一种独居石磷灰石共生矿的富集方法 |
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| 申请号 | CN201580001449.2 | 申请日 | 2015-01-08 | 公开(公告)号 | CN105517713A | 公开(公告)日 | 2016-04-20 |
| 申请人 | 中国地质科学院矿产综合利用研究所; | 发明人 | 熊文良; 杨耀辉; 刘述平; 冀成庆; 曾小波; 邓杰; 廖祥文; 陈炳炎; 邓善芝; | ||||
| 摘要 | 本 发明 公开了一种独居石 磷灰石 共生矿的富集方法。该方法通过磨矿、浮选、 磁选 、低酸预先 浸出 处理和再浮选的方法可以得到高品位和高回收率的独居石精矿。在该工艺中，矿浆 温度 适用范围广，工艺流程短，选矿条件温和，能耗小，所用稀酸能循环再生利用，污染小，环境压 力 小，且能显著提高低品位独居石磷灰石共生矿的回收率。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种独居石磷灰石共生矿的富集方法，其特征在于：包括用无机酸用对含稀土和磷灰石的混合精矿进行酸浸，然后液固分离，得到酸浸渣和浸取液，酸浸渣为富集的独居石磷灰石矿物；无机酸与混合精矿的液固比为2.0-5.0，酸过量系数为0.5-3.0，酸浸时，以混合精矿与无机酸的质量之和为基数，按质量百分数，加入0.1～0.3％的絮凝剂。 |
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| 说明书全文 | 一种独居石磷灰石共生矿的富集方法技术领域[0001] 本发明涉及独居石共生矿的处理工艺技术领域，确切地说涉及一种独居石磷灰石共生矿的富集方法，本发明广泛适用于各种独居石共生矿的富集，可得到高品质的独居石和磷精矿产品。 背景技术[0003] 在已知的250多种稀土矿物中，独居石是被商业开采的三大主要稀土矿之一，同时也是世界上第二重要的磷酸盐稀土矿，其主要分布在澳大利亚、美国、非洲和中国的白云鄂博等地。独居石中的稀土氧化物含量约为70％，与氟碳铈矿不同的是，其还含有4-12％的钍和少量的铀。 [0004] 目前，常用的稀土矿物富集方法主要有重力选矿、磁力选矿、静电选矿和浮选。独居石的存在形式可以为海滨砂石或者脉状矿石，针对海滨砂石形式的独居石可以利用重力选矿和磁力选矿来富集，CN102614978报道了一种通过将重力选矿和磁力选矿联用的方法，分别从海滨砂矿中富集钛铁矿、独居石和锆英石；而对于脉状矿石，常用的方法为浮选，US2610738报道了一种比较经典的浮选方法，WO1991016986改进了浮选剂和浮选方法，使得独居石的浮选效果得到了大幅提高。然而，独居石也可与磷灰石矿共生，上述方法均不能有效的将独居石和磷灰石分离。独居石与磷灰石矿共生矿主要存在于澳大利亚、美国和俄罗斯。磷灰石主要用于制备化肥，也可用于提取一些稀土金属。 [0005] 目前，特别针对于独居石和磷灰石共生矿的富集方法的研究还不多，传统的富集方法不仅效果低、工艺复杂、同时还容易造成环境污染。因此，找到一种有效的从独居石和磷灰石共生矿中分别富集独居石和磷灰石的方法，成为亟待解决的问题。 发明内容[0006] 本发明的目的在于针对现有技术的不足，提供一种独居石磷灰石共生矿的富集方法。该方法能有效的将低品位独居石矿从独居石磷灰石共生矿中分离并富集出来，获得REO>55％的高品位的独居石精矿，同时还能获得磷精矿。 [0007] 本发明的技术目的是通过以下方案实现的： [0008] 一种独居石磷灰石共生矿的富集方法，包括用无机酸用对含稀土和磷灰石的混合精矿进行酸浸，然后液固分离，得到酸浸渣和浸取液，酸浸渣为富集的独居石磷灰石矿物；无机酸与混合精矿的液固比为2.0-5.0，酸过量系数为0.5-3.0，酸浸时，以混合精矿与无机酸的质量之和为基数，按质量百分数，加入0.1～0.3％的絮凝剂。 [0009] 本发明中，所述酸过量系数为酸实际用量与理论用量的比值，无机酸与混合精矿的液固比为无机酸与混合精矿的质量比。 [0010] 在本发明中，混合精矿的REO一般为3％及以上，其P2O5含量大于36％，对混合精矿进行酸浸处理，能在不伤害独居石矿体的情况下，将磷灰石溶出，得到酸浸液和酸浸渣。这个过程是根据矿物的酸溶性能差异，以低酸度破坏含钙矿物，将酸易溶性矿物诸如磷灰石中的钙和磷从混合精矿中浸出并分离出去，在不破坏独居石晶体结构的情况下，使得磷灰石优先溶出。在溶出过程中，与磷灰石类质同象的稀土也进入浸液当中。 [0011] 无机酸与混合精矿的液固比、酸过量系数需根据混合精矿中有效成分的摩尔量比来进行调整。 [0012] 一般而言，在稀土矿物选矿或冶金领域，酸浸通常用于稀土金属的浸出，现有技术没有将其用于矿物的选矿，特别是共生稀土矿物的选矿方面上。对于共生矿的选矿而言，重要的是能分别将共生矿中的各种矿物进行分选，或至少是对其中某一种矿物进行选矿，其前提是能够同时将各种矿物进行有效的分选，而不伤害各种矿物矿体和不影响各种矿的选矿品位，或至少不影响其中某一种矿物矿体和不影响该矿物选矿品位。然而，这个前提在共生矿的选矿方面，很难得到满足，特别的，在独居石和磷灰石共生矿的选矿方面，这个前提目前还没有得到现有技术的满足。本发明通过利用酸浸，更重要的是通过控制酸浸过程中的工艺参数，实现了对独居石和磷灰石共生矿中的独居石和磷灰石分别富集的效果，而不伤害该两种矿矿体，同时也不影响该两种矿的高品品位矿的获得。 [0013] 在本发明中，液固比、酸过量系数和絮凝剂添加量对于能否对独居石和磷灰石共生矿进行有效富集乃至能否富集来说，是至关重要的。酸过多可造成独居石部分进入浸液中，造成后续独居石的选矿效果差，难以获得较好品位的精矿，而酸过少则不仅难以使得磷灰石有效浸出，同时也不能较好的将独居石矿表面的钙成分溶出，不利于后续独居石的选矿效果。另外，絮凝剂的常规作用是沉淀物质，在本发明中，絮凝剂选择和用量对于酸与矿体的接触时间还具有重要作用，沉淀效果不佳会使得酸与矿体作用时间增强，不仅使得独居石进入浸液，还有可能因酸浸时间过长，对矿体造成破坏。本发明对现有技术的贡献在于，通过控制液固比、酸过量系数和絮凝剂添加量，实现了独居石和磷灰石的有效分离，并可有效分别富集该两种矿物，不但解决了该两种矿物难以分离的问题，同时还可以在此基础上对该两种矿物进行进一步选矿，获得高品位的精矿。 [0014] 需指出的是，本发明特别适合于低品位独居石和磷灰石共生矿的富集，但重要的是，本发明方法并不局限于低品位独居石和磷灰石共生矿的富集，而适用于任何品位的独居石和磷灰石共生矿的富集，只是对于低品位独居石和磷灰石共生矿而言，富集效果最为显著而已。 [0015] 酸浸液可替代无机酸对独居石磷灰石进行处理。 [0016] 酸浸液的主要成分为钙、稀土、铁、镭、铀等可溶性离子，经除杂净化提纯可得卤盐、磷酸盐、稀土、铁化合物、镭盐、铀渣等产品。净化提纯余液采用硫酸沉淀法再生无机酸。酸浸渣为REO含量为10％-30％左右的独居石磷灰石共生矿。此步骤的作业回收率一般为 80％。混合精矿与无机酸的反应过程如下： [0017] 以盐酸为例，对混合精矿进行化学选矿时，含有下列反应： [0018] Ca5(PO4)3F+10HCl＝5CaCl2+3H3PO4+HF [0019] CaCO3+2HCl＝CaCl2+H2O+CO2↑ [0020] CaF2+2HCl＝CaCl2+2HF [0021] 酸浸处理后，酸浸渣中，独居石磷灰石的品位提高，若对酸浸渣进行再次浮选，由于经过有酸浸过程之后，浮选剂能充分与独居石矿物发生作用，一般可得REO含量大于55％的独居石精矿。