一种从稀土尾矿中综合回收利用多种矿产资源的选矿工艺

摘要

本发明提供了一种从稀土尾矿中进行资源综合回收利用的选矿工艺，从含稀土、铁、硫、铌、萤石及钪的多金属共生矿床选稀土的尾矿中实现稀土精矿、铁精矿、硫精矿、铌精矿和钪精矿的综合回收，其中优先回收稀土精矿工艺；混合浮选作业实现易浮矿物与铁、铌及硅酸盐矿物的分组分选；混合浮选的沉砂采用选硫选铁-重选-二次选硫选铁工艺，其中重选实现早抛尾目的，最终实现铌铁的浮选分离，并获得铁、硫、铌精矿；混合泡沫细磨浮选获得萤石精矿；选铌尾矿强磁获得钪精矿。本发明可以实现尾矿中资源最大程度的综合回收利用，提高矿山综合利用率，降低尾矿排放量，具有较好的经济及社会效益。

说明书

技术领域

本发明涉及选矿技术领域，是一种从稀土尾矿中进行资源回收的选矿工艺。

背景技术

目前，随着现代工业的发展，人类对资源的需求越来越强劲，以满足现代工业所需的各 种材料。其中，铁精矿是炼铁炼钢的基本原料，我国每年都进口大量的铁矿石，花费了大量 外汇；稀土精矿可以用于获得各种单一稀土氧化物及稀土金属，它们具有特殊的声、光、电、 磁等性能，广泛用于钢铁、化工、新材料、高科技、航天等领域，稀土产业是我国的优势产 业，产品在全球占较大的份额；硫精矿用来制取硫酸及获得铁精矿；铌是高熔点稀有金属， 具有耐高温、抗腐蚀以及良好的导电性能，铌已成为现代工业和尖端技术中不可缺少的重要 金属材料，但我国铌资源短缺，主要依赖于从巴西进口；萤石精矿用于制取氢氟酸，氢氟酸 则是现代氟化工企业的基本原料，萤石也是我国的特色资源；钪及其化合物具有特殊性质， 使其在燃料电池、电光源、宇航、电子工业、合金、核技术及超导技术等方面得到广泛应用， 国际市场中氧化钪及金属钪价格较高，我国具有一定的优势地位。

综上所述，铁、稀土、铌、硫、萤石、钪等资源市场前景都较好，但单一的以上矿产较 少，尤其是铌矿和钪矿等，都需从共生复杂难选矿中加以回收，但复杂矿中由于元素较多， 元素的比重、磁性、可浮性等都各不相同，同时各种矿物共生关系复杂，粒度又较细，目前 没有理想的选矿工艺对上述矿产进行有效回收，因而导致长期以来这类矿石综合回收效果较 差，造成资源的严重浪费。

本发明是在对该类资源长期研究的基础上，根据矿石本身的性质而研究出的新的选矿工 艺，从而实现对上述矿产的有效综合回收。

发明内容

本发明专利的目的是解决稀土尾矿中共伴生有用矿产资源的有效综合回收的技术问题。

本发明提供了一种从稀土尾矿中进行资源综合回收的选矿工艺。

本发明根据先易后难的浮选原则，首先对稀土尾矿采用浮选工艺回收稀土精矿，由于稀 土矿物可浮性较好，首先将其彻底回收；然后再采用混合浮选工艺，将稀土尾矿分成混合泡 沫及混合沉砂两部分，实现易浮矿物与铁铌硅矿物的分组分选，其中混合泡沫主要含有萤石、 碳酸盐矿物，还有少量的重晶石、磷灰石等易浮矿物，可以从中通过浮选工艺回收萤石精矿； 而混合沉砂主要含有氧化铁矿物、铌矿物(包括铌铁矿、黄绿石、易解石、钛铁金红石)、钠 辉石、钠闪石、云母等矿物，对这部分原料，首先浮选回收硫精矿，再浮选回收铁精矿，然 后再采用重选(摇床)工艺抛尾，提高了原料中铌的品位，再对重选精矿浮选回收硫精矿， 再浮选铁精矿，最后浮选回收铌精矿；由于钪主要存在于硅酸盐矿物中，因此最后再从选铌 尾矿中采用强磁选工艺回收辉石、闪石等硅酸盐矿物，获得钪精矿。上述工艺可以最大程度 地实现稀土尾矿中资源综的合回收，为这类资源的综合利用提供了技术依托。

