

REOEを含む鉱物は約250種類あるが、そのうち経済的価値を持つものはごくわずかである。そのほとんどは、ウラン、チタン、タンタル、ニオブを含んでいる。REOE鉱物の組成に基づき、これらは主に2つのグループに分類される:
(1) REOE(希土類酸化物)のセリウム系。これには、ロパライト、バストネサイト、パリサイト、モナサイト、オルタイトが含まれる。.
(2) REOEのイットリウム群。このグループには、イトロパリサイト、ファーガソン石、サマルスキー石、プライオライト、ガドリナイトなどが含まれる。.
表7.23には、主な REO鉱物 経済的価値がある。REO鉱物はさらに、「複合鉱物」と「選択的複合鉱物」という2つのサブグループに分類され、いずれもランタノイド(セリウムからルテチウムまで)を含んでいる。選択的グループには、もう一方のグループに含まれる元素が含まれている。 希土類鉱石(REOEs)から得られる産物の大部分は、モナザイト、バストネサイト、およびエウクセナイトである。モナザイトは希土類鉱石のリン酸塩グループに属し、磁性は弱く、鮮やかな黄色をしている。通常、ペグマタイトや花崗岩中に産出するほか、ジルコン、マグネタイト、イルメナイトに混入していることもある。 硬岩鉱石の分解過程において、モナザイトはその化学的安定性により、イルメナイト、ジルコン、磁鉄鉱、その他の鉱物とともに砂鉱床に含まれる。 砂鉱床に含まれるモナジサイトの最低含有量は約1%である。バストネサイトは、希土類元素を含む鉱物のうち、炭酸岩群に属する。バストネサイトには、セリウム族元素の他に、イットリウムやユーロピウムも含まれている。 通常、65%~75%のREOEを含有する。バストネサイトは、通常、ペグマタイト、カーボナタイト、およびアルカリ性脈石鉱物を含む熱水鉱床に見られる。化学的に不活性で安定しているため、鉱物砂鉱床には見られない。 ユクセナイトは、チタン・タンタル/ニオブを含む鉱物であり、化学組成が可変で複雑な化学式(表7.23)を持つ。通常、モナザイト、ゼノタイム、ジルコン、ベリル、コロンバイト、その他の鉱物とともに砂鉱床から産出される。.
REOEを含む主な鉱物には、アパタイト、リン酸塩、ペロブスカイト、ユーディアライト、パイロクロア、オータイトなどがあり、その中にはREOEを相当量含むものもあります。 例えば、ロパライト(Nb鉱物)には、ニオブの3倍ものREOEが含まれている。これはチタン・タンタル・ニオブ系REOE鉱石に属する。ロパライトはペグマタイトやネフェリン含有鉱石中に産出する。 モナザイト、バストネサイト、ロパライトには、REOEのうちセリウム群のみが含まれている。フェルガソナイト、プライオライト、サマルスキーテなど、REOEを含むその他の鉱物は、通常、タンタル、ニオブ、ウラン、トリウムを含む副鉱物である。.
| ミネラル | 数式 | 相対的なREOE含有量 | 比重 | 硬度 |
| モナザイト | (Ce,La,..)PO₄ | 50%-68%(Ca,La,…)₂O₃、22%-31% P₂O、4%-12% ThO₂、約7% ZrO₂、~6%SiO₂ | 4.9 | 5.5 |
| バストネサイト | (Ce,La,Pr)[CO₃]F | 36%-40%Ce₂O₃,36%(La,…,Pr)₂O₃, 19%-20%CO₃,6%-8%F | 4.5 | 4.5 |
| ゼノタイム | YPO₄ | 52%-62%Y₂O₃、Ce、Er(不純物として)、Th、約5%U、3%ZrO₂、約9%SiO₂ | 4.6 | 4.5 |
| パリサイト | Ca(Ce,Ia,…)₂[CO₃]₃F₂ | 11%CaO,26%-31%Ce₂O₃,27%-30% (La,Nd)₂O₃,24%CO₂,6%F | 4.3 | 4.5 |
| イトロセライト | (Ca,Y,Ce,Er)F₂・3H₂O | 19%-32%Ca,8%-11%Ce,14%-37%Y,37%- 42%F | 3.8 | 4.5 |
| ガドリナイト | (Y,Ce₂)Fe,BeSi₂O₁₀ | 10%-13%Fe0,30%-46%YO₃,25%SiO₂,5% (Ce,La,…)₂O₂,9%-10%BeO | 4-4.5 | 6.5-7 |
| オルタイト | (Ca,Ce)₂ (Al,Fe)₃SiO₂ [0,OH] | 6%Ce₂O₃,7%(La,…)O₃,4%Be0, 8%Y₂O₃ | ||
| ロパライト | (Na,Ca,Ce,Sr)₂ (Ti, Ta,Nb)₂O₆ | 39%-40%TiO₂,34%(Ce,La,.….)₂O₃,8%-11%(Ta,Nb)₂O₅,5%CaO,Cr,Th as impurities | 4.8 | 6 |
