CN102319630B - 一种稀土矿提高稀土品位的方法 - Google Patents
一种稀土矿提高稀土品位的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN102319630B CN102319630B CN201110221838XA CN201110221838A CN102319630B CN 102319630 B CN102319630 B CN 102319630B CN 201110221838X A CN201110221838X A CN 201110221838XA CN 201110221838 A CN201110221838 A CN 201110221838A CN 102319630 B CN102319630 B CN 102319630B
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- rare earth
- level
- order
- grade
- scanned
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Expired - Fee Related
Links
Images
Abstract
本发明涉及一种稀土矿提高稀土品位的方法,属于选矿工艺技术领域。其主要特点是:采用REO品位为30~60%之间,粒度为-200目占98%以上的包头混合稀土矿为原料进行浮选,浮选包括粗选、精选、扫选三个连续的步骤;整个工艺过程中采用闭路循环的选矿工艺,产生的中矿依次返回上一级浮选,最终只产出高品位的混合稀土精矿,和稀土品位极低的尾矿。利用本发明能够连续稳定的生产出稀土品位REO≥65%,回收率≥88%的高品位稀土精矿,该方法工艺简单有效,无污染,稀土回收率高,有效的解决了现有混合稀土冶炼工艺因原料问题而无法彻底改进的窘境。
Description
技术领域
本发明涉及一种稀土矿提高稀土品位的方法,特别是涉及低品位稀土精矿制备高品位稀土精矿的选矿方法,属于选矿领域。
背景技术
目前包头稀土冶炼企业所采用的混合稀土矿都是由包钢稀土高科提供的REO品位在50%左右的混合稀土精矿和少量的REO品位为58%的混合稀土精矿,由于这两种稀土精矿的品位都不高,杂质含量较高,导致处理这两种混合稀土精矿时只能采用浓硫酸焙烧法和氢氧化钠分解法两种工艺。
浓硫酸焙烧工艺和氢氧化钠分解法这两种工艺已经在稀土冶炼实践中采用了多年。但一直存在着较为突出的问题,如:三废污染严重,在新排放标准实施后,该工艺很可能有停产的风险;放射性元素钍不能有效回收,只能当做废渣堆存在环保部门制定的地方,而且需要交纳高昂的费用;稀土产品回收率不高,造成严重的资源浪费。解决这些问题的最好办法就是从原料着手,当混合稀土矿的REO品位达到65%以上,稀土冶炼企业的三废污染问题、冶炼工艺中稀土回收率较低等问题就会迎刃而解,而且还能做到资源的综合利用。
采用原有选矿工艺很难制备出高回收率的品位65%以上的稀土精矿,这主要原因是原有选矿工艺采用的是开路的选矿作业,品位较高的稀土中矿只是混合到一起后进行一次简单的扫选,当生产高品位稀土精矿时回收率自然就会很低,另外矿物粒度较粗,矿物解离度不高,使原有选矿工艺很难制备出高品位、高回收率的稀土精矿。
本发明正是从这些方面考虑,以低品位稀土矿为原料,发明一种新的生产高品位稀土精矿的选矿工艺。该工艺采用闭路循环的选矿工艺,保证稀土精矿有很高的回收率,采用粒度为-200目占98%以上的混合稀土矿为原料,保证混合稀土矿有很高的解离度。运用该工艺能够稳定的生产出稀土品位REO≥65%,回收率≥88%的高品位、高回收率的稀土精矿,从而为包头稀土冶金行业的彻底改革提供优质原料。
发明内容
本发明的目的在于提供一种稀土矿提高稀土品位的方法,运用该方法能够生产出高品位、高回收率的混合稀土精矿。
为了实现上述目的,本发明的技术解决方案包括如下步骤:
1)粗选:原料:混合稀土精矿,将混合稀土精矿加入到浮选槽中,加水混合调浆并开始搅拌,使矿浆质量浓度控制在30~65%,矿浆温度为20~70℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂、捕收剂、起泡剂,粗选过程中矿浆的pH为8~11,粗选的药剂加入量按重量比计:抑制剂0.5~7.5kg/t,捕收剂0.4~4.5kg/t,起泡剂0.02~0.20kg/t;粗选后的产品为粗选精矿和粗选尾矿;