本发明的一种实施方案见图1所示。从中可看出，该工艺包括以下流程：稀土浮选、混 合浮选、混合泡沫浮选萤石、混合沉砂一次选硫、一次选铁、重选、二次选硫、二次选铁、 铌浮选和选钪，一共10部分作业，最终可获得稀土精矿、硫精矿、铁精矿、萤石精矿、铌精 矿、钪精矿共6种产品。另外还有4段磨矿作业。

1、稀土回收

首先，根据需要，对稀土尾矿进行细磨，使稀土尾矿粒度控制在-200目95％以上。

所述稀土尾矿中稀土品位至少为3％，优选为5％以上。

然后，采用浮选工艺回收稀土矿物，浮选工艺采用一次粗选二次精选。

所用稀土浮选药剂包括水玻璃和稀土捕收剂XP。其中水玻璃为脉石矿物抑制剂，同时能 够调整矿浆的pH值。稀土捕收剂XP为羟肟酸类药剂，兼具起泡性能。随着水玻璃用量增加， 稀土粗选品位提高，但回收率下降。随着XP用量增加，品位下降，但回收率提高。

所述羟肟酸类药剂选自C5-C9的羟肟酸、水杨羟肟酸、苯基羟肟酸、邻羟基苯基羟肟酸 中的一种或几种。

在本发明的一个具体实施方案中，稀土浮选药剂主要由水玻璃和稀土捕收剂XP组成。

在本发明的另一个具体实施方案中，稀土浮选药剂由水玻璃和稀土捕收剂XP组成。

粗选的具体工艺参数如下：

水玻璃用量为3-5kg/t，优选为4.0kg/t，捕收剂XP用量为0.3-1kg/t，优选为 0.5-0.8kg/t，更优选为0.6-0.7kg/t。

浮选pH＝7.5-9，优选为8-8.5。

浮选浓度是45-60％，优选为50～55％。

浮选温度是40～45℃。

精选的具体工艺参数如下：

一精、二精水玻璃及捕收剂XP都根据情况适量添加，其中一精水玻璃用量为 0.3-0.7kg/t，优选为0.5kg/t，捕收剂XP用量为0.1-0.3kg/t，优选为0.2kg/t；二精水 玻璃用量为0-0.2kg/t，优选为0.1kg/t，捕收剂用量为0-0.2kg/t，优选为0.1kg/t。

获得稀土精矿REO品位为50％以上，优选为55％以上，更优选为60％以上；回收率为55％ 以上，优选为60％以上。

2、混合浮选

混合浮选这一步骤十分重要，是实现易浮矿物与铁、铌和硅酸盐矿物有效分离的关键。

对经稀土浮选处理后的稀土尾矿利用混合浮选工艺处理，实现混合泡沫和混合沉砂的分 离。混合泡沫即易浮矿物，包括萤石、碳酸盐矿物、少量重晶石及磷灰石等。混合沉砂包括 黄铁矿、氧化铁矿物、铌矿物、辉石、闪石、云母等。可以从混合泡沫中进行萤石的回收， 可以从混合沉砂中回收硫精矿、氧化铁精矿、铌精矿及钪精矿。

混合浮选可以采用先粗选再精选的方式进行，工艺流程采用一次粗选二次精选工艺流程。

粗选的具体工艺参数如下：

混合浮选所用药剂包含水玻璃及捕收剂脂肪酸钠皂。水玻璃为铁及硅酸盐矿物的抑制剂。 所述脂肪酸选自C6-C26的高级脂肪酸中的一种或多种的组合，优选地，选自癸酸、月桂酸、 油酸、亚油酸、亚麻酸和蓖麻油酸中的一种或多种的组合。

