蒙古国某低品位稀土矿石选矿试验

蒙古国某低品位稀土矿石REO含量为1.50%，矿石中稀土矿物主要以类质同象形式赋存于磷灰石中，粒度一般为0.005~0.20 mm，矿物结构多为粒状、板状、柱状或片状，采用常规稀土浮选药剂浮选难以获得较好的浮选指标。通过浮选稀土载体矿物磷灰石进而实现稀土浮选的工艺，在磨矿细度-0.074 mm占70%条件下，以碳酸钠为调整剂，水玻璃为抑制剂，F-716为捕收剂，经1粗2精1扫闭路浮选工艺，获得了稀土精矿REO品位11.65%、回收率86.95%的指标，为该稀土矿石资源工业利用提供了依据，可以为我国同类型矿山企业合理开发利用稀土矿产资源提供借鉴。     

磷硅酸盐型稀土矿选矿试验研究

磷硅酸盐型稀土矿是一类重要的稀土资源,该矿石矿物元素组成复杂,矿石结构嵌布紧密,主要含稀土矿物为菱黑稀土矿,其稀土元素理论品位低,且与脉石矿物可浮性相近,分选难度高,开发利用困难。针对某低品位磷硅酸盐型稀土矿开展矿物学及选矿技术研究,以形成适于低品位磷硅酸盐稀土矿开发利用的选矿技术。以REO品位为1.46%的某磷硅酸盐型稀土矿石为研究对象,采用单一浮选工艺,选用自主研发的浮选捕收剂RFS,经一次粗选、两次扫选、三次精选闭路流程,获得了REO品位23.25%,REO回收率为78.03%的稀土精矿,为磷硅酸盐稀土矿资源的开发利用提供借鉴。     

某复杂萤石型稀土矿绿色同步回收稀土萤石技术研究

萤石型稀土矿浮选通常是采用抑制剂抑制萤石及其他脉石矿物、羟肟酸类捕收剂优先浮选稀土矿物,浮选得到的稀土精矿经磁选提纯得到最终稀土精矿,然后从稀土浮选尾矿中回收萤石的选矿工艺流程,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,且在优先浮选稀土矿物时萤石受到强烈抑制,不利于再次浮选回收。因此,针对某复杂难选萤石型稀土矿,其中主要有用矿物为稀土和萤石,REO品位为1.526%、CaF₂品位16.128%,矿样中REO总含量的80.24%、13.28%和5.82%分别分布于氟碳铈矿、氟碳钙铈矿和褐帘石中,通过采用无毒药剂,研发稀土萤石同步浮选—稀土萤石混合精矿分离工艺技术,采用具体的选矿方案：矿样磨矿—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,最终闭路试验获得REO品位为53.81%、REO回收率为52.56%的稀土精矿和CaF₂品位为92.03%、CaF₂回收率为67.77%的萤石精矿,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...     

某富铁型稀土矿中稀土分离富集研究

国外某富铁型稀土矿中铁、稀土矿物嵌布关系复杂、连生包裹紧密,采用单一浮选工艺分离困难,本文通过优选铁矿物选择性抑制剂和稀土矿物捕收剂,形成适于该矿石分选的浮选降铁-磁选除杂的选矿工艺。研究结果表明,针对REO品位为2.95%, Fe₂O₃含量40.30的稀土矿样品,以RF-10为铁矿物抑制剂、RFS为稀土矿物捕收剂,经浮选降铁-磁选除杂工艺可以得到REO品位为36%的稀土精矿产品,铁矿物脱除率达95%,论文研究成果为含铁稀土矿的有效利用提供借鉴。     

甘肃某稀土矿石选矿试验研究

甘肃某稀土矿石REO含量为192%，主要稀土矿物羟硅钙铈石、直氟碳钙铈矿、氟碳钙铈矿的嵌布粒度较细，REO含量加权平均值为5488%，即稀土精矿的理论REO品位为5488%。为确定该矿石的开发利用工艺，进行了选矿试验研究。结果表明：强磁选和重选均不适合该矿石的预先抛尾；矿石采用粗磨—浮选—再磨—强磁选流程处理，可获得REO品位为2389%、回收率6470%的稀土精矿，稀土次精矿REO品位为532%、回收率1162%，稀土总回收率为7632%。该稀土精矿品位不高，后续需进一步开展提质降杂试验.     

