浮选回收尾矿稀土的试验研究-矿物加工工程专业毕业设计-毕业论文

内蒙古科技大学本科毕业论文从浮选尾矿中回收稀土的试验研究摘要矿产资源是工农业生产所需原料的首要来源。随着社会不断进步和国民经济的不断发展，对原料的需求量与日俱增，从而对矿产资源的开采利用幅度日益加大，导致矿产资源日益枯竭。矿物加工过程中产生大量尾矿，因此，从尾矿中提取有价值元素的研究，对于资源综合利用，提高资源利用率具有重要意义。内蒙古白云鄂博矿是以铁、稀土、铌和萤石为主，并含有磷、钾、钪等多金属共生的大型矿床，其中稀土氧化物储量近亿吨，居世界第一位。现阶段，白云鄂博基本不生产稀土矿石，包钢所需的稀土原料来自氧化矿选铁尾矿，即使这样每年的稀土回收率也只有5～6%，大量的稀土随尾矿堆置于尾矿坝，造成了稀土资源的极大浪费。本课题组从包钢稀土浮选尾矿中取样，经分析发现其中稀土氧化物的品位为5.8%，有必要进行稀土的再选。本文以羟肟酸类药剂作为捕收剂，进行了从包钢稀土浮选尾矿中回收稀土的试验研究。考察了药剂制度、矿浆pH、磨矿细度、浮选温度、矿浆浓度等因素对浮选指标的影响。试验结果表明，浮选尾矿由于表面吸附有药剂，目标矿物和脉石矿物间可浮性差异变小，不进行矿物表面预处理时，难以获得理想的浮选指标。用硫化钠进行表面脱药处理，在最佳药剂制度、矿浆pH、磨矿细度、浮选温度和矿浆浓度的条件下，经一次浮选，可得REO品位为34.66%、回收率为44.24%的稀土粗精矿。本文的研究结果为包钢稀土浮选尾矿中稀土资源的回收利用开辟了一条途径。关键词：浮选；稀土；综合利用TheexperimentalstudyofRelyclestherareearthfromtheflotationtailingABSTRACTIndustrialandagriculturalproductionofmineralresourcesistheprimarysourceofrawmaterials.Associetycontinuestoprogressanddevelopmentofthenationaleconomy,increasingdemandforrawmaterials,thustheuseofmineralresourcesexploitationrategrowing,leadingtomineralresourceshavedepleted.Becauseofthemineralprocessingproducedalargenumberofmineralprocessingtailings,therefore,extractedfromthetailingsareaddedelements,forcomprehensiveutilizationofresourcesandimprovingresourceutilizationisimportant.BayanOboinInnerMongoliaisironore,rareearth,niobium,andfluorite-basedandcontainsphosphorus,potassium,scandiumandmanyotherlargedepositsofmetalsymbiosis,inwhichnearly100milliontonsofrareearthoxidereserves,rankingfirstintheworld.Thisstage,theBayanOborareearthorebasicdoesnotproduceofrareearth,BaotouSteelRareEarthmaterialsrequiredTailingsfromoxideores,therecoveryofrareeartheachyearisonly5to6%,alargenumberofrareearthwiththetailingspileintailingsdam,causingawasteofrareearthresources.TheresearchgroupfromtheBaotouRareEarthflotationtailingsassample,afteranalysisfoundthatrareearthoxides5.8%grade,itispossibleforre-electionofrareearth.Inthispaper,hydroxamicacidsasflotationagentstocarryoutflotationtailingsfromtheBaotouRareEarthRecoveryStudy.Inspectedthepharmaceuticalsystem,slurrypH,grindingfineness,flotationtemperature,slurryconcentrationonflotationindex.Theresultsshowthattheflotationtailingsduetosurfaceadsorptionagent,thetargetmineralandganguemineralsfloatabilitydifferencebetweenthesmaller,nottomineralsurfacepretreatment,hardlytogettheidealflotationtargets.thesurfacewithsodiumsulfidedrugtreatment,inthebestpharmacysystem,slurrypH,grindingfineness,temperatureandpulpdensityflotationconditions,throughaflotation,theavailabilityofREOwas34.66%,recoverywas44.24%coarseconcentrateofrareearth.TheresultsofthisstudyofflotationtailingsfortheRare-EarthRecyclinghaveopenedupinanotherway.Keywords:flotation；rareearth；utilization目录TOC\o"1-3"\h\u20770摘要 错误！未找到引用源。电子天平：JA2003B型，上海越平科学仪器有限公司。3.1.2原料本次实验用的稀土尾矿源自包钢稀土浮选尾矿，主要的稀土矿产自白云鄂博主东矿区。主要成分见表3.1、3.2。