2)精选:粗选精矿进行第一级精选,将粗选精矿加入到浮选槽中,加水混合调浆,搅拌,使矿浆质量浓度控制在30~65%,矿浆温度为20~70℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂、捕收剂、起泡剂,精选过程中矿浆的pH为8~11,第一级精选后的产品为第一级精选精矿和第一级精选中矿,第一级精选中矿返回到粗选浮选槽中,继续进行下一次粗选,对第一级精选精矿进行第二级精选,将第一级精选精矿加水混合调浆,搅拌,使矿浆质量浓度控制在30~65%,矿浆温度为20~70℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂、捕收剂、起泡剂,粗选过程中矿浆的pH为8~11,第二级精选后的产品为第二级精选精矿和第二级精选中矿,第二级精选中矿返回到第一级精选步骤,第二级精选精矿进行第三级精选,以此类推,形成精选的闭路循环选矿方式,精选的药剂加入量按重量比计:抑制剂0.2~5.0kg/t,捕收剂0.2~3.5kg/t,起泡剂0.02~0.10kg/t;
3)扫选:粗选尾矿进行第一级扫选,将粗选尾矿加入到浮选槽中,加水混合调浆,搅拌,使矿浆质量浓度控制在30~65%,矿浆温度为20~70℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂、捕收剂、起泡剂,扫选过程中矿浆的pH为8~11,第一级扫选后的产品为第一级扫选中矿和第一级扫选尾矿,第一级扫选中矿返回到粗选浮选槽中,继续进行下一次粗选,对第一级扫选尾矿进行第二级扫选,将第一级扫选尾矿加水混合调浆,搅拌,使矿浆质量浓度控制在30~65%,矿浆温度为20~70℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂、捕收剂、起泡剂,扫选过程中矿浆的pH为8~11,第二级扫选后的产品为第二级扫选中矿和第二级扫选尾矿,第二级扫选中矿返回到第一级扫选步骤,第二级扫选尾矿进行第三级扫选,以此类推,形成扫选的闭路循环选矿方式,扫选的药剂加入量按重量比计:抑制剂0.2~2.0kg/t,捕收剂0.2~3.0kg/t,起泡剂0.02~0.08kg/t。
所述的混合稀土矿原料为REO品位为30~60%之间,粒度为-200目占98%以上的氟碳铈与独居石的混合稀土矿。
所述的抑制剂为水玻璃。
捕收剂为羟肟酸类捕收剂H205、H316、LF8#、LF10#中的一种。
起泡剂为2号油或318。
所述的精选及扫选的级数由稀土精矿的品位确定。
本发明采用循环闭路的选矿方法进行选矿,整个选矿过程经过粗选、精选、扫选三个步骤,最后只产出高品位的稀土精矿和品位很低的稀土尾矿,每一级产生的中矿都依次返回上一级浮选,即没有中矿的产生,保证了稀土的回收率。
本发明的优点是:
1、整个选矿过程中没有中矿的产生,只有精矿和尾矿。由于没有中矿的产生,稀土的回收率高于88%以上,精矿的品位可达到65%以上,作为一种高品位稀土精矿产品,作为稀土冶炼的优质原料;尾矿可以作为提取萤石、铁、钪、铌等有用元素的原料,还可以作为进一步回收稀土的原料,这样稀土的回收率将更高。
2、采用本发明的闭路循环的选矿方式能生产出的高品位、高回收率的稀土精矿,虽然该工艺较现行的选矿工艺繁琐,增加了选矿的成本,但该高品位、高回收率稀土精矿用于稀土冶炼时会大大降低冶炼成本,减少了废弃物的排放,并显著提高稀土的回收率,也有利于在稀土冶炼过程中副产品的回收,实现了稀土矿物的综合利用。
3、本发明不仅适用于白云鄂博混合稀土精矿,也适用于其它地区的低品位稀土精矿。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图
具体实施方式
稀土品位为58.85%、粒度为-200目占98%以上的白云鄂博混合稀土精矿,利用本发明的工艺技术,制定了一次粗选、三次精选和二次扫选的闭路循环选矿工艺流程。
1)粗选:将稀土品位为58.85%的混合稀土精矿加入到粗选槽中,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在32%并开始搅拌,矿浆温度为25℃;在搅拌的同时依次加入水玻璃6.8kg/t,H316为4.2kg/t,二号油为0.2kg/t,矿浆的pH为10.9,在此条件下进行粗选,得到粗选精矿和粗选尾矿,粗选精矿进行第一级精选,粗选尾矿进行第一级扫选;
