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1、(10)申请公布号 CN 103301949 A (43)申请公布日 2013.09.18 CN 103301949 A *CN103301949A* (21)申请号 201310182301.6 (22)申请日 2013.05.17 B03D 1/008(2006.01) B03B 1/00(2006.01) B03B 7/00(2006.01) B03D 103/04(2006.01) B03D 101/04(2006.01) (71)申请人 中国地质科学院矿产综合利用研究 所 地址 610041 四川省成都市二环路南三段 5 号 (72)发明人 熊文良 陈炳炎 熊述清 邓善芝 曾小波 张。
2、新华 刘厚明 (74)专利代理机构 北京国林贸知识产权代理有 限公司 11001 代理人 李桂玲 许文娟 (54) 发明名称 稀土矿选矿用起泡剂及低品位难选稀土矿的 常温选矿工艺 (57) 摘要 本发明提供了一种稀土矿选矿用起泡剂和一 种低品位复杂难选的稀土矿选矿工艺， 特别涉及 一种矿泥含量大、 矿物嵌布粒度细、 矿物构成复 杂、 REO 品位 3% 的低品位稀土矿的常温选矿工 艺。本发明的特点是 ： 以 REO 品位 3% 的低品位 稀土矿为原料， 在矿浆温度 10 25的范围内， 首次采用浮选预富集 - 湿式强磁选提纯的选矿方 法， 获得高品位和高回收率的稀土精矿。 本发明的 显著特征是。
3、 ： 浮选矿浆温度适用范围广， 无需加 温， 工艺流程短， 能显著提高低品位复杂稀土矿的 回收率。 (51)Int.Cl. 权利要求书 1 页 说明书 6 页 (19)中华人民共和国国家知识产权局 (12)发明专利申请 权利要求书1页 说明书6页 (10)申请公布号 CN 103301949 A CN 103301949 A *CN103301949A* 1/1 页 2 1. 一种稀土矿选矿用起泡剂， 其特征在于 ： 是由松醇油和醚醇油按重量比 （13） :1 混 合而成。 2. 低品位复杂难选稀土矿的选矿工艺， 其特征在于 ： 包括以下步骤 ： (1) 取原矿， 破碎后加水调浆并磨矿至粒度 。
4、-0.074 毫米的矿石重量占原矿总重 80%88% ； （2） 向步骤 （1） 所得矿浆中加水并调浆至矿浆浓度为 2030%， 然后进行分步粗选作业， 得到粗选精矿和粗选尾矿， 所述分步粗选包括至少两次浮选， 每次浮选时， 依次向矿浆中加 入抑制剂、 捕收剂和所述稀土矿选矿用起泡剂 ； （3） 对所述粗选精矿进行至少两级精选， 得到浮选精矿及各级中矿 ； （4） 对步骤 （3） 所得浮选精矿进行强磁提纯作业， 得到强磁精矿， 其为合格的稀土精矿 产品。 3. 根据权利要求 2 所述的稀土矿物选矿工艺， 其特征在于 ： 步骤 （1） 至步骤 （4） 的操作 均在常温条件下进行。 4.根据权利要。
5、求2或3所述的稀土矿物常温分选工艺， 其特征在于 ： 步骤 （2） 中第一次 浮选时， 抑制剂用量为 1.02.0kg/t 原矿、 捕收剂用量为 1.02.0kg/t 原矿， 起泡剂用量为 0.040.08kg/t 原矿， 所述抑制剂为水玻璃。 5. 根据权利要求 4 任一权利要求所述的低品位复杂难选稀土矿的选矿工艺， 其特征在 于 ： 步骤 （2） 中第二次浮选时， 抑制剂用量为 0.51.0kg/t 原矿、 捕收剂用量为 0.51.0kg/ t 原矿， 起泡剂用量为 0.010.04kg/t 原矿。 6. 根据权利要求 5 所述的低品位复杂难选稀土矿的选矿工艺， 其特征在于 ： 所述捕收 。
