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...     

四川某稀土尾矿综合回收利用的选矿试验研究

四川某稀土尾矿中含萤石27.58%,重晶石45.25%,氟碳铈矿1.25%,由于长期堆存,其综合回收利用难度大。试验通过磨矿—萤石浮选—萤石精矿磁选分离稀土—萤石尾矿重选回收重晶石的选矿流程,可综合回收利用萤石、重晶石及稀土矿物。试验结果表明,以YS-1#为萤石捕收剂,EM326为重晶石抑制剂,通过一次粗选、一次扫选、六次精选的浮选流程,可获得萤石精矿品位大于95%的指标,对浮选萤石精矿进一步强磁分离稀土矿物,可获得萤石精矿CaF2品位97.63%、回收率73.57%、稀土精矿REO品位38.57%、回收率45.27%的指标;萤石浮选尾矿通过分级—重选流程可获得重晶石精矿BaSO4品位90.35%,BaSO4回收率75.48%的指标。     

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。     

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。      

重庆某萤石-重晶石矿浮选试验

重庆某萤石-重晶石矿BaSO₄和CaF2品位分别为52.57%、32.77%,主要目的矿物为重晶石、萤石,脉石矿物是方解石、石英和其他少量杂质,较为复杂难选。为回收利用矿石中的重晶石和萤石,进行了选矿试验。结果表明,相比重晶石优先浮选再浮选萤石流程,重晶石、萤石混合浮选-分离浮选原则流程指标更好。在磨矿细度-0.074 mm占75%、混合浮选以十二烷基硫酸钠为捕收剂,酸性水玻璃、栲胶和硫酸铝组合抑制剂,重晶石浮选以碳酸钠为调整剂、酸性水玻璃为抑制剂,萤石浮选以栲胶、硫酸铝、木质素磺酸钠和NaF为组合抑制剂、油酸为捕收剂,原矿经1粗1扫混合浮选-混合精矿1粗2精1扫重晶石优先浮选-重晶石浮选尾矿1粗4精1扫萤石浮选闭路流程选别,可获得产率52.44%、BaSO₄品位94.83%、回收率97.00%的重晶石精矿和产率30.33%、CaF₂品位90.06%、回收率82.86%萤石精矿,实现了可浮性相近的萤石、重晶石的有效分离,对类似矿石的开发利用具有一定的参考价值和指导意义。     

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。     

稀土尾矿中萤石、重晶石浮选分离研究

针对某稀土选矿尾矿中萤石与重晶石品位较低、单体解离度较好的特征,通过试验研究,确定了萤石、重晶石混合浮选—萤石、重晶石浮选分离—重晶石粗精矿反浮选的浮选工艺流程对其中的萤石、重晶石进行回收。中国地质科学院矿产综合利用研究所自行研制的浮选药剂EMLB-1与EMLY-1在本研究中得到了很好的应用,其中EMLB-1可有效的对萤石、重晶石进行捕收,EMLY-1在萤石、重晶石浮选分离中对重晶石抑制效果明显;试验在重晶石粗精矿反浮选中,在抑制重晶石的前提下,采用NaF选择性的活化脉石矿物,大大的增强了反浮选的效果。最终试验获得了CaF2品位97.33%、含BaSO40.03%、回收率74.40%的萤石精矿和BaSO4品位90.42%、含CaF22.65%、回收率90.12%的重晶石精矿,使得该尾矿中的萤石与重晶石得到了有效的分离。     

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%。     

赣州某萤石尾矿浮选柱分选试验研究

针对赣州某萤石尾矿萤石粒度粗、CaF2含量低的特点,提出了磨矿-柱浮选工艺,解决了该萤石尾矿中CaF2难以回收的问题。考查了磨矿细度、矿浆pH值、水玻璃用量、捕收剂用量、浮选柱处理量、循环压力和充气量等因素对浮选指标的影响,优化了工艺和操作参数条件,并在此基础上进行全流程闭路试验。结果表明:在原矿品位22.87%的条件下,经过一段磨矿+浮选柱一粗三精工艺分选,可以获得精矿品位93.65%、回收率54.82%的良好指标。     

