JPH05103B2 - - Google Patents
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- JPH05103B2 JPH05103B2 JP58109045A JP10904583A JPH05103B2 JP H05103 B2 JPH05103 B2 JP H05103B2 JP 58109045 A JP58109045 A JP 58109045A JP 10904583 A JP10904583 A JP 10904583A JP H05103 B2 JPH05103 B2 JP H05103B2
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- separating
- earth minerals
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Description
本発明は希土類鉱物の分離濃縮方法に関し、詳
細には、希土類鉱物（代表的にはバストネサイ
ト：LnCO3F……Lnな希土類元素を示す）と共に
ヘマタイト（Fe2O3）、リモナイト（FeO・OH）、
重晶石（BaSO4）、螢石（CaF2）、石英（SiO2）、
方解石（CaCO3）、ドロマイト〔（Ca、Mg）
CO3〕、アパタイト〔Ca5（PO4）3（Ｆ、Cl、OH）〕、
エリジン（Na2FeSi2O5）、角閃石、雲母類等の
種々の鉱物を含む複雑鉱石から希土類鉱物を高濃
度で分離濃縮する方法に関するものである。 希土類元素はガラス、セラミツクス、合金、電
子部品、触媒等の各分野における新材料として注
目を集めており、その需要は拡大の一途を辿つて
いる。希土類元素を含む鉱物としては200種類以
上のものが知られているが、それらの中で特に重
要な鉱物資源はバストネサイト、モナズ石
〔（Ln、Th、Ｙ）PO4〕及びゼノタイム〔（Ln、
Ｙ）PO4〕とされている。そしてその埋蔵量につ
いては、例えば米国カリフオルニア州のマウンテ
ンパス鉱山にバストネサイトとして約500万トン
程度が推定されており、重晶石、方解石、石英、
タルク等の脈石鉱物と共に複雑鉱石として存在し
ている。こうした複雑鉱石中のバストネサイトは
鉱石中に細かく鉱染状で分散しているので、該鉱
石からバストネサイトを分離濃縮するには、例え
ば100メツシユ通過量が96％程度以上となるまで
微粉砕し、以下に示す様な複雑な浮遊選鉱方式に
よつて脈石鉱物から分離する必要があつた。 即ち現在実施されている代表的な浮遊選鉱法
は、パルプ温度を98℃前後に保持しソーダ灰を加
えてPHを約9.5に保ち、オレイン酸系捕収剤とリ
グニンスルホン酸アンモニウム（炭酸塩鉱物及び
硫酸塩鉱物の抑制剤）を加え、粗選１段及び精選
５段を繰り返す方法であり、これにより63％程度
の精鉱を得ている〔S.H.Dayton：Mining
World（1956年１月43〜45頁）〕。しかしながら原
鉱石の脈石鉱物の種類が違つたり、希土類鉱物の
グレンサイズ等が異なると操業条件も再調整する
必要があり、しかも選鉱成績の低下をきたすこと
もある。そこで本発明者等は、原鉱石側における
種々の要因に左右されることなく常に安定した選
鉱成績を得ることのできる様な方法を探求した
が、結局のところ複雑鉱石中に比較的多量含まれ
ている螢石や重晶石と希土類鉱物を効率良く分離
することが極めて重要であるとの結論に達したの
で、その線に沿つて種々の捕収剤や抑制剤を用い
て浮遊選鉱実験を重ね、ここに高いレベルで安定
した浮遊選鉱を行なうことのできる方法に到達し
た。 即ち本発明に係る希土類鉱物の分離濃縮方法と
は、脂肪族又は芳香族スルホン酸塩捕収剤と共に
アルミニウムイオン又はこれと珪酸アルカリを添
加して選鉱を行なうところに要旨を有するもので
ある。 以下実験経過を踏まえながら本発明の基本的な
構成及び作用効果を説明していく。尚以下の説明
では希土類鉱物の代表例としてバストネサイトを
とりあげて説明するが、本発明はこれに限定され
る訳ではなく、モナズ石やゼノタイム等の希土類
鉱物に対しても同様に適用することができる。 本発明者等はまず最初にバストネサイトの浮遊
性状を調べる為、４種類の捕収剤〔ドデシル硫酸
ナトリウム（SDS：C12H25SO3Na）、ドデシルベ
ンゼンスルホン酸ナトリウム（SDSB：