使独居石矿物的回收率达到85％以上。 [0022] 所述絮凝剂为聚丙烯酰胺和/或明胶。 [0023] 优选的，所述絮凝剂为聚丙烯酰胺和明胶，聚丙烯酰胺与明胶的质量比为2:1。 [0024] 优选的，所述混合精矿是对原矿进行磨矿第一浮选和/或磁选后得到的固相物。浮选、磁选、或浮选结合磁选得到的精矿是最适宜进行本发明的酸浸处理。 [0025] 所述酸为HCl、HBr、HI、HNO3和H3PO4中的至少一种；优选HCl或H3PO4，或HCl与H3PO4的混合物，当无机酸为HCl与H3PO4的混合物时，HCl和H3PO4的体积比为2:1。酸用量要根据混合精矿中的含钙矿物中的Ca含量来确定。通过无机酸浸出可使磷灰石中钙盐形成可溶性离子进入浸液，达到降低混合精矿中Ca的品位。 [0026] 优选的，酸浸时反应体系液相温度为不低于20℃，按质量百分数计，加入0.1％-0.3％的絮凝剂。温度越低，反应的时间也就越长，生产的成本也就相应增加，在不低于20℃的酸浸温度下，反应时间和生产成本可实现最优化。 [0027] 优选的，所述第一浮选时，矿浆中水与固相物质的质量比为2-3:5％。 [0029] 优选的，第一浮选时，所述矿浆是通过如下方法得到：将原矿磨矿至粒度为-0.074mm的矿石重量不低于原矿总重量的60％，加水调浆，既得。 [0030] 优选的，所述第一浮选包括第一粗选和第一精选，浮选时矿浆pH为自然pH值。 [0032] 优选的，浮选药剂Ⅰ中捕收剂的用量为200-500g/t·原矿。 [0033] 优选的，浮选药剂Ⅰ中抑制剂用量为500-2000g/t·原矿。 [0035] 优选的，所述精选是不加任何药剂的空白精选，空白精选有利于提升混合精矿的品位。 [0036] 优选的，所述第一浮选还包括扫选，扫选的捕收剂为脂肪酸钠盐或者是氧化石蜡皂类中的至少一种，捕收剂用量为100-250g/t·原矿；抑制剂为水溶性硅酸盐或者水溶性氟硅酸盐，抑制剂的用量为250-1000g/t·原矿。扫选作业能提高混合精矿的回收率。本发明中，扫选可用于粗选后进行，也可以在精选后进行。 [0038] 优选的，酸浸后，取所述的酸浸渣加水调浆，并加入浮选药剂Ⅱ进行第二浮选，得到独居石精矿。 [0039] 优选的，所述的浮选药剂Ⅱ包括抑制剂和捕收剂，捕收剂为脂肪酸钠盐或者是氧化石蜡皂类中的至少一种。 [0040] 优选的，所述第二浮选包括粗选和第二精选；浮选时，矿浆中水与固相物质的质量比为3-6:10％，pH为自然pH值，温度为常温。 [0041] 所述第二精选为不加任何药剂的空白精选，精选次数为2-5次。 [0042] 优选的，浮选药剂Ⅱ是在第二粗选时加入的，浮选药剂Ⅱ包括抑制剂和捕收剂，捕收剂为脂肪酸钠盐或者是氧化石蜡皂类中的至少一种。 [0043] 优选的，浮选药剂Ⅱ中，捕收剂用量为200-500g/t·原矿。 [0044] 浮选药剂Ⅱ中捕收剂为油酸钠、饱和脂肪酸钠盐、十二烷基磺酸钠或氧化石蜡皂中的至少一种，优选油酸钠。 [0045] 优选的，浮选药剂Ⅱ中，抑制剂为水溶性硅酸盐或者是水溶性氟硅酸盐。 [0046] 优选的，浮选药剂Ⅱ中，抑制剂为水玻璃、硅酸钠和/或氟硅酸钠，用量为500-2000g/t·原矿。 [0047] 优选的，第二浮选还包括至少一次扫选。扫选的捕收剂为脂肪酸钠盐或者是氧化石蜡皂类中的至少一种，捕收剂用量为100-250g/t·原矿；抑制剂为水溶性硅酸盐或者水溶性氟硅酸盐，抑制剂的用量为250-1000g/t·原矿。扫选作业能提高混合精矿的回收率。 [0048] 优选的，进行第二浮选之后，对所得独居石精矿进行磁选，磁选时的磁场强度为8000Oe-12000Oe。 [0049] 在进行第二浮选之后，再进行磁选，可稍微提高独居石精品的品位。但若着眼于控制生产成本，可以不进行磁选，也能获得较为理想品位的独居石精矿。 [0050] 优选的，酸浸时反应体系液相温度为20-120℃。 [0051] 优选的，酸浸时，反应体系的液相温度为40-100℃，酸浸处理的时间为10-600min。适当提高反应温度有助于抑制铁进入溶液。 [0052] 优选的，酸浸时，酸过量系数为0.2-2.0。酸浸过量系数以及液固比直接影响酸浸精矿的粒度和除钙效果，在酸过量系数为0.2-2.0时可实现对酸浸精矿和除钙效果的最优控制。 [0053] 优选的，所述独居石磷灰石共生矿原矿中的REO含量为0.3-10％。 [0054] 本发明具有如下显著优点： [0055] 1、能有效地从低品位独居石磷灰石共生矿中，将独居石分离并富集获得高品位的独居石精矿；本发明所得独居石精矿的REO品位不低于55％，回收率不低于60％； [0056] 2、工艺流程简单，选矿条件温和，能耗小，所用稀酸能循环再生利用，污染小，环境压力小； [0057] 3、独居石磷灰石矿物同属于磷酸盐类矿物，两者之间的可浮性差异很小，难以通过常规选矿的方法得到高质量的独居石和磷精矿，本发明不仅在获得高品位独居石精矿时，还能获得高纯度的磷精矿； [0059] 图1为本发明方法的工艺流程图，其中，虚线框内部分为本发明中利用无机酸和絮凝剂进行独居石磷灰石共生矿的富集的处理步骤，小括号部分所示步骤为非必须步骤。 具体实施方式[0060] 以下通过实施案例的具体实施方式对本发明的上述内容作进一步的详细说明，但不应将此理解为本发明上述主题的范围仅限于以下的实例，凡基于本发明上述内容所实现的独居石磷灰石共生矿的富集，均属于本发明的范围。 [0061] 实施例1： [0062] 对美国某独居石和磷灰石的共生矿石，原矿含REO 0.45％，P2O55.0％,称取500g原矿经破碎磨至-200目75％，加水，至矿浆中水与固相物质的质量比为2:5，添加水玻璃混合剂作为抑制剂，用油酸钠作为捕收剂，在常温下经过一粗一扫四精的浮选工艺，其中粗选水玻璃用量为1500克/t·原矿，油酸钠用量为300克/t·原矿，一次扫选时药剂用量减半，四次精选都为空白精选，可获得浮选混合精矿，含REO 2.5％，作业回收率85％，含P2O531.2％,作业回收率92.5％。该混合精矿经进强磁选，磁场强度为10000Oe,可得磁性产品即为独居石和磷灰石的混合精矿，含REO 6.5％，REO作业回收率92％，含P2O525％,P2O5作业回收率30％。非磁性产品为高纯的磷精矿产品。用盐酸和磁性产品混合，控制酸过量系数3.0、液固比L/S为2.0、温度90℃，按质量百分数，配加0.1％的聚丙烯酰胺和明胶混合物作为絮凝剂，聚丙烯酰胺与明胶的质量比为2:1，浸出时间150min，最终所得浸渣，浸渣的REO品位为 25％，作业回收率为90％，通过加水至矿浆中水与固相物质的质量比为3:10，添加水玻璃混合剂作为抑制剂，用油酸钠作为捕收剂，在常温下经过一粗一扫三精的浮选工艺，其中粗选水玻璃用量为1500克/t·原矿，油酸钠用量为500克/t·原矿，扫选时，水玻璃和油酸钠的用量为粗选时用量的一半，三次精选都为空白精选，经浮选再处理后可得到REO的品位为 55％的独居石精矿，再将浮选精矿进行强磁选，磁场强度为8000Oe,可得磁性产品REO的品位为60.25％的独居石精矿，作业回收率为93％， [0063] 实施例2： [0064] 对澳大利亚某独居石和磷灰石的共生矿石，原矿含REO 3.5％，P2O512％,称取500g原矿经破碎磨至-200目80％，加水，至矿浆中水与固相物质的质量比为9:20，添加水玻璃混合剂作为抑制剂，用氧化石蜡皂作为捕收剂，在常温下经过一粗一扫三精的浮选工艺，其中粗选水玻璃用量为2000克/t·原矿，氧化石蜡皂用量为400克/t·原矿，一次扫选时药剂用量减半，三次精选都为空白精选，可获得浮选混合精矿，含REO 8％，作业回收率95％，含P2O532％,作业回收率94％。