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.     

湖北某稀土矿选冶试验

在对湖北某稀土矿矿石性质分析的基础上,进行了选冶工艺试验研究。通过探索试验,确定采用湿法冶金的方法对矿石中的稀土元素进行回收,最终采用硫酸浸出稀土矿—浸出液净化—草酸沉淀稀土—煅烧的工艺流程,在最佳浸出条件硫酸用量为150 g/L、浸出温度为80℃、浸出时间为3 h、液固比为3∶1的条件下,获得了稀土氧化物品位为60%的精矿,稀土元素总回收率可达到85%的满意指标。     

含稀土磷矿中稀土和磷的综合回收

针对某REO含量2.48%、P₂O₅含量19.73%的含稀土磷矿,开发了选冶联合新工艺流程处理并分别回收其中的稀土和磷,采用"浮选—磁选"流程得到稀土磷混合精矿,"化学选矿—酸化—水浸—除杂—沉淀—煅烧"和"冷冻硝酸钙—氨中和制磷肥—洗水制石膏"两条技术路线分别对稀土和磷进行综合回收利用。结果显示:氧化稀土产品中REO含量98.31%,选矿流程稀土回收率为62.66%（未计铌铁矿）,冶金流程稀土回收率86.70%;磷肥中P₂O₅含量14.8%,总氮含量15.3%,选矿流程磷回收率为83.09%,冶金流程磷回收率85.24%。新工艺技术指标优良,资源综合利用率高,处理含稀土磷灰石精矿合理有效,具有广阔的工业应用前景。      

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。     

四川凉山州下达2013年第一批稀土矿开采总量控制指标

2013年四川省厅下达凉山州稀土矿开采总量控制指标(第一批)氧化物(REO)12200吨,结合全州稀土矿资源分布状况及稀土产业规划,下达给冕宁县稀土开采总量控制指标(第一批)氧化物(REO)9760吨,德昌县稀土开采总量控制指标(第一批)氧化物(REO)2440吨。凉山州国土资源局与冕宁县、德昌县局分别签订了《2013年度凉山州稀土矿开采总量控制责任书》,明确了今年稀土矿开采总     

冕宁稀土尾矿回收稀土新技术研究

对REO为1.36%的冕宁稀土尾矿采用阶段磨矿,复合介质高梯度磁选抛掉78.73%的最终尾矿,达到初步富集稀土在磁选精矿中,稀土富集比为4.05,REO磁选回收率为86.17%。对磁选精矿进行浮选研究,在-74μm为75%条件下,采用捕收剂DZX-9,配合水玻璃和SDF抑制剂进行一次粗选、两次扫选、三次精选闭路流程试验,试验结果获得含REO为57.48%,REO总回收率为71.35%稀土精矿产品。     

包钢选厂反浮选尾矿中铁与稀土的回收试验

首先对包钢选矿厂磁选铁精矿反浮选尾矿进行了弱磁选选铁磨矿细度试验和浮稀土粗选药剂用量试验,然后对试样进行了全流程试验。试验结果表明,采用3段阶段磨矿-弱磁选选铁、1粗3精浮选选稀土、第3段精选稀土的尾矿返回精选2流程处理现场反浮选尾矿,最终获得了REO品位为58.12%、REO回收率为64.74%、含铁5.70%的稀土精矿和铁品位为64.47%、铁回收率为56.51%、稀土REO品位为1.65%的铁精矿。     

某厂生产高品位稀土精矿研究

某厂生产REO品位为50%的稀土精矿，杂质含量较高，直接用于稀土冶炼不仅会降低产量及质量，还影响回收率。为给稀土冶炼提供优质原料，某厂针对矿石性质复杂，生产用水水质差等问题开展了高品位稀土精矿生产措施研究，通过流程改造、水系统改造、过滤运行方式改变等措施，生产出了REO品位高于56%的高品位稀土精矿和53%的稀土精矿。     

竹山庙垭稀土矿的选冶联合工艺技术

介绍了国内外稀土资源及竹山庙垭稀土资源状况?通过原矿工艺矿物学研究,查明竹山庙垭稀土矿矿物组成及含量、矿物嵌布特性、稀土在矿石中的赋存状态。通过选冶联合工艺试验研究,获得冶金产品碳酸盐稀土,品位60.46%,总回收率65.43%。     