C12H25C6H4SO3Na）、塩化ドデシルアンモニウ
ム（DAC：C12H25NH3Cl）、オレイン酸ナトリウ
ム（NaOl：C17H33COONa）〕を使用し、パルプ
のPHを変えて浮遊率を調べた。尚浮遊率の測定に
はハリモンドチユーブを使用した。 結果は第１図に示す通りであり、ドデシル硫酸
ナトリウムはPH１〜５の領域、ドデシルベンゼン
スルホン酸ナトリウムは酸性領域、塩化ドデシル
アンモニウムはPH８〜12の領域、オレイン酸ナト
リウムはPH３〜10の広いPH領域において夫々高い
浮遊率を示すことが確認された。 一方複雑鉱石を対象として同様の浮遊試験を行
なつたところ、オレイン酸ナトリウム及び塩化ド
デシルアンモニウムではバストネサイトの分離効
果が殆んど認められないのに対し、ドデシル硫酸
ナトリウム及びドデシルベンゼンスルホン酸ナト
リウムでは相当のバストネサイト分離効果が発揮
される。この実験よりスルホン酸系捕収剤及びサ
ルフエート系捕収剤がより有効であると考えられ
たので、次は純粋な螢石、重晶石及びバストネサ
イトを対象とし、スルホン酸系捕収剤の濃度を変
えた場合の浮遊の程度を調べた。結果の一例は第
２図に示した通りであり、螢石及び重晶石は何れ
も広いPH領域で浮遊するが、パルプPHが３の点に
おいては螢石が最も浮遊し易く、重晶石がこれに
つづき、バストネサイトが最も浮遊し難い。 ところが実際の複雑鉱石中には脈石として螢石
や重晶石の他に石英、方解石、アパタイト、ヘマ
タイト、リモナイト、エジリン、角閃石、雲母類
等が含まれているので、これらの脈石鉱物を優先
的に浮遊させることは極めて困難なことと考えら
れる。そこでむしろ脈石鉱物を浮遊させずにバス
トネサイトを選択的に浮遊させることができれば
選鉱プロセスを簡略化し得るのではないかと考
え、脈石鉱物を抑制しバストネサイトを選択浮遊
させる方向で研究を進めた。 まず最も浮遊し易い螢石に対する抑制効果を明
確にする為、純粋な螢石を対象とし、パルプPH：
３、スルホン酸系捕収剤：2.5mg／、抑制剤と
して珪酸ソーダ：3945mg／を使用し、これにア
ルミニウムイオン（AlCl3・6H2O）を添加した
ときの螢石に対する抑制効果を調べた。 結果は第３図に示す通りであり、塩化アルミニ
ウム濃度が約800mg／（アルミニウムイオン濃
度：89.2mg／）から螢石の浮遊率は低下しはじ
め、塩化アルミニウム濃度が約1400mg／（アル
ミニウムイオン濃度：156mg／）以上になると
螢石は殆んど浮遊しなくなる。この実験結果から
も明らかな様に、最も浮遊し易い螢石でさえもア
ルミニウムイオンの共存によつて十分に抑制され
ている。従つて他の脈石鉱物についても高い抑制
効果が期待される。 上記は予備実験として純粋な螢石を対象にアル
ミニウムイオンの抑制効果を調べたものである
が、実用性を考えれば多種類の脈石鉱物を含む複
雑鉱物中の脈石鉱物に対する抑制効果を明確にす
る必要があるので、第１表に示す化学組成の複雑
鉱石を対象として浮遊実験を行なつた。
細には、希土類鉱物（代表的にはバストネサイ
ト：LnCO3F……Lnな希土類元素を示す）と共に
ヘマタイト（Fe2O3）、リモナイト（FeO・OH）、
重晶石（BaSO4）、螢石（CaF2）、石英（SiO2）、
方解石（CaCO3）、ドロマイト〔（Ca、Mg）
CO3〕、アパタイト〔Ca5（PO4）3（Ｆ、Cl、OH）〕、
エリジン（Na2FeSi2O5）、角閃石、雲母類等の
種々の鉱物を含む複雑鉱石から希土類鉱物を高濃
度で分離濃縮する方法に関するものである。 希土類元素はガラス、セラミツクス、合金、電
子部品、触媒等の各分野における新材料として注
目を集めており、その需要は拡大の一途を辿つて
いる。希土類元素を含む鉱物としては200種類以
上のものが知られているが、それらの中で特に重
要な鉱物資源はバストネサイト、モナズ石
〔（Ln、Th、Ｙ）PO4〕及びゼノタイム〔（Ln、
Ｙ）PO4〕とされている。そしてその埋蔵量につ
いては、例えば米国カリフオルニア州のマウンテ
ンパス鉱山にバストネサイトとして約500万トン
程度が推定されており、重晶石、方解石、石英、
タルク等の脈石鉱物と共に複雑鉱石として存在し
ている。こうした複雑鉱石中のバストネサイトは
鉱石中に細かく鉱染状で分散しているので、該鉱
石からバストネサイトを分離濃縮するには、例え
ば100メツシユ通過量が96％程度以上となるまで