2)第一级精选:将粗选精矿加入到第一级精选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在35%并开始搅拌,矿浆温度为26℃;在搅拌的同时依次加入水玻璃5.0kg/t,H316为3.5kg/t,二号油为0.06kg/t,矿浆的pH为10.7,在此条件下进行第一级精选,得到第一级精选精矿和第一精选中矿,第一级精选精矿继续进行第二级精选,第一级精选中矿返回下一次的粗选;
3)第二级精选:将第一级精选精矿加入到第二级精选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在35%并开始搅拌,矿浆温度为30℃;在搅拌的同时依次加入水玻璃4.0kg/t,H316为0.8/t,二号油为0.04kg/t,矿浆的pH为10.5,在此条件下进行第二级精选,得到第二级精选精矿和第二级精选中矿,第二级精选精矿继续进行第三级精选,第二级精选中矿返回上一级精选;
4)第三级精选:将第二级精选精选精矿加入到第三级精选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在45%并开始搅拌,矿浆温度为33℃;在搅拌的同时依次加入水玻璃2.0kg/t,H316为0.5kg/t,二号油为0.06kg/t,矿浆的pH为10.3,在此条件下进行第三级精选,得到第三级精选精矿和第三级精选中矿,第三级精选精矿作为最终产品,得到稀土品位REO为65.02%,回收率为93.33%的高品位稀土精矿,第三级精选中矿返回上一级精选;
6)第一级扫选:将粗选尾矿加入到第一级扫选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在38%并开始搅拌,矿浆温度为40℃;在搅拌的同时依次加入水玻璃0.8kg/t,H316为0.6kg/t,二号油为0.05kg/t,矿浆的pH为10.6,在此条件下进行第一级扫选,得到第一级扫选中矿和第一级扫选尾矿,第一级扫选中矿返回粗选,第一级扫选尾矿继续进行第二级扫选;
7)第二级扫选:将第一级扫选的尾矿加入到第二级扫选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在33%并开始搅拌,矿浆温度为37℃;在搅拌的同时依次加入水玻璃0.5kg/t,H205为0.5kg/t,二号油为0.03kg/t,矿浆的pH为10.0,在此条件下进行第二级扫选,得到第二级扫选中矿和第二级扫选尾矿,第二级扫选中矿返回第一级扫选,第二级扫选尾矿作为最终尾矿用于回收其他有用元素的原料。
实施例2
稀土品位为30.52%、粒度为-200目占98%以上的白云鄂博混合稀土精矿,利用本发明的工艺技术,制定了一次粗选、四次精选和一次扫选的闭路循环选矿工艺流程。
1)粗选:将稀土品位为30.52%的稀土精矿和第一级精选与第一级扫选所产生的两种中矿,一起加入到浮选槽中,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在65%并开始搅拌,矿浆温度为70℃;在搅拌的同时依次加入水玻璃0.5kg/t,LF8#1.8kg/t,318为0.12kg/t,矿浆的pH为8.5,在此条件下进行粗选,得到粗选精矿和粗选尾矿,粗选精矿继续进行第一级精选,粗选尾矿继续进行第一级扫选;
2)第一级精选:将粗选精矿和第二级精选中矿一起加入到浮选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在65%并开始搅拌,矿浆温度为70℃;在搅拌的同时依次加入水玻璃0.5kg/t,LF8#1.2kg/t,318为0.05kg/t,矿浆的pH为8.6,在此条件下进行第一级精选,得到第一级精选精矿和第一级精选中矿,第一级精选精矿继续进行第二级精选,第一级精选中矿返回下一次的粗选;
3)第二级精选:将第一级精选的精矿和第三级精选中矿一起加入到浮选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在65%并开始搅拌,矿浆温度为68℃;在搅拌的同时依次加入水玻璃0.5kg/t,LF8#1.1/t,318为0.04kg/t,矿浆的pH为8.4,在此条件下进行第二级精选,得到第二级精选精矿和第二级精选中矿,第二级精选精矿继续进行第三级精选,第二级精选中矿返回上一级精选;
