含稀土磷灰石综合利用技术研究

全球年产磷矿石约2.5亿吨,磷矿普遍含REO 0.1%～1%,稀土在磷矿中含量达10万吨,潜在经济价值巨大。含REO 2.60%、P₂O₅ 20.75%的某稀土磷灰石,主要的稀土矿物为独居石、直氟碳钙铈矿和氟碳铈矿等,矿物偏微细,主要分布于0.0001 mm～0.0800 mm粒级;稀土元素比较分散,53%分布于稀土矿物,25%分布于磷灰石中;主要的磷矿物为磷灰石,粒度偏粗,主要分布于0.01 mm～0.32 mm粒级,95%的磷赋存在磷灰石中。采用物理富集工艺富集含稀土磷灰石精矿,产率54.75%,含REO 2.60%、P₂O₅ 33.42%、Fe 4.34%,REO和P₂O₅回收率分别为56.04%和88.18%。硝酸分解磷精矿-氨水沉淀分离稀土与富磷浸出液;稀土沉淀采用硫酸酸化-水浸-复盐沉淀制备稀土复盐产品,稀土复盐含REO 40.18%,回收率85.73%;富磷浸出液采用稀土沉淀废液(富含Na₂SO₄)...     

稀土粗精矿提取过程稀土元素分布规律研究

某伴生稀土磷矿矿物种类繁多、嵌布粒度微细,连生关系复杂,难解离难选。通过物理和化学选矿得到REO含量13.12%的稀土粗精矿,采用"中温酸化-水浸-除杂-沉淀稀土"流程提取回收其中的稀土并对稀土元素的分布规律进行研究,全流程稀土回收率85.78%,其中稀土元素Ce O2、Nd2O3、Gd2O3、Dy2O3和Y2O3回收率分别为87.95%,86.25%,66.38%,49.22%和47.66%。实验结果表明,该工艺流程可以有效提取回收稀土粗精矿中的稀土。稀土各元素在回收过程中回收率不尽相同,中、重稀土的回收率低,其主要原因是硫酸酸化-水浸过程中、重稀土硫酸盐与硫酸钙共沉淀形成复杂难溶硫酸复盐。     

国外某铁尾矿中稀土赋存状态研究

为了有效利用某铁尾矿中的低品位稀土资源,对该尾矿中稀土元素的赋存状态进行了相关研究。主要通过全岩地球化学分析、镜下观察、电子探针测试(EPMA)及矿物解离度分析(MLA),查明了此尾矿中稀土元素的赋存状态。其主要特征为70.06%的稀土主要富集在独居石中,26.6%的稀土以类质同象的形式存在于磷灰石中;独居石嵌布粒度细小,单体含量低;磷灰石嵌布粒度粗大,单体含量很高;大约有29.2%的独居石与磷灰石连生,因此为了提高稀土回收率,可生产磷灰石精矿和独居石-磷灰石混合精矿。该含稀土尾矿的性质表明,采用单一选矿工艺很难获得合格的稀土精矿,需采用"混浮-磁选"联合工艺流程处理该矿石。     

某含稀土、锆复杂铌矿的选矿试验研究

对某含稀土、锆复杂铌矿进行了详尽的工艺矿物学研究,该矿可综合回收的元素为Nb,REO,Zr。主要的含铌矿物为褐铌钇矿,主要的稀土矿物为氟碳铈矿、独居石,主要的锆矿物为锆石。矿石中有用矿物种类多,嵌布粒度较细,赋存关系复杂。根据矿石性质并从可经济利用角度考虑,进行了抛尾预富集试验和重-磁-浮精选试验,最终确定在一段磨矿细度为-0.074 mm 55%时,采用磁选-重选联合流程,可抛除68%的尾矿;预富集得到的粗精矿经过再磨后分别回收稀土、铌和锆,再磨细度为-0.048 mm 80%,采用C7羟肟酸作为稀土矿捕收剂,经过一粗一扫五精浮选可得到品位47.85%,回收率61.50%的稀土精矿;浮选稀土尾矿采用苄基胂酸作为捕收剂浮选铌,经过一粗一扫四精-磁选流程精选,可得到Nb2O5品位53.04%,回收率68.88%的铌精矿;浮选尾矿再进行重选回收锆石,经过四次重选精选,可得到ZrO2的品位40.62%,回收率为52.79%的锆精矿。     

含稀土磷灰石精矿中稀土的分离研究

采用硝酸浸出—中和沉淀工艺分离含稀土磷灰石精矿中的稀土和磷。结果表明,精矿磷浸出率98.80%,稀土浸出率65.34%。硝酸浸出液经碳酸铵中和沉淀后,磷沉淀率12.07%,稀土沉淀率为93.78%。简化工艺流程后稀土浸出率为4.35%,磷浸出率为87.34%。实现了稀土和磷的分离。     