微粉砕し、以下に示す様な複雑な浮遊選鉱方式に
よつて脈石鉱物から分離する必要があつた。 即ち現在実施されている代表的な浮遊選鉱法
は、パルプ温度を98℃前後に保持しソーダ灰を加
えてPHを約9.5に保ち、オレイン酸系捕収剤とリ
グニンスルホン酸アンモニウム（炭酸塩鉱物及び
硫酸塩鉱物の抑制剤）を加え、粗選１段及び精選
５段を繰り返す方法であり、これにより63％程度
の精鉱を得ている〔S.H.Dayton：Mining
World（1956年１月43〜45頁）〕。しかしながら原
鉱石の脈石鉱物の種類が違つたり、希土類鉱物の
グレンサイズ等が異なると操業条件も再調整する
必要があり、しかも選鉱成績の低下をきたすこと
もある。そこで本発明者等は、原鉱石側における
種々の要因に左右されることなく常に安定した選
鉱成績を得ることのできる様な方法を探求した
が、結局のところ複雑鉱石中に比較的多量含まれ
ている螢石や重晶石と希土類鉱物を効率良く分離
することが極めて重要であるとの結論に達したの
で、その線に沿つて種々の捕収剤や抑制剤を用い
て浮遊選鉱実験を重ね、ここに高いレベルで安定
した浮遊選鉱を行なうことのできる方法に到達し
た。 即ち本発明に係る希土類鉱物の分離濃縮方法と
は、脂肪族又は芳香族スルホン酸塩捕収剤と共に
アルミニウムイオン又はこれと珪酸アルカリを添
加して選鉱を行なうところに要旨を有するもので
ある。 以下実験経過を踏まえながら本発明の基本的な
構成及び作用効果を説明していく。尚以下の説明
では希土類鉱物の代表例としてバストネサイトを
とりあげて説明するが、本発明はこれに限定され
る訳ではなく、モナズ石やゼノタイム等の希土類
鉱物に対しても同様に適用することができる。 本発明者等はまず最初にバストネサイトの浮遊
性状を調べる為、４種類の捕収剤〔ドデシル硫酸
ナトリウム（SDS：C12H25SO3Na）、ドデシルベ
ンゼンスルホン酸ナトリウム（SDSB：
C12H25C6H4SO3Na）、塩化ドデシルアンモニウ
ム（DAC：C12H25NH3Cl）、オレイン酸ナトリウ
ム（NaOl：C17H33COONa）〕を使用し、パルプ
のPHを変えて浮遊率を調べた。尚浮遊率の測定に
はハリモンドチユーブを使用した。 結果は第１図に示す通りであり、ドデシル硫酸
ナトリウムはPH１〜５の領域、ドデシルベンゼン
スルホン酸ナトリウムは酸性領域、塩化ドデシル
アンモニウムはPH８〜12の領域、オレイン酸ナト
リウムはPH３〜10の広いPH領域において夫々高い
浮遊率を示すことが確認された。 一方複雑鉱石を対象として同様の浮遊試験を行
なつたところ、オレイン酸ナトリウム及び塩化ド
デシルアンモニウムではバストネサイトの分離効
果が殆んど認められないのに対し、ドデシル硫酸
ナトリウム及びドデシルベンゼンスルホン酸ナト
リウムでは相当のバストネサイト分離効果が発揮
される。この実験よりスルホン酸系捕収剤及びサ
ルフエート系捕収剤がより有効であると考えられ
たので、次は純粋な螢石、重晶石及びバストネサ
イトを対象とし、スルホン酸系捕収剤の濃度を変
えた場合の浮遊の程度を調べた。結果の一例は第
２図に示した通りであり、螢石及び重晶石は何れ
も広いPH領域で浮遊するが、パルプPHが３の点に
おいては螢石が最も浮遊し易く、重晶石がこれに
つづき、バストネサイトが最も浮遊し難い。 ところが実際の複雑鉱石中には脈石として螢石
や重晶石の他に石英、方解石、アパタイト、ヘマ
タイト、リモナイト、エジリン、角閃石、雲母類
等が含まれているので、これらの脈石鉱物を優先
的に浮遊させることは極めて困難なことと考えら
れる。そこでむしろ脈石鉱物を浮遊させずにバス
トネサイトを選択的に浮遊させることができれば
選鉱プロセスを簡略化し得るのではないかと考
え、脈石鉱物を抑制しバストネサイトを選択浮遊
させる方向で研究を進めた。 まず最も浮遊し易い螢石に対する抑制効果を明
確にする為、純粋な螢石を対象とし、パルプPH：
３、スルホン酸系捕収剤：2.5mg／、抑制剤と
して珪酸ソーダ：3945mg／を使用し、これにア
ルミニウムイオン（AlCl3・6H2O）を添加した
ときの螢石に対する抑制効果を調べた。 結果は第３図に示す通りであり、塩化アルミニ
ウム濃度が約800mg／（アルミニウムイオン濃
度：89.2mg／）から螢石の浮遊率は低下しはじ
め、塩化アルミニウム濃度が約1400mg／（アル
ミニウムイオン濃度：156mg／）以上になると
