以生产出合格品位的锂精矿，尽管回收率仍相对较低[18,22,24]。因此，进一步研究锂云母矿的密介质分离具有重要意义。新疆大红柳滩地区拥有一个庞大的锂-铍-钽-铌多金属矿床，锂储量达到110万吨[25,26]。为了高效利用低品位锂云母资源，本研究以大红柳滩锂云母矿为研究对象[27]，从过程矿物学出发，系统分析了矿石的矿物组成、粒径分布、单体解离度和密度特性。在此基础上，进行了密介质分离实验，揭示了粗颗粒伟晶岩锂云母基于密度的分离规律，包括分离性能对颗粒大小（受矿物解离主导）和介质密度（与矿物密度差异相匹配）的响应。比较了三种工艺流程，并推荐了一种最优工艺。这项工作不仅为大红柳滩锂资源的高效利用提供了技术基础，也丰富了非铁金属矿石基于矿物学控制的密度分离理论体系。 2. 材料与方法 2.1. 材料矿石样本取自中国新疆大红柳滩地区。对样品进行了化学多元素分析，结果见表1[28,29]。使用原子吸收光谱仪（AA-7000，岛津公司，日本京都）测定了锂、钠、钾、铷和铯的含量，而使用等离子发射光谱仪（Optima 8000，PerkinElmer公司，美国谢尔顿）测定了铍、铁、铝、钙和镁的含量。将块状样品切割成约25毫米×30毫米的薄片，并用光学显微镜观察。将类似沙子的破碎复合样品筛分分类，所得粒度 fraction 用于制备直径为30毫米的SEM样品。样品经过研磨和抛光处理，并在其表面溅射一层碳作为导电膜，以便进行过程矿物学分析。样品制备和研磨过程中使用的水均为厂区自来水，所用粘合剂和固化剂均为惰性材料。样品筛选、制备、测试和分析均符合矿物产品表征的技术要求。表1. 原矿多元素分析结果（%）。2.2. 矿物表征方法X射线衍射（XRD）分析：使用X射线衍射仪（D2 PHASER，Bruker AXS，德国卡尔斯鲁厄）分析了样品的晶体相，扫描范围为10~70°，步长为0.02°。使用MDI Jade 6.0软件[30,31]进行相识别。光学显微镜、SEM-EDS和XRD的结果相互补充，用于矿物学表征。扫描电子显微镜-能量色散谱仪（SEM-EDS）分析：使用配备能量色散谱仪（GENENSIS2000，EDAX，美国新泽西州马瓦）的扫描电子显微镜（QUANTA 600，FEI公司，美国奥尔巴诺）分析矿物的形态和成分。选择典型区域进行能量谱扫描，以确定含锂矿物、金属矿物和脉石矿物的元素组成。光学显微镜分析：使用奥林巴斯（OX51TFR，日本东京八千代市）显微镜对矿物切片进行单偏振和正交偏振观察，分析矿物的晶体形态和分布特征。确定粒度分布的方法：使用标准筛分法测量粒度大于0.025毫米的矿物。粒度小于0.025毫米的矿物使用Mineral Liberation Analyzer（MLA）进行测量。MLA是一种集扫描电子显微镜（QUANTA 600，FEI）、能量谱仪（GENENSIS 2000，EDAX）和MLA矿物分析系统软件（版本2.7）组成的综合装置。确定矿物解离度的方法：使用MLA测量矿物单体的解离度（面积法）。选取不同粒度的矿物样品，制备抛光片并进行自动扫描，计算矿物的单体/聚集体面积比例。2.3. 密介质分离测试密介质制备：使用粒径超过80%小于0.074毫米的硅铁作为加重剂，与水混合制备密介质悬浮液。