浮选在弱碱性条件下进行，PH为7.5-9，优选为8.0-8.5。

浮选浓度是35-50％，优选为40-45％。

浮选温度是30～40℃，优选为35℃左右。

水玻璃用量为1-3kg/t，优选为2kg/t，捕收剂用量为0.3-1kg/t，优选为0.6kg/t左右。

精选作业可以不加药剂，进行空白浮选。原因是粗选作业有足量的剩余药剂。必要时， 可以根据需要适量添加水玻璃和/或捕收剂SF。

在本发明的一实施方案中，使用的浮选药剂主要由水玻璃与脂肪酸钠皂组成。

在本发明的另一实施方案中，使用的浮选药剂由水玻璃与脂肪酸钠皂组成。

3、萤石精矿回收

首先，根据需要，对上述混合浮选泡沫进行细磨，控制粒度为-500目80％。

然后，采用浮选工艺回收萤石精矿。浮选可以采用一次粗选七次精选的方式进行。

萤石浮选采用的药剂包括两种抑制剂酸性水玻璃和木质素磺酸，以及捕收剂油酸钠。

在本发明的一个具体实施方案中，所用浮选药剂主要由酸性水玻璃、木质素磺酸和油酸 钠组成。

在本发明的另一个具体实施方案中，所用浮选药剂由酸性水玻璃、木质素磺酸和油酸钠 组成。

酸性水玻璃可以用浓度为5％水玻璃与浓度5％硫酸按比例1：1混合配制而成。

粗选的具体工艺参数如下：

pH值为5～6，优选5.5左右。

浮选浓度是30-45％，优选为35-40％。

浮选温度是30-45℃，优选为35-40℃。

酸性水玻璃用量为1-2kg/t，优选为1.5kg/t；木质素磺酸的用量为0.8-1.6kg/t，优 选为1-1.4kg/t，更优选为1.2kg/t；油酸钠用量为0.1-0.4kg/t，优选为0.2-0.3kg/t。

精选的具体工艺条件：

精选不加酸性水玻璃及捕收剂，只加木质素磺酸，其中一精用量为0.02-0.06kg/t，优 选为0.04kg/t，二精用量为0.02-0.06kg/t，优选为0.04kg/t，三精用量为0.02-0.06kg/t， 优选为0.04kg/t，四精用量为0.02-0.06kg/t，优选为0.04kg/t，五精用量为0.02-0.06kg/t， 优选为0.04kg/t，六精用量为0.01-0.03kg/t，优选为0.02kg/t，七精用量为0.01-0.03kg/t， 优选为0.02kg/t。

获得的萤石粗精矿CaF₂含量为92％以上，优选为95％以上；回收率为60％以上，优选为65％ 以上，更优选为70％以上。

在本发明的一实施方案中，使用的浮选药剂主要由两种抑制剂酸性水玻璃、木质素磺酸 及捕收剂油酸钠组成。

在本发明的另一实施方案中，使用的浮选药剂由两种抑制剂酸性水玻璃、木质素磺酸及 捕收剂油酸钠组成。

由于萤石粗精矿中铁及稀土含量较高，再对上述回收的萤石粗精矿进行强磁脱铁脱稀土 处理，场强为0.8-1.0T，优选为0.9T，最终可以获得CaF₂品位为95％以上的萤石精矿产品。