螢石は殆んど浮遊しなくなる。この実験結果から
も明らかな様に、最も浮遊し易い螢石でさえもア
ルミニウムイオンの共存によつて十分に抑制され
ている。従つて他の脈石鉱物についても高い抑制
効果が期待される。 上記は予備実験として純粋な螢石を対象にアル
ミニウムイオンの抑制効果を調べたものである
が、実用性を考えれば多種類の脈石鉱物を含む複
雑鉱物中の脈石鉱物に対する抑制効果を明確にす
る必要があるので、第１表に示す化学組成の複雑
鉱石を対象として浮遊実験を行なつた。
【表】
この複雑鉱石は希土類鉱物としてバストネサイ
トを含み、脈石鉱物として螢石、重晶石、方解
石、ヘマタイト、リモナイト、アパタイト、エジ
リン、角閃石、雲母類等を含むもので、希土類元
素としてはCe、La、Pr、Ndの他に少量のSm、
Eu、Ｙを含んでいる。 浮遊にはMS型浮選機を使用し、試薬としては
スルホン酸系捕収剤（ACC＃ 845：米国ACC社
製）を用いてアルミニウムイオン（AlCl3・
6H2O）の添加量を変えて浮選試験を行なつた。
結果を第２表に示す。
トを含み、脈石鉱物として螢石、重晶石、方解
石、ヘマタイト、リモナイト、アパタイト、エジ
リン、角閃石、雲母類等を含むもので、希土類元
素としてはCe、La、Pr、Ndの他に少量のSm、
Eu、Ｙを含んでいる。 浮遊にはMS型浮選機を使用し、試薬としては
スルホン酸系捕収剤（ACC＃ 845：米国ACC社
製）を用いてアルミニウムイオン（AlCl3・
6H2O）の添加量を変えて浮選試験を行なつた。
結果を第２表に示す。
【表】
第２表からも明らかな様に捕収剤濃度1.0mg／
においては、塩化アルミニウム濃度を1250mg／
から2000mg／（アルミニウムイオン濃度140
mg／から280mg／）に増加することによつて、
浮選精鉱中のCe品位（希土類元素のうち最も多
量含まれているCeで代表した）は、8.22％から
11.73％に向上しており、バストネサイトは明ら
かに濃縮されている。また捕収剤の濃度は違うが
アルミニウムイオンの濃度が高くなるほど精鉱中
のCe品位は向上しており、何れにしてもアムミ
ニウムイオンの存在によりバストネサイトの分離
濃縮効果は相当改善される。尚試験No.３とNo.５
は、液温を変えた他は同一の条件で浮選を行なつ
た例であり、液温を高めた方が浮選効率は向上し
ている。 次に予備実験の結果、抑制剤としてアルミニウ
ムイオンと共に適量の珪酸アルカリを併用する
と、浮選効率が一段と向上することを確認したの
で併せて説明する。 即ち下記第３表は、抑制剤として塩化アルミニ
ウム（AlCl3・6H2O）と珪酸ソーダを併用した
他は前記と同様にして浮選試験を行なつた場合の
結果を示したものであり、殊に塩化アルミニウム
濃度が1250mg／（アルミニウムイオン濃度140
mg／）のものでは珪酸ソーダ濃度を高めるにつ
れて精鉱中のCe品位は相当向上している。但し
塩化アルミニウム濃度が2500mg／（アルミニウ
ムイオン濃度560mg／）をものでは、珪酸ソー
ダ濃度を高めるにつれてCe品位はむしろ低下し
ている。
においては、塩化アルミニウム濃度を1250mg／
から2000mg／（アルミニウムイオン濃度140
mg／から280mg／）に増加することによつて、
浮選精鉱中のCe品位（希土類元素のうち最も多
量含まれているCeで代表した）は、8.22％から
11.73％に向上しており、バストネサイトは明ら
かに濃縮されている。また捕収剤の濃度は違うが
アルミニウムイオンの濃度が高くなるほど精鉱中
のCe品位は向上しており、何れにしてもアムミ
ニウムイオンの存在によりバストネサイトの分離
濃縮効果は相当改善される。尚試験No.３とNo.５
は、液温を変えた他は同一の条件で浮選を行なつ
た例であり、液温を高めた方が浮選効率は向上し
ている。 次に予備実験の結果、抑制剤としてアルミニウ
ムイオンと共に適量の珪酸アルカリを併用する
と、浮選効率が一段と向上することを確認したの
で併せて説明する。 即ち下記第３表は、抑制剤として塩化アルミニ
ウム（AlCl3・6H2O）と珪酸ソーダを併用した
他は前記と同様にして浮選試験を行なつた場合の
結果を示したものであり、殊に塩化アルミニウム
濃度が1250mg／（アルミニウムイオン濃度140
mg／）のものでは珪酸ソーダ濃度を高めるにつ
れて精鉱中のCe品位は相当向上している。但し
塩化アルミニウム濃度が2500mg／（アルミニウ