通过改变硅铁的添加量来调节介质密度。介质密度测量：使用密度计法测定悬浮液的实际密度。每次实验前进行密度校准。密介质分离：首先使用E型破碎机破碎锂云母矿。过大颗粒通过粗筛去除并重新破碎，小于规定尺寸的物料通过分级筛分为0–6毫米、0–10毫米和0–15毫米三个粒度范围。密介质实验在威海海王旋流器有限公司（中国威海）的选矿试验平台上进行。主要工艺流程图见图1a。两产品DMS工艺的流程图见图1b，所用旋流器为FZJ 500。无压三产品DMS工艺的流程图见图1c，其中两个旋流器均为FZJ 500。两阶段两产品DMS工艺的流程图见图1d，第一阶段和第二阶段的旋流器分别为FZJ 500和FZJ 400。分离后，产品经过干燥、称重和取样测定品位，并根据这些结果计算回收率。图1. （a）主要工艺流程图；（b）两产品工艺流程图；（c）无压三产品工艺流程图；（d）两阶段两产品工艺流程图。 3. 结果分析与讨论 3.1. 过程矿物学研究 3.1.1. 矿物组成分析通过综合矿物学分析（包括XRD和EDS）表征了原矿的矿物组成。图2显示了原矿的XRD图谱，表2列出了XRD鉴定出的主要晶相及其化学式和相应的PDF卡片编号。表3总结了主要矿物的相对含量。如表3所示，该矿石的矿物组成较为简单。金属矿物占比不到1%，主要包括钽铌铁矿、锰铁氧化物和锰铁磷酸盐。锂矿物约占总矿物的27%，其中锂云母为主导相，其次是锂云母，还有少量的磷酸锂铝酸盐和锂铁电气石。脉石矿物约占73%，主要由石英、斜长石和钾长石组成，含有少量锡石和其他副矿物。图2. 原矿样品的XRD图谱。表2. 原矿样品中鉴定出的矿物相、化学式和PDF卡片编号。表3. 主要矿物的相对含量（%）。矿石相对简单的矿物组成和单一密度类型的脉石矿物（石英/长石，2.6~2.7 g/cm3）消除了多密度脉石对基于密度分离的干扰，这是密介质分离的关键矿物学优势。金属矿物含量低，避免了金属矿物与锂云母之间的密度重叠，确保了密介质分离过程中的纯度。3.1.2. 主要矿物的矿物学特性含锂矿物主要是锂云母和锂云母，伴有少量的磷酸锂铝酸盐和锂铁电气石。目前，锂云母和锂云母是工业应用中最常用的锂矿物。补充材料中的图S1提供了含锂矿物的代表性EDS光谱。从晶体形态来看，该矿石中有三种主要类型的锂云母：第一种为半自形柱状晶体，颗粒粗大，最大可达约3毫米，具有明显的解理面和易断裂的特性（见图3a）；第二种为不规则细粒聚合物，颗粒较小，最大约1毫米，晶界常发生腐蚀，可见细小尾状突起延伸到周围脉石矿物的晶粒间隙中（见图3b）；第三种为具有不规则边界的柱状聚合物，由多个晶体共同生长形成。内部裂纹和空洞很小，整体外观呈现出细粒、表面呈深色的集合体特征，如图3c所示。矿石中存在多种绿柱石晶体形态，可以观察到绿柱石的局部破碎现象。沿着晶粒边缘常见小的锂云母碎片，这些碎片似乎与微晶钾长石集合体相关，并填充在长英质基岩中的裂隙中，如图3d所示。锂云母通常以半自形到异形的板状晶体或集合体的形式存在。一些集合体与长条状石英颗粒共生，如图3e所示，并显示出明显的层理结构。锂云母的粒度分布不均匀，主要以单晶形式存在，少量细颗粒分散在等粒石英或长石颗粒之间的间隙中。