| エウクセナイト | (Y,Ce,Ca,U,Th)(Ti, Nb, Ta)₂₀₆ | 18%-28%(Y,Er)₂O₃,0.2%-3%(Ce,La,…)2O₃,16%-30%TiO₂,4%-47%Nb₂O₅, 1.3%-33% Ta₂Os, 0.4%-12% U₃O₈ | 4.9 | 5.5 |
| ファーガソン石 | (Y,Sr,Ce,U)(Nb,Ta,Ti)O₄ | 46%-57%(Nb,Ta)₂Os、31%-42%Y₂O₃、 14%Er₂O₃,1%-4%ThO₂,1%-6%UO₂ | 5.6-6.2 | 5.5-6.5 |
| サマルスキート | (Y,Er,U,Ce,Th)₄(Nb,Ta)₆O₂1 | 6%-14%Y₂O₃,2%-13%Er₂O₃,3%Ce₂O₃,0.7%-4%(Pr,Nd)₂O₃,27%-46%Nb₂Os,1.8%-27%Ta₂Os,Sn,U,Fe as impurities | 5.6-5.8 | 5-6 |
| プリオリテ(エスキニテ) | (Y,Er,Ca,Th)(T,Nb)20₆ | 21%-28%(Y,Er)₂O₃,3%-4%Ce₂O₃,21%- 34%TiO₂,15%-36%Nb₂Os,0.6%-7%ThO₂, 0-5%UO₂ | 5-7.8 | 5.6 |
| エシュナイト(aeschynite) | (Ce,Ca,Th)(T,Nb)₂O₆ | 15%-19%Ce0,0.9%-4.5%(Y,Er)₂O₃,21%-24%TiO₂,23%-32%Nb₂Os,0-7%Ta₂Os, 11%-17%ThO₂ | 4.9-5.4 | 5-6 |
7.6.2 REOE鉱物の浮選特性
7.6.2.1 モナザイトおよびバストネサイトの浮選特性
鉱体中に含まれる散在鉱石から、バストネサイトおよびモナザイトは浮選法によって回収される。 バストネサイトおよびモナサイトの浮選特性は、方解石、重晶石、アパタイト、トルマリン、パイロクロアなど、バストネサイトやモナサイトに含まれる脈石鉱物と類似しており、これが選択的浮選の難点となっている。 しかし、近年、モナサイトとバストネサイトの両方の浮選において、著しい進歩が見られています。.
図7.22は、モナザイト、パイロクロア、およびジルコンの浮選に対するpHおよびNa₂Sの影響を示している。モナザイトは、pH 7~11の範囲において、オレイン酸やオレイン酸ナトリウムなどの陰イオン性集鉱剤を使用することで容易に浮選される。 一方、例えばラウリルアミンやカチオン性集鉱剤を使用した場合、モナザイトは容易に浮選されない。 モナザイトへのオレイン酸ナトリウムの吸着はpHの上昇とともに増加するため、モナザイトは酸性pHでは浮選されないのに対し、パイロクロアは容易に浮選されるが、pHが10を超えると浮選が抑制されることが示されている。 Na₂S・9H₂Oは、モナザイトの浮選において選択的な調整剤であることが判明した。Na₂Sを2~3 kg/t添加すると、ジルコンとパイロクロアの浮遊性は低下する一方で、モナザイトの浮遊性は変化しないか、あるいは一部の鉱石では向上する。.


図7.22 pHおよびNa₂Sがモナザイト、ジルコン、パイロクロアの浮選に及ぼす影響
バストネサイトの浮選特性は、鉱石の脈石組成や鉱物自体に含まれる不純物に大きく依存する。炭酸岩鉱石中に含まれるバストネサイトは、浮選原料を熱前処理した後、脂肪酸系捕集剤を用いて回収される。加熱温度がバストネサイトの高品位回収に及ぼす影響を図7.23に示す。.

図7.23 熱処理温度がバストネサイトにおける品位と回収率の関係に及ぼす影響
重晶石・蛍石鉱石中に含まれるバストネサイトは、脂肪酸浮選法やオレイン酸ナトリウムを用いた場合でも、浮選性が極めて低い。中央アジア産の鉱石を対象とした研究によると、重晶石の予備浮選を行うことで、バストネサイトの浮選性が著しく向上することが示された。.
炭酸岩鉱石からのバストネサイト浮選は、リン酸エステルで修飾したオレイン酸を使用することで改善された。 ペグマタイト起源の鉱床からのバストネサイト浮選は、第二級アミンで修飾したトール油や、石油スルホン酸塩包接基で修飾したトール油など、いくつかの種類の集鉱剤を用いて成功裏に行うことができる。 タルオイルの改質がバストネサイトに対する冶金的結果に及ぼす影響を表7.24に示す。この表に示されたデータは、改質タルオイルの使用により、バストネサイトの冶金的結果が大幅に改善されたことを示している。.