6、剂按重量份计， 由47份2-萘甲羟肟酸， 24份水杨酸甲酯与含12份氢氧化钠固体的水溶 液反应制得。 7.根据权利要求6所述的低品位复杂难选稀土矿的选矿工艺， 其特征在于 ： 步骤 （3） 进 行三级精选， 第一级精选时， 向矿浆中加入水玻璃， 水玻璃用量为50100克/t原矿， 第二级 精选和第三级精选为不加药剂的空白精选。 8. 根据权利要求 7 所述的低品位复杂难选稀土矿的选矿工艺， 其特征在于 ： 还包括对 步骤 （3） 第一级精选所得中矿进行中矿再选， 所述中矿再选是向第一级精选所得中矿的矿 浆中加入水玻璃 0.10.3kg/t 原矿和捕收剂 0.10.3kg/t 原矿并浮选。 9.。
7、根据权利要求8所述的低品位复杂难选稀土矿的选矿工艺， 其特征在于 ： 将步骤 （3） 第二级精选所得中矿和第三级精选所得中矿返回至上一级浮选作业中进行再选。 10. 根据权利要求 9 所述的低品位复杂难选稀土矿的选矿工艺， 其特征在于 ： 还包括 对粗选尾矿进行至少两次扫选， 第一次扫选是向矿浆中依次加入水玻璃 100500g/t 原矿、 捕收剂 100500g/t 原矿和起泡剂 1040g/t 原矿， 得到扫一精矿和扫一尾矿， 第二次扫选 是向扫一尾矿矿浆中依次加入水玻璃 100300g/t 原矿、 捕收剂 100300g/t 原矿和起泡剂 1020g/t 原矿， 得到扫二精矿和最终的浮选尾。
8、矿 ； 将扫一精矿与步骤 （3） 第一级精选所得 中矿混合并进行中矿再选。 权 利 要 求 书 CN 103301949 A 2 1/6 页 3 稀土矿选矿用起泡剂及低品位难选稀土矿的常温选矿工艺 技术领域 0001 本发明涉及稀土矿选矿技术， 特别涉及一种稀土矿选矿用起泡剂和一种 REO 品位 3% 的低品位难选稀土矿的常温选矿工艺。 背景技术 0002 稀土被人们誉为新世纪高科技及功能材料的宝库， 它是发展高新技术的战略性元 素。我国稀土资源十分丰富， 已查明稀土储量约占世界总储量的 80%。同时， 我国也是全球 稀土消费增长最快的国家之一， 预计在未来， 稀土需求量也会不断增长。因此， 。
9、稀土选矿技 术研究， 对稀土行业的发展具有重要意义。 0003 起泡剂在泡沫浮选中能够降低水介质表面张力形成稳定泡沫层， 目前在稀土矿选 矿中应用广泛的是松醇油、 甲酚以及某些高级醇类化合物， 松醇油主要从华南松脂中提取， 是医药及出口的重要物资， 价格较为昂贵， 资源有限， 供应紧张。 在稀土矿选矿领域中， 单纯 以松醇油作为起泡剂， 需用量较高才能获得稳定出色的起泡效果。 其它如仲辛醇、 甲基异丁 基甲醇、 三乙氧基丁烷等也有所应用， 但目前仍以松醇油为主。 中国专利文献中提供了两种 稀土矿选矿用起泡剂配方， 但组成较为复杂， 对工艺废水处理带来了新的难题。 提供一种新 的， 组成简单、 。