西南某稀土尾矿选矿预富集工艺试验

西南某稀土选厂尾矿REO品位为1.44%,稀土矿物主要为氟碳铈矿,并可综合回收萤石和重晶石。为综合利用该稀土尾矿,开展了单一浮选、重选—磁选、磁选—重选、磁选—浮选4种选矿预富集工艺试验。结果表明:11粗1扫单一浮选流程可获得REO品位为8.10%、回收率为84.58%的稀土精矿,但药剂成本较高,无法综合回收萤石和重晶石;2重选—磁选联合工艺流程可获得REO品位为19.40%、回收率为82.48%的稀土精矿,但尾矿中Ca F2和Ba SO4损失较大,分别为16.42%,26.77%;3磁选—重选和磁选—浮选联合工艺流程均能获得REO品位为11.04%、回收率高达97.55%的稀土精矿,但后者对Ca F2和Ba SO4整体回收效果较好,其中Ba SO4回收率高16.95个百分点,同时抛尾产率增加50.89个百分点,且具有设备占地面积小的优点。因此,磁—浮选联合流程可作为该稀土尾矿的选矿预富集工艺,能够较好的实现稀土矿物的初步富集和萤石、重晶石的综合回收,具有技术和经济优势,可为其开发利用提供借鉴。     

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。     

某低品位复杂稀土稀有多金属矿综合回收试验

为综合高效回收利用某含铌、钽、稀土、铷低品位复杂多金属矿,在该矿性质研究的基础上,进行了多种回收方案的分析研究,最终确定采用阶段磨矿—强磁分流—铌、钽、稀土混合浮选—铌钽、稀土分离—黑云母浮选回收铷—强磁尾回收石英、长石的联合选矿工艺流程。试验最终获得了Nb_2O_5品位为19.26%、Ta_2O_5品位为1.98%、Nb_2O_5回收率为35.31%、Ta_2O_5回收率为31.86%的铌钽精矿和CeO_2品位为14.90%(REO品位为39.20%)、CeO_2回收率为23.51%(REO回收率为18.49%)的稀土精矿;同时获得了黑云母(含铷矿物)、石英和长石、部分钛铁矿和磁铁矿,对绝大部分有用矿物实现了分流富集,进行了较好的回收,达到了综合回收利用的目的。     

从四川某稀土-萤石中矿中分离萤石与稀土的实验研究

四川某萤石与稀土的混合中矿里稀土氧化物(REO)含量为5.85%、萤石含量为85.69%，并有少量的石英、方解石等脉石矿物。为实现两种有用矿物的有效分离以及综合回收，基于两种矿物的性质差异，采用稀土磁选—萤石浮选的选矿工艺，给矿经过“一次粗选一次精选一次扫选”的磁选流程，可获得REO含量为66.32%、稀土回收率为80.01%的稀土精矿，稀土磁选尾矿在调整剂碳酸钠用量为200 g/t、组合抑制剂改性水玻璃+腐殖酸钠用量为300+100 g/t、改性脂肪酸类捕收剂YK-6用量为400 g/t的条件下，经过一次浮选作业可获得CaF₂含量为98.29%、CaF₂回收率为91.69%的萤石精矿，各项指标均良好。     

稀土稀有矿综合利用及其尾矿资源化工艺试验

以内蒙古重稀有金属、铌、锆为主的碱性花岗岩稀有金属矿为研究对象,根据有关矿物工艺矿物学性质,通过磁性抛尾、重选抛尾、选择性磨矿试验等相关研究,确定了合适的抛尾方式和入选粒度,采用磁选—浮选—重选联合工艺流程对有用矿物进行了综合回收。试验结果表明:磁选—浮选—重选联合工艺流程解决了此类矿石中有用矿物嵌布粒度小、难以单体解离、综合回收率低的缺点,并最终获得了REO品位为38.005%、回收率为63.26%的稀土精矿;Nb2O5品位为7.752%、回收率为55.48%的铌精矿;Zr(Hf)O2品位为53.554%、回收率为69.21%的锆(铪)精矿。     

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...     