4、混合沉砂处理

首先，根据需要，对上述混合沉砂进行细磨，控制粒度为-200目95％。

4.1、一次硫精矿回收

对混合沉砂进行硫浮选回收硫精矿。硫浮选采用一次粗选二次精选工艺流程。

硫铁矿浮选不加调整剂，只加捕收剂及起泡剂。所述浮选采用药剂包括丁基黄药与松醇 油。

粗选的具体工艺参数如下：

浮选在中性条件下进行，浮选温度为常温浮选。

浮选浓度为30～40％。

丁基黄药用量为0.2-0.4kg/t，优选为0.3kg/t，松醇油用量为0.1-0.2kg/t，优选为 0.15kg/t。

精选的具体工艺参数如下：

精选作业进行空白精选，不加任何药剂。必要时，根据需要可以适量添加浮选药剂。

获得的硫精矿S的含量为30％以上，优选为40％以上，回收率为70％以上，优选为80％以 上。

在本发明的一实施方案中，使用的浮选药剂主要由丁基黄药与松醇油组成。

在本发明的另一实施方案中，使用的浮选药剂由丁基黄药与松醇油组成。

4.2、一次铁精矿回收

一次硫精矿回收后，采用正浮工艺回收铁精矿。正浮选铁采用一次粗选二次精选工艺。

正浮选铁采用的药剂包括氟硅酸铵与捕收剂脂肪酸钠皂。所述脂肪酸选自C6-C26的高级 脂肪酸中的一种或多种的组合，优选地，选自癸酸、月桂酸、油酸、亚油酸、亚麻酸和蓖麻 油酸中的一种或多种的组合。

粗选的具体工艺参数如下：

浮选浓度是30～40％。

浮选温度是30～40℃。

浮选pH是5～5.5。

氟硅酸铵用量为1-5kg/t，优选为2-4kg/t，更优选为3kg/t左右。脂肪酸钠皂用量为 0.3-0.7kg/t，优选为0.4-0.6kg/t，更优选为0.5kg/t左右。

精选的具体工艺参数如下：

精选作业不加捕收剂，只加氟硅酸铵，其中一精用量为0.4-0.6kg/t，优选为0.5kg/t， 二精用量为0.1-0.3kg/t，优选为0.2kg/t。

获得的铁精矿TFe品位为65％以上，优选为70％以上，回收率为50％以上，优选为55％以 上。

在本发明的一实施方案中，采用浮选试剂主要由氟硅酸铵和脂肪酸钠皂组成。

在本发明的另一实施方案中，采用浮选试剂由氟硅酸铵和脂肪酸钠皂组成。

4.3、重选

一次铁精矿回收后，采用重选进行选别，重选采用摇床，重选采用一次粗选二次扫选工 艺，最终获得重选精矿和重选尾矿，其中重选精矿中铁、硫、铌富集，铌品位提高到0.5％以 上，优选为0.6％以上。

4.4、二次硫精矿回收

对上述重选精矿采用浮选工艺进行二次硫精矿回收，浮选采用一次粗选二次精选工艺。

粗选的具体工艺参数如下：

浮选不加调整剂，只加捕收剂及起泡剂。浮选试剂包括丁基黄药与松醇油。

浮选在中性条件下进行，浮选温度为常温浮选。

浮选浓度为30～40％。

丁基黄药用量为0-0.2kg/t，优选为0.1kg/t，松醇油用量为0-0.2kg/t，优选为0.1kg/t。

精选的具体工艺参数如下：

精选作业进行空白精选，不加任何药剂。

获得的硫精矿S的含量为23％以上，优选为25％以上，回收率为70％以上，优选为75％以 上。

在本发明的一实施方案中，使用的浮选药剂主要由丁基黄药与松醇油组成。

在本发明的另一实施方案中，使用的浮选药剂由丁基黄药与松醇油组成。

4.5、二次铁精矿回收

二次硫精矿回收后，采用正浮工艺回收铁精矿，产生选铁尾矿。正浮工艺采用一次粗选 二次精选工艺。

粗选的具体工艺参数如下：

正浮选铁采用的药剂包括氟硅酸铵与捕收剂脂肪酸钠皂。所述脂肪酸选自C6-C26的高级 脂肪酸中的一种或多种的组合，优选地，选自癸酸、月桂酸、油酸、亚油酸、亚麻酸和蓖麻 油酸中的一种或多种的组合。

浮选浓度是30～40％。

浮选温度是30～40℃。

浮选pH是5～5.5。

氟硅酸铵用量为1-6kg/t，优选为2-4kg/t，更优选为3kg/t，捕收剂用量为0.4-0.6kg/t， 优选为0.5kg/t。

精选的具体工艺参数如下：

精选作业不加捕收剂，只加氟硅酸铵，其中一精用量为0.3-0.7kg/t，优选为 0.4-0.6kg/t，更优选为0.5kg/t，二精用量为0.1-0.3kg/t，优选为0.2kg/t。

