综合回收拉拉铜矿尾矿中磷资源的试验研究

四川省拉拉铜矿选矿厂选铜尾矿中含P2O5、Re2O3分别为0.78%、0.136%.对该选铜尾矿性质进行了研究,结果表明其中的稀土元素主要嵌布于磷的矿物中.尾矿中的磷矿物主要是磷灰石与独居石,这两类矿物嵌布粒度微细,难以解离,嵌连关系复杂,属难选矿石类型.针对试样的性质及磷灰石与独居石的物理化学性质差异,提出采用先浮后磁即先用浮选法将易浮的磷矿石与其它矿物进行分离,再用磁选将磷灰石与独居石进行分离的工艺流程来回收试样中的磷矿物.试验结果表明,采用ZP-02作磷矿物的捕收剂,Na2CO3作pH调整剂,Na2SiO3作抑制剂浮选拉拉铜矿尾矿中的磷矿物可获得P2O3品位25.32%、回收率69.87%的磷精矿指标.采用磁选处理浮选精矿可获得含P2O5为30.23%的磷灰石精矿及含P2O5为20.71%的独居石精矿.     

细粒低品位难选胶磷矿浮选研究

针对宜昌细粒易泥化、低品位难选胶磷矿,采用稀浆浮选的单一反浮选工艺,以硫磷混酸调整pH值、抑制胶磷矿,采用改性脂肪酸类捕收剂HS捕收碳酸盐,获得了最终磷精矿P2O5品位为29.45%、MgO含量为1.28%、回收率为75.38%的优良指标,实现了白云石、方解石与胶磷矿的常温浮选分离。     

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。      

内蒙古某低品位磷矿浮选工艺研究

内蒙古某磷矿为变质型磷矿石,品位(P_2O_5)15.94%,主要杂质元素SiO2,含量31.97%。磷矿物主要为磷灰石,少量胶磷矿;脉石矿物主要有石英、云母。根据该磷矿石的矿石性质,进行了浮选试验研究。采用碳酸钠为矿浆pH调整剂,水玻璃为脉石矿物抑制剂,油酸钠为含磷矿物捕收剂,可以实现磷的有效回收。在条件试验及开路试验的基础上进行了一次粗选、二次精选小型闭路试验,可获得磷精矿品位(P_2O_5)30.21%,回收率(P2O5)70.81%的选别指标。     

远安低品位胶磷矿双反浮选试验研究

对远安低品位胶磷矿采用阴离子捕收剂反浮镁、阳离子捕收剂反浮硅的双反浮选工艺,在不加温的条件下,取得了磷精矿P2O5品位30.13%、回收率80.74%、MgO含量0.93%的选矿指标,实现了胶磷矿与脉石矿物的有效分离。     

云南某难选低品位胶磷矿正—反浮选试验研究

对云南某低品位难选胶磷矿进行选矿试验研究。结果表明,采用HYY作为正浮选捕收剂、CF-813D作为反浮选捕收剂、通过常温正反浮选工艺,可获得磷精矿P_2O_5品位29.86%、P_2O_5回收率78.88%的技术指标。磷精矿品位和回收率均较低,主要是因为胶磷矿集合体嵌布粒度很细、与脉石矿物嵌布关系复杂所致。     

胶磷矿正浮选抑制剂的研究

本试验在弱碱性条件下,对远安胶磷矿采用抑制剂抑制脉石矿物硅,后用捕收剂浮选磷的正浮选试验流程,取得了磷精矿P2O5品位27.80%、回收率86.20%的选矿指标,浮选精矿呈弱碱性,胶磷矿中的SiO2从24.19%降到7.84%,为在酸性条件下反浮选降镁元素的试验提供良好的原料。     

贵州某硅钙质胶磷矿可选性试验

为提高贵州某硅钙质胶磷矿磷精矿的品位和回收率,经工艺矿物学性质研究,决定采用双反浮选工艺,经过2次粗选,得到了P2O5品位为30.83%、P2O5回收率为86.51%的磷精矿,达到了磷精矿一等品Ⅰ级要求,为该磷矿的开发提供了参考依据。     

X射线拣选-反浮选工艺在宜昌中磷层磷矿选矿中的应用

宜昌中磷层磷矿平均P₂O₅品位仅为22%左右,难以直接工业利用。中磷层磷矿有价磷矿物为磷灰石和胶磷矿,其嵌布粒度较细、在0.03~0.5 mm之间,磷灰石和胶磷矿多呈富磷矿物集合体形式存在,富磷矿物集合体嵌布粒度较粗,能够作为选别对象。中磷层磷矿经过筛分处理,-10 mm粒级磷精矿P₂O₅品位约为26%,可直接给入浮选作业处理。而-30+10 mm粒级产品采用X射线拣选技术,可获得P₂O₅品位26%以上、作业回收率80%~86%的磷精矿。筛分作业-10 mm粒级磷精矿与X射线拣选得到的磷精矿合并送往反浮选作业,最终可获得P₂O₅品位32%以上的优质磷精矿。试验结果表明,X射线拣选—浮选联合工艺表现出优良的分选效果,在处理其它类似低品位、嵌布粒度细的磷矿资源时,该联合工艺有巨大的推广潜力。      

某复杂铌稀土矿石工艺矿物性质及可选性分析

采用MLA结合显微镜鉴定、单矿物提纯、化学分析等研究方法,对某复杂铌稀土矿石进行详细的工艺矿物学研究,包括矿石的矿物组成、各主要矿物的嵌布粒度、解离度和嵌布状态,有价元素在矿石中的赋存状态等,并在此基础上进行可选性分析,以期为这类复杂稀土稀有金属矿产资源的开发利用提供参考和依据.矿石中的有价矿物为稀土矿物、磷灰石和铌矿物,其中稀土矿物以独居石、直氟碳钙铈矿和胶态相稀土为主,铌矿物主要是易解石和铌铁矿.矿石中铌、稀土矿物嵌布粒度细,与磷灰石、褐铁矿连生关系复杂,解离度较低,预计采用单一磁选或者浮选方法难以将铌、稀土矿物与磷灰石或褐铁矿进行有效的分离.而磷灰石的嵌布粒度较粗,解离性好;磷灰石单矿物中含稀土REO 1.28％,且可浮性优于独居石和直氟碳钙铈矿.因此建议采用物理选矿方法获得稀土-磷混合精矿,再结合冶金方法处理回收稀土及磷.     