表3.1原料的化学成分（％）元素TFeFeOSiO2pSFK2ONa2O含量18.401.5015.671.012.4612.850.461.36元素CaOMgOAl2O3MnOBaONb2O5REO烧减含量25.951.801.680.783.580.185.803.96表3.2原料主要矿物组成（％）矿物磁铁矿赤铁矿褐铁矿氟碳铈矿独居石萤石铌矿物含量3.721.013.40.5矿物云石钠辉石钠闪石石英长石云母重晶石磷石灰含量11.56.01.81.93.2实验方法称取一定量稀土浮选尾矿放入在搅拌槽中，加水调浆，加入一定量的硫化钠，进行搅拌。搅拌后的矿浆进行抽滤、烘干。烘干后的矿在行星式球磨机中进行球磨，控制球磨时间，获得-200目组分含量分别为80%、85%、90%和95%的矿，以备浮选用。准备好的矿在XFD-0.75变频单槽浮选机中进行浮选试验。第四章实验结果及讨论4.1脱药处理对浮选指标的影响所用原料为包钢稀土浮选尾矿，本文进行了直接浮选和脱药浮选，二者指标见表4.1。表4.1直接浮选和脱药浮选指标对比精矿尾矿给矿精矿REO%尾矿REO%精矿REO收率%直接浮选16.483.610017.284.549.3脱药浮选7.5392.4710034.663.144.2由表可见，直接浮选精矿REO%只有17.28%，说明浮选选择性较差。脱药浮选的精矿REO%为34.66%，较前者有了显著提高。若进行几次精选，有望获得高品位稀土精矿。造成这种结果的根本原因在于，浮选尾矿表面吸附有药剂，使稀土矿物和脉石矿物的表面性质趋于一致，可浮性差异变小，导致浮选选择性变差，因此，直接浮选难以获得理想指标。预先进行表面脱药处理，使原来吸附在表面的药剂脱除掉，暴露出矿物天然的表面，再进行浮选，可获得较好指标。4.2调整剂用量对浮选指标的影响浮选使用调整剂为水玻璃和氟硅酸钠。前者为脉石矿物的抑制剂，后者为稀土矿物的活化剂。图4.1、4.2分别给出二者用量对浮选指标的影响。’图4.1水玻璃用量对精矿指标的影响由图4.1可见，随着水玻璃用量的增大，精矿品位呈逐渐升高趋势。对精矿稀土收率影响规律为：当水玻璃用量较小时，收率保持稳定，当继续加大用量时，收率急剧下降。原因在于：当用量较小时，水玻璃选择性抑制了脉石矿物，因此，随着用量的加大，收率稳定而品位逐渐升高；当水玻璃用量进一步加大时，由于量大，开始抑制稀土矿物，致使稀土收率急剧下降。图4.2.氟硅酸钠用量对精矿指标的影响由图4.2可见，随着氟硅酸钠用量的增大，精矿品位逐渐升高。收率则呈下降趋势。氟硅酸根离子与稀土离子在矿物表面生成难溶物，强化了与捕收剂的作用强度，从而实现活化。这就是氟硅酸钠活化稀土矿物的机理。然而，每个氟硅酸根离子中存在6个氟原子，氟的电负性很高，很容易与水中氢原子形成氢键，导致矿物表面亲水，使其受到抑制。因此，当氟硅酸钠用量较少时，对稀土矿物产生较好的活化作用，当用量较大时，抑制作用开始显现。这就解释了图4.2中氟硅酸钠用量对精矿指标的影响情况。本文采用捕收剂羟肟酸用量为4kg/t的前提下，设计了正交实验，考察了抑制剂水玻璃和活化剂氟硅酸钠用量对浮选指标的影响，最终得出最佳药剂制度为：捕收剂4kg/t、水玻璃1.25kg/t、氟硅酸钠1.75kg/t。采用该药剂制度，通过一次浮选，从REO%为5.8%的稀土浮选尾矿中获得REO%为34.66%、收率为44.24%的稀土精矿。4.3矿浆pH对浮选指标的影响图4.3给出了在不同矿浆pH下浮选的结果。对于离子型捕收剂而言，矿浆pH对浮选的影响在于，pH达到一定大小，才能电离出浮选的有效组分，此时捕收剂方能吸附于矿物表面进行浮选。当矿浆pH过大时，矿物表面也带负电荷，由于静电排斥，不能发生药剂吸附，从而不能进行有效浮选。本文采用的羟肟酸其pKa值为8.9，即，当pH大于8.9时，矿浆中的捕收剂的优势组分为浮选有效组分，即羟肟酸根离子。因此，应在大于8.9的矿浆pH下进行浮选。图4.3体现了这种规律。可见，最宜矿浆pH为9.5。图4.3PH值对精矿指标的影响4.4矿浆浓度对浮选指标的影响图4.4给出了不同矿浆浓度下的浮选结果。由图可见，随着矿浆浓度的增大，精矿稀土品位先升高，后下降。收率则呈一直上升趋势。矿浆浓度较低时，由于矿浆中存在大量的水，矿粒表面水化程度较强，使矿物亲水而难浮，因此，当矿浆浓度开始增大时，精矿品位有所上升。当矿浆浓度进一步增大时，单位体积矿浆中的矿粒数增多，目标矿物向气泡粘附的几率增大，因此，随着矿浆浓度的增大，收率呈上升趋势。然而，矿浆浓度较大时，机械夹杂和矿泥罩盖较严重，使精矿品位下降。因此，出现了精矿品位随着矿浆浓度的升高而先升高后下降的现象。由图可见，将矿浆浓度控制在31%～33%范围内为宜。图4.4不同矿浆浓度对精矿指标的影响4.5温度对浮选指标的影响图4.5给出不同温度下的浮选结果。温度对浮选指标的影响在于，升温加剧分子的热运动，有利于药剂在矿浆中的分散，对提高浮选指标有利。但若温度过高，一方面使矿物溶解度增大，使其亲水而难以上浮；另一方面，高温使气泡内压力过高，使气泡不稳定，容易破灭。这两种因素都会恶化浮选指标。此外，高温导致高能耗，影响浮选的经济指标。由图4.5可见，试验结果符合上述规律。浮选最宜温度为39℃～41℃图4.5不同温度对精矿指标的影响4.6磨矿粒度对浮选指标的影响粒度对浮选的影响在于，矿物只有磨至其嵌布粒度，才能使目标矿物单体解离，这样才能保证浮选对目标矿的的选择性。然而，过于细小的矿物，因其质量小、动量小，与气泡碰撞、粘附几率小，浮选速率低，浮选回收率低。此外，质量小引起细粒混杂，降低精矿品位，比表面积大引起对药剂非选择性吸附，增大药剂消耗。因此，过细的粒度会恶化浮选效果。考虑到白云鄂博稀土矿物嵌布粒度较细（0.074～0.01mm），只有在-200目时才能使大部分稀土矿物达到单体解离。因此，本文对尾矿进行球磨，控制球磨时间，分别得到了-200目含量为85%、90%和95%的矿（原矿为80%）。不同-200目含量矿物浮选指标见图4.由图4.6可见，随着-200目含量的增大，精矿稀土品位和收率均显著下降。这暗示着，球磨过程中可能产生了较多的细粒，使矿物发生泥化，导致浮选指标的恶化。因此，在评价磨矿细度对浮选指标的影响时还应考虑细粒矿物（主要指浮选困难的细粒矿物）的含量。图4.6磨矿粒度对精矿指标的影响4.7结论通过本文的研究得出以下结论：（1）包钢稀土浮选尾矿中含有5.8%的稀土氧化物，具有回收利用价值。（2）由于稀土浮选尾矿表面吸附有药剂，目标矿物与脉石矿物间可浮性差变小，对其进行直接浮选难以获得理想的选矿指标。（3）对尾矿进行表面脱药处理，再进行浮选，可显著提高浮选指标。（4）对于表面脱药处理的尾矿在药剂制度为捕收剂4kg/t、活化剂1.75kg/t、抑制剂1.25kg/t、起泡剂为30g/t，温度为40℃，矿浆浓度为33内蒙古科技大学本科毕业论文35-参考文献[1]张培善，陶克捷.中国稀土矿物学［M］.北京：科学出版社，1998.3-4.[2]余永富,邓育民.白云鄂博中贫氧化矿石选矿综合回收铁、稀土选别新工艺工业试生产实践[J].