**2. 金属矿物**
矿石中含有少量金属矿物，如钽铌、铁矿石、锰铁氧化物和锰铁磷酸盐。钽铌矿物主要以铌铁矿和钽铁矿的形式存在，并属于同一矿相系列。这些金属矿物的能谱分析结果见补充材料中的图S2。它们的元素组成相似，主要区别在于相对比例。Nb2O5的含量范围为53%至72%，而Ta2O5的含量范围为9%至28%。其中一些矿物呈现出自形到半自形的针状晶体（图4），而另一些则呈颗粒状，通常以单个矿物颗粒或集合体的形式存在，且在整个矿石中分布不均。钽铌铁矿的颗粒大小差异较大，最大颗粒尺寸约为0.15毫米，大多数颗粒大小在0.006毫米至0.07毫米之间。大约68%的颗粒超过0.02毫米，约17%的颗粒尺寸在0.01至0.02毫米之间，约15%的颗粒小于0.01毫米。锰铁氧化物和锰铁磷酸盐通常以胶状集合体的形式存在，这可能是由于矿石破碎过程中引入的杂质。

**3. 胶质矿物**
矿石中的胶质矿物成分相对简单，主要由斜长石、石英和钾长石组成，还含有少量锡石和其他副矿物。围岩主要是脉状伟晶岩，以浅色矿物为主，深色或金属矿物较少。斜长石和绿柱石的粗大晶体肉眼可见；然而，由于矿石内部具有强烈的裂隙，因此容易发生破碎。矿石中的斜长石主要是斜长石，钾长石含量较少。大多数斜长石晶体较为粗大，呈亚自形到自形的板状颗粒，常见简单的和多重双晶现象；切片观察时，斜长石表面略带浑浊并显示出溶解特征，部分粗大晶体内部有裂隙（图5a）。此外，还有少量斜长石以细粒颗粒的形式分散在等粒石英颗粒中（图5b）。部分钾长石呈现微晶集合体，形态不规则，表面粗糙，颜色较深（图3d）。这些集合体与少量等粒绢云母相关联，其粗大集合体包含绿柱石、锂云母和少量石英的碎片，少数集合体则沿斜长石-石英围岩中的裂隙呈细脉状分布（图5b）。石英主要以无定形颗粒形式存在，与斜长石颗粒共生形成粗大块状。石英集合体内部的裂隙发育良好，石英在这些裂隙处局部破碎成细颗粒（图5c）。有些裂隙被微晶钾长石集合体填充（图5b）。

**3.1.3. 主要矿物的粒度分布**
矿石中选定次要矿物的粒度分布统计数据见表4，主要包括钽铌铁矿、磷酸锂铝酸盐和锡石。主要含锂矿物的粒度分布数据见表5，主要胶质矿物（石英和斜长石/钾长石）的粒度分布数据见表6。
根据表4的结果，样品中钽铌铁矿的粒度相对较细，最大粒径不超过0.15毫米，平均粒径约为0.033毫米。锡石的粒径略粗于钽铌矿物，平均粒径约为0.133毫米。磷酸锂铝酸盐的平均粒径约为0.067毫米。根据表5的数据，锂铁电气石的平均粒径约为0.189毫米。主要含锂矿物绿柱石的P50值为421.67微米，锂云母的P50值为207.90微米。约85%的绿柱石颗粒和约71%的锂云母颗粒粒径大于0.1毫米。根据表6的数据，主要胶质矿物石英和斜长石的P50值分别为403.54微米和360.06微米，表明其粒径较粗。绿柱石（P50 = 421.67微米）和胶质矿物（石英P50 = 403.54微米，斜长石P50 = 360.06微米）的一致粗粒分布特征确保了有价值矿物与胶质矿物在粗粒级分中的同步分离。高比例的粗粒颗粒（绿柱石85%，石英83%，斜长石82%）防止了细粒物质的卷入和错位，这是实现高分离精度的关键矿物学保证。

**3.1.4. 主要矿物组分的分解程度**
磨矿产物中选定矿物的单体分解程度统计结果见表7，不同粒度范围内主要含锂矿物的单体分解程度分布见表8。
根据表7，磨矿后四种主要含锂矿物的单体分解程度均较高：绿柱石的单体分解程度约为94%，锂云母约为90%，磷酸锂铝酸盐约为89%，锂铁电气石约为78%。
根据表8，由于绿柱石的粒度相对较粗，其在不同粒度范围内的单体含量变化不大，600目筛下的单体分解程度仅达到97%。由于云母的结构性特点，锂云母的单体分解程度随粒度减小而显著增加；然而，在600目以下粒度范围内单体分解程度变化不大，这可能与云母本身的细粒性质有关。

**3.2. 密集介质分离研究**
基于上述过程矿物学分析，该矿石具有三种与密集介质分离高度兼容的核心矿物学特征：首先，绿柱石和胶质矿物之间存在明显的密度差异，为密度分离提供了物理基础；其次，矿石具有粗大的晶体尺寸和均匀的粒度分布，适合进行粗粒级的密集介质分离；第三，较高的自然解离程度形成了明确的密度单元，减少了分离过程中的矿物共生干扰。
在本节中，以矿物学特性为核心控制因素，系统研究了粒度（受单体解离程度支配）和介质密度（与矿物密度差异匹配）对细粒伟晶岩绿柱石矿石分离机制的影响。