10、起泡效果好、 用量少的新型稀土选矿用起泡剂， 是本发明希望解决的问题之 一。 0004 对于稀土矿选矿工艺本身而言， 粗粒稀土矿石一般采用传统重选、 磁选等物理选 矿工艺回收， 细粒稀土矿石主要采用加温浮选工艺回收。 随稀土矿开采进行， 稀土矿入选品 位逐年下降， 入选矿石嵌布日益复杂、 矿泥含量大， 传统的单一选矿工艺越来越难以适应。 0005 现在的 REO 品位 3% 的低品位难选稀土矿的选矿工艺主要有 ： （1） 重选 - 强磁联合工艺 ： 原矿 REO 品位 2.5%， 采用一段磨矿， 矿石粒度 -0.074 毫米 占 80% 左右， 采用矿泥摇床一次粗选、 一次扫选的重选工艺流程，。
11、 可获得稀土粗精矿产率 4.9%， REO 品位 24.8%， 回收率 48.66% 的指标。将稀土粗精矿进入强磁分选作业获得稀土精 矿产率 1.7%， REO 品位 54.8%， 回收率 37.2% 的指标。REO 品位 3% 的低品位稀土矿中矿泥 含量大且矿泥中稀土分布率较高， 本工艺方法中的重选尾矿中损失过大， 无法获得合格品 位的稀土矿精矿及理想的回收率。 0006 （2） 加温浮选工艺， 原矿 REO 品位 2.5%， 采用一段磨矿， 矿石粒度 -0.074 毫米占 80% 左右， 采用预先浮选脱泥， 将给矿中的部分矿泥去除， 以降低其对后续浮选作业的影响， 矿泥产率为 9.8%， 。
12、REO 品位为 2.9%， 回收率为 11.35% 的指标。脱泥后的产品在加温的条件 下 （35 50） 并配合以合适稀土高效捕收剂， 可获得产率为 1.8%、 REO 品位为 45%、 回收 率为 32.41% 的浮选指标 （对原矿） 。此工艺药剂价格昂贵， 且浮选作业过程中需要加温， 能 耗大， 作业操作条件恶劣， 难以控制， 很难获得理想的生产指标。 0007 对现有选矿工艺技术进行革新， 可以为国家节约和新增大量宝贵的稀土、 稀有资 源， 最大限度地实现资源化， 使生态环境得到明显改善， 达到实现环境效益、 经济效益与社 会效益有机结合和可持续发展的目的。 说 明 书 CN 10330。
13、1949 A 3 2/6 页 4 0008 因此， 找到一种无需加温、 工艺条件易于控制、 稀土矿回收率高、 精矿品位好的新 型稀土矿浮选方法， 成为本发明力图解决的另一问题。 发明内容 0009 本发明的目的之一在于针对现有技术的不足， 提供一种稀土矿选矿用起泡剂， 其 组成简单、 起泡效果好、 用量少， 在稀土矿浮选过程中， 能够形成稳定泡沫层， 提高浮选效 果。 0010 本发明所述的稀土矿选矿用起泡剂是由松醇油和醚醇油按重量比 （13） :1 混合 而成。 0011 本发明所述的醚醇油可以是 ： 乙醚醇、 丁醚醇或二醇醚， 最佳的是乙醚醇。 0012 将松醇油与醚醇油复配用于稀土矿浮选。
14、， 能够在用量较少情况下获得较好的起泡 效果， 浮选过程中泡沫层稳定、 泡沫大小适中、 泡沫产品消泡简单， 与现有技术相比， 这种起 泡剂不仅用量少， 配伍简单且消泡简单， 提高浮选效果的同时， 确切有效的缓解了三废处理 的压力， 且降低了药剂成本。 0013 本发明的目的之二在于提供一种低品位复杂难选的稀土矿选矿工艺， 包括以下步 骤 ： (1) 取原矿， 破碎后加水调浆并磨矿至粒度 -0.074 毫米的矿石重量占原矿总重 80%88% ； 本步骤中， 原矿破碎后一般加水调浆至磨矿浓度为 5060% ； （2） 向步骤 （1） 所得矿浆中加水并调浆至矿浆浓度为 2030%， 然后进行分步粗选。