表7.24 ペグマタイト鉱石からのバストネサイト浮選に対するトールオイル改質の作用
| コレクター | 製品 | 重量/% | REO分析総数/% | REO回収/% |
| トールオイル脂肪酸 | REO濃縮物 | 10.77 | 48.5 | 73.8 |
| REO コンビネーションテール | 89.23 | 2.07 | 26.2 | |
| フィード | 100.00 | 7.08 | 100.0 | |
| 第二級アミンで改質されたトール油(アミンアセテート) | REO濃縮物 | 10.59 | 60.1 | 90.5 |
| REO コンビネーションテール | 89.41 | 0.74 | 9.5 | |
| フィード | 100.00 | 7.02 | 100.0 | |
| 石油スルホン酸塩で改質されたトールオイル | REO濃縮物 | 10.45 | 62.2 | 92.3 |
| REO コンビネーションテール | 89.55 | 0.61 | 7.7 | |
| フィード | 100.00 | 7.05 | 100.0 |
7.6.2.2 REOを含むイットリウムの浮選特性
イットロセライト、ガドリナイト、ファーガソナイト、プライオライトは、石英、緑泥石、白雲母を含む比較的複雑な鉱石中にしばしば見られる。一部の鉱床では、これら鉱物のうち2種類、あるいはすべてが共生している。 熱水起源の複雑な鉱床の中には、ジルコンとイットリウム族に由来するREOを共に含むものもある。通常、イットリウム族鉱物を含む鉱石は、74 μm未満の粒径で鉱物解放が生じる散在鉱石に分類されるため、これらの鉱石を選鉱するための唯一の方法は浮選である。.
限られた研究によると、REOと錯体反応を起こすアルキルヒドロキサメート系選鉱剤を用いて、イットリウム群に属する鉱物を回収できることが示されている。pH 9~10の条件下では、イットロセライトおよびガドリナイトがヒドロキサム酸によって容易に浮遊することが判明している。 REO含有イットリウムの選鉱のために提案された処理フローシートを図7.24に示す。 図7.24に示すフローシートを用いることで、一部の鉱石において、72%~75%のY₂O₃回収率で、65%のREO+Y₂O₃濃度の濃縮物を得ることができる。 研究により、アルキルヒドロキサメートによるイットリウム系 REO の浮選効率は、アルキル基を C12~C16 分のイソアルコール(例えば、イソドデシルアルコール)に変更することで向上させることができることが示されている。.

図7.24 浮選法を用いたイットリウム系鉱物の選鉱に関する一般的なフローシート
(スルジャン・M・ブラトヴィッチ、2010年)
このヒドロキサメートは、方解石、蛍石、セリサイトに対して選択性を示す。ジルコンを含むイットリウム系鉱物も、非常に複雑な鉱物組成を持っている。これらの鉱石には、REOを含む他の鉱物に加え、ファーガソン石、エウクセナイト、プライオライトが含まれている。このような鉱床は、カナダ北部(ソー・レイク)で見られる。.
これらの鉱石に関する研究は限られているが、脂肪酸やオレイン酸ナトリウムのいずれを使用してもREOを回収できないことが示されている。しかし、スルホコハク酸塩とアルキル硫酸塩で修飾されたリン酸エステルの混合物であれば、REOとジルコンを効率的に回収できることが判明した。 図7.25は、複雑なREO-ZrO₂鉱石からのREO回収に対する、上記の捕集剤混合物(KBX₃)の効果を示している。シュウ酸および脂肪酸(FA₃)は、捕集剤KBX₃と比較してあまり効果的ではなかった。 図7.25に示すデータからわかるように、脂肪酸またはオレイン酸ナトリウムの捕集剤を用いた場合、回収率は低かった。REOを含むジルコンの場合、ジルコンの回収率と、REOのうちイットリウム群からのREO回収率との間には強い相関関係がある。 この関係は図7.26に示されている。これは、これらの鉱石中に存在するジルコンが、鉱物自体に包有物として一部のREOを含んでいることに起因する。 多くの場合、イットリウム群に由来するREOには、かなりの量のパイロクロアおよび/またはタンタルコロンバイトが含まれている。これらの鉱物は通常、ジルコンやREO鉱物とともに浮遊する。.


7.6.3 REO鉱物の選鉱に関する浮選法の実践と研究
7.6.3.1 はじめに
REOの大部分は、モナザイトおよびバストネサイトを含む鉱石から生産されています。 ほとんどの場合、バストネサイトおよびモナザイト鉱石は比較的複雑であり、モナザイトやバストネサイトと同様の浮選特性を示す脈石鉱物(方解石、重晶石、蛍石、アパタイト)を含んでいる。.
モナザイトは重鉱物砂中にも産出しますが、これらは通常、重力選別、磁気分離、静電分離などの物理的濃縮法を用いて回収されます。.
REOに加え、ジルコンやチタン鉱物を含む鉱床も一部存在する。これらの鉱石からは、湿式製錬処理に適した塊状濃縮物として、REOとジルコンを回収することができる。.
7.6.3.2 バストネサイト含有鉱石の選鉱における浮選の実践
マウンテン・パス(米国)の鉱山では、比較的複雑な鉱石が処理されています。主なREO鉱物はバストネサイトであり、シンキサイト、パリサイト、モナサイトが微量に含まれています。 主な脈石鉱物は、方解石、重晶石、珪酸塩、およびドロマイトである。この鉱石に含まれる個々の脈石鉱物の量は変動し、年ごとに変化する。 マウンテン・パス選鉱所では、主に2種類の鉱石が処理されている:(1) 高方解石鉱石(35%~45% CaO);(2) 高重晶石・ドロマイト鉱石(いわゆる「ブラウン鉱」)。重晶石には、かなりの量のストロンチウムも含まれている。.