ムイオン濃度560mg／）をものでは、珪酸ソー
ダ濃度を高めるにつれてCe品位はむしろ低下し
ている。
【表】
これらの実験からも明らかな様に珪酸ソーダの
添加効果はアルミニウムイオンの共存量によつて
変わり、アルミニウムイオン濃度が比較的低い場
合に抑制効果を著しく促進させる。 尚上記実験例では捕収剤としてACC＃ 845、ア
ルミニウムイオン源として塩化アルミニウムの６
水和物、珪酸アルカリとして珪酸ソーダを夫々使
用したが、併行して行なつた実験により夫々下記
の化分物を同効物質として使用し得ることが確認
されている。即ち捕収剤としては脂肪族又は芳香
族スルホン酸塩が最も有効であり、これらのうち
特に好ましいものを例示すると、アルキルスルホ
ン酸塩（CnH2o+1 SO3Na等）、アミドスルホン
酸塩〔CH3（CH2）7CH＝CH（CH2）7CON（CH3）−
CH2CH2SO3Na等〕、ジアルキルスルホこはく酸
塩（
添加効果はアルミニウムイオンの共存量によつて
変わり、アルミニウムイオン濃度が比較的低い場
合に抑制効果を著しく促進させる。 尚上記実験例では捕収剤としてACC＃ 845、ア
ルミニウムイオン源として塩化アルミニウムの６
水和物、珪酸アルカリとして珪酸ソーダを夫々使
用したが、併行して行なつた実験により夫々下記
の化分物を同効物質として使用し得ることが確認
されている。即ち捕収剤としては脂肪族又は芳香
族スルホン酸塩が最も有効であり、これらのうち
特に好ましいものを例示すると、アルキルスルホ
ン酸塩（CnH2o+1 SO3Na等）、アミドスルホン
酸塩〔CH3（CH2）7CH＝CH（CH2）7CON（CH3）−
CH2CH2SO3Na等〕、ジアルキルスルホこはく酸
塩（
【式】等）等の脂肪族スルホン
酸塩；アルキルベンゼンスルホン酸塩
（C12H25C6H4SO3Na等）、アルキルナフタリンス
ルホン酸塩等の芳香族スルホン酸塩等が挙げられ
る。またアルミニウムイオン源としては水溶液中
でアルミニウムイオンを解離するすべてのアルミ
ニウム塩を使用することができ、前記塩化アルミ
ニウム６水和物の他、無水塩化アルミニウム、ク
エン酸アルミニウム、水酸化アルミニウム、しゆ
う酸アルミニウム、リン酸アルミニウム、酒石酸
アルミニウム、硫酸カリウム・アルミニウム（カ
リみようばん）、硫酸ナトリウム・アルミニウム、
硫酸アルミニウム等が例示される。珪酸アルカリ
としては（Me2O）・nSiO2・mH2O（但しMeはア
ルカリ金属）で示される水ガラス（例えばメタ珪
酸ナトリウム、オルト珪酸ナトリウム等）、カリ
水ガラス、リチウム水ガラス、或はこれらの混合
物が利用される。 上記した様に脂肪族又は芳香族スルホン酸塩捕
収剤とアルミニウムイオン又はこれと珪酸アルカ
リを併用すると、複雑鉱石中のバストネサイトを
効率良く分離濃縮することができるが、上記構成
からなる浮遊選鉱の実施における好適条件につい
ても確認しているので更に説明を加える。 まずパルプのPHは捕収剤や珪酸アルカリ等の濃
度によつてほぼ決まつているが、精鉱中のCe品
位向上効果を踏まえて好ましいPH領域を調べたと
ころ２〜６の範囲が最適であり、この範囲を外れ
るとCe品位が若干低下する傾向が確認された。
またパルプの温度は前記第２表にも例を挙げて説
明した様に常温よりも若干加温した方がCe品位
を高めることができるが、加温の効果は50℃以上
で端的に現われる。しかし90℃を越えるとCe品
位向上効果は飽和しむしろ他の脈石鉱物に対する
捕収剤の吸着が促進されることによる選択的な浮
遊性の低下や捕収剤の分解などの障害が現われる
ので、50〜90℃の範囲とするのが最も好ましい。 次に捕収剤と抑制剤を併用した場合における抑
制剤（殊にアルミニウムイオン）の好適濃度範囲
を求めて実験を行なつたところ、第４図に示す結
果が得られた。尚捕収剤としてはACC＃ 845を使
用し、その濃度範囲は０〜10.5mg／であり、ま
たアルミニウムイオン源としてはAlCl3・6H2O
を用い、０〜4000mg／の珪酸ソーダと併用し、
パルプPHは3.00〜3.68、パルプ温度は72〜81℃と
した。浮選効率の評価としては、粗選段階におけ
るフイード中のCe品位を(f)、浮選精鉱中のCe品
位を(c)としたとき、c/fが1.63以上を示したもの
を良好（○印）、1.63未満であつたものを不良
（×印）とした。 第４図からも明らかな様に、抑制剤として
AlCl3・6H2Oを単独または珪酸ソーダと併用し
て使用したときの好ましい濃度範囲は1250〜5000
mg／（アルミニウムイオン濃度で140〜560mg／
）であることが分かる。尚捕収剤及び珪酸アル
カリの好適濃度は夫々の種類によつて異なるが、
捕収剤0.5〜４mg／程度、珪酸アルカリ4000
mg／程度以下が好ましいことを別の実験で確認
している。又上記各試薬の添加時期も特に制限さ
れないが、最も好ましいのは、パルプ溶液にアル
ミニウムイオン又はこれと珪酸アルカリを添加し
て所定のPHに調整した後、加温の前・後適当時期
に捕収剤を加えて選鉱を行なう方法であつた。 本発明は概略以上の様に構成されており、捕収
剤として脂肪族又は芳香族スルホン酸塩を使用す
ると共に、抑制剤としてアルミニウムイオン又は
これと珪酸アルカリを使用することによつて、希
土類鉱物と共に多数の脈石鉱物を含む複雑鉱石か
ら、高品位の希土類鉱物を高収率で分離濃縮する
ことができる様になつた。 次に実施例を挙げて本発明の効果を説明する。 実施例 １ バストネサイトを含む複雑鉱石を対象とし、第
５図に示すプロセスにより粗選と精選５段の浮選
によつてバストネサイトの分離濃縮を行なつた。
尚試料は44μｍ以下に微粉砕し、5μｍ以下のスラ
イムを予め除去して用いた。又捕収剤としてはア
ルキル系スルホン酸塩（ACC＃ 845：同前）、抑
制剤としてはAlCl3・6H2Oを夫々使用し、浮選
はMS型浮選機（容量200c.c.）を用いて行なつた。 結果は第４表に示す通りであり、最終の浮選精
鉱ではCe品位が27.64％（Ce、La、Pr、Ndの総
含有率で54.71％）の高品位バストネサイトを得
ることができた。
（C12H25C6H4SO3Na等）、アルキルナフタリンス
ルホン酸塩等の芳香族スルホン酸塩等が挙げられ
る。またアルミニウムイオン源としては水溶液中
でアルミニウムイオンを解離するすべてのアルミ
ニウム塩を使用することができ、前記塩化アルミ
ニウム６水和物の他、無水塩化アルミニウム、ク
エン酸アルミニウム、水酸化アルミニウム、しゆ
う酸アルミニウム、リン酸アルミニウム、酒石酸
アルミニウム、硫酸カリウム・アルミニウム（カ
リみようばん）、硫酸ナトリウム・アルミニウム、
硫酸アルミニウム等が例示される。珪酸アルカリ
としては（Me2O）・nSiO2・mH2O（但しMeはア
ルカリ金属）で示される水ガラス（例えばメタ珪
酸ナトリウム、オルト珪酸ナトリウム等）、カリ
水ガラス、リチウム水ガラス、或はこれらの混合
物が利用される。 上記した様に脂肪族又は芳香族スルホン酸塩捕
収剤とアルミニウムイオン又はこれと珪酸アルカ
リを併用すると、複雑鉱石中のバストネサイトを
効率良く分離濃縮することができるが、上記構成
からなる浮遊選鉱の実施における好適条件につい
ても確認しているので更に説明を加える。 まずパルプのPHは捕収剤や珪酸アルカリ等の濃
度によつてほぼ決まつているが、精鉱中のCe品
位向上効果を踏まえて好ましいPH領域を調べたと
ころ２〜６の範囲が最適であり、この範囲を外れ
るとCe品位が若干低下する傾向が確認された。
またパルプの温度は前記第２表にも例を挙げて説
明した様に常温よりも若干加温した方がCe品位
を高めることができるが、加温の効果は50℃以上
で端的に現われる。しかし90℃を越えるとCe品
位向上効果は飽和しむしろ他の脈石鉱物に対する
捕収剤の吸着が促進されることによる選択的な浮
遊性の低下や捕収剤の分解などの障害が現われる
ので、50〜90℃の範囲とするのが最も好ましい。 次に捕収剤と抑制剤を併用した場合における抑
制剤（殊にアルミニウムイオン）の好適濃度範囲
を求めて実験を行なつたところ、第４図に示す結
果が得られた。尚捕収剤としてはACC＃ 845を使
用し、その濃度範囲は０〜10.5mg／であり、ま
たアルミニウムイオン源としてはAlCl3・6H2O
を用い、０〜4000mg／の珪酸ソーダと併用し、
パルプPHは3.00〜3.68、パルプ温度は72〜81℃と
した。浮選効率の評価としては、粗選段階におけ
るフイード中のCe品位を(f)、浮選精鉱中のCe品
位を(c)としたとき、c/fが1.63以上を示したもの
を良好（○印）、1.63未満であつたものを不良
（×印）とした。 第４図からも明らかな様に、抑制剤として
AlCl3・6H2Oを単独または珪酸ソーダと併用し
て使用したときの好ましい濃度範囲は1250〜5000