某高硅铜硫矿石分选试验

广西某高硫铜矿石中滑石等易浮硅质矿物含量高,现场采用弱磁选-浮铜-浮硫工艺流程进行分选,除弱磁选能较好地回收磁黄铁矿外,黄铜矿浮选和黄铁矿浮选均因易浮硅质矿物的干扰而难以获得合格精矿。为此,在大量探索试验的基础上,采用弱磁选-黄铜矿和硅质矿物混合浮选-混浮精矿铜硅摇床分离-混浮尾矿浮黄铁矿的工艺流程处理该矿石,获得了磁选硫精矿硫品位和回收率分别为38.69%和64.48%,浮选硫精矿硫品位和回收率分别为44.57%和30.99%,铜精矿铜品位和回收率分别为13.87%和63.89%的良好试验指标,有效地综合回收了铜、硫矿物。     

稀土与萤石矿物分离研究进展

为了获得高品质稀土与萤石精矿，针对两者分离过程中相互掺杂的问题，系统地综述了近年来学者的研究成果，着重对两者分离的工艺和浮选药剂研究进行了梳理和评述。在分离工艺方面，分别总结了单一工艺与联合分离工艺；在浮选药剂方面，重点论述了浮选捕收剂、抑制剂、活化剂的应用和研究进展。在此基础上，阐明了未来稀土与萤石矿物分离工艺和浮选药剂开发研究的重点     

稀土尾矿中萤石、重晶石浮选分离研究

内蒙古某多金属矿尾矿含CaF216.67%、SiO2 32.84%、CaCO3 8.52%,属于典型的高硅高碳酸钙难处理萤石矿。本研究针对该尾矿,采用碳酸钠为活化剂、水玻璃为抑制剂、BK410为捕收剂,进行了萤石综合回收的试验研究。最后采用一次粗选、一次扫选和十次精选——中矿单独处理工艺流程,可以获得含CaF2 95.10%、回收率46.97%的高品位萤石精矿Ⅰ和含CaF2 85.35%,回收率10.12%的萤石精矿Ⅱ。     

稀土尾矿中萤石、重晶石浮选分离研究

对紫金山含铜酸性废水的处理与回用开展了实验室研究,采用了预中和-硫氢化钠沉淀、预中和-铁屑置换与低压反渗透膜分离技术三种处理方法。其中预中和-硫氢化钠沉淀产品渣铜品位>60%,铜回收率>94%,尾液铜<0.5mg/L;预中和-铁屑置换产品渣铜品位>35%,铜回收率>90%;低压反渗透膜分离技术处理废水实现铜回收率≥99%,膜渗透产水稍作中和即可作为铜矿浮选厂的工业回用水或达标外排,富集有价金属铜的浓缩液可直接进入湿法厂的“萃取-电积”系统作进一步回收。采用膜分离法处理硐坑水可极大地减少中和渣浆堆放量,有效减轻矿山库容压力,在提高矿山资源的循环使用率方面具有显著的经济、技术优势。     

稀土尾矿中萤石和重晶石的高效富集与分离试验研究

本文针对稀土尾矿中伴生的萤石和重晶石进行了选矿试验研究,研发了混合浮选高效富集-萤石重晶石分离工艺,并筛选出YG-7高效重晶石抑制剂,最终获得的萤石精矿氟化钙品位为98.19%,回收率为95.65%,重晶石精矿硫酸钡品位为88.78%,回收率为71.23%。     

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。     

Rare Earth Policy

Editor's note:following is the translation to the rare earth policy issued by the State Council of P.R.C.on the 10th May 2011 The State Council of P.R.C:Opinions on Promoting the Sustainable and Healthy Development of Rare Earth Industry To the people' s governments of all provinces, autonomous regions and municipalities directly under the Central Government;and all ministries     

包钢稀土尾矿中稀土矿物的浮选再回收

包钢稀土尾矿中的稀土矿物有较高的再回收价值。对-74 μm粒级产率为77.73%、REO品位为5.97%、主要稀土矿物氟碳铈矿和独居石含量分别达4.10%和3.80%的包钢稀土尾矿试样进行了浮选再选试验。结果表明,在磨矿细度为-74 μm占95%,粗选矿浆浓度为40%,矿浆温度为30 ℃,粗选NaOH用量为3 000 g/t,水玻璃用量为2 000 g/t,H205+LD用量为400+300 g/t情况下,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回流程处理试样,获得了REO品位为45.08%、REO回收率为75.27%的稀土精矿。