マウンテン・パス鉱石の解離については、製錬所への供給鉱石およびプラントの製品を対象に、広範な研究が行われてきた。 解離を達成するには、鉱石をK₈0約56 μmまで粉砕する必要がある。50 μm以上では、バストネサイトと方解石の相互結合が頻繁に見られる。通常、方解石/バストネサイトのミッドリングは最終濃縮物に含まれる。.
過去20年間にわたり、さまざまな試薬の組み合わせを評価する広範な研究が行われてきた。以下に、その研究結果の概要を簡潔にまとめる。
(1) 回収剤として使用されるヒドロキサム酸は、脂肪酸よりも優れた選択性を示すことが分かっている。しかし、稼働中のプラントでの試験はまだ行われていない。.
(2) さまざまな脂肪酸を評価するための広範な研究が行われてきた。各脂肪酸の性能に関しては、研究者によって結論が分かれている。米国鉱山局(米国ネバダ州リノ)が実施した研究では、蒸留酸がリノール酸やロジン酸を含む脂肪酸よりも優れた結果をもたらすことが確認された。 ニューメキシコ大学およびモリコープ研究所で実施された研究では、ロジン酸を含む蒸留トール油が、純粋なオレイン酸よりも優れた結果をもたらすことが示された。これらの違いは、鉱物組成の差異に起因する浮選反応の違いによるものと考えられる。.
(3) さまざまな消火剤に関する研究のうち、ケブラチョ、タンニン酸、および各種リグニンスルホン酸塩を用いた研究はごく限られたものにとどまっている。中分子量のリグニンスルホン酸塩が優れた性能を示した。.
(4) 浮選温度については、数多くの研究が行われてきた。 その結果、コレクターを添加したパルプを加熱することが、バストネサイトを選択的に浮選する唯一の方法であると結論づけられた。コレクターを添加したパルプを加熱することで、バストネサイトが斥力を持つ液滴の形で選択的に凝集すると考えられており、これにより選別性が向上し、スライムによる干渉が低減される可能性がある。.
マウンテン・パスで使用されている、試薬の添加を含むフローシートを図7.27に示す。現在使用されているプラントの試薬構成を表7.25に示す。ウェスリグは分子量約20000のリグニンスルホン酸塩であり、エチレンオキシドも含んでいる。 エチレンオキサイドは、ウェスリグの発泡性を低減する役割を果たし、特に重晶石に対するウェスリグの抑圧効率を向上させる。同プラントで得られた冶金結果の代表的な例を表7.26に示す。.
表7.25 マウンテンで使用された試薬の構成 パス 濃縮器
| 試薬 | 添加量(g・t⁻¹) | 試薬 | 添加量(g・t⁻¹) |
| ソーダ灰(Na₂CO₃) | 3000-4500 | リグニンスルホン酸塩(ウェスリグ) | 2400-3500 |
| フッ化ケイ酸ナトリウム(Na₂SiF₆) | 300-600 | トールオイル脂肪酸(P25A) | 200-400 |
表7.26 モリコープ工場の冶金試験結果
| 製品 | 重量/% | アッセイ/% | 流通/% | |||||
| REO | Ce₂O₃ | La₂O₃ | BaSO₄ | CaO | REO | Ce₂O₃ | ||
| 最終バステナサイト精鉱 | 9.38 | 64.1 | 31.4 | 22.2 | 2.7 | 3.1 | 75.6 | 75.5 |
| バスナエサイト最終尾鉱 | 90.62 | 2.28 | 1.06 | 0.74 | 26.3 | 16.9 | 24.4 | 24.5 |
| フィード | 100.00 | 8.09 | 3.9 | 2.76 | 26.3 | 15.6 | 100.0 | 100.0 |

なお、プラントでの結果は変動があり、処理される鉱石の種類によって左右されることに留意すべきである。食べられた。.
マウンテン・パス濃縮物中のREOの典型的な分布を表7.27に示す。.
表7.27 MoにおけるREOの分布マウンテン・パス・コンセントレート
| 要素 | REO総含有量/% | 要素 | REO総含有量/% |
| ランタン | 33.2 | ジスプロシウム | 0.0312 |
| セリウム | 49.1 | ホルミウム | 0.0051 |
| プラセオジム | 4.34 | エルビウム | 0.0035 |
| ネオジム | 12.0 | ツリウム | 0.0009 |
| サマリウム | 0.790 | イッテルビウム | 0.0006 |
| ユーロピウム | 0.118 | ルテチウム | 0.0001 |
| ガドリニウム | 0.166 | イットリウム | 0.0913 |
| テルビウム | 0.0159 |
ベトナムのドンパオ鉱床産の重晶石、蛍石、バスネサイト鉱石は、高度に風化した鉱石であり、-7μm分画には30%以上のバスネサイトが含まれている。この鉱石に含まれる主な母岩鉱物は、重晶石と蛍石である。 表7.28は、さまざまな研究で使用された鉱石の化学分析結果を示している。この鉱石は重晶石と蛍石の含有量が高かったため、鉱石からバストネサイトを直接浮選することはできなかった。 なお、蛍石はバストネサイトと同様の浮選特性を有しており、バストネサイトの浮選中に蛍石の選別を抑制することは困難である点に留意すべきである。.