获得的铁精矿TFe品位为62％以上，优选为65％以上；回收率为65％以上，优选为70％以 上。

在本发明的一实施方案中，采用的浮选试剂主要由氟硅酸铵和脂肪酸钠皂组成。

在本发明的另一实施方案中，采用的浮选试剂由氟硅酸铵和脂肪酸钠皂组成。

4.6、铌精矿回收

二次铁精矿回收后，选铁尾矿中铌的品位可达0.9％，这为铌浮选创造了较好的原料条件。

对选铁尾矿采用浮选工艺回收铌精矿，浮选采用一次粗选三次精选工艺流程。

粗选的具体工艺参数如下：

使用的浮选药剂包含氟硅酸铵、CMC(羧甲基纤维素)、硝酸铅、捕收剂羟肟酸类和起泡 剂松醇油。氟硅酸铵用量少时，铌粗选品位较低，而用量大时，则矿物被抑制，几乎全部不 上浮。捕收剂用量增加，产率增大，但铌粗选品位下降。氟硅酸铵用量为3-4kg/t，优选为 3.5kg/t，CMC用量为0.3-0.5kg/t，优选为0.4kg/t，硝酸铅用量为0.5-1.5kg/t，优选为 1kg/t，捕收剂用量为1-3kg/t，优选为2kg/t，松醇油用量为0.1-0.3kg/t，优选为0.2kg/t。

所采用铌捕收剂羟肟酸类，是根据铌矿特点专门研制出的特效捕收剂，具有鳌合极性基 团，选择性较佳，对铌矿物有选择捕收性能，同时该药剂无毒无污染，水溶性较好。所述羟 肟酸类药剂选自C5-C9的羟肟酸、水杨羟肟酸、苯基羟肟酸、邻羟基苯基羟肟酸中的一种或 几种。

浮选浓度30～40％。

浮选温度是30-50℃，优选为35～45℃。

浮选pH是4.5-6，优选为5～5.5。

精选的具体工艺参数如下：

精选不加捕收剂，只加抑制剂草酸。草酸一精用量为0.6-1kg/t，优选为0.8kg/t，二 精用量为0.3-0.7kg/t,优选为0.5kg/t，三精用量为0-0.4kg/t，优选为0.2kg/t。必要时， 精选也可以采用草酸和捕收剂的组合。

获得的铌精矿Nb₂O₅品位为5％以上，优选为7％以上，回收率为80％以上，优选为85％以上。

在本发明的一实施方案中，采用的浮选药剂主要由氟硅酸铵、CMC、硝酸铅、羟肟酸类和 松醇油组成。

在本发明的另一实施方案中，采用的浮选药剂由氟硅酸铵、CMC、硝酸铅、羟肟酸类和松 醇油组成。

获得的铌精矿可以用来冶炼Nb₂O₅品位为15％的低级铌钛铁合金。

4.7、钪精矿回收

选钪原料可以是上述4.3重选步骤产生的重选尾矿，也可以是选铌尾矿，也可以将重选 尾矿与选铌尾矿合并作为混合原料。

首先，根据需要，将选钪原料细磨，控制粒度为-325目95％以上。

然后，采用强磁选工艺处理选钪原料，场强为0.8-1T，优选为0.9T,获得钪精矿产品， 其Sc₂O₃品位为500ppm以上，回收率大于50％。

回收的钪精矿可以用于提取氧化钪产品。

本发明的回收工艺主要是用于稀土尾矿的综合回收，即依次回收铁精矿、萤石精矿、硫 精矿、铌精矿、稀土精矿及钪精矿。但是本发明的回收工艺中上述的每一个步骤也可以单独 或结合使用，用于回收某种或某几种特定精矿产品。本领域技术人员可以根据所用原料的组 成结合本发明公开的内容，利用上述步骤或其组合回收所需精矿产品。上述步骤及其任意组 合亦在本发明公开范围之内。本领域技术人员亦可根据本发明公开的内容结合本领域公知常 识适当调整相关技术参数，从而实现本发明所述技术效果。

