稀土精矿经济品位研究

通过对稀土精矿现行执行价格（Ｙ）以及新宝力格选矿厂大量生产实践数据的数学回归分析，得出了稀土精矿价格、回收率及产率与品位的相关方程，求得处理１ｔ原矿所获得的稀土精矿产值（Ｖ）与品位的相关关系，确定了稀土精矿经济品位——最佳品位为４５％。     

用水杨羟肟酸捕收剂从强磁中矿中选取高品位稀土精矿的研究

采用水杨羟肟酸捕收剂从包头选厂强磁中选取高品位稀土精矿的研究成果表明，经一次粗选、二次精选可获得稀土精矿品位６３．５０％、回收率５６．３２％，稀土次精矿品位３６．７５％、回收率３０．０５％选别指标，为采用水杨羟肟酸作为捕收剂从强磁中矿中分选高品位稀土精矿的工业试验奠定了基础。     

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。     

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...     

包钢选矿厂磁铁矿尾矿选稀土的探讨

包钢选矿厂磁铁矿系列磁尾矿中稀土含量6.5%左右,改造前全部放尾。为了充分利用现有的原矿资源，拓宽生存空间，进行了在磁铁矿尾矿中选稀土的工业试验。结果表明，经一次粗选、二次精选选别，可获稀土精矿品位52％。建议增加精选次数，可生产稀土精矿品位60％。     

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。     

白云鄂博稀土精矿性质及对焙烧浸出率的影响

由于白云鄂博原矿性质的不断变化,稀土精矿的性质也随之改变,从而影响后续冶炼工艺REO的收率。通过化学多元素、粒度、配分、化学物相和矿物组成分析对白云鄂博稀土精矿的性质进行了研究,并考察了粒度、REO品位、铁磷比等因素对稀土精矿焙烧浸出的影响。结果表明: 白云鄂博品位REO 53.11%的稀土精矿中主要的杂质元素为CaO、P₂O₅、F、TFe和SiO₂,REO在-30 μm粒级中分布率为90.24%,镧、铈、镨、钕轻稀土配分合量为97.89%,主要稀土矿物为氟碳铈矿和独居石;当稀土精矿的粒度变细和水浸温度、REO品位及铁磷比增加时,均有助于提高焙烧矿REO浸出率,适宜的矿酸比为1:（1.3~1.4）,适宜的铁磷比为3:1~4:1。本研究查明了白云鄂博稀土精矿的性质,为后续冶炼工艺的优化提供了理论参考依据。      

白云鄂博萤石与稀土浮选分离试验研究

对白云鄂博萤石粗精矿进行了优先浮选萤石、尾矿再浮选稀土的试验研究。在最佳浮选药剂制度下,采用一粗三精两扫闭路流程回收萤石,得到了CaF₂品位95.11%、回收率84.09%的萤石精矿; 尾矿采用一粗一精浮选稀土,得到了REO品位63.06%、回收率67.92%的稀土精矿。研究成果为开发利用白云鄂博萤石粗精矿提供了一种新的思路。     

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.     

磷钇矿精矿的分离

印度Bhabha原子研究中心稀土开发部R.Vijyalakshmi等介绍了用硫酸分解法从磷钇矿精矿回收稀土的方法。用常规方法生产了低品位磷钇矿精矿(典型成分为57％轻稀土,27％Y_2O_2和15.6％重稀土)和高品位磷钇矿(成分为38％轻稀土,41.8％Y_2O_3和20.55％重稀土)。已试验了两类材料,达到溶     

白云鄂博云母型低品位稀土-铁矿石选矿试验研究

针对白云鄂博铁精矿杂质含量高的问题,进行分类选矿。以云母型低品位铁-稀土矿石为对象,原矿TFe品位17.48%,主要以磁铁矿和赤铁矿形式存在,且细粒级中分布率较高。通过阶段磨矿-弱磁选回收磁性铁,弱磁尾矿强磁-磨矿-强磁-反浮选回收弱磁性氧化铁工艺,在最佳条件下获得TFe品位为65.49%,产率为20.85%,回收率为66.77%的铁精矿,对该矿石的开发利用具有借鉴意义。     

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。     

河南省西峡稀土矿矿石性质研究及选矿工艺设计

为了合理开发利用河南省西峡县发现的稀土矿,进行了矿石性质研究和选矿工艺设计。探明了该稀土矿的矿产种类、矿石类型和赋存状态,结合矿石组分分析初步判别该矿石宜于采用的选矿工艺,并通过目的矿物嵌布特性分析确定矿石可选性。基于以上研究,通过不同工艺对比确定了磁选预处理—粗精矿浮选的工艺流程,并获得了开路精矿REO品位6244%、回收率6494%的分选指标。     

微山稀土矿十二号脉矿石选矿试验研究

微山稀土矿生产采用单一浮选流程,当新探明的十二号脉矿石的配入量大于30％时,精矿品位和回收率由原来45％、85％分别降至30％、55％,严重影响了企业经济效益.为了查明原因,进行了全流程考察,并对浮选流程中二次精选的尾矿进行了岩矿鉴定.通过电子探针、能谱分析测定微山稀土矿十二号矿脉中稀土矿物主要是碳酸铈钠矿,其次是氟碳...     

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。     

白云鄂博某选厂选铁尾矿中稀土和萤石的综合回收试验研究

白云鄂博铁矿是世界上罕见的大型多金属矿床,多年来只作为铁矿和稀土矿进行开发,选别流程中稀土回收率较低,造成大量稀土资源和矿体中蕴含的萤石资源随着选铁尾矿排入到尾矿库中。为综合回收稀土和萤石资源,以白云鄂博某选厂选铁尾矿为研究对象,开展综合回收稀土和萤石的研究,采用的工艺流程为稀土浮选—萤石预选—萤石精选—强磁选。稀土浮选以水玻璃为抑制剂、SR为捕收剂、2#油为起泡剂,萤石预选以水玻璃为抑制剂、SF为捕收剂,萤石精选以酸性水玻璃为调整剂、SY为抑制剂、油酸钠为捕收剂,最终获得了REO品位50.54%、REO回收率92.32%的稀土精矿和CaF₂品位95.51%、回收率50.98%的萤石精矿。      

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%。     

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。