15、作业， 得到粗选精矿和粗选尾矿， 所述分步粗选作业为至少两次浮选， 每次浮选时， 依次向矿浆中 加入抑制剂、 捕收剂和所述稀土矿选矿用起泡剂 ； （3） 对所述粗选精矿进行至少两级精选， 得到浮选精矿及各级中矿 ； （4） 对步骤 （3） 中得到的所述浮选精矿进行强磁提纯作业， 得到强磁精矿， 其为合格的 稀土精矿产品。 0014 本发明的选矿工艺适用于 REO 品位 3% 的低品位稀土矿的浮选， 特别是矿泥含量 大、 矿物嵌布复杂的难选稀土矿石的浮选， 有效扩大了入选原矿的 REO 品位范围， 节约了稀 土矿资源。 0015 与现有技术相比， 本发明首次采用浮选预富集 - 湿式强磁选提纯的选。
16、矿方法， 先 是通过浮选预富集， 以提高稀土矿的 REO 品位至 25-35%， 浮选时向矿浆中加入抑制剂、 捕收 剂及起泡剂。所得浮选精矿再采用湿式强磁选 （强磁选用于去除浮选精矿中可浮性较好的 非磁性脉石矿物） 提纯。本发明中， 所用抑制剂及捕收剂的种类及用量均可参照常规技术。 例如捕收剂可以为 ： 油酸类、 膦酸或膦脂类、 烷基磺酸类、 羟肟酸类、 802 号、 804 号和 H894 等 ； 抑制剂可以为糊精、 水玻璃、 淀粉和硫酸铝等。 0016 本发明全程常温操作即可， 操作中不需加温， 工艺对温度适应性强， 反应条件简单 且易于控制， 有效克服了常规工艺中温度对浮选作业影响大的不。
17、足， 能耗低。另一方面， 本 发明工艺流程短， 且整个工艺中， 无需调控 pH 值， 操作进一步简化。而在其它工艺步骤相同 的前提条件下， 与现有技术相比， 本发明起泡剂用量至少降低 1/3。 0017 采用本发明选别 REO 品位 3% 的低品位稀土矿， 能够获得品位不低于 56%， 回收率 不低于 50% 的稀土精矿。 说 明 书 CN 103301949 A 4 3/6 页 5 0018 优选的， 步骤 （2） 中第一步粗选作业， 抑制剂用量为 1.02.0kg/t 原矿、 捕收剂用 量为 1.02.0kg/t 原矿， 起泡剂用量为 0.040.08kg/t 原矿， 所述抑制剂为水玻璃。。
18、 0019 优选的， 步骤 （2） 中第二步粗选作业， 抑制剂用量为 0.51.0kg/t 原矿、 捕收剂用 量为 0.51.0kg/t 原矿， 起泡剂用量为 0.010.04kg/t 原矿。 0020 本发明步骤 （2） 中， 两次浮选时， 药剂用量控制在所述范围内是较为合适的， 用量 低于所述范围， 浮选效果降低， 用量高于所述范围， 浮选效果提升不明显， 药剂成本上升。 0021 优选的， 所述捕收剂按重量份计， 由 47 份 2- 萘甲羟肟酸， 24 份水杨酸甲酯与含 12 份氢氧化钠固体的水溶液反应制得。具体包括如下步骤 ： 步骤 1， 合成 ： 称取 1 重量份的 2- 萘甲酸于搪。
19、瓷反应釜， 加入 24 重量份甲醇， 搅拌至 充分溶解后加入0.30.5重量份的浓硫酸， 回流状态下反应30-35小时， 静置待结晶完全后 过滤， 弃去滤液， 得到晶体 ； 步骤 2， 酯化 ： 取步骤 1 所得结晶， 按固体质量 2:13 的比例加入 10% 的盐酸羟胺水溶 液， 随后加入氢氧化钠溶液调节溶液pH值为910， 然后于35-55条件下， 反应至少4小 时， 用质量分数为 10% 的稀硫酸酸化至 pH=45， 过滤干燥， 得到 2- 萘甲羟肟酸 ； 步骤 3， 皂化 ： 按所述比例将步骤 2 所得 2- 萘甲羟肟酸、 水杨酸甲酯与氢氧化钠水溶液 混匀， 水浴加热搅拌至少 30 分。