该混合精矿经进强磁选，磁场强度为10000Oe,可得磁性产品即为独居石和磷灰石的混合精矿，含REO 12％，REO作业回收率92％，含P2O524％,P2O5作业回收率32％。非磁性产品为高纯的磷精矿产品。用体积比为2:1盐酸和磷酸的混合物与磁性产品混合，控制酸过量系数0.8、液固比L/S为2.5、温度75℃，配加0.2％聚丙烯酰胺和明胶混合物作为絮凝剂，聚丙烯酰胺与明胶的质量比为2:1，浸出时间100min，最终所得浸渣，浸渣的REO品位为32％，作业回收率为92％，通过加水至矿浆中水与固相物质的质量比为3:10，添加水玻璃混合剂作为抑制剂，用氧化石蜡皂作为捕收剂，在常温下经过一粗一扫三精的浮选工艺，其中粗选水玻璃用量为2000克/t·原矿，捕收剂用量为200克/t·原矿，扫选时，抑制剂和捕收剂的用量为粗选时用量的一半，三次精选都为空白精选，经浮选再处理可得到REO的品位为62％的独居石精矿。 [0065] 实施例3： [0066] 对俄罗斯某独居石和磷灰石的共生矿石，原矿含REO 2.5％，P2O510％,称取500g原矿经破碎磨至-200目90％，加水，至矿浆中水与固相物质的质量比为3:5，添加水玻璃混合剂1000克/t·原矿作为抑制剂,用氧化石蜡皂和油酸钠按1:1的质量比配成混合药剂，作为捕收剂，在常温下经过一粗一扫三精的浮选工艺，其中粗选水玻璃用量为1000克/t·原矿，捕收剂的用量为200克/t·原矿，一次扫选时药剂用量减半，三次精选都为空白精选，可获得浮选混合精矿，含REO 6％，REO作业回收率88％，含P2O531.5％,P2O5作业回收率92％。该混合精矿经进强磁选，磁场强度为9000Oe,可得磁性产品即为独居石和磷灰石的混合精矿，含REO 13％，REO作业回收率88％，含P2O527％,P2O5作业回收率24％。非磁性产品为高纯的磷精矿产品。用磷酸和磁性产品混合，控制酸过量系数2.0、液固比L/S为5.0、温度70℃，配加0.2％聚丙烯酰胺和明胶混合物作为絮凝剂，聚丙烯酰胺与明胶的质量比为2:1，浸出时间250min，最终所得浸渣，浸渣的REO品位为28％，作业回收率为95％，通过加水至矿浆中水与固相物质的质量比为3:10，添加水玻璃混合剂作为抑制剂，用氧化石蜡皂和油酸钠按1:1的混合物作为捕收剂，在常温下经过一粗一扫三精的浮选工艺，其中粗选水玻璃用量为500克/t·原矿，捕收剂用量为250克/t·原矿，扫选时，抑制剂和捕收剂的用量为粗选时用量的一半，三次精选都为空白精选，经浮选再处理可得到REO的品位为60％的独居石精矿。 [0067] 实施例4： [0068] 对南非某独居石和磷灰石的共生矿石，原矿含REO7.25％，P2O510％,称取500g原矿经破碎磨至-200目80％，加水，至矿浆中水与固相物质的质量比为1:2，添加水玻璃混合剂作为抑制剂,用氧化石蜡皂和油酸钠按质量比1:1的混合物作为捕收剂，在常温下经过一粗一扫二精的浮选工艺，其中粗选水玻璃用量为1500克/t·原矿，捕收剂用量为500克/t·原矿，一次扫选时药剂用量减半，二次精选都为空白精选，可获得浮选混合精矿，含REO 16％，REO作业回收率96％，含P2O530％,P2O5作业回收率93％。该混合精矿经进强磁选，磁场强度为8000Oe,可得磁性产品即为独居石和磷灰石的混合精矿，含REO 17％，REO作业回收率93％，含P2O526％,P2O5作业回收率90％。非磁性产品为高纯的磷精矿产品。