该综合回收工艺主要采用浮选工艺，利用各类矿产资源的特点，有效回收铁精矿、萤石 精矿、硫精矿、铌精矿、稀土精矿及钪精矿，实现了有用资源的综合利用。这几种精矿都是 市场上紧缺的产品，有些产品包括铌精矿、钪精矿都是极具特色的产品，本发明的回收工艺 可以为市场提供大量精矿产品，具有较好的经济及社会效益。

附图说明

图1本发明的具体综合回收工艺。

图2本发明的稀土浮选的工艺流程。

图3本发明的混合浮选工艺。

图4从混合泡沫中回收萤石精矿工艺流程图。

图5硫浮选作业工艺流程图

图6铁正浮选工艺流程图

图7重选工艺流程图

图8二次硫浮选作业工艺流程图

图9二次铁正浮选工艺流程图

图10铌浮选工艺流程图

图11选钪工艺流程图

具体实施方式

下面结合附图并通过实施例对本发明作进一步的详细说明，以下实施例是对本发明的解 释而本发明并不局限于以下实施例。

试验所用原料为稀土浮选尾矿(原矿)，多元素分析结果见表1。从中可看出，虽然选过 稀土，但稀土品位还为3.55％，为了消除稀土对后续选铁、选硫、选铌、选萤石及选钪的影 响，首先还是回收稀土。这是依据先易浮到难浮的原则进行浮选，按稀土-萤石-硫-铁-铌- 钪顺序进行。

表1 原矿多元素分析

1.稀土浮选

实施例1

由于所用原矿中稀土大部分为细粒连生稀土矿物，还需对其再磨。原矿粒度为-200目 85％，再磨到粒度为-200目90％，为进一步回收稀土创造了条件。稀土浮选采用一次粗选二次 精选工艺，稀土浮选的工艺流程见图2。

在粗选作业中，浮选药剂主要由水玻璃和苯基羟肟酸药剂组成，其中水玻璃作为脉石矿 物抑制剂使用。同时调整矿浆PH值，PH＝8.浮选中控制稀土浮选浓度到50％，浮选温度40℃ 左右。

水玻璃用量为4.0kg/t；苯基羟肟酸的用量为0.66kg/t。在一精和二精作业中，一精加 0.7kg/t水玻璃及0.3kg/t捕收剂，二精加0.2kg/t水玻璃，加0.2kg/t捕收剂，获得稀土 精矿，产生稀土尾矿。

表1为稀土浮选开路试验结果。表2为获得的稀土精矿的多元素分析结果。

表1 稀土浮选稳定闭路试验结果

产品 产率％ 品位REO％ 回收率REO％ 稀土精矿 3.87 50.49 55.05 尾矿 96.13 1.66 44.95 给矿 100.00 3.55 100.00

表2 稀土精矿多元素分析

元素 TFe Nb₂O₅CaF₂REO P S F K₂O 含量％ 3.20 0.16 17.50 50.49 3.92 0.48 9.90 0.04 元素 Na₂O CaO MgO Al₂O₃TiO₂BaO SiO₂Sc₂O₃含量％ 0.16 12.48 0.42 1.58 0.52 1.62 2.82 80.6ppm

实施例2

采用与实施例1相同的原矿，但原矿粒度为-200目95％。

在粗选作业中，浮选药剂包含水玻璃和水杨羟肟酸药剂，PH＝8.5.浮选中控制稀土浮选 浓度到55％，浮选温度45℃左右。

水玻璃用量为5kg/t；水杨羟肟酸的用量为1kg/t。在一精和二精作业中，一精加0.5kg/t 水玻璃及0.2kg/t捕收剂，二精加水玻璃0.1kg/t，加捕收剂0.1kg/t。