mg／（アルミニウムイオン濃度で140〜560mg／
）であることが分かる。尚捕収剤及び珪酸アル
カリの好適濃度は夫々の種類によつて異なるが、
捕収剤0.5〜４mg／程度、珪酸アルカリ4000
mg／程度以下が好ましいことを別の実験で確認
している。又上記各試薬の添加時期も特に制限さ
れないが、最も好ましいのは、パルプ溶液にアル
ミニウムイオン又はこれと珪酸アルカリを添加し
て所定のPHに調整した後、加温の前・後適当時期
に捕収剤を加えて選鉱を行なう方法であつた。 本発明は概略以上の様に構成されており、捕収
剤として脂肪族又は芳香族スルホン酸塩を使用す
ると共に、抑制剤としてアルミニウムイオン又は
これと珪酸アルカリを使用することによつて、希
土類鉱物と共に多数の脈石鉱物を含む複雑鉱石か
ら、高品位の希土類鉱物を高収率で分離濃縮する
ことができる様になつた。 次に実施例を挙げて本発明の効果を説明する。 実施例 １ バストネサイトを含む複雑鉱石を対象とし、第
５図に示すプロセスにより粗選と精選５段の浮選
によつてバストネサイトの分離濃縮を行なつた。
尚試料は44μｍ以下に微粉砕し、5μｍ以下のスラ
イムを予め除去して用いた。又捕収剤としてはア
ルキル系スルホン酸塩（ACC＃ 845：同前）、抑
制剤としてはAlCl3・6H2Oを夫々使用し、浮選
はMS型浮選機（容量200c.c.）を用いて行なつた。 結果は第４表に示す通りであり、最終の浮選精
鉱ではCe品位が27.64％（Ce、La、Pr、Ndの総
含有率で54.71％）の高品位バストネサイトを得
ることができた。
【表】
実施例 ２
バストネサイトを含む複雑鉱石を対象として
Locked Cycle Testを行つた。試料は44μｍ以下
に微粉砕し、5μｍ以下のスライムを予じめ除去
したものを用いた。浮選機は京大式浮選機（容量
1750c.c.）を用い、捕収剤にはアルキル系スルホン
酸塩（ACC＃ 845）、抑制剤に塩化アルミニウム
（AlCl・6H2O）、珪酸ソーダを併用した。 結果は第５表に示す通りであり最終精鉱では
Ce品位29.69％の高品位バストネサイトをえるこ
とができた。
Locked Cycle Testを行つた。試料は44μｍ以下
に微粉砕し、5μｍ以下のスライムを予じめ除去
したものを用いた。浮選機は京大式浮選機（容量
1750c.c.）を用い、捕収剤にはアルキル系スルホン
酸塩（ACC＃ 845）、抑制剤に塩化アルミニウム
（AlCl・6H2O）、珪酸ソーダを併用した。 結果は第５表に示す通りであり最終精鉱では
Ce品位29.69％の高品位バストネサイトをえるこ
とができた。
第１図はバストネサイトの浮遊性に与える各種
捕収剤のPHによる影響を示すグラフ、第２図はバ
ストネサイト、重晶石及び螢石の浮選率に及ぼす
アルキルスルホネート系捕収剤濃度の影響を示す
グラフ、第３図は螢石の浮遊率に及ぼす塩化アル
ミニウム濃度の影響を示すグラフ、第４図は複雑
鉱石の浮選効率に及ぼす捕収剤と塩化アルミニウ
ムの濃度の関係を示すグラフ、第５図は実施例で
採用した精選プロセスを示す図である。
捕収剤のPHによる影響を示すグラフ、第２図はバ
ストネサイト、重晶石及び螢石の浮選率に及ぼす
アルキルスルホネート系捕収剤濃度の影響を示す
グラフ、第３図は螢石の浮遊率に及ぼす塩化アル
ミニウム濃度の影響を示すグラフ、第４図は複雑
鉱石の浮選効率に及ぼす捕収剤と塩化アルミニウ
ムの濃度の関係を示すグラフ、第５図は実施例で
採用した精選プロセスを示す図である。
Claims (1)
- 【特許請求の範囲】 １ 希土類鉱物を含む複雑鉱石から浮遊選鉱法に
よつて希土類鉱物を分離濃縮するに当り、脂肪族
又は芳香族スルホン酸塩捕収剤と共にアルミニウ
ムイオンを添加して選鉱することを特徴とする希
土類鉱物の分離濃縮方法。 ２ 特許請求の範囲第１項において、パルプにア
ルミニウムイオンを添加した後PHを２〜６に調整
し、次いで捕収剤を加えて選鉱を行なう希土類鉱
物の分離濃縮方法。 ３ 特許請求の範囲第１項又は２項において、パ
ルプの液温を50〜90℃として選鉱を行なう希土類
鉱物の分離濃縮方法。 ４ 特許請求の範囲第１〜３項のいずれかにおい
て、アルミニウムイオン濃度を140〜560mg／と
して選鉱を行なう希土類鉱物の分離濃縮方法。 ５ 希土類鉱物を含む複雑鉱石から浮遊選鉱法に
よつて希土類鉱物を分離濃縮するに当り、脂肪族