20、钟， 至反应完全， 得到透光性良好的黄褐色液体， 即为稀土矿 捕收剂。 0022 经本发明研究证实， 2- 萘甲羟肟酸与水杨酸甲酯各自与氢氧化钠溶液的反应混 合物是一种对稀土矿分选性佳、 捕收性强、 且对温度要求低的捕收剂， 能够适用于矿泥含量 大、 矿物嵌布粒度细、 脉石矿物构成复杂的稀土矿选矿， 且用量较低， 同时获得比现有稀土 矿捕收剂更为出色选矿效果。 0023 优选的， 步骤 （3） 进行三级精选， 第一级精选时， 向矿浆中加入水玻璃， 水玻璃用量 为 50100 克 /t 原矿， 第二级精选和第三级精选为不加药剂的空白精选。能够理解的是， 本 发明由于经过了前述的改进， 使得步骤 。
21、（3） 的精选操作获得进一步改善， 包括第一级精选只 需要添加少量的抑制剂， 而第二级精选和第三级精选采用空白精选即可实现发明的目的， 降低药剂成本。 0024 优选的， 还包括对步骤 （3） 第一级精选所得中矿进行中矿再选， 所述中矿再选是向 第一级精选所得中矿的矿浆中加入水玻璃0.10.3kg/t原矿和捕收剂0.10.3kg/t原矿并 浮选。 0025 优选的， 将步骤 （3） 第二级精选所得中矿和第三级精选所得中矿返回原精选工序 中进行再选。 0026 优选的， 还包括对粗选尾矿进行至少两次扫选， 第一次扫选是向矿浆中依次加入 水玻璃 100500g/t 原矿、 捕收剂 100500g/。
22、t 原矿和起泡剂 1040g/t 原矿， 得到扫选一精 矿和扫一尾矿， 第二次扫选是向扫一尾矿矿浆中依次加入水玻璃 100300g/t 原矿、 捕收剂 100300g/t 原矿和起泡剂 1020g/t 原矿， 得到扫二精矿和最终的浮选尾矿 ； 将扫选一精矿 与步骤 （3） 第一级精选所得中矿混合并进行中矿再选。在本优选方案中， 对尾矿进行扫选 能够以降低排出尾矿的 REO 品位， 保证工艺的最佳回收率。另一方面， 将扫选一精矿与第一 级精选所得中矿混合并进行中矿再选， 能够降低浮选作业矿泥对分选指标的影响， 减少中 矿中的矿泥循环量。 说 明 书 CN 103301949 A 5 4/6 页 。
23、6 0027 本发明的有益效果 ： 综上所述， 本发明提供的起泡剂组成简单、 起泡效果好、 用量少， 用于稀土矿浮选， 能够 形成稳定泡沫层， 提高浮选效果。 本发明所述的常温选矿工艺， 温度适用范围广， 不需加温， 获得优异的选矿技术指标。与传统重选 - 磁选工相比， 采用本申请提出的工艺方法不仅可 以得到更好质量的选矿产品， 还大大降低了稀土矿物在尾矿产品中的损失， 保证了稀土矿 物的回收率， 实现了经济效益的最大化。 与加温浮选工艺相比， 采用本申请提出的工艺方法 可获得更高质量选矿产品， 浮选作业常温条件下进行， 省却了浮选作业的加温过程， 改善了 生产环境， 同时极大程度上降低了生产。
24、成本， 提高选矿回收率。 具体实施方式 0028 下面结合具体实施方式对本发明作进一步的详细描述。 0029 一、 制备起泡剂 实施例 1 ： 松醇油和醚醇油按重量比 1:1 混合。 0030 实施例 2 ： 松醇油和醇醚油按重量比 3:1 混合。 0031 实施例 3 ： 松醇油和醇醚油按重量比 2:1 混合。 0032 二、 选别稀土矿 实施例 4 选用四川德昌大陆槽稀土矿为本实施例处理的原矿， 德昌大陆槽稀土矿矿泥含量大， REO 品位 2.34%。 0033 具体处理工艺为 ： 1、 磨矿 ： 将稀土原矿破碎， 加水调浆至磨矿浓度为 60%， 然后磨矿至 -0.074mm 粒级的含 量。