4)第三级精选:将第二级精选的精矿和第四级精选中矿一起加入到浮选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在65%并开始搅拌,矿浆温度为68℃;在搅拌的同时依次加入水玻璃0.2kg/t,LF8#0.8kg/t,3180.04kg/t,矿浆的pH为8.6,在此条件下进行第三级精选,得到第三级精选精矿和第三级精选中矿,第三级精选精矿继续进行第四级精选,第三级精选中矿返回上一级精选;
5)第四级精选:将第三级精选的精矿加入到浮选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在65%并开始搅拌,矿浆温度为68℃;在搅拌的同时依次加入水玻璃0.2kg/t,LF8#0.6kg/t,3180.02kg/t,矿浆的pH为8.6,在此条件下进行第四级精选,得到第四级精选精矿和第四级精选中矿,第四级精选精矿作为最终产品,得到稀土品位REO为65.71%,回收率为94.62%的高品位稀土精矿,第四级精选中矿返回上一级精选;
6)第一级扫选:将粗选尾矿和第二级扫选中矿一起加入到浮选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在65%并开始搅拌,矿浆温度为65℃;在搅拌的同时依次加入水玻璃0.4kg/t,,LF8#0.6kg/t,318为0.05kg/t。,矿浆的pH为9.0,在此条件下进行第一级扫选,得到第一级扫选中矿和第一级扫选尾矿,第一级扫选中矿返回粗选,第一级扫选尾矿作为最终尾矿用于回收其他有用元素的原料。
实施例3
稀土品位为55.54%、粒度为-200目占98%以上的白云鄂博混合稀土精矿,利用本发明的工艺技术,制定了一次粗选、二次精选和二次扫选的工艺流程。
浮选时的药剂加入量按重量比计:粗选:水玻璃2.6kg/t,H2052.5kg/t,318为0.18kg/t;一精:水玻璃0.9kg/t,H2051.4kg/t,318为0.05kg/t;二精:水玻璃0.6kg/t,H2051.0/t,318为0.04kg/t;一扫:水玻璃0.4kg/t,H2050.8kg/t,318为0.05kg/t;二扫:水玻璃0.2kg/t,H2050.7kg/t,318为0.02kg/t;三扫:水玻璃0.4kg/t,H2050.5kg/t,318为0.02kg/t。粗选矿浆质量浓度控制在52%,矿浆温度为48℃,矿浆的pH为9.6;精选矿浆质量浓度控制在55%,矿浆温度为56℃,矿浆的pH为9.8;扫选矿浆质量浓度控制在45%,矿浆温度为35℃,矿浆的pH为9.3。最终得到稀土品位REO为65.08%,回收率为88.57%的高品位稀土精矿。
实施例4
稀土品位为50.16%、粒度为-200目占98%以上的白云鄂博混合稀土精矿,利用本发明的工艺技术,制定了一次粗选、二次精选和二次扫选的工艺流程。
浮选时的药剂加入量按重量比计:粗选:水玻璃4.0kg/t,LF8#3.0kg/t,318为0.12kg/t;一精:水玻璃2.0kg/t,LF8#1.8kg/t,318为0.08kg/t;二精:水玻璃1.5kg/t,LF8#1.5/t,318为0.05kg/t;一扫:水玻璃0.8kg/t,LF8#1.8kg/t,318为0.06kg/t;二扫:水玻璃0.6kg/t,LF8#0.8kg/t,318为0.04kg/t。粗选矿浆质量浓度控制在55%,矿浆温度为45℃,矿浆的pH为9.5;精选矿浆质量浓度控制在55%,矿浆温度为40℃,矿浆的pH为9.5;扫选矿浆质量浓度控制在38%,矿浆温度为38℃,矿浆的pH为9.5。最终得到稀土品位REO为65.08%,回收率为94.66%的高品位稀土精矿。
实施例5
稀土品位为43.56%、粒度为-200目占98%以上的白云鄂博混合稀土精矿,利用本发明的工艺技术,制定了一次粗选、三次精选和二次扫选的工艺流程。