四川某氟碳铈矿石选矿试验研究

四川某氟碳铈稀土矿石主要有用矿物为氟碳铈矿,有用矿物与脉石矿物嵌布关系复杂,且含泥量大。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占85%条件下,以水玻璃为调整剂、改性羟肟酸为捕收剂,经2粗2精1扫闭路浮选,可获得REO品位为42.30%、回收率为72.59%的浮选精矿,浮选精矿在背景磁感应强度为1.0 T条件下经1次脉动高梯度强磁选,可获得REO品位为60.20%、作业回收率为93.00%、对原矿回收率为67.10%的最终稀土精矿,从而实现该氟碳铈稀土矿石的有效分选。     

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。     

从白云鄂博尾矿中浮选回收稀土

包钢白云鄂博选矿厂尾矿库内尾砂(-0.074 mm占41%)稀土含量丰富,主要稀土矿物为氟碳铈矿,REO品位为6.00%。为开发利用该尾矿中的稀土资源,采用浮选工艺进行了稀土回收试验。结果表明,采用浮选工艺回收试样中的稀土矿物是可行的;在磨矿细度为-0.074 mm占98%、矿浆pH=9(自然pH)条件下,以水玻璃和草酸为调整剂、8#药为捕收剂、2#油为起泡剂,采用1粗3精1扫、中矿顺序返回流程处理试样,可获得REO品位为22.23%、回收率为72.21%的稀土精矿,试验指标较好,可作为回收白云鄂博选矿厂尾矿中稀土资源的依据。     

包钢尾矿库尾矿浮选回收稀土试验研究

包钢尾矿库中尾矿品位(REO)为7.13%,主要稀土矿物为氟碳铈矿和独居石。为开发利用该尾矿中的稀土资源,采用浮选工艺进行了稀土回收试验。结果表明,采用浮选工艺回收试样中的稀土矿物是可行的；在磨矿细度为-0.074mm占92%、矿浆pH=9条件下,以水玻璃为抑制剂、P8-0为捕收剂、2#油为起泡剂,采用一粗二精一扫、中矿逐级返回流程处理试样,可获得品位(REO)51.56%,回收率84.13%的稀土精矿,试验指标较好,可作为回收白云鄂博尾矿中稀土资源的依据。     

国外某稀土矿选矿工艺研究

国外某赤铁矿与氟碳铈矿紧密共生的稀土矿石稀土含量为3.05%,Fe_2O_3含量为40.30%,Fe_2O_3主要以赤铁矿形式赋存,稀土矿物主要为氟碳铈矿和磷钇矿。为开发利用该矿石,进行了浮选工艺试验。结果表明:在磨矿细度为-0.045 mm占70%条件下,以油酸钠为捕收剂、水玻璃为分散剂、淀粉为抑制剂,经1粗2精1扫闭路浮选,获得的精矿Ce品位为6.89%,回收率67.05%,REO品位为20.07%,回收率63.88%,精矿中铁矿物含量为14.87%;采用高碱反浮选分离稀土与铁,可获得Ce品位6.91%,REO品位23.45%、回收率56.63%的稀土精矿。     

磷酸盐型稀土矿选冶联合分选工艺研究

某磷酸盐型稀土矿中含有独居石、磷灰石、黄铁矿、磁铁矿、赤铁矿等多种矿物,具有较大综合利用价值。工艺矿物学研究表明,矿石中稀土品位为0.52%,稀土元素主要赋存于独居石和磷灰石中,其中70%的稀土元素分布于独居石中,磷灰石中含有26.60%的稀土元素;独居石嵌布粒度微细,约83.86%的独居石颗粒小于38μm,且独居石与磷灰石嵌布关系密切。在预先回收矿石中黄铁矿、磁铁矿和赤铁矿的基础上,采用混合浮选方法得到稀土-磷灰石混合精矿,该混合精矿经预浸—磁选工艺,可以得到REO含量45%的独居石精矿,磷灰石中稀土元素进入预浸液,全流程稀土回收率达74.20%。     

某复杂铌稀土矿石工艺矿物性质及可选性分析

采用MLA结合显微镜鉴定、单矿物提纯、化学分析等研究方法,对某复杂铌稀土矿石进行详细的工艺矿物学研究,包括矿石的矿物组成、各主要矿物的嵌布粒度、解离度和嵌布状态,有价元素在矿石中的赋存状态等,并在此基础上进行可选性分析,以期为这类复杂稀土稀有金属矿产资源的开发利用提供参考和依据.矿石中的有价矿物为稀土矿物、磷灰石和铌矿物,其中稀土矿物以独居石、直氟碳钙铈矿和胶态相稀土为主,铌矿物主要是易解石和铌铁矿.矿石中铌、稀土矿物嵌布粒度细,与磷灰石、褐铁矿连生关系复杂,解离度较低,预计采用单一磁选或者浮选方法难以将铌、稀土矿物与磷灰石或褐铁矿进行有效的分离.而磷灰石的嵌布粒度较粗,解离性好;磷灰石单矿物中含稀土REO 1.28％,且可浮性优于独居石和直氟碳钙铈矿.因此建议采用物理选矿方法获得稀土-磷混合精矿,再结合冶金方法处理回收稀土及磷.     