25、为 83%， 再加水调浆至矿浆浓度为 30% ； 2、 常温条件下对步骤 1 所得矿浆 （矿浆温度 20） 进行两次粗选作业， 第一步粗选时， 抑制剂用量为 1.5kg/t 原矿、 捕收剂用量为 1.0kg/t 原矿， 起泡剂用量为 0.04kg/t 原矿， 得 到第一步粗选精矿和第一步粗选尾矿 ； 将第一步粗选尾矿进行第二步粗选， 抑制剂用量为 0.5kg/t 原矿、 捕收剂用量为 0.5kg/t 原矿， 起泡剂用量为 0.01kg/t， 最后得到第二步粗选 精矿和粗选尾矿 ； 两次浮选所用抑制剂均为水玻璃 ； 起泡剂为松醇油， 捕收剂为羟肟酸捕 收剂。 0034 3、 将第一步粗选精矿和第。
26、二步粗选精矿合并作为浮选粗精矿， 常温下 （矿浆温度 20） 进行三级精选， 第一级精选加入水玻璃 0.05 千克 /t 原矿， 第二级精选和第三级精选 均为不加药剂的空白精选， 得到 REO 品位为 28% 的浮选精矿和各级中矿 ； 4、 对REO品位为28%的稀土浮选精矿， 进行湿式强磁分选， 磁场强度为12000Oe， 强磁精 矿为合格稀土精矿产品， 其 REO 品位为 55%， 回收率为 50%。 0035 实施例 5 重复实施例 4 的操作， 区别在于 ： 起泡剂为松醇油与醇醚油按重量比 2:1 混合的混合 物。最后测得磁选精矿产品品位为 57%， 回收率为 55%。 0036 实施。
27、例 6 重复实施例 4 的操作， 区别在于 ： 起泡剂为松醇油与醇醚油按重量比 2:1 混合的混合 物， 捕收剂是由4份2-萘甲羟肟酸、 4份水杨酸甲酯与含2份氢氧化钠固体的水溶液混合反 说 明 书 CN 103301949 A 6 5/6 页 7 应制得。 0037 最后测得磁选精矿产品品位为 58%， 回收率为 63%。 0038 实施例 7 重复实施例 4 的操作， 区别在于 ： a、 起泡剂为松醇油与醇醚油按重量比 2:1 混合而 成的混合物 ； b、 捕收剂是由 4 份 2- 萘甲羟肟酸、 4 份水杨酸甲酯与含 2 份氢氧化钠固体的 水溶液混合反应制得 ； c、 步骤 2 中得到粗选。
28、尾矿后， 对粗选尾矿进行两次扫选， 第一次扫选 时， 向矿浆中依次加入水玻璃 100g/t 原矿、 捕收剂 100g/t 原矿和起泡剂 10g/t 原矿， 第一 次扫选得到扫一精矿和扫一尾矿， 第二次扫选作业时， 向扫一尾矿矿浆中依次加入水玻璃 100g/t 原矿、 捕收剂 100g/t 原矿和起泡剂 10g/t 吨原矿， 第二次扫选得到扫二精矿和最终 的浮选尾矿。 将扫一精矿与第一级精选所得中矿混合作为中矿， 进行中矿再选作业， 中矿再 选时加入水玻璃 0.1kg/t 原矿和捕收剂 0.15kg/t 原矿 ； d、 对步骤 （3） 中的浮选精矿进行强 磁选精选。 0039 最后得到 REO 。