浮选时的药剂加入量按重量比计:粗选:水玻璃5.0kg/t,LF10#4.5kg/t,318为0.18kg/t;一精:水玻璃4.6kg/t,LF10#3.2kg/t,318为0.08kg/t;二精:水玻璃2.0kg/t,LF10#2.3/t,318为0.05kg/t;三精:水玻璃1.2kg/t,LF10#1.0kg/t,318为0.03kg/t;一扫:水玻璃0.6kg/t,LF10#1.5kg/t,318为0.05kg/t;二扫:水玻璃0.2kg/t,LF10#0.8kg/t,318为0.05kg/t。粗选矿浆质量浓度控制在60%,矿浆温度为50℃,矿浆的pH为10.2;精选矿浆质量浓度控制在60%,矿浆温度为40℃,矿浆的pH为10;扫选矿浆质量浓度控制在45%,矿浆温度为50℃,矿浆的pH为9.4。最终得到稀土品位REO为65.85%,回收率为90.33%的高品位稀土精矿。
Claims (5)
1.一种稀土矿提高稀土品位的方法,其特征在于它包括如下步骤:
1)粗选:原料:混合稀土精矿,将混合稀土精矿加入到浮选槽中,加水混合调浆并开始搅拌,使矿浆质量浓度控制在30~65%,矿浆温度为20~70℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂、捕收剂、起泡剂,粗选过程中矿浆的pH为8~11,粗选的药剂加入量按重量比计:抑制剂0.5~7.5kg/t,捕收剂0.4~4.5kg/t,起泡剂0.02~0.20kg/t;粗选后的产品为粗选精矿和粗选尾矿;所述的混合稀土精矿原料为REO品位为30~60%之间,粒度为-200目占98%以上的氟碳铈与独居石的混合稀土精矿;
2)精选:粗选精矿进行第一级精选,将粗选精矿加入到浮选槽中,加水混合调浆,搅拌,使矿浆质量浓度控制在30~65%,矿浆温度为20~70℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂、捕收剂、起泡剂,精选过程中矿浆的pH为8~11,第一级精选后的产品为第一级精选精矿和第一级精选中矿,第一级精选中矿返回到粗选槽中,继续进行下一次粗选,第一级精选精矿进行第二级精选,将第一级精选精矿加水混合调浆,搅拌,使矿浆质量浓度控制在30~65%,矿浆温度为20~70℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂、捕收剂、起泡剂,精选过程中矿浆的pH为8~11,第二级精选后的产品为第二级精选精矿和第二级精选中矿,第二级精选中矿返回到第一级精选步骤,第二级精选精矿进行第三级精选,以此类推,形成精选的闭路循环选矿方式,精选的药剂加入量按重量比计:抑制剂0.2~5.0kg/t,捕收剂0.2~3.5kg/t,起泡剂0.02~0.10kg/t;
3)扫选:粗选尾矿进行第一级扫选,将粗选尾矿加入到浮选槽中,加水混合调浆,搅拌,使矿浆质量浓度控制在30~65%,矿浆温度为20~70℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂、捕收剂、起泡剂,扫选过程中矿浆的pH为8~11,第一级扫选后的产品为第一级扫选中矿和第一级扫选尾矿,第一级扫选中矿返回到粗选槽中,继续进行下一次粗选,对第一级扫选尾矿进行第二级扫选,将第一级扫选尾矿加水混合调浆,搅拌,使矿浆质量浓度控制在30~65%,矿浆温度为20~70℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂、捕收剂、起泡剂,扫选过程中矿浆的pH为8~11,第二级扫选后的产品为第二级扫选中矿和第二级扫选尾矿,第二级扫选中矿返回到第一级扫选步骤,第二级扫选尾矿进行第三级扫选,以此类推,形成扫选的闭路循环选矿方式,扫选的药剂加入量按重量比计:抑制剂0.2~2.0kg/t,捕收剂0.2~3.0kg/t,起泡剂0.02~0.08kg/t。
2.根据权利要求1所述的一种稀土矿提高稀土品位的方法,其特征在于:所述的抑制剂为水玻璃。
3.根据权利要求1所述的一种稀土矿提高稀土品位的方法,其特征在于:捕收剂为羟肟酸类捕收剂H205、H316中的一种。
4.根据权利要求1所述的一种稀土矿提高稀土品位的方法,其特征在于:起泡剂为2号油。