某稀土尾矿综合利用技术研究

以REO品位1.7%的稀土尾矿为研究对象,开展矿浆p H、水玻璃用量及捕收剂用量对比实验,优先脉石矿物抑制剂,采用"浮团聚磁选"工艺处理该尾矿样品。实验结果表明,在抑制剂CS和捕收剂RF的作用下,经一粗三精浮选闭路和一粗一精磁选工艺可以得到REO品位40.57%、回收率为48.17%的稀土精矿,成功实现低品位尾矿中稀土矿物的回收利用,节约资源,减少排放,具有巨大的资源和环境效益。     

某磷灰石稀土矿选矿试验研究

某磷灰石稀土矿含稀土的矿物种类繁多,主要为氟碳铈矿及独居石,稀土矿物嵌布粒度微细为该矿的主要选矿难点。根据稀土矿物的特点及其赋存状态,进行了重、磁、浮多种流程的对比试验,最终确定浮选-强磁联合流程能取得较好的试验指标。浮选-强磁联合流程所得稀土精矿稀土品位9.24%,回收率47.72%;磷灰石精矿稀土品位2.71%,回收率33.51%,P2O5品位28.24%,回收率85.32%;稀土精矿和磷精矿稀土总回收率达到81.23%。     

白云鄂博高品位混合稀土精矿特性分析

随着稀土选矿技术的日趋进步,白云鄂博稀土精矿的品位提升至65%以上,且可进行大规模的生产应用。以白云鄂博高品位混合型稀土精矿为研究对象,采用XRD、EDS、SEM、AMICS等表征手段对高品位稀土精矿进行系统研究。研究结果表明,高品位精矿中REO品位为67.96%,轻稀土元素占稀土总量的98.65%,属典型富铈低钇型轻稀土,矿中的钙、氟、磷杂质含量明显降低;稀土精矿主要由氟碳铈矿、独居石、萤石、磷灰石构成,稀土主要赋存于氟碳铈矿和独居石,其总质量分数为92.55%;氟碳铈矿和独居石与萤石、铁矿石、硅酸盐、碳酸盐矿物连生,连生关系复杂。高品位稀土矿的特性研究对稀土资源高效综合利用具有一定指导意义。     

应用高新技术提高稀土回收率

本文总结了牦牛坪稀土矿的选矿研究成果和方兴稀土选矿厂生产实践经验；论述了提高稀土选矿回收率的科学依据以及利用高新技术全面提高生产指标的方法和效果；应用新工艺、新药剂、新设备可以获得REO大于60％、稀土总回收率80－85％以上，确保稀土资源的有效回收和充分利用。     

细粒级低品位钽铌稀土矿选矿工艺研究

针对细粒低品位钽铌稀土矿,试验研究了＂磁选-重选＂联合工艺。当给矿含（Ta＋Nb）2O50.032%、REO0.092%时,全流程试验可获得含（Ta＋Nb）2O53.444%、REO 12.851%的钽铌稀土精矿,回收率（Ta＋Nb）2O544.13%、REO 57.27%。试验数据证明,该工艺显著提高了钽铌稀土精矿品位及回收率。     

含稀土磷灰石精矿酸浸试验研究

分别用硝酸、硫酸和盐酸对某复杂含稀土磷灰石精矿进行浸出试验。结果表明,硝酸浸出时,磷灰石中绝大部分磷进入溶液,而稀土则分散于浸出液和渣中;硫酸浸出时,稀土浸出率较低,磷浸出率较高,可控制合适的条件初步分离精矿中的磷和稀土;盐酸浸出时,磷和稀土的浸出率均较高,可以通过溶剂萃取的方法从溶液中分离磷和稀土。     

白云鄂博地区尾矿中铁、铌、稀土、萤石综合回收研究

白云鄂博地区稀土尾矿中主要有价矿物为磁铁矿、赤铁矿、氟碳铈矿、独居石、萤石和少量铌矿物。其中TFe(全铁)、REO(稀土氧化物)、Nb_2O_5、CaF_2含量(质量分数)分别约达到27.67%,6.02%,0.16%,24.63%。有价组分嵌布粒度细,有价组分相互之间以及与脉石矿物的嵌布特征复杂。根据尾矿的矿物学性质,采用铁、稀土、铌与萤石强磁选-稀土、萤石分别浮选浮选-铌铁还原焙烧-弱磁选工艺对铁、稀土、铌和萤石4种组分进行综合回收,并对联合流程中的各工艺参数进行优化,最终能够分别得到4种精矿产品。TFe,REO,Nb_2O_5和CaF_2的回收率分别为80.04%,36.91%,49.82%和75.67%。铁(TFe)、稀土(REO)、铌(Nb_2O_5)和萤石(CaF_2)的品位分别达到74.79%,30.12%,0.2410%和80.08%。     

SLon立环脉动高梯度磁选机提高某稀土精矿质量的研究

某稀土矿是我国大型单一的轻稀土矿床，稀土矿物主要是氟碳铈矿，其REO含量占稀土矿物总REO含量的80％~97％。对含REO40．33％~47．63％的两种中间产品，采用SLon立环脉动高梯度磁选-重选联合流程，使氟碳铈矿与其他脉石矿物得到有效分离，获得含REO63．10％~67．78％，回收率为90．79％~82．95％。试验研究说明了SLon立环脉动高梯度磁选机能适应该稀土矿的选别，并为稀土精矿质量的提高提供了技术依据。     