29、品位为 60.05%， 回收率为 66.43% 的稀土精矿， 同时测得尾矿中， REO 品位为 0.81%。 0040 实施例 8 本实施例选用山东微山稀土矿为本发明处理的原矿 （REO 品位为 2.8%） 。 0041 重复实施例 7 的操作， 区别在于 a、 稀土原矿磨矿至小于 200 目部分的含量为 80% ； b、 起泡剂为松醇油与醇醚油按重量比 3:1 混合而成的混合物 ； c、 捕收剂是由 4 份 2- 萘甲 羟肟酸、 4 份水杨酸甲酯与含 2 份氢氧化钠固体的水溶液混合反应制得 ； d、 步骤 2 第一步粗 选时试剂用量为水玻璃 1.0kg/t 原矿、 捕收剂 1.0kg/t 原。
30、矿和起泡剂 0.05kg/t 原矿， 第二 步粗选时试剂用量为水玻璃 0.5kg/t 原矿、 捕收剂 0.5kg/t 原矿、 起泡剂 0.02kg/t 原矿 ； e、 步骤 3 第一级精选时水玻璃用量为 0.1kg/t 原矿， f、 第一次扫选时药剂用量为 ： 水玻璃 0.2kg/t 原矿、 捕收剂 0.2kg/t 原矿、 起泡剂 0.02kg/t 原矿 ； 第二次扫选时药剂用量为水玻 璃 0.1kg/t 原矿、 捕收剂 0.1kg/t 原矿和起泡剂 0.01kg/t 原矿 ； f、 中矿再选时按每吨原矿 依次加入0.15千克水玻璃和0.1千克羟肟酸捕收剂作为浮选药剂 ； g、 步骤 （3） 。
31、中的浮选精 矿， 经湿式强磁分选提纯， 得到品位为 61%、 回收率为 67.49% 的磁选精矿， 同时测得尾矿中， REO 品位为 0.94%。 0042 实施例 9 选用四川冕宁稀土矿为本发明处理的原矿， 冕宁低品位稀土矿的 REO 品位为 2.3%。 0043 重复实施例 8 的操作， 区别在于 ： a、 将稀土原矿磨矿至小于 200 目部分的含量为 88%， 磨矿后调浆至矿浆浓度为 20%， b、 起泡剂为松醇油与醇醚油按重量比 2:1 混合而成的 混合物 ； c、 捕收剂是由4份2-萘甲羟肟酸、 4份水杨酸甲酯与含2份氢氧化钠固体的水溶液 混合反应制得 ； d、 第一步粗选药剂用量为。
32、水玻璃 2.0kg/t 原矿、 捕收剂 2.0 kg/t 原矿和起 泡剂0.08 kg/t原矿 ； 第二步粗选时药剂用量为水玻璃1.0 kg/t原矿、 捕收剂1.0 kg/t原 矿和起泡剂 0.04 kg/t 原矿 ； e、 第一级精选时药剂用量为水玻璃 0.1 kg/t 原矿 ； f、 第二级 精选和第三级精选为空白精选， 三级精选得到的中矿依次返回上一级作业中 ； g、 第一次扫 选时药剂用量为水玻璃 0.5 kg/t 原矿、 捕收剂 0.5kg/t 原矿和起泡剂 0.04 kg/t 原矿 ； 第 二次扫选时药剂用量为 0.3kg/t 原矿、 捕收剂 0.3 kg/t 原矿和起泡剂 0.0。
33、2 kg/t 原矿 ； h、 中矿再选时药剂用量为0.3 kg/t原矿和捕收剂0.3 kg/t原矿。 最后得到得到品位为65%、 说 明 书 CN 103301949 A 7 6/6 页 8 回收率为 85% 的磁选精矿， 同时测得尾矿的 REO 品位为 0.35%。 0044 将本发明实施例 7 工艺选矿效果与现有工艺的选矿效果进行比较， 结果如表 1 表 1 申请工艺与现有工艺所获指标对比 最后需要说明的是， 以上实施例仅用于说明本发明的技术方案而非限制， 尽管参照较 佳实施例对本发明的技术方案进行了详细说明， 本领域技术人员应当理解， 可以对本发明 的技术方案进行修改或者等同替换， 而不脱离本发明的宗旨和范围， 其均应涵盖在本发明 的保护范围当中。 说 明 书 CN 103301949 A 8 。