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.     

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...     

DZX-9捕收剂浮选冕宁低品位氟碳铈矿试验研究

摘要:氟碳铈矿型稀土矿浮选,一般需脱泥预处理后用芳香烃羟肟酸或改性羟肟酸等捕收剂在一定条件下浮选可获得合格的氟碳铈精矿[1-3]。四川冕宁三岔河低品位氟碳铈矿型稀土矿含泥高,REO品位仅为1.65%,氟碳铈矿呈不等粒嵌布,矿物组成相对复杂。以弱磁选-重选后所得到的粗精矿（简称重精矿,REO品位为3.73%）为研究对象。研究结果表明,采用常规浮选捕收剂难以获得满意效果,采用自研DZX-9为捕收剂,在pH=8~9,碳酸钠、水玻璃为调整剂,经一次粗选、一次扫选和二次精选,实验室小型浮选闭路试验可获得精矿产率为5.70%,REO品位为60.31%,REO回收率为92.16%较好的技术指标。      

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。     

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。     

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。     

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。     

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。     

四川某低品位稀土尾矿回收稀土实验研究

这是一篇矿物加工工程领域的论文。本研究以四川某稀土尾矿为研究对象,通过工艺矿物学研究表明尾矿中稀土金属成分的分布矿物较一致,主要存在矿物为氟碳铈矿及氟碳钙铈矿。由于样品中稀土品位较低,仅为1.06%,采用重选工艺对尾矿中的稀土矿物进行预富集,以达到降低选矿成本的目的。对预富集的产品开展浮-磁工艺研究,捕收剂采用自主研发的植物基部分取代氨基苯环的绿色高效药剂RF802,抑制剂采用水玻璃,经一粗三精一扫的浮选工艺和强磁选工艺,可获得REO品位为53.63%、回收率为70.54%的稀土精矿,实现了该低品位稀土尾矿中稀土矿物的有效回收利用。     

内蒙古某尾矿回收稀土实验及吸附动力学研究

以内蒙古某尾矿为研究对象,对其进行了工艺矿物学研究,工艺矿物学分析结果表明：原料中REO含量为6.2%,稀土矿物主要为氟碳铈和独居石,还含有少量的氟碳钙铈矿和黄河矿等,粒度在-25μm占比62.9%,粒度较细。脉石矿物主要为萤石、辉石、闪石等。以矿物学分析结果为基础进行回收稀土的实验研究,通过吸附动力学拟合计算,表明P8捕收能力强,适当用量可完全使氟碳铈矿上浮。在浮选实验中采用羟肟酸类捕收剂P8、水玻璃作为抑制剂、FM-132作为起泡剂;经一粗两精闭路流程,可获得品位(REO)51.85%,回收率(REO)79.12%的稀土精矿,实现了稀土资源的高效回收利用。     

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。     

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%。     

某复杂稀有金属伴生矿选矿试验研究

内蒙古某稀有金属伴生矿REO含量0.28%,Nb2O5含量0.24%,铁品位5.72%,稀土和铌矿物嵌布粒度微细,稀土矿物主要有氟碳铈矿和独居石,铌矿物主要为钽铌锰矿和钇复稀金矿,铁钛矿物为钛磁赤铁矿、锰钛铁矿,脉石矿物主要有石英和长石。分别研究了重选、磁选及磁选—重选联合流程对原矿稀土、铌、铁的预富集效果。结果表明,重选对原矿中铁、稀土和铌的预富集效果不理想,高梯度磁选和磁选—重选联合工艺可获得较好的预富集效果。在磨矿细度-74μm含量占82.5%,磁场强度1.0 T的条件下,高梯度磁选试验可获得TFe 32.59%、REO含量1.57%、Nb2O5含量1.34%的粗精矿,三者回收率分别为85.57%、85.20%和86.94%,粗精矿可采用冶金工艺分离提取稀土、铌、铁。     

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。     

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。     

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。     

超导磁选富集白云鄂博尾矿中的有价元素研究

白云鄂博矿选矿厂的综合尾矿REO、Nb₂O₅和Sc₂O₃含量分别为2.41%、0.16%和0.22%,且含有大量的萤石。为了提高REO、Nb₂O₅和Sc₂O₃的回收率,为萤石的综合回收创造条件,采用SLon-100型周期式超导高梯度磁选机进行了REO、Nb₂O₅和Sc₂O₃回收工艺技术条件研究,并对磁选产品进行了XRD和主要化学成分分析。试验研究表明：SLon-100型周期式超导高梯度磁选机使用菱形网片聚磁介质,背景磁感应强度为6 T,给矿浓度为12%,矿浆流速为7.1 L/min,脉动冲次为100次/min情况下,可获得REO品位为3.04%、回收率为88.91%的精矿;稀土及稀有金属矿物明显富集在精矿中,这为稀土及稀有金属矿物的进一步富集创造了条件,可显著减少浮选提纯稀土及稀有金属矿物过程中萤石等脉石矿物抑制剂的使用;萤石明显富集在尾矿中,为从尾矿中浮选富集萤石创造了条件。     

某难选鲕状铁矿石选矿试验

某鲕状铁矿石以磁赤铁矿为主,铁矿物与脉石矿物嵌布关系极复杂,且含一定量易泥化的赤铁矿和含铁黏土,常规磁选工艺难以显著提高精矿铁品位。采用还原焙烧-阶段磨矿阶段弱磁选-反浮选工艺对该矿石进行了开发利用研究。结果表明,矿石经还原焙烧-两段阶段磨矿阶段弱磁选-1粗1精2扫、中矿顺序返回反浮选流程处理,最终获得了铁品位为61.30%、铁回收率为80.43%的铁精矿。