表7.28 化学分析結果 ドン パオ ore
| 要素 | アッセイ/% | 要素 | アッセイ/% | 要素 | アッセイ/% |
| REOの合計 | 8.72 | アルミナ(Al₂O₃) | 0.97 | リン(P₂O₅) | 0.13 |
| セリウム(Ce₂O₃) | 3.76 | 鉄(Fe₂O₃) | 2.69 | マンガン(MnO₂) | 0.64 |
| ランタン(La₂O₃) | 3.18 | カルシウム(CaO) | 0.15 | クロム(Cr₂O₃) | 0.22 |
| 重晶石(BaSO₄) | 62.5 | ナトリウム(Na₂O) | 0.54 | バナジウム(V₂O₅) | 0.03 |
| 蛍石(CaF₂) | 5.54 | カリウム(K₂O) | 0.11 | LOI | 10.6 |
| シリカ(SiO₂) | 8.85 | 二酸化チタン(TiO₂) | 0.09 |
この鉱石については、高品位のREO濃縮物を生産できる商業的な処理プロセスの開発を目的として、広範な研究が行われてきた。その結果、独自のフローシートと試薬構成が開発された。.
このプロセスでは、重晶石・蛍石・バストネサイト順の浮選が行われる。フローシートを図7.28に示す。鉱石は粉砕前に洗浄および脱泥処理が施された。洗浄工程で得られた微粉には、鉱石中に含まれるバストネサイトの総量の30%以上が含まれていた。 粉砕された鉱石は、まず重晶石の浮選にかけられ、続いて蛍石の浮選が行われた。重晶石と蛍石をバストネサイトより先に浮選することで、バストネサイト浮選の給鉱から総重量の約70%が除去された。 バストネサイト浮選の供給鉱のREO含有量は、8.5%から約30%へと向上した。.

図7.28 ドン・パオ鉱石の選鉱用に開発されたフローシート(Srdjan M. Bulatovic, 2010)
広範な実験室試験を通じて開発された試薬スキームを表7.29に示す。この試薬スキームの特長は、バストネサイトからの重晶石および蛍石の順次浮選において、選択性を向上させる複数の化学物質をコレクターおよびデプレッサントとして用いている点にある。.
表7.29 試薬の調製手順~の選鉱用に その ドン パオ ore
添加量(g・t⁻¹)
| 試薬 BaSO₄回路 粗研削機 洗浄機 | CaF₂回路 | REO回路 | ||||
| より荒い | クリーナー | より荒い | クリーナー | |||
| 抑制剤および修飾剤 | ||||||
| Na₂SiO₃ | 2500 | 1200 | 1500 | 1100 | ||
| BaCl₂ | 500 | 400 | 一 | 一 | 一 | |
| NaF | 一 | 一 | 300 | 400 | 一 | |
| Al₂(SO₄)₃ | 一 | 600 | 400 | 一 | 一 | |
| MESB | 一 | 一 | 20 | 200 | 一 | 一 |
| Na₂CO₃ | 一 | 一 | 一 | 一 | 4000 | 1400 |
| クエン酸 | 一 | 一 | 一 | 1000 | 3500 | |
| MM4 | 一 | 一 | 1000 | 1300 | ||
| コレクター | ||||||
| SR82 | 850 | 一 | 一 | 一 | ||
| AKF2 | 一 | 一 | 300 | 一 | 一 | 一 |
| KV3 | 一 | 一 | 一 | 一 | 900 | 200 |
| 重油 | 一 | 一 | 一 | 一 | 200 | 一 |
重晶石の浮選には、抑制剤としてケイ酸ナトリウムを、重晶石活性化剤として塩素酸バリウムを用いた。重晶石用集鉱剤SR82は、石油スルホン酸塩、アルキル硫酸ナトリウム、およびコハク酸塩の混合物で構成されていた。この集鉱剤は、蛍石およびバストネサイトに対して選択性を示した。 96%を超える重晶石が、比較的品位の高い濃縮物として回収された。.
蛍石の浮選では、ケブラチョとリグニンスルホン酸塩の混合物(MESB)が、オレイン酸とリン酸エステルの混合物からなる集鉱剤とともに使用された。 バストネサイト浮選に使用された捕集剤には、3-エチレンテトラアミンで修飾されたトール油脂肪酸が含まれていた。抑泡剤MM4は、分子量が9000~20000の範囲にあるリグニンスルホン酸塩の混合物であった。 連続ロックサイクル試験から得られた結果は、表7.30にまとめられている。バストネサイト濃縮物の主な不純物は蛍石であった。蛍石濃縮物中にバストネサイトが大量に混入することなく、蛍石を完全に浮選することは不可能であった。.
重晶石の浮選には、抑制剤としてケイ酸ナトリウムを、重晶石活性化剤として塩素酸バリウムを用いた。重晶石用集鉱剤SR82は、石油スルホン酸塩、アルキル硫酸ナトリウム、およびコハク酸塩の混合物で構成されていた。この集鉱剤は、蛍石およびバストネサイトに対して選択性を示した。 96%を超える重晶石が、比較的品位の高い濃縮物として回収された。.
蛍石の浮選では、ケブラチョとリグニンスルホン酸塩の混合物(MESB)が、オレイン酸とリン酸エステルの混合物からなる集鉱剤とともに使用された。 バストネサイト浮選に使用された捕集剤には、3-エチレンテトラアミンで修飾されたトール油脂肪酸が含まれていた。抑泡剤MM4は、分子量が9000~20000の範囲にあるリグニンスルホン酸塩の混合物であった。 連続ロックサイクル試験から得られた結果は、表7.30にまとめられている。バストネサイト濃縮物の主な不純物は蛍石であった。蛍石濃縮物中にバストネサイトが大量に混入することなく、蛍石を完全に浮選することは不可能であった。.
表7.30 連続ロックサイクル試験の結果
| いいえ。. | 製品 | 重量/% | アッセイ/% | 流通/% | |||||
| BaSO₄ | CaF₂ | REO | BaSO₄ | CaF₂ | REO | ||||
| 1 | BaSO₄クリーナー濃縮液 | 62.83 | 95.8 | 0.67 | 0.61 | 96.8 | 7.3 | 4.6 | |
| CaF₂クリーナー 濃縮液 | 7.36 | 3.11 | 44.4 | 7.57 | 0.4 | 56.3 | 6.7 | ||
| REOクリーナー濃縮液 | 13.72 | 8.55 | 14.8 | 45.9 | 1.9 | 35.0 | 75.6 | ||
| REO コンビネーションテール | 16.09 | 3.47 | 0.50 | 6.79 | 0.9 | 1.4 | 13.1 | ||
| ヘッド(スケール) | 100.00 | 62.2 | 5.80 | 8.33 | 100.0 | 100.0 | 100.0 | ||
| 2 | BaSO₄クリーナー濃縮液 | 62.83 | 95.8 | 0.67 | 0.61 | 97.2 | 7.1 | 4.7 | |
| CaF₂クリーナー 原液 | 7.36 | 3.11 | 44.4 | 7.57 | 1.4 | 54.9 | 6.7 | ||
| REOクリーナー濃縮液 | 12.97 | 6.55 | 16.6 | 48.4 | 1.4 | 36.2 | 76.1 | ||
| REO コンビネーションテール | 16.84 | 4.00 | 0.61 | 6.13 | 1.1 | 1.7 | 12.5 | ||
| ヘッド(スケール) | 100.00 | 62.0 | 5.94 | 8.25 | 100.0 | 100.0 | 100.0 | ||
7.6.3.3 モナズテの選鉱における浮選法
モナザイト生産の大部分は、鉱物砂鉱床に由来する。ガーネット、イルメナイト、貝殻、ケイ酸塩を含む鉱物砂鉱床からのモナザイトの選鉱においては、物理的濃縮法および物理的前濃縮と浮選を組み合わせた方法が用いられる。 さまざまな研究を通じて、浮選を用いた複数の薬剤処理法が開発され、その一部は連続式パイロットプラントにおいてその有効性が確認されている。.
インド産のビーチサンド(モナザイト)の浮選
インドのケララ州およびチェンナイの沿岸部には、非常に大規模なモナザイト鉱床が存在する。この種の鉱床の典型的な鉱物組成は、60%のイルメナイト、1.2%のルチル、5%のジルコン、 6.4%のガーネット、4%のシリマナイト、16%の石英、2.5%~5%のモナザイト、および1%~7%のシェルである。 本研究では、モナザイトの浮選において、さまざまな陰イオン集鉱剤やpH条件、および抑制剤として使用されるケイ酸ナトリウムの添加量を検討した。.
ケイ酸ナトリウムの濃度を変化させて実施した実験(表7.31)によると、ケイ酸ナトリウムはチタン、ジルコン、その他の脈石鉱物に対して優れた抑制剤である一方、モナザイトの浮選には影響を与えないことが示されている。.
本実験で使用した捕集剤は、300 g/tの添加量で用いたオレイン酸ナトリウムであった。オレイン酸ナトリウムに加え、他の脂肪酸系捕集剤についても検討を行った。その結果を表7.32に示す。これらのデータから、飽和脂肪酸石鹸は、ラウリン酸ナトリウムと同様に、モナザイトに対する捕集効果が低かったことがわかった。.
アシントル(オレイン酸とリノール酸の混合物)は、オレイン酸ナトリウムに比べてより良い結果をもたらすことが判明した。これは、2つの二重結合を持つリノール酸が含まれていることに起因すると考えられる。さらに、モナザイトの浮選率は、オレイン酸ナトリウムよりもアシントルを用いた場合の方が高くなった。.
これらの実験で使用したモナザイト精鉱には、ガーネットやシリマナイトが若干含まれていた。結論として、海岸砂中の鉱物の浮選においてpHが及ぼす影響は、他の鉱物からモナザイトを選択的に浮選する上で極めて重要であるといえる。.