又は芳香族スルホン酸塩捕収剤と共にアルミニウ
ムイオンと珪酸アルカリを添加して選鉱を行なう
ことを特徴とする希土類鉱物の分離濃縮方法。 ６ 特許請求の範囲第５項において、パルプにア
ルミニウムイオンと珪酸アルカリを添加した後PH
を２〜６に調整し、次いで捕収剤を加えて選鉱を
行なう希土類鉱物の分離濃縮方法。 ７ 特許請求の範囲第５又は６項において、パル
プの液温を50〜90℃として選鉱を行なう希土類鉱
物の分離濃縮方法。 ８ 特許請求の範囲第５〜７項のいずれかにおい
て、アルミニウムイオン濃度を140〜560mg／と
して選鉱を行なう希土類鉱物の分離濃縮方法。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP58109045A JPS60849A (ja) | 1983-06-16 | 1983-06-16 | 希土類鉱物の分離濃縮方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP58109045A JPS60849A (ja) | 1983-06-16 | 1983-06-16 | 希土類鉱物の分離濃縮方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS60849A JPS60849A (ja) | 1985-01-05 |
| JPH05103B2 true JPH05103B2 (ja) | 1993-01-05 |
Family
ID=14500205
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP58109045A Granted JPS60849A (ja) | 1983-06-16 | 1983-06-16 | 希土類鉱物の分離濃縮方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPS60849A (ja) |
Families Citing this family (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SE532674C2 (sv) * | 2008-05-13 | 2010-03-16 | Salt Extraction Ab | Förfarande för klorering av malmer, slagger, glödspån, skrot, pulver och andra tillgångar som innehåller utvinnbara metaller |
| RU2482201C1 (ru) * | 2011-11-10 | 2013-05-20 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский государственный горный университет" | Способ извлечения европия (iii) из растворов солей |
| RU2616748C1 (ru) * | 2015-11-10 | 2017-04-18 | федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Санкт-Петербургский горный университет" | Способ извлечения солей гольмия (iii) из водных растворов |
| CN106391293A (zh) * | 2016-08-30 | 2017-02-15 | 北京矿冶研究总院 | 一种通过选矿分离富集磷矿中稀土的方法 |
| CN106583052B (zh) * | 2016-12-30 | 2018-09-11 | 中蓝连海设计研究院有限公司 | 一种在中性至弱酸性矿浆中浮选磷酸盐矿物的方法 |
-
1983
- 1983-06-16 JP JP58109045A patent/JPS60849A/ja active Granted
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JPS60849A (ja) | 1985-01-05 |
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