金属矿山,1992.9-10.[3]徐光宪.稀土[M].北京:冶金工业出版社,1995.4-5.[4]文开元.中国稀土国际现状及国际合作[J].稀土技术与贸易国际论坛，1998.9-11.[5]中国稀土资源综合开发利用与可持续发展学术研讨会论文集［C］.昆明：地采选专业委员会，2004.4-7.[6]林东鲁，李春龙，邬虎林.白云鄂博特殊矿采选冶工艺攻关与技术进步［M］.冶金工业出版社.[7]余永富.白云鄂博大型多金属共生矿选矿研究回顾与展望［J］.矿冶工程，1992.12（1）：69-70.[8]车丽萍，侯运炳，程建忠.白云鄂博矿床稀土资源的合理开发及综合利用［J］.稀土，2007.28（1）：70-72.[9]黄小卫,李红卫,薛向欣等.我国稀土湿法冶金发展状况[P].及研究进展[J].中国稀土学报,2006.24(2):129.[10]刘余九.中国稀土产业技术发展战略的研究［J］.稀土，2002.23（4）：69-71.[11]侯宗林.我国稀土资源开发利用与可持续发展［A］.中国稀土资源综合开发利用与可持续发展学术研讨会论文集［C］.昆明：地采选专业委员会，2004.4-7.[12]余永富.我国稀土矿选矿技术及其发展［J］.中国矿业大学学报,2001.30（6）：538-540.[13]常祝春，吴应南.包钢尾矿坝尾矿综合回收研究［A］.第三届全国选矿学术会议论文集［C］，1982.126～132.[14]纪文化.从尾矿中回收稀土的研究及其经济效果［A］.第三届全国选矿学术会议论文集［C］，1982.101～111.[15]张文华，郑煜，秦永启.包钢选矿厂尾矿的稀土选矿[J].湿法冶金，2002.21(3):36～38.[16]王云飞，方军.回收尾矿中有用成分的实践探讨[J].包钢科技，2004.30(4):5～7.[17]李英霞.从包钢强磁尾矿中回收稀土和铌的研究[J].广东有色金属学报，1999.9(2):101～105.[18]方军，赵德贵.包钢选矿厂磁铁矿尾矿选稀土的探讨[J].金属矿山，2003(3):47～49.[19]ZhangLQ，WangZC，TongSX，etal.RareEarthExtractionfromBastnaesiteConcentratebyStepwiseCarbochbrination-ChemicalVaporTransport-Oxidation[J].MetallurgicalandMaterialsTransactionsB，2004，35B:217～221.[20]WangZC，ZhangLQ，LeiPX，etal.RareEarthExtractionandSeparationfromMixedBastnaesite-MonaziteConcentratebyStepwiseCarbochlorination-ChemicalVaporTrans-port[J].MetallurgicalandMaterialsTransactionsB，2002.33B:661～668.[21]张丽清，雷鹏翔，尤健，等.氟碳铈矿精矿在SiCl4存在时的碳热氯化过程[J].有色金属学报，2003.13(2):502～505.附录ASelectiveflotationofbastnaesitefrommonaziteinrareearthconcentratesusingpotassiumalumasdepressantJunRena,ShaoxianSongb,AlejandroLopez-Valdiviesob,ShouciLucaCenterofResearchonSurfacesandInterfaces,NanjingUni˝ersity,Nanjing210093,ChinabInstitutodeMetalurgia,Uni˝ersidadAutonomadeSanLuisPotosi,SierraLeona550,Lomas2aSeccion,´SanLuisPotosi,C.P.78210,S.L.P.,MexicocResourcesEngineeringSchool,Uni˝ersityofScienceandTechnologyBeijing,40XueyuanRoad,Beijing100083,China.AbstractFlotationstudieswerecarriedoutonsingleparticlesofbastnaesiteandmonazitetodevelopaflotationschemeforselectivelyremovingmonaziteintherareearthbulkconcentratefromtheBaiyunebomine,inChina60.7%rareearthoxidesorREO,75%asbastnaesiteand25%asmonazite.LowadditionsofpotassiumalumwerefoundtoefficientlydepressmonaziteatpH5withoutaffectingtheflotabilityofbastnaesitewiththecollectorbenzoicacid.Thebulkconcentratewastreatedthroughthisscheme,and85%ofthebastnaesitewasrecoveredinaconcentratethatassayed69.5%REOandcontained97%bastnaesite.Thedepressingeffectofpotassiumalumappearedtobeduetothepreferentialadsorptionofhydrolyzedaluminumspeciesonmonaziteincomparisontobastnaesite.Keywords:bastnaesiteflotation;monaziteflotation;rareearthmineralseparation;alumasdepressant;hydrolyzedaluminumions.Introduction1.IntroductionBastnaesitetheoreticallycontainsabout75%combinedrareearthoxidesREOandonlyminoramountsofyttrium.Flotationconcentratesofbastnaesiteusuallycontaining.60%REOcanbeupgradedto70%REObyacidleachingtoremovecalciteandto85%byacombinationofacidleachingandcalcining,whichremovescarbondioxidefromthecarbonate.Monazitetheoreticallycancontain70%REOincludingabout2%yttriumoxide,butmostconcentratescontainabout55–65%REO.Ofthetwominerals,bastnaesiteisreferredastheprincipalsourceofREObecauseithashighpercentagesofthelightrareearthelementsortheceriumgroup,namelyelementshavingatomicnumbers57through63.monaziteisrecoveredasabyproduct,neededtobestockpiledwhenproducedinexcess.ThecommercialbastnaesitedepositinMountainPass,California,USAisprocessedbyflotationusingamixtureoftalloilandligninsulfonateatelevatedtemperaturetoselectivelyfloatbastnaesite.ThemaindepositofrareearthmineralslocatedintheBaiyunebomine,inChinarepresents80%ofthetotalREOworldreservesFalconnet,1985.Here,bastnaesiteoccurstogetherwithmonaziteandtheyarebothrecoveredintheformofabulkconcentrateasabyproductofironoremining.Currently,thereisaneedforfurthertreatmentofthebulkconcentratesinceitshydrometallurgicalprocessinginvolveshighcostsduetothehighcontentofmonazite.Numerousinvestigationshavebeencarriedoutpursuingaflotationschemeforselectivelyseparatingbastnaesiteandmonazite.GuandZhu1988reportedontheflotationseparationofbastnaesiteandmonaziteusingN-hydroxylphthalimadeascollector.Phthalicacidinaweaklyacidic.slurrywasusedbyZhang1985asaselectivecollectortoproduceabastnaesiteconcentrateof98%purity,butwithonly38%recovery.Othercollectorshavebeenalsorecommended,namelyHydroxy-naphthlylhydroxamicacidandN-hydroxylph-thalicimideRen,1993;Renetal.,1997.Notonlyeffectivecollectors,butalsoefficientdepressantsplayanimportantroleintheflotationofrareearthminerals(PradipandFuerstenau,1991).Whilesearchingforcollectorstoselectivelyfloatbastnaesiteovermonazite,investigationswerealsoper-formedinourlaboratorytofindadepressantthatcouldbeusedtoachievetheseparationbetweenthetwominerals.Ofalltheinorganicandorganicdepressantstested,potassiumalumwasfoundtobethemostpromisingdepressant.Thispapershowstheresultsontheapplicabilityofpotassiumalumasadepressantintheselectiveflotationofbastnaesitefrommonaziteinarareearthbulkconcentrateusingbenzoicacidasacollector.Inaddition,themethodologyusedtoestablishtheflotationschemefortheseparationprocessthroughstudiesonflotabilityofsingleparticlesofbothbastnaesiteandmonaziteispresented.2.ExperimentalThemineralsamplesofbastnaesiteandmonaziteusedinthisworkwereobtainedfromtheHaoniupingmineandSouthernrareearthmine,inChina,respectively.Bysieving,37×100mmsizeparticleswereobtainedforflotationtests,andy37mmsizeparticlesforzetapotentialmeasurements.Throughthisprocedure,thepurityofthebastnaesiteandmonazitesampleswere96.5%and95.0%,respectively.Abastnaesiteandmonazitebulkconcentrate,assaying60.7%totalREO,4.3%CaO,4.0%Fand11.5%PO,fromtheBaiyunebomine,inChina,wasusedassamplefor25flotationstudiestoseparatebastnaesiteandmonazite.Theconcentrate,with75.1%REOasbastnaesiteand24.9%REOasmonazite,alsocontained1.3%SiOand4.3%Feas2martite.Inordertodeterminetherelativeproportionofbastnaesiteandmonaziteinthevariousflotationproducts,boththetotalREOcontentandtheREOcontentofbastnaesitewereassayedintheproducts.Benzoicacidusedinthisworkwaspreparedinourlaboratoryandfoundtohave90.2%purity.Potassiumalum(KAl(SO4)2.12H2O),hydrochloricacid,sodiumhydrox-ideandoctanolwereallanalyticalgradereagents.3.Resultsanddiscussions3.1.FlotationofbastnaesiteandmonaziteTheeffectofpHontheflotabilityofsingleparticlesofbothbastnaesiteandmonaziteusingbenzoicacidasacollectorinthepresenceandabsenceofpotassiumalumisshowninFig.1.ItcanbenotedthatbothmineralspresentflotabilitypeaksaboutpH5intheabsenceofpotassiumalum.TheseresultsindicatethatthereisnoselectivitybetweenbastnaesiteandmonaziteinthewholepHrangestudiedifonlythecollectorbenzoicacidisused.However,with300mgrlpotassiumalum,monaziteisstronglydepressed,whiletheflotabilityofbastnaesiteisaffectedonlyslightly.AroundpH5,theflotabilitydifferencebetweenthetwomineralsisover60%.Clearly,potassiumalumseemstobeanefficientselectivedepressantfortheseparationofbastnaesiteandFig.1.FlotabilityofbastnaesiteandmonaziteasafunctionofpHinthepresenceandabsenceofpotassiumalum(KAl(SO4)2.12H2O)withbenzoicacidascollector.TheeffectofpotassiumalumadditionontheflotabilityofbothbastnaesiteandmonazitewithbenzoicacidatpH5isshowninFig.2.Theseresultsindicatethatahighdosageofpotassiumalumnotonlydepressedmonazite,butalsobastnaesite.Theflotabilitycurveformonaziteexhibitsasteepslopeinthelowpotassiumalumaddition。range,whereasthatforbastnaesitedecreasesonlyslightlyasincreasingthedepressantadditioninthelowrangebeforeitdeclinedsharply.Thereisanoptimumpotassiumalumadditionforthebestselectivityintheflotationseparationofbastnaesiteandmonazite.FromtheresultsshowninFigs.1and2,itcanbeseenthatpotassiumalumpreferentiallydepressesmonaziteoverbastnaesiteinanarrowadditionrangeatpH4.5–5.5.PotassiumalumdissociatesintoK+,Al3+,SO2-ionsandhydrolyzedaluminumspeciesupondissolutioninwater.Inordertoclarifywhichionsareresponsibleforthedepressingeffectonmonaziteandbastnaesite,theeffectofpotassiumsulfateK2SO4andaluminumsulfateAl2（SO4）3ontheflotationofthetwomineralswereinvestigatedseparately.TheresultsshowninFig.3indicatethataluminumsulfatedepressesmonaziteandbastnaesiteinthesamemanneraspotassiumalum,whereaspotassiumsulfatedoesnothaveasignificantinfluenceonflotation.Fromtheseresults,itcanbereadilyconcludedthatthedepressingeffectofpotassiumalumonmonaziteandbastnaesitewasoriginatedfromaluminumionsandnotfrompotassiumorsulfate.However,therecouldbeacombinedeffectofaluminumandsulfateions,causedbythespecificadsorptionofsulfateions.Fig.4depictsadiagramshowingthedifferentspeciesresultingfromhydrolysisofaluminumionsfora10-4mol/ltotalconcentrationinaqueoussolution.Inthisfigure,itisshownthatthealuminum-hydrolyzedspeciesAl(OH)2+andAl(OH)2+arepredominantinthepHrange（4.5–5.5）ofdepressionofpotassiumalum.AccordingtoFuerstenauetal.thesehydrolyzedspeciesarestronglyadsorbedontopolarsurfaces,asthoseonbastnaesiteandmonazite.Consequently,thesesurfacesincreasetheirhydrophilicity.Fig.3.FlotabilityofbastnaesiteandmonaziteasafunctionofK2SO4andAl2（SO4）3additionwithbenzoicacidascollectoratpH5.Fig.4.Speciesdistributiondiagramfor10-4mol/ltotalaluminumionsconcentration（Fuerstenauetal,1988）.ThezetapotentialofbastnaesiteandmonaziteasafunctionofpHinthepresenceandabsenceofpotassiumalumisshowninFig.5.TheisoelectricpointiepofbastnaesiteandmonaziteinpurewateroccursatpH7.8and4.7,respectively.Byadding300g/lpotassiumalum,theiepshiftstopH8.1and6.9,respectively.Thischangeontheiepismuchgreaterformonazitethanforbastnaesite.Theseresultsindicatethathydrolyzedaluminumspeciesapparentlyareadsorbed,onapreferentialbasis,onmonaziteincomparisontobastnaesite.Suchpreferentialadsorptioncausedthatpotassiumalumbeanefficientdepressantofmonaziteoverbastnaesiteduringflotation.3.2.Flotationofbastnaesitefrombastnaesite–monazitebulkconcentrateTheforegoingconceptsweretestedaspossiblemeansforseparatingbastnaesiteandmonazitefromtheBaiyunebobastnaesite–monazitebulkconcentrate.Rougherflotationtestswerecarriedoutwithslurriesat35%solidfor4min.TheresultsgiveninFig.6showthatwithoutpotassiumalum,70%ofthemonaziteremainedinthebastnaesiteconcentrate,indicatingaverypoorseparation.Aspotassiumalumadditionisincreased,thenmonazitewasdepressedbelow10%recoveryintheconcentrate,withoutaffectingFig.5.ZetapotentialofbastnaesiteandmonaziteasafunctionofpHinthepresenceandabsenceofpotassiumalumKAl(SO4)2.12H2O.bastnaesiterecovery.Accordingly,bastnaesiteupgradedintheconcentrate.ThebulkconcentratewasthentreatedusingtheflowsheetgiveninFig.7.A35%solidslurrywasconditionedwith4kg/tonpotassiumalum,1.55kg/tonbenzoicacid,150gr/onoctanolatpH5.Rougherflotationwascarriedoutfor4mintoobtainaFig.6.FlotationrecoveryofbastnaesiteandmonazitefromtheBaiyunebobulkconcentrateasafunctionofpotassiumalumKAl(SO4)2.12H2Oadditionwith1.55kg/tonbenzoicacidascollectoratpH5.Thebastnaesitecontentintheflotationconcentrateisalsopresented.Fig.7.SchematicoftheflowsheetforprocessingtheBaiyunebobulkconcentratetoselectivelyfloatbastnaesitefrommonazite.Massbalance,REOgrade,mineralrecoveryandmineralcontentarepresented.concentratethatwascleanedtwicewithoutreagentsfor2min.Throughthismethodol-ogy,afinalbastnaesiteconcentrateassaying69.5%REOwith97%bastnaesiteat85%bastnaesiterecoverywasobtained.Therougherflotationtailingsismonaziteconcen-trate,whichassayed55%REOwith96%monazite.Therecoveryofmonazitewas41%.TheseparationresultsaredetailedinFig.7.Ifthemiddlingandtherougherflotationtailingswerecombined,themonaziteconcentratewouldhaveassayed48.6%REOwith64.8%monaziteand92.4%monaziterecovery.ThisproductmaybefurthertreatedtoimproveitsREOgradebyremovingsilicaandmartite.Ascanbenoted,flotationwithpotassiumalumasdepressantandbenzoicacidascollectoryieldssatisfactoryresultsfortheseparationofbastnaesiteandmonazite.4.SummaryAflotationschemehasbeenpresentedforseparatingbastnaesiteandmonaziteusingpotassiumalumasdepressantandbenzoicacidascollectorinweaklyacidicslurries.TheprocesswastestedonabastnaesiteandmonazitebulkconcentratefromtheBaiyunebomine,inChina(60.7%REO,75%asbastnaesiteand25%asmonazite).Fromthisprocess,abastnaesiteconcentratewasproducedassaying69.5%REOwith97.2%bastnaesite.Therecoveryofbastnaesitewas84.7%.Thedepressingeffectofpotassiumalumintheflotationseparationofbastnaesiteandmonaziteappearedtobeduetothepreferentialadsorptionofhydrolyzedaluminumionsonmonaziteincompari-sontobastnaesite.References(1)Adamson,A.W.,1990.PhysicalChemistryofSurfaces,5thedn.Wiley,NewYork.Falconnet,P.,1985.Economicsofrareearth’s.J.Less-CommonMet.111,9–15.(2)Fuerstenau,D.W.,Khan,L.A.,Raghavan,S.,Pradip,1983.AlternatereagentschemefortheflotationofMountainPassrare-earthore.Preprint—XIVInternationalMineralProcessingCongress,(3)Fuerstenau,D.W.,Pradip,1984.Mineralflotationwithhydroxamatecollectors.ReagentsintheMineralsIndustry,Rome,IMM,pp.161–168.4)Fuerstenau,M.C.,Lopez-Valdivieso,A.,Fuerstenau,D.W.,1988.Roleofhydrolyzedcationsinthenaturalhydrophobicityoftalc.Int.J.Miner.Process.23,161–170.(5)Gu,Y.,Zhu,Y.,1988.DeterminationofprotonationconstantofF802N-hydroxyphthalimadeandstabilityconstantsofioniccomplexcompoundofF802withLaIII.RareMet.7,81–86,inChinese.(6)Hedrick,J.B.,1985.Rare-earthelementsandyttrium.In:Horton,R.C.Ed.,MineralFactsandProblems,1985edn.USDepartmentoftheInterior,Washington,钾明矾作为抑制剂从稀土精矿中选择性回收氟碳铈矿和独居石摘要：通过实验进行了对粒度嵌布较细的氟碳铈矿和独居石的实验研究，以制定一项浮选方案选择性去除稀土精矿中的独居石从中国白云鄂博矿（60.7％稀土氧化物，75％的氟碳铈矿和25％的独居石）。发现在pH为5时可以抑制独居石，而不会影响与苯甲酸作用的氟碳铈矿的可浮性。混合精矿通过这一方案，在稀土精矿品位为69.5％时可以得到97%的氟碳铈矿且收率为85％。钾明矾的抑制效果是水解铝离子优先吸附于独居石相比于氟碳铈矿。关键词：氟碳铈矿浮选；独居石浮选；稀土矿分离；钾明矾作为抑制剂；铝离子的水解。1绪论：氟碳铈矿理论上大约75％包含在稀土氧化物中且只含有少量钇。氟碳铈矿浮选精矿（通常包含60％的稀土）可提高品位至70％由稀土氧化物通过浸出除去方解石和通过酸浸和焙烧提高品位至85％。独居石理论上可以70％分布于稀土氧化物中，其中约2％钇氧化物，但大多数精矿包含约55~65％的REO。在这两种矿物质中，氟碳铈矿被称为REO的主要来源，因为它具有较高的百分比。独居石是作为副产品回收，需要储存当产生过剩时。美国加利福尼亚氟碳铈矿矿床处理通过浮选使用一种高油和木质素磺酸盐的混合物选择性浮选氟碳铈矿，稀土矿床主要位于白云鄂博矿，在中国80％的稀土矿物都分布在这，在这里，氟碳铈矿与独居石共生在一起，它们都通过大部分精矿的形式，作为铁矿石开采的副产品被回收。目前，有需要进一步处理那些大部分集中作为副产品的矿物，湿法冶金由于高昂的费用得到的独居石含量较高。许多实验研究都寻求了浮选的方法进行对氟碳铈矿独居石的分离。顾和朱1988报告了氟碳铈矿和独居石的浮选分离以N-hydroxylphthalimade作为捕收剂。张使用邻苯二甲酸在弱酸性矿浆中作为一种选择性的捕收剂使氟碳铈矿品位达到了98％，但只有38％回收率。其他捕收剂也已建议使用，即羟基naphthlyl羟肟酸和N-羟基phthalicimide。不仅捕收剂，还有抑制剂都发挥重要作用在稀土矿物浮选。（普拉迪普和菲尔斯特瑙，1991年）。寻找捕收剂有选择地分离独居石和氟碳铈矿，试验还在我们的实验室进行，以找到一个较好的抑制剂来实现抑制分离两种矿物。在所有的无机和有机抑制剂测试中发现钾明矾是效果最好的抑制剂。本文阐述了使用钾明矾作为抑制剂，苯甲酸作为捕收剂选择性从稀土混合精矿中浮选分离氟碳铈矿和独居石。此外，该方法通过可浮性分离过程的研究建立对单一颗粒氟碳铈矿和独居石浮选方案。2．实验在这项工作中使用的氟碳铈矿和独居石的矿物样品是出自Haoniuping矿和南部稀土矿，矿样品先粉碎，通过筛选，37×100毫米大小的粒子，进行浮选试验，小于37毫米的颗粒进行Zeta电位测量。通过这一过程，该纯度氟碳铈矿和独居石样品分别为96.5％和95.0％。氟碳铈矿和独居石混合精矿，含量测定总REO60.7％，4.3％氧化钙，4.0％F和11.5％P2O5。白云鄂博矿的样品研究氟碳铈矿和独居石的分离。稀土精矿中有75.1％的氟碳铈矿和24.9％的独居石，还含有1.3％二氧化硅和4.3％铁。为了确定在氟碳铈矿和独居石的相对比例各种浮选产品，无论是总的REO中氟碳铈矿的品位和REO中氟碳铈矿的品位都要进行检测。苯甲酸在这项工作中使用的是在我们的实验室制备，有90.2％的纯度。钾明矾，盐酸，羟基-IDE和辛醇均为分析纯试剂。3．结果和讨论