5.根据权利要求1所述的一种稀土矿提高稀土品位的方法,其特征在于:精选及扫选的级数由稀土精矿的品位确定。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201110221838XA CN102319630B (zh) | 2011-07-28 | 2011-07-28 | 一种稀土矿提高稀土品位的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201110221838XA CN102319630B (zh) | 2011-07-28 | 2011-07-28 | 一种稀土矿提高稀土品位的方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN102319630A CN102319630A (zh) | 2012-01-18 |
CN102319630B true CN102319630B (zh) | 2012-11-14 |
Family
ID=45447535
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN201110221838XA Expired - Fee Related CN102319630B (zh) | 2011-07-28 | 2011-07-28 | 一种稀土矿提高稀土品位的方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN102319630B (zh) |
Families Citing this family (10)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102653820A (zh) * | 2012-04-24 | 2012-09-05 | 包头稀土研究院 | 一种从白云鄂博尾矿中提取钪的方法 |
CN102886310B (zh) * | 2012-10-19 | 2013-08-14 | 内蒙古科技大学 | 一种白云鄂博尾矿分选钪富集物的方法 |
CN104096633B (zh) * | 2014-07-07 | 2016-05-25 | 包钢集团矿山研究院(有限责任公司) | 一种从稀土尾矿中综合回收利用多种矿产资源的选矿工艺 |
CN106563561A (zh) * | 2016-08-31 | 2017-04-19 | 李梅 | 一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法 |
CN106801153B (zh) * | 2016-12-30 | 2019-01-29 | 包头稀土研究院 | 一种低成本富集高品位混合稀土精矿的方法 |
CN108580032B (zh) * | 2018-07-19 | 2020-03-13 | 东北大学 | 一种多金属伴生选铁尾矿焙烧-磁-混浮联合的选矿方法 |
CN109759222B (zh) * | 2019-01-21 | 2021-02-05 | 内蒙古科技大学 | 一种高梯度超导磁选提高白云鄂博矿萤石精矿及稀土精矿品位的方法 |
CN111167596A (zh) * | 2019-12-30 | 2020-05-19 | 安徽工业大学 | 一种氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法 |
CN111151374B (zh) * | 2020-01-07 | 2023-04-18 | 包钢集团矿山研究院(有限责任公司) | 一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法 |
CN114074029B (zh) * | 2020-08-18 | 2024-03-12 | 包头稀土研究院 | 高品位混合稀土精矿的选矿方法 |
Family Cites Families (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CA1260632A (en) * | 1986-09-05 | 1989-09-26 | Srdjan Bulatovic | Froth flotation of bastnaesite |
CN101444761B (zh) * | 2009-01-04 | 2011-11-30 | 武汉工程大学 | 一种高含独居石的氟碳铈矿混合稀土矿的浮选分离方法 |
CN101474597B (zh) * | 2009-01-23 | 2011-09-07 | 武汉工程大学 | 一种混合稀土精矿的独居石与氟碳铈矿浮选分离方法 |