包头强磁粗精矿还原焙烧-磁性分离提高铁精矿品位及降低稀土、铌含量的研究

包头选矿厂现流程中强磁粗选铁精矿含稀土及铌矿物较高,用强磁精选分离铁与硅、稀土、铌,效果不很理想,稀土及铌矿物在强磁精选铁精矿中的损失率较高,对后续工艺回收稀土和铌都将产生较大影响。通过对强磁选粗精矿进行了还原焙烧—磁性分离的探索试验,取得了铁精矿含铁63.53%,铁回收率77.97%,其中含REO降至1.35%,Nb2O5降至0.16%,在铁精矿中稀土损失率降至6.04%,铌的损失率降至26.44%,分选指标较好。     

含稀土磷精矿酸解过程稀土的分布规律

研究了富集稀土的磷精矿酸浸过程在不同溶液初始磷酸浓度和液固比浸出时稀土的富集及分布规律。结果表明,高的初始磷酸浓度和液固比有利于提高稀土在溶液中的回收率,但稀土在溶液中的富集程度随液固比的增加先增加后降低。最佳浸出条件为:溶液初始磷酸浓度25%、硫酸过量系数1.0、液固比6、反应温度75℃、反应时间3h、矿浆浓度58%,在此条件下,∑REO的总回收率达到68.01%,P2O5总的回收率达90%以上。     

采用复合沉淀工艺回收铝渣稀土

本课题针对在深度除铝过程中会造成REO损失较大问题,采用氧化钙与碳酸钠复合沉淀的方式回收铝渣中稀土。这种方式可以避免引入氨氮或草酸废水,同时所得稀土氧化物中硫酸根杂质含量降至7.31%,REO含量可达88.26%。     

稀土精矿碳酸化冷固结球团研制

前言我国稀土中间合金的生产,多年来一直采用包头白云鄂博中贫矿经高炉脱铁后的稀土渣为原料,但因渣品位低(含REO8—12％),难以生产高品位稀土中间合金。目前由于选矿工业的发展,已能富选出含REO30—60％的中、高品位稀土精矿,加上稀土     

稀土尾矿“一步法”焙烧及弱磁选分离铁和稀土的研究

对包头稀土弱磁尾矿添加煤、Ca(OH)_2和NaOH,进行了一步法焙烧—弱磁选回收实验研究,考察了焙烧温度、焙烧时间对弱磁尾矿磁化率的影响以及磁场强度、矿浆流速、矿浆浓度对磁选产品的回收率和品位的影响。研究发现,在焙烧温度650℃,焙烧时间60 min,粗选磁场强度160 m T,精选磁场强度100 m T,矿浆流速0.80 cm/s,矿浆浓度液固比25∶1条件下,可以从全铁品位14.10%,稀土品位9.45%的稀土弱磁尾矿中获得全铁品位57.10%、回收率为70.44%的磁选精矿,REO品位12.27%、回收率为95.92%的磁选尾矿。     

白云鄂博矿直接浮选稀土工艺流程研究

白云鄂博选矿采用先选铁后回收稀土的流程,稀土回收率不足10%。为探索提高白云鄂博选矿稀土回收率的方法,对原矿直接浮选稀土然后回收铁的开路选别流程做了尝试。结果表明,稀土浮选粗精矿经过三次精选后可获得稀土品位为41.50%,回收率为41.87%的稀土精矿,稀土粗尾矿经过一次磁选可获得铁品位为67.00%,回收率为65.67%的铁精矿。     

不同磁浮工艺对综合回收某稀土尾矿中稀土、铁、铌和萤石的影响

对某稀土尾矿进行了不同磁浮工艺综合回收稀土、铁、铌和萤石的试验研究,研究了不同工艺对4种有价成分回收率的影响,并采用扫描电镜(SEM)、X射线衍射(XRD)等手段对稀土尾矿、铌铁焙烧产物进行测试。结果表明,4种有价成分金属含量主要分布在细粒级和微细粒级中,并与其他脉石矿物呈包裹体和连生体形式存在。稀土尾矿在分选稀土和萤石时,磁选工艺优于浮选工艺;分选铌和铁时,还原焙烧-弱磁工艺优于磁浮联合工艺,其中弱磁性铁矿物经还原焙烧成为单质铁;弱磁-强磁-浮选-焙烧-弱磁工艺流程适合于高效回收稀土尾矿中的4种有价成分,稀土尾矿经弱磁预先分离磁铁矿,弱磁尾矿经过强磁、浮选和还原焙烧-弱磁工艺,分别得到铁、稀土、铌和萤石粗精矿的回收率可达61.55%,57.33%,47.96%和56.14%,达到了综合高效回收的目标。