关于矿浆PH对氟碳铈矿和独居石两单颗粒可浮性的影响，在使用苯甲酸作为捕收剂和钾明矾作为抑制剂的影响，如图所示1。可以说，当矿物可浮性的pH值为5时，峰值前缺乏钾明矾。结果表明，如果只使用捕收剂，而没有对PH的研究，药剂对于氟碳铈矿和独居石是没有选择性的。然而，当加入300mg/l钾明矾时，强烈抑制独居石，而对氟碳铈矿可浮性的影响很小。当pH值为5时，矿物可浮性两者之间的差额超过60％。显然，钾明矾是一个有效分离的抑制剂。图一图二矿浆PH作为一个影响氟碳铈矿和独居石的可浮性的一个指标，在以苯甲酸作为捕收剂，在有无钠明矾条件下对浮选的影响。在以苯甲酸作为捕收剂，矿浆PH在5的条件下，钠明矾对于氟碳铈矿和独居石的可浮性影响见图二。这些结果表明，在抑制剂钾明矾用量较大的情况时，它不仅抑制独居石，也抑制氟碳铈矿。独居石的可浮性在抑制剂用量较少时具有很高的可浮性。当增加抑制剂用量在一个较小的范围内时氟碳铈矿只是轻微的变化，当超过某个量时，它会突然急剧下降。由此图可知，对于钾明矾有一个最佳的用量范围，使其在浮选分离氟碳铈矿和独居石时有很好的选择性。从图一和图二的结果很明显的得到当矿浆PH变化的范围是在4.5–5.5之间时，抑制剂钾明矾抑制独居石要远远大于抑制氟碳铈矿的作用。钾明矾在水中溶解后，得到游离的K+，Al3+，硫酸根离子和铝的水解物。为了知道这些离子中哪些对独居石和氟碳铈矿具有抑制作用，针对硫酸钾及硫酸铝两离子对这两个矿物分别进行了浮选研究。如图3所示的结果表明，硫酸铝抑制独居石和氟碳铈矿中的效果和钾明矾方式相同，而硫酸钾没有对浮选有显著的影响。从这些结果，可以很容易得出结论，钾明矾对独居石和氟碳铈矿的抑制效果是铝离子在起作用，而不是钾或硫酸在起抑制作用。但是，也有可能是由铝和硫酸根离子共同作用通过硫酸根离子的吸附实现的。图4显示了不同种的结果当铝离子在水溶液中水解的浓度为10-4摩尔/升时。通过这个数字表明，铝水解物中的Al(OH)2+，Al(OH)2+是钾明矾主要的起抑制作用的离子当矿浆pH为（4.5-5.5）时。据菲尔斯特瑙，这些水解产物强烈的吸附到氟碳铈矿和独居石的极性表面，因此，这些表面增加其亲水性。图三图四氟碳铈矿和独居石的zeta电位在不通用量钾明矾的条件下的影响如图5。氟碳铈矿和独居石的等电点iep在纯水中出现在pH为7.8和4.7之间时，当加入钠明矾为300g/l时，iep变化到pH8.1和6.9，这个变化在独居石上远大于氟碳铈矿上的变化。这些结果表明，水解铝离子显然被吸附。这种吸附引起钠明矾对于独居石的抑制效果要高于氟碳铈矿在浮选中。3.1从氟碳铈矿和独居石的混合精矿中浮选氟碳铈矿上述试验作为一种方法从白云鄂博氟碳铈矿和独居石混合精矿中分离氟碳铈矿和独居石。在图6表明，在没有没有钾明矾的条件下，70％的独居石仍然留在氟碳铈矿精矿中，很显然是一个很差的浮选分离。随着钠明矾的增加，独居石被抑制，但不影响氟碳铈矿的回收。因此，氟碳铈矿精矿品位提高。图五图六图七混合精矿使用特定的工艺流程图，如图7。在35％的矿浆浓度下加入4kg/t钾明矾，1.55kg/t苯甲酸，150g/t辛醇在pH为5的条件下进行浮选。粗浮选进行4分钟内获得的精矿是2分钟的两倍。通过这个方式测得稀土含量为69.5%的精矿中得到氟碳铈矿含量97％，85％氟碳铈矿回收率。粗浮选的尾矿是独居石的精矿，在浮选尾矿品位为55%时，有96%的独居石，回收率是41%。分选的结果如图7。如果中矿和粗选尾矿混合在一起，将会得到品位为64.8%和回收率为92.4%的独居石。在此基础上可以通过去除二氧化硅等脉石，进一步提高稀土品位，由此可以看出用钾明矾作为抑制剂，苯甲酸作为捕收剂可以得到很好的效果在分离氟碳铈矿和独居石时。4.总结这个浮选方案现在已经用于分离氟碳铈矿和独居石即用钾明矾作为抑制剂，苯甲酸作为捕收剂在弱酸性矿浆中进行浮选。实验过程得到的氟碳铈矿和独居石的混合精矿来自白云鄂博矿。通过这个实验，得到在品位为69.5%的稀土精矿中有97.2%的氟碳铈矿，且其回收率为84.7%。在浮选分离氟碳铈矿和独居石过程中钾明矾的抑制作用取决于解离的铝离子优先吸附于独居石相比于氟碳铈矿。参考资料亚当森，A.W，1990.表面物理化学的，第五版.威利，纽约.菲尔斯特瑙，德国之声，洛杉矶，拉加万，南，普拉迪普，1983备用试剂计划用于浮选芒廷帕斯稀土矿.菲尔斯特瑙，D.W.普拉迪普，1984.矿物浮选与羟捕收剂.菲尔斯特瑙，三菱商事，洛佩兹巴尔迪维索，甲，菲尔斯特瑙，德国之声，1988.阳离子的水解作用的天然滑石粉疏水性.顾士元，朱，士元，1988年.测定质子的F802的N-羟基和稳定常数.赫德里克，J.B.，1985.稀土元素和钇.霍顿，钢筋混凝土埃德.矿产事实和问题，1985EDN杂志.致谢本论文的研究工作是在内蒙古科技大学矿冶研究所完成的。在这里，张邦文教授、布林朝克老师以及本所的其他老师不仅为我创造了良好的实验环境，而且以高度的责任心、渊博的学识、严谨的治学态度在实验方法和理论研究给了我非常多的培养和教导，布林朝克老师常常和我一起解决实验中出现的问题，使得实验工作能够顺利完成，在此，向指导老师表示衷心的感谢！张邦文教授对论文的书写和定稿提出了非常宝贵的意见，布林朝克老师严谨的治学态度无论是对本课题的研究还是对我今后的学习和工作都是极大的鼓励和鞭策，在此，向几位老师表示衷心的感谢！在本次毕业论文中，闫承印等同学给予大力的支持和帮助，在此，向他们表示衷心的感谢！感谢所有帮助我的人，祝您们身体健康！万事如意！由于个人的知识水平和能力有限，在这次论文中难免存在不足之处，恳请各位老师和同学指正，我将无限感激！魏小磊2010年6月于内蒙古科技大学基于C8051F单片机直流电动机反馈控制系统的设计与研究基于单片机的嵌入式Web服务器的研究MOTOROLA单片机MC68HC（8）05PV8/A内嵌EEPROM的工艺和制程方法及对良率的影响研究基于模糊控制的电阻钎焊单片机温度控制系统的研制基于MCS-51系列单片机的通用控制模块的研究基于单片机实现的供暖系统最佳启停自校正（STR）调节器单片机控制的二级倒立摆系统的研究基于增强型51系列单片机的TCP/IP协议栈的实现基于单片机的蓄电池自动监测系统基于32位嵌入式单片机系统的图像采集与处理技术的研究基于单片机的作物营养诊断专家系统的研究基于单片机的交流伺服电机运动控制系统研究与开发基于单片机的泵管内壁硬度测试仪的研制基于单片机的自动找平控制系统研究基于C8051F040单片机的嵌入式系统开发基于单片机的液压动力系统状态监测仪开发模糊Smith智能控制方法的研究及其单片机实现一种基于单片机的轴快流CO〈,2〉激光器的手持控制面板的研制HYPERLINK"/detail.htm?2373