非鉄金属鉱石の選鉱実務
表7.31 ケイ酸ナトリウムがモナザイトの浮選に及ぼす影響 出典: Kerala そして Chennai beach sand(India)
| Reagent additions/kg ·t⁻ | Flotation pH | Monazite concentrate | Monazite tailings | |||||
| Na₂SiO₃ | NaOH | 重量/% | Grade/% | Recovery/% | 重量/% | Grade/% | Recovery/% | |
| 1 | 2.2 | 9.2 | 3.2 | 23.9 | 13.3 | 96.8 | 2.54 | 33.7 |
| 3 | 3.0 | 9.4 | 10.4 | 33.3 | 37.5 | 89.6 | 0.95 | 62.5 |
| 5 | 5.5 | 9.6 | 8.3 | 66.2 | 88.4 | 91.7 | 0.28 | 11.6 |
| 7 | 6.5 | 9.7 | 6.6 | 76.2 | 92.3 | 93.4 | 0.24 | 8.3 |
| 9 | 9.0 | 9.8 | 5.6 | 84.4 | 85.7 | 94.4 | 0.24 | 5.6 |
| 11 | 8.5 | 9.8 | 4.8 | 94.3 | 83.6 | 95.2 | 0.40 | 4.8 |
Table 7.32 Effect of different collectors on monazite flotation from その Chennai beach sand
| コレクタータイプ | Addition/kg ·t- | Monazite concentrate | Monazite tailings | ||||
| 重量/% | Grade/% | Recovery/% | 重量/% | Grade/% | Recovery/% | ||
| Sodium laurate | 11.4 | 5.0 | 21.4 | 20.0 | 95.0 | 4.6 | 80.0 |
| Sodium oleate | 5.5 | 8.3 | 66.2 | 88.4 | 91.7 | 0.28 | 11.6 |
| Neofat 140 | 5.5 | 9.0 | 57.0 | 89.0 | 91.0 | 0.12 | 11.0 |
| Acintol FA1 | 5.0 | 6.1 | 75.5 | 86.4 | 93.9 | 0.23 | 13.6 |
| Acintol FA2 | 5.0 | 5.6 | 81.6 | 89.2 | 94.4 | 0.16 | 10.8 |
| Acintol FAX | 5.0 | 5.8 | 71.0 | 77.0 | 94.2 | 0.16 | 23.0 |
The monazite can be selectively floated from other minerals when using Na₂O:SiO₂ (1:1) at relatively high doses (i.e. 5 kg/t).
B Processing of the black sand monazite at Rosetta
The mineralogy of the Rosetta Nile black sand monazite is relatively complex and contains a variety of different minerals. Table 7.33 shows the chemical analysis of the run-of-mine ore.
The size distributions of the black sand ranged from 80 μm to 100 μm. Development testwork on the black sand included an examination of anionic and cationic collectors. Cationic collectors, such as Amine 22, Armac and Armac T, gave poor results. Selectivity was poor, even when using modified starches as gangue depressants.
Testwork using monazite depression with lactic acid and flotation of the residual minerals with 3-lauril amine hydrochloride achieved a concentrate grading 75.5% monazite at a recovery of about 70%.
表 7.33 Analyses の その run-of-mine black sand
| 要素 | アッセイ/% | 要素 | アッセイ/% | 要素 | アッセイ/% |
| シリカ(SiO₂) | 13.35 | Zircon(ZrO₂) | 3.72 | ナトリウム(Na₂O) | 0.21 |
| 二酸化チタン(TiO₂) | 25.8 | Manganese(MnO) | 2.82 | カリウム(K₂O) | 0.02 |
| カルシウム(CaO) | 2.71 | 鉄(Fe₂O₃) | 39.84 | Phosphorus(P₂Os) | 0.10 |
| Magnesium(MgO) | 1.75 | アルミナ(Al₂O₃) | 9.24 | Monazite(REO) | 2.20 |
C Carboxylic collectors from the carboxylate group
These collectors were examined at a pH of 10 and diluted pulp to about 15% solids. A monazite recovery of over 95% was obtained.
D Monazite activation using oxalate
Experimental work was carried out on black sand in which the effect of sodium oxalate on monazite activation was examined. It should be noted that monazite is essentially a phosphate of cerium and lanthanum, where the possibility exists that sodium oxalate has an activating effect on monazite. The use of sodium oleate as activator was studied with different sulphonate collectors (Table 7.34). It was shown that with the use of sulphonate collectors, sodium oxalate had a positive effect on monazite grade and recovery. Conditioning time with oxalate had a pronounced effect on monazite recovery.
Table 7.34 Effect of different collectors on flotation of monazite using sodium oleate as the activator
| コレクター | 添加量(g・t⁻¹) | Monazite concentration/% | Monazite recovery/% |
| Sulphonate 231 | 900 | 91.0 | 90.9 |
| Aeropromoter 710 | 4000 | 92.1 | 98.5 |
| R260 | 600 | 85.1 | 96.5 |
| R376 | 650 | 90.5 | 85.0 |
| R276R | 700 | 85.5 | 90.5 |
| R376 | 900 | 90.2 | 93.3 |
Fig.7.29 shows the effect of conditioning time with oxalic acid on monazite recovery. The data from the figure show that 2-4 min of conditioning time was sufficient to achieve maximum recovery of monazite using different monazite collectors.
E Flotation of Brazilian monazite ore
The Brazilian monazite ore is found as beach sand along rivers in the Sao Goncalodo Sapucai region. As mentioned earlier, the flotation characteristics of monazite, zircon and rutile are similar, and separation of the minerals is difficult. The objective of this research work was to find a reagent scheme that would selectively float the monazite from the associated minerals (zircon) and rutile. Sao Goncalo ore assayed approximately 2.9% total ROE, 36.6% TiO₂, 7.68% ZrO₂, 15.6% SiO₂ and 24.6% TFe.