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。      

磷酸盐型稀土矿选冶联合分选工艺研究

某磷酸盐型稀土矿中含有独居石、磷灰石、黄铁矿、磁铁矿、赤铁矿等多种矿物,具有较大综合利用价值。工艺矿物学研究表明,矿石中稀土品位为0.52%,稀土元素主要赋存于独居石和磷灰石中,其中70%的稀土元素分布于独居石中,磷灰石中含有26.60%的稀土元素;独居石嵌布粒度微细,约83.86%的独居石颗粒小于38μm,且独居石与磷灰石嵌布关系密切。在预先回收矿石中黄铁矿、磁铁矿和赤铁矿的基础上,采用混合浮选方法得到稀土-磷灰石混合精矿,该混合精矿经预浸—磁选工艺,可以得到REO含量45%的独居石精矿,磷灰石中稀土元素进入预浸液,全流程稀土回收率达74.20%。     

抑制剂种类对油酸钠体系中焙烧稀土精矿可浮性的影响

从稀土精矿中提取稀土存在工艺复杂、对设备腐蚀严重、排放三废较多等问题.为了绿色而高效地利用稀土资源,将稀土精矿加氢氧化钙进行焙烧,考察油酸钠浮选体系中抑制剂种类对焙烧后稀土精矿(以REO单矿物表示)可浮性的影响.分别以焦磷酸钠、六偏磷酸钠、磷酸三钠、硅酸钠为无机抑制剂,以柠檬酸、乳酸、酒石酸为有机小分子抑制剂,以玉米淀粉、羧甲基纤维素钠、叔氨基阳离子醚化淀粉、羧甲基淀粉钠为有机高分子抑制剂,考察不同种类抑制剂对REO单矿物浮选行为的影响.结果表明:仅柠檬酸和焦磷酸钠对REO有明显的抑制作用,磷酸三钠和六偏磷酸钠对REO有微弱的抑制作用;焦磷酸钠在整个pH范围内对REO都有很强的抑制作用;柠檬酸对REO的抑制作用受pH值的影响,pH<8时抑制作用较强,REO基本上不浮,8相似文献   

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。     

Recovery of rare earth metals and precipitated silicon dioxide from phosphorus slag

This article presents the results of a study conducted to investigate the recovery of rare earth metals and precipitated silicon dioxide from phosphorus slag. To determine the possibility and completeness of the studied processes, thermodynamic data was obtained through the determination of the Gibbs energy and equilibrium constant of the reactions of calcium metasilicate with different reagents, namely sodium hydroxide and carbonate as well as nitric, hydrochloric, and sulphuric acids. This article also presents the results of studies on the treatment of phosphorus slags via hydrometallurgical methods using alkaline agents (sodium hydroxide and sodium carbonate) and nitric acid. The recovery of silicon in solution by the autoclave leaching of phosphorus slag using solutions of sodium hydroxide and sodium carbonate resulted in recovery efficiencies of 1.1% and 16.6%, respectively. The nitric acid treatment of phosphorus slag was studied, and the recovery efficiencies of various elements were the following: rare earth metals, 98.3–98.6%; aluminium, 96.5–98.6%; iron, 94.9–96.5%; and calcium, 99.1–99.5%. Nitric acid (46.5%) was selected as the phosphorus slag recovery agent. The cake produced after the nitric acid treatment of phosphorus slag was leached using two processes based on the use of a sodium hydroxide solution: (1) in a temperature-controlled cell under normal conditions and (2) in an autoclave. The process of leaching under normal conditions was determined to be the most effective process, resulting in an efficiency of silicon recovery into solution of 97.7%.     

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.     

高品位稀土精矿中稀土、铁、磷、钙元素赋存状态研究

白云鄂博混合稀土精矿稀土品位65.86%,杂质元素P₂O₅、CaO、TFe含量分别为11.26%、3.89%、1.34%。实验采用化学分析、AMICS(自动矿物分析系统)、SEM及EDS等分析手段,研究混合稀土精矿中的稀土及杂质元素赋存状态。研究结果表明：稀土主要以独立矿物形式存在于氟碳铈矿、独居石、氟碳钙铈矿和黄河矿,铁主要存在于磁/赤铁矿和黄铁矿中,磷主要赋存于独居石和磷灰石中,钙主要赋存于萤石、磷灰石、白云石和方解石中,为进一步分选氟碳铈矿和独居石精矿,及降低稀土精矿中杂质元素含量提供矿物学依据。     

硫脲—盐酸体系从稀土抛光粉废料中浸出回收稀土氧化物

基于稀酸溶液中Ce(Ⅳ)难溶而Ce(Ⅲ)易溶的特点,采用硫脲-稀盐酸体系还原浸出稀土抛光粉废料中稀土氧化物.考察了浸出温度、浸出时间、液固比(L/S)、盐酸浓度和硫脲用量对稀土抛光粉废料中铈浸出率的影响.结果表明:在盐酸浓度为4 mol/L、L/S为4.2、浸出温度90℃、浸出时间60 min、硫脲用量0.04 g/g...     

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。