大陆槽稀土矿石磁浮联合选矿工艺研究

针对四川德昌大陆槽稀土矿采用摇床重选—高梯度强磁选选矿工艺存在的稀土回收率低下(30%~40%)问题,开展了高梯度强磁选—浮选选矿新工艺试验研究。试验结果表明,将原矿按实验室闭路磨矿方式磨至-0.12 mm占100%(-0.075 mm占84.67%)后,先经过1粗1扫高梯度强磁选抛弃产率达82.22%的尾矿,然后以碳酸钠为pH调整剂、水玻璃为抑制剂、新型羟肟酸类螯合剂GYF为捕收剂对高梯度强磁选精矿进行1粗1扫2精闭路浮选,可获得REO品位为60.20%、REO回收率为63.00%的稀土精矿,REO回收率比原生产工艺提高了20个百分点以上。     

精矿湿法提取磷和稀土的研究探讨

某地含稀土磷矿是以胶磷矿、隐晶质磷灰石等矿物组成的磷块岩石,由于稀土以类质同象形式存在于胶磷矿、磷灰石中,物理选矿同步富集在磷精矿中,再通过化学方法分离磷和稀土。根据该矿浮选磷精矿的化学成分和矿物性质,对精矿进行了硝酸浸出—浸出液分步提取磷和稀土的详细湿法试验研究,即精矿在质量液固比5:1,硝酸浓度400g/L,常温条件下分解2小时得到硝酸浸出液,硝酸浸出液先用氢氧化钠将浸出液酸度调至pH=1.8~2.0,加入草酸沉淀得到草酸稀土;稀土尾液用氢氧化钠将液体酸碱度调至pH=8.0~9.0,加入氯化钙沉磷得到沉磷固体产品;最终获得了P2O5品位38.54%的沉磷固体产品(活性磷酸钙),P2O5回收率99.04%,REO品位1.673%的草酸稀土,REO回收率为95.28%,实现了常温条件下磷和稀土的有效分离。     

低钙高品位稀土精矿浮选试验研究

为了缓解稀土冶炼过程中存在的环境污染问题,进行了低钙高品位稀土精矿浮选试验研究。以水玻璃为抑制剂、黄药为硫化矿捕收剂、羟肟酸LF-8为稀土捕收剂、2^#油为起泡剂,采用反浮选脱硫、一粗三精一扫正浮选稀土的闭路试验流程,获得了REO含量65.86%、回收率90.57%、CaO含量3.40%的高品位稀土精矿。该工艺可为绿色稀土冶炼工艺提供合格原料。     

大陆槽难选稀土矿选矿试验研究

四川省德昌县大陆槽稀土矿主要稀土矿物为氟碳铈矿,其嵌布粒度细,与其他矿物嵌布关系复杂;萤石、重晶石、锶钡硫酸盐矿物等伴生矿物含量高,矿石泥化现象严重,造成稀土矿物难以回收利用。针对目的矿物的分布情况和矿石性质,确定了浮—磁联合的工艺流程,重点考察了脱泥、磨矿细度、浮选捕收剂、抑制剂、起泡剂等条件试验,最终确定了预先脱泥,磨矿细度-0.074 mm占65%,采用水玻璃为抑制剂,新型捕收剂103为捕收剂,SL-301为起泡剂的“预先脱泥—两粗—三扫—三精—精扫选”闭路试验流程,获得品位30.38%、回收率73.74%的浮选精矿和品位11.93%,回收率13.41%的浮选次精矿;浮选精矿通过磁场强度为1.19×103 kA/m的“一粗一扫”强磁作业后,获得品位61.11%、回收率60.09%的最终稀土精矿,浮选次精矿经场强1.19×103 kA/m的强磁产出的粗精矿和浮选精矿经强磁产出的中矿混合再次经过1.19×103 kA/m强磁作业后产出品位56.03%、回收率3.87%的稀土磁选次精矿,磁选产出的精矿和次精矿总回收率达63.96%。     

白云鄂博选铁尾矿优先浮选稀土试验研究

以白云鄂博选铁尾矿为研究对象,进行了优先浮选回收稀土的工艺研究,根据试样的矿物学性质,采用羟肟酸类捕收剂LF-P8,水玻璃为抑制剂,松醇油为起泡剂,在矿浆pH值9.0、温度60℃下,经过"一粗三精,中矿集中返回"的浮选闭路工艺可以得到品位(REO)50.52%、回收率(REO)81.30%的稀土精矿,成功实现选铁尾矿中稀土资源的高效回收利用。