**3.2.1. 粒度对密集介质分离结果的影响**
将原矿粉碎成0~6毫米、0~10毫米和0~15毫米三个粒度范围后，各原料的粒度组成见表9。
表9显示，随着上限粒度的增加，+0.5毫米粒级的品位下降，表明粉碎后大量胶质矿物发生解离并进入-0.5毫米的细粒级。当最大粒度为6毫米时，矿物解离程度达到最佳。
此外，通过改变介质密度进行了双产品密集介质分离测试，结果如图6所示。如图6所示，当选择0.5~6毫米的粒度范围且介质密度为2.29克/立方厘米时，可以获得锂精矿，产率为35.55%，品位为5.50%，回收率为87.08%，尾矿品位为0.45%；当选择0.5~10毫米的粒度范围且介质密度为2.29克/立方厘米时，锂精矿产率为25.71%，品位为5.45%，回收率为72.09%，尾矿品位为0.73%；当选择0.5~15毫米的粒度范围且介质密度为2.39克/立方厘米时，锂精矿产率为15.88%，品位为5.48%，回收率为48.01%，尾矿品位为1.12%。
分离性能与矿石的上限粒度显著负相关，0.5~6毫米粒级获得了最佳分离效果。这种现象主要由不同粒度范围内绿柱石的单体解离程度控制。表8显示，当粒度上限从0.5~15毫米改为0.5~6毫米时，绿柱石的单体解离程度进一步增加，从而提高了纯绿柱石密度单元的比例，有效提升了精矿品位和回收率。
此外，表9还显示，随着上限粒度的增加，+0.5毫米粒级中绿柱石品位的下降是由于粗粒胶质矿物解离不均匀所致。粗粒矿石粉碎不够充分，胶质矿物容易形成粗大集合体，导致绿柱石品位在粗粒级中被稀释。0.5~6毫米粒级在矿石粉碎解离和粗粒结构之间达到了最佳平衡，这是该粒度范围适用于密集介质分离的核心矿物学原因。

**3.2.2. 密集介质选矿过程对分离结果的影响**
为了确定适合该矿石的密集介质分离工艺，比较了三种方法：双产品DMS工艺、无压三产品DMS工艺和两级双产品DMS工艺。
图7显示了使用不同密集介质分离工艺分离绿柱石时获得的锂回收率和品位。
根据图7a，采用双产品DMS工艺时，锂精矿的产率为26.68%~32.75%，品位为5.41%~6.17%，回收率为78.91%~85.97%，尾矿品位为0.43%~0.60%。总体上，这些条件下的分离效果较好。当介质密度调整为2.49克/立方厘米时，锂精矿的产率为26.68%，品位为6.17%，回收率为78.91%，尾矿品位为0.60%。由于精矿的品位已经合格，因此只有粒度在-0.5毫米范围内的矿石或者同时包含粒度在-0.5毫米范围内的矿石和尾矿需要进一步研磨。当对尾矿品位的要求相对较低时，只有粒度在-0.5毫米范围内的矿石会被送入研磨过程，根据表9的数据，这部分矿石占34.34%。估计的研磨能耗约为10千瓦时/吨。因此，每吨原矿可以节省8.57千瓦时的能源，能源节约率为85.67%。当对尾矿品位的要求较高时，粒度在-0.5毫米范围内的矿石和尾矿都需要进一步研磨，这部分矿石占77.14%。因此，每吨原矿可以节省2.29千瓦时的能源，能源节约率为22.9%。

图7显示了在不同重介质分离过程中，锂云母的回收率和品位随介质密度变化的情况：(a) 两产品重介质分离过程；(b) 无压力的三产品重介质分离过程；(c) 两阶段分离过程的第一阶段；(d) 两阶段分离过程的第二阶段。图7b总结了无压力三产品DMS过程的结果。在这种配置下，精矿的产率为25.84%～33.99%，品位为4.53%～5.47%，回收率为69.28%～77.93%，中间产物的品位为1.22%～2.22%，尾矿的品位为0.20%～0.35%。该过程能够更清晰地分离出精矿、中间产物和尾矿。然而，中间产物仍需要额外处理，这增加了整个工艺流程的复杂性。当介质密度为2.55克/立方厘米时，可以获得产率为25.84%、品位为5.47%、回收率为69.28%的锂精矿，以及产率为19.64%、品位为2.22%、回收率为21.37%的中间产物，还有品位为0.35%的尾矿。由于精矿和尾矿的品位已经合格，因此只需要进一步研磨中间产物和粒度在-0.5毫米范围内的矿石，这两部分占31.17%。估计的研磨能耗约为10千瓦时/吨，每吨原矿可以节省6.88千瓦时的能源，能源节约率为68.8%。