用稀酸和磁性产品混合，控制酸过量系数0.5、液固比L/S为2.2、温度120℃，配加0.3％明胶作为絮凝剂，聚丙烯酰胺与明胶的质量比为2:1，浸出时间50min，最终所得浸渣，浸渣的REO品位为38％，作业回收率为95％，通过加水至矿浆中水与固相物质的质量比为4:10，添加水玻璃混合剂作为抑制剂，用氧化石蜡皂和油酸钠按质量比1:1的混合物作为捕收剂，在常温下经过一粗一扫二精的浮选工艺，其中粗选水玻璃用量为1000克/t·原矿，捕收剂用量为200克/t·原矿，扫选时，抑制剂和捕收剂的用量为粗选时用量的一半，二次精选都为空白精选，经浮选再处理可得到REO的品位为65％的独居石精矿，作业回收率为92％。 [0069] 实施例5： [0070] 对希腊某独居石和磷灰石的共生矿石，原矿含REO1.08％，P2O517％,称取500g原矿经破碎磨至-200目65％，加水，至矿浆中水与固相物质的质量比为11:20，添加水玻璃混合剂作为抑制剂,用氧化石蜡皂和油酸按质量比1:1的混合物作为捕收剂，在常温下经过一粗一扫三精的浮选工艺，其中粗选水玻璃用量为500克/t·原矿，捕收剂用量为500克/t·原矿，一次扫选时药剂用量减半，三次精选都为空白精选，可获得浮选混合精矿，含REO 10％，REO作业回收率95％，含P2O532％,P2O5作业回收率93％。该混合精矿经进强磁选，磁场强度为12000Oe,可得磁性产品即为独居石和磷灰石的混合精矿，含REO 16％，REO作业回收率98％，含P2O523％,P2O5作业回收率30％；非磁性产品为高纯的磷精矿产品。用稀酸和磁性产品混合，控制酸过量系数2.0、液固比L/S为2.2、温度20℃，按质量百分数，配加0.1％的聚丙烯酰胺作为絮凝剂，浸出时间300min，最终所得浸渣，浸渣的REO品位为38％，作业回收率为 95％，通过加水至矿浆中水与固相物质的质量比为4:10，添加水玻璃混合剂作为抑制剂，用氧化石蜡皂和油酸按质量比1:1的混合物作为捕收剂，在常温下经过一粗一扫五精的浮选工艺，其中粗选水玻璃用量为2000克/t·原矿，捕收剂用量为200克/t·原矿，扫选时，抑制剂和捕收剂的用量为粗选时用量的一半，三次精选都为空白精选，经浮选再处理可得到REO的品位为55％的独居石精矿，作业回收率为95％；再将浮选精矿进行强磁选，磁场强度为 12000Oe,可得磁性产品REO的品位为59％的独居石精矿，作业回收率为93％。 [0071] 实施例6： [0072] 对欧洲某独居石和磷灰石的共生矿石，原矿含REO 0.56％，P2O517％,称取500g原矿经破碎磨至-200目75％，加水，至矿浆中水与固相物质的质量比为10:20，添加水玻璃混合剂作为抑制剂,用氧化石蜡皂和油酸按质量比1:1的混合物作为捕收剂，在常温下经过一粗三精的浮选工艺，其中粗选水玻璃用量为500克/t·原矿，捕收剂用量为600克/t·原矿，三次精选都为空白精选，可获得浮选混合精矿，含REO 8％，REO作业回收率93％，含P2O527％,P2O5作业回收率95％。该混合精矿经进强磁选，磁场强度为11000Oe,可得磁性产品即为独居石和磷灰石的混合精矿，含REO 15％，REO作业回收率98％，含P2O520％,P2O5作业回收率28％；非磁性产品为高纯的磷精矿产品。用稀酸和磁性产品混合，控制酸过量系数2.0、液固比L/S为2.0、温度50℃，按质量百分数，配加0.2％的聚丙烯酰胺作为絮凝剂，浸出时间200min，最终所得浸渣，浸渣的REO品位为35％，作业回收率为92％，通过加水至矿浆中水与固相物质的质量比为6:10，添加水玻璃混合剂作为抑制剂，用氧化石蜡皂和油酸按质量比1:1的混合物作为捕收剂，在常温下经过一粗二精的浮选工艺，其中粗选水玻璃用量为 1000克/t·原矿，捕收剂用量为250克/t·原矿，二次精选都为空白精选，经浮选再处理可得到REO的品位为56％的独居石精矿，作业回收率为92％；再将浮选精矿进行强磁选，磁场强度为11000Oe,可得磁性产品REO的品位为61％的独居石精矿，作业回收率为94％。 |
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