CN102051477B (zh) * | 2010-12-15 | 2012-07-04 | 内蒙古科技大学 | 混合型稀土精矿的氟碳铈矿与独居石矿的化学分离方法 |
-
2011
- 2011-07-28 CN CN201110221838XA patent/CN102319630B/zh not_active Expired - Fee Related
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN102319630A (zh) | 2012-01-18 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN102319630B (zh) | 一种稀土矿提高稀土品位的方法 | |
CN102319631B (zh) | 一种从白云鄂博尾矿中浮选稀土的方法 | |
CN102319632B (zh) | 一种稀土矿提高稀土品位的选矿方法 | |
CN101444761B (zh) | 一种高含独居石的氟碳铈矿混合稀土矿的浮选分离方法 | |
CN101474597B (zh) | 一种混合稀土精矿的独居石与氟碳铈矿浮选分离方法 | |
CN102085526B (zh) | 一种炼钢高炉瓦斯灰的回收利用方法 | |
CN104984835B (zh) | 一种微细粒钼精选尾矿的选择性絮凝‑柱浮选回收方法及系统 | |
CN103263977B (zh) | 包头矿弱磁选尾矿中铁和稀土的回收工艺 | |
CN102806139A (zh) | 一种低品位微细粒级嵌布难选铁矿的选矿工艺 | |
CN104923408B (zh) | 一种同平台浮选柱和浮选机联合选矿工艺及装置 | |
CN102274796A (zh) | 一种提纯氟碳铈精矿的选矿方法 | |
CN104096633A (zh) | 一种从稀土尾矿中综合回收利用多种矿产资源的选矿工艺 | |
CN102851414A (zh) | 高炉除尘灰的处理工艺方法 | |
CN104128251A (zh) | 一种钨细泥的选矿方法 | |
CN106563561A (zh) | 一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法 | |
CN107716091A (zh) | 一种氧化钨钼预精扫选工艺 | |
CN104148190B (zh) | 一种由高硫低品位硫酸渣制取高品位铁精粉的方法 | |
CN101792851B (zh) | 低品位氧化钼矿回收工艺 | |
CN108178532A (zh) | 一种铜渣浮选尾渣综合利用的方法 | |
CN105498948A (zh) | 从含硫化矿的钨粗精矿中回收有价金属的方法 | |
CN113153419B (zh) | 精炼渣协同高泥尾砂固化处置与全固废充填采矿法 | |
CN102168159B (zh) | 一种褐铁和赤铁矿石直接还原焙烧生产还原铁产品的方法 | |
CN106460090A (zh) | 锰矿石选矿方法 | |
CN106269269B (zh) | 一种硫氧共生混合锑矿浮选回收方法 | |
CN105597937B (zh) | 一种低品位稀土矿提高稀土品位的方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
C06 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
C10 | Entry into substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
C14 | Grant of patent or utility model | ||
GR01 | Patent grant | ||
CF01 | Termination of patent right due to non-payment of annual fee |
Granted publication date: 20121114 Termination date: 20150728 |
|
EXPY | Termination of patent right or utility model |