图7c和图7d展示了两阶段两产品DMS过程的结果。图7c显示了使用两阶段两产品重介质分离过程进行单阶段重介质分离实验的结果。如图7c所示，随着介质密度的降低，第一阶段精矿中的锂品位逐渐降低，回收率逐渐提高，而第一阶段尾矿中的锂品位和回收率则逐渐降低。图7d显示了对不同介质密度下的尾矿进行二次重介质分选和废物处理实验的结果。这些尾矿是一阶段两产品DMS过程的实验产物。从图7d可以看出，当第一阶段的介质密度为2.3克/立方厘米时，分选效果最好，得到了品位为5.38%、回收率为74.82%的精矿，中间产物的品位为1.12%～1.31%，尾矿的品位为0.29%～0.30%。由于精矿和尾矿的品位已经合格，因此只需要进一步研磨中间产物和粒度在-0.5毫米范围内的矿石，这两部分合计占29.98%。因此，每吨原矿可以节省7千瓦时的能源，能源节约率为70%。该过程也能够分离出三种产物：精矿、中间产物和尾矿。虽然尾矿的品位较低，但它仍然含有约20%需要进一步处理的中间产物。

从上述结果可以看出，重介质分离过程简单且能有效降低研磨能耗。与文献中报道的浮选结果相比，重介质分离得到的精矿品位接近甚至高于浮选得到的品位，这证实了重介质分离在锂云母预选中的优势。例如，当使用(E)-十八烯-9-烯酰甘氨酸作为捕集剂时，Li2O的品位为5.03%，回收率为65.95%[32]。上述三种方法各有优势：两产品重介质分离过程简单且分离指标稳定，但尾矿的品位相对较高；三产品重介质分离过程和两阶段两产品重介质分离过程的结果相似，两者都能产生精矿、尾矿和中间产物，并且能有效控制它们的品位，其中尾矿的品位相对较低；但产生的中间产物需要进一步处理，工艺流程相对复杂。与无压力三产品重介质分离过程和两阶段两产品重介质分离过程相比，两阶段两产品重介质分离过程更容易控制，分离指标更稳定。综合考虑精矿品位、回收率、尾矿品位和研磨能耗，建议采用两阶段两产品重介质分离与浮选结合的工艺。流程图如图8所示。

4. 结论

本研究以大红柳滩锂云母矿为研究对象，以过程矿物学为核心出发点，系统分析了该矿石的矿物学特性，并通过重介质分离实验揭示了粗粒伟晶岩锂云母矿基于密度控制的分离机制。主要结论如下：

该矿石具有适合重介质分离的典型矿物学特性：矿物组成简单，锂云母和脉石矿物之间的密度差异明显。锂云母颗粒粗大，解理发育良好，且在粉碎产物中超过70%的锂云母颗粒已经呈单体形态出现。当研磨细度达到约-200目（占物料的72%）时，单体解离程度增加至约94%。总体而言，该矿石结晶粗大，易于实现矿物解离。锂云母和脉石的粒径分布一致，粗粒颗粒（>0.1毫米）占比较高，避免了细粒物质的混入。这些特性构成了该矿石高效重介质分离的矿物学基础。

重介质分离实验表明，重介质分离效率与锂云母的单体解离程度呈正相关，0.5～6毫米的粒径范围是最优的，因为这一范围在矿石破碎解离和粗粒重介质分离适应性之间取得了平衡。此外，使用三种不同的分离流程进行了测试，每种流程都有其优点：两产品重介质分离过程简单且分离指标稳定，但尾矿的品位相对较高；三产品重介质分离过程和两阶段两产品重介质分离过程都能产生精矿、尾矿和中间产物，并能有效控制它们的品位，尾矿的品位相对较低；但产生的中间产物需要进一步处理，工艺流程相对复杂。与无压力三产品重介质分离过程和两阶段两产品重介质分离过程相比，两阶段两产品重介质分离过程更容易控制，分离指标更稳定。综合考虑精矿品位、回收率、尾矿品位和研磨能耗，建议采用两阶段两产品重介质分离与浮选结合的工艺。本研究明确了粗粒伟晶岩锂云母矿的矿物学特性与其基于密度的分离行为之间的内在联系，丰富了基于矿物学的锂云母矿分离理论体系。但由于缺乏浮选-沉降试验数据，无法进行更定量的分离效果评估（如分配曲线分析），因此未来的工作将重点收集此类数据以进一步评估该工艺的分离性能。

补充材料

以下支持信息可在此下载：https://www.mdpi.com/article/10.3390/min16040408/s1
- 图S1：含锂矿物的代表性EDS光谱
- 图S2：图4所示钽铌铁矿的代表性EDS光谱
- 图S3：锡石的代表性EDS光谱
- 表S1：锂云母的EDS分析结果（%）
- 表S2：锂云母的EDS分析结果（%）
- 表S3：磷酸锂铝的EDS分析结果（%）
- 表S4：锂铁电气石的EDS分析结果（%）
- 表S5：钽铌铁矿的EDS分析结果（%）
- 表S6：锡石矿的EDS分析结果（%）