Experimental testing was performed with hydroxamate and sodium oleate as collectors. The only depressant used was sodium metasilicate. Comparison of results with the different collectors is shown in Table 7.35. Hydroxamate was more selective compared to the results obtained using sodium oxalate. Sodium oxalate, however, gave better recoveries.
Table 7.35 Effect of different collectors on monazite flotation using Brazilian beach sand
| Reagents | 製品 | 重量/% | アッセイ/% | 流通/% |
| RE₂O₃ | RE₂O₃ | |||
| Hydroxamate=140g/t Na₂SiO₃=1200g/t | フィード | 100.00 | 3.15 | 100.0 |
| Rougher conc | 4.90 | 57.69 | 89.77 | |
| Rougher tail | 95.10 | 0.34 | 10.23 | |
| Sodium oleate=525g/t Na₂SiO₃=1398g/t | フィード | 100.00 | 2.92 | 100.0 |
| Rougher conc | 5.66 | 49.07 | 94.98 | |
| Rougher tail | 94.34 | 0.16 | 5.02 |
F Monazite flotation from complex ores
There are several large deposits of complex monazite ores, some of which are located in South Africa and Western Australia. Major research and development testwork has been performed on the Mount Weld ore from Western Australia.
The Mount Weld ore is highly complex with about 50% of the monazite being contained in the -25 μm fines. Hematite, Fe-hydroxides, phosphates and alumosilicates are the principal gangue minerals present in this ore. The head analyses of the ore are shown in Table 7.36.
Table 7.36 Head analyses of the Mount Weld ore
| 要素 | アッセイ/% | 要素 | アッセイ/% | 要素 | アッセイ/% |
| REOの合計 | 15.50 | Yttrium(Y₂O₃) | 0.30 | カルシウム(CaO) | 10.8 |
| セリウム(Ce₂O₃) | 9.54 | 鉄(Fe₂O₃) | 60.5 | Phosphorus(P₂Os) | 2.66 |
| ランタン(La₂O₃) | 4.21 | アルミナ(Al₂O₃) | 15.5 | ||
| Samarium(Sm₂O₃) | 0.39 | Magnesia(MgO) | 4.60 |
G Research studies – Ore preparation
The major task involved during ore preparation is to remove the maximum amount of primary slimes with minimum loss of REO minerals to the slime fraction. The REO losses in the slime fraction are dependent on the desliming size. Minimum loss of REO to the slime fraction occurs when desliming is done at a K₈0 of about 4 μm. Fig.7.30 shows the effect of desliming size on REO loss in the size fraction. The use of DQ4 in the desliming stage has a significant impact on monazite loss to the slime fraction. Table 7.37 shows the effect of different dispersants on monazite loss in the slime fraction, using dispersants from the DQ series. These dispersants are a mixture of low-molecular-weight acrylic acids modified with surfactant. The lower monazite losses in the slime fraction were achieved using dispersant DQ4. Mineralogical examination of the slime fraction, in which dispersants were used, revealed that about 80% of the slime was composed of Fe-hydroxides and ultrafine 2-3 μm clay.
Table 7.37 Effect of different dispersants from the DQ series on monazite loss in その slime fraction
| Desliming size/μm | Dispersant | Slime fraction | |||
| 種類 | 添加量(g・t⁻¹) | 重量/% | Monazite assay/% | Monazite recovery/% | |
| 4.0 | None | — | 25.0 | 17.8 | 28.7 |
| 4.2 | DQ2 | 800 | 23.3 | 15.6 | 23.4 |
| 4.1 | DQ3 | 800 | 23.1 | 13.3 | 19.8 |
| 4.0 | DQ4 | 800 | 21.5 | 9.4 | 13.0 |
| 4.3 | DQ6 | 800 | 22.2 | 12.0 | 17.1 |
| 4.0 | D08 | 800 | 23.4 | 11.8 | 17.8 |
H Flotation studies
Flotation studies were carried out on ground, deslimed ore. The optimum grinding fineness was about K₈0 = 65 μm. A variety of collectors and depressant systems were examined. Modified fatty acid collectors performed the best on the Mount Weld ore. The use of Na₂S·9H₂O in the conditioning had a significant effect on monazite grade and recovery. Fig.7.31 shows the relationship between monazite grade and recovery at different levels of Na₂S additions.


The final flowsheet and reagent scheme developed for beneficiation of the Mount Weld ore is shown in Fig.7.32 for flotation, and in Fig.7.33 for grinding and desliming. The desliming was performed in three stages at 15% pulp density to the desliming feed cyclone. During flotation, the pulp was conditioned with reagents at about 60% solids. Collector CB110 is composed of a mixture of fatty acids modified with hydrocarbon oil and then oxidized. The final results obtained in continuous operation are presented in Table 7.38.


Fig.7.33 Final grinding and desliming flowsheet(Srdjan M.Bulatovic,2010)
Table 7.38 Overall 冶金 results obtained on その Mount Weld ore
| 製品 | 重量/% | Monazite assay/% | Monazite recovery/% |
| Cleaner concentrate | 20.89 | 58.5 | 77.5 |
| Combined tail | 54.51 | 2.55 | 8.8 |
| Slimes | 24.6 | 8.8 | 13.7 |
| フィード | 100.00 | 15.8 | 100.0 |