白云鄂博西矿工艺矿物学及稀土、萤石浮选试验研究

采用矿物解离分析仪和化学等分析测试手段,在磨矿细度为-0.074mm占92.27%的条件下,对白云鄂博西矿的矿物组成、嵌布特性和粒度分布等方面进行研究。根据矿石的矿物学特征和工业选矿流程的可行性,对原则流程进行了制定并进行了条件优化试验。在此基础上,采用新型稀土捕收剂CMS-1和抑制剂CAM-1,通过稀土浮选开路试验得到REO品位为10.17%,回收率为86.15%的稀土粗精矿。采用新型萤石捕收剂CMK-2和抑制剂CMP-1和CMP-2,通过实验室小型闭路试验,得到CaF₂品位90.80%、回收率33.00%的萤石精矿,为选别同种类型矿石提供理论依据。     

风化壳淋积型稀土矿矿石热不稳定性研究

离子吸附型稀土吸附在由埃洛石、伊利石、高岭石和蒙脱石等黏土矿物集合体的表面,对该类矿石的加热和研磨实质是对黏土矿物的加热和研磨。对原矿石加热和研磨后,矿石中离子相稀土氧化物总量均呈减少趋势,离子相稀土氧化物总量损失率随加热温度增加而增加,这种变化是一个渐变过程,且中高温加热过程中不存在离子相稀土转换为全相稀土。随研磨粒度的增加,离子相稀土氧化物总量呈减少趋势(平均损失率21.8%),其减少程度比加热过程大(平均损失率11.43%)。加热和研磨都改变矿石中阳离子交换容量,该变化体现了原矿石的一种热不稳定性具有不可逆性。     

白云鄂博霓石型低品位铁-稀土矿石矿选矿试验研究

针对白云鄂博混合型铁-稀土矿石生产的铁精矿和稀土精矿回收率低、杂质含量高的问题,按照矿石类型进行分类选别。以霓石型低品位铁-稀土矿石为对象,在系统研究其矿石性质的基础上进行回收铁、稀土的选矿试验。研究结果表明,原矿中TFe品位为17.50%,稀土REO品位为8.43%,主要的铁矿物为磁铁矿,氟碳铈矿和独居石是主要的稀土矿物;脉石矿物主要是霓石、重晶石和方解石等;通过磨矿-两段弱磁选-再磨-弱磁选回收铁,在一段磨矿细度-0.074mm 90%、粗选磁场强度和精选磁场强度分别为112kA/m和96kA/m、再磨细度和再磨磁场强度为-0.045 4mm 90%和96kA/m的条件下获得TFe品位65.83%、TFe回收率69.86%的铁精矿;选铁尾矿在浮选温度60℃、水玻璃用量2.1kg/t、捕收剂H205用量1.0kg/t的条件下经一次粗选、两次扫选的闭路试验可获得REO品位为50.89%,回收率为63.17%的稀土精矿。研究结果为白云鄂博矿的分类选矿提供技术借鉴。     

某极低品位稀土矿选矿提纯试验研究

某极低品位稀土矿,REO含量仅0.82%,低于最低工业品位。本研究采用磁选预富集抛尾,减少了68.82%的浮选入选矿量。浮选在弱碱性介质下,以水玻璃为脉石矿物抑制剂,改性羟肟酸Wr为稀土捕收剂,采用两次粗选、三次精选和一次扫选的工艺流程获得了含REO 30.06%,回收率52.77%的浮选精矿。浮选精矿经磁选提纯后获得了含REO品位60.12%,回收率30.01%的稀土精矿和REO品位18.12%,回收率22.76%的稀土次精矿。     

刚果（金）某铜钴氧化矿石浮选工业试验研究

刚果（金）某氧化铜钴矿石含少量硫化矿,铜、钴氧化率分别在83%和89%以上。为确定矿石的合适开发利用工艺,进行了浮选—浸出试验。结果表明,对含铜1.31%、含钴0.201%的矿石,工业试验获得了含铜12.16%、含钴1.37%,铜回收率80.48%、钴回收率61.07%浮选精矿;浮选精矿铜、钴浸出率分别达85.45%、86.38%;选冶联合工艺与矿石直接浸出工艺相比,酸耗显著降低,因此,浮选—浸出工艺为矿石开发利用的合理工艺。