稀土精矿的品位为50％，回收率为60％。

2.混合浮选

混合浮选作业的目的是采用水玻璃和反浮药剂脂肪酸钠皂组合,实现易浮矿物(稀土、萤 石、重晶石、碳酸盐、磷灰石等)与铁矿物以及含铁硅酸盐矿物的分离，这是矿物分组分选的 首要环节，将原料分成两组后，再分别采取相应地工艺处理这两组矿物。其中易浮矿物可以 考虑从中回收萤石精矿，而沉砂可以从中回收硫、铁、铌、钪等，通过混合浮选，实现矿物 分组，降低了回收过程的难度，可以有针对性地去回收相应的目的矿物，因此混合浮选作业 在全部工艺流程中扮演重要的角色。

混合浮选采用一粗二精工艺，见图3。

实施例3

以实施例1的稀土尾矿为原料，浮选药剂采用抑制剂水玻璃和捕收剂油酸钠的药剂组合 方案，其中稳定水玻璃用量为1.0Kg/t，油酸钠用量为0.6Kg/t，PH＝8，浮选温度为35℃， 浮选浓度为45％，粗选加药，精选空白。最终获得混合泡沫与沉砂两种产品。混合浮选的选 别指标见表3。表4及5为获得的混合泡沫产品及沉砂的多元素分析结果。从中可看出，经 过混合浮选，混合泡沫CaF₂品位提高到了53.9％以上，这为萤石浮选创造了较好的原料条件， 而沉砂中铁、铌品位都富集，为从中回收铁、铌也创造了好的条件。

表3 混合浮选闭路稳定试验结果

表4 混合泡沫多元素分析结果

表5 混合沉砂多元素分析结果

实施例4

以实施例2的稀土尾矿为原料，浮选药剂包含抑制剂水玻璃和捕收剂蓖麻油酸钠，其中 稳定水玻璃用量为3.0Kg/t，蓖麻油酸钠用量为1Kg/t，PH＝8.5，浮选温度为40℃，浮选浓 度为40％，粗选加药，精选空白。最终获得混合泡沫与沉砂两种产品。

3.萤石浮选

在获得混合泡沫后，由于萤石嵌布粒度较细，对其进行了磨矿处理，使其粒度达到-500 目70～80％，再采用一次粗选七次精选工艺进行浮选，浮选药剂采用抑制剂酸性水玻璃和木 质素磺酸药剂组合，捕收剂为油酸钠的药剂组合方案。

实施例5

以实施例3的混合泡沫为原料，浮选中粗选抑制剂酸性水玻璃用量为1.5Kg/t，木质素 磺酸用量为1.2Kg/t，油酸钠用量为0.32Kg/t，七次精选都不加捕收剂，只加木质素磺酸, 用量如下：一精，0.044Kg/t；二精，0.044Kg/t；三精，0.044Kg/t；四精，0.044Kg/t； 五精，0.044Kg/t；六精，0.022Kg/t；七精，0.022Kg/t。浮选温度为35℃，浮选浓度为 35％，浮选PH值为5.5，最终获得的稳定试验结果见表4，多元素分析结果见表5。从中可看 出，经过萤石浮选，可以获得品位为92.96％的萤石粗精矿，作业回收率也较高，为64.01％。

表4 萤石浮选稳定试验

表5 萤石浮选粗精矿多元素分析

元素 TFe CaF₂REO SiO₂P S CaCO₃含量％ 1.20 92.96 2.76 0.93 1.26 0.01 0.40 元素 MgCO₃K₂O Na₂O BaO Nb₂O₅MnO TiO₂含量％ 0.50 0.017 0.052 0.43 0.046 0.13 0.087

由于萤石粗精矿中稀土及铁含量偏高，又采用强磁选对其进行了脱铁脱稀土，试验采用 的强磁选机场强为0.9T，结果见表6，最终的萤石精矿多元素分析结果见表7。从中看出， 强磁作业脱除了一部分稀土及铁矿物，使萤石精矿品位达到95.62％以上，获得了优质萤石精 矿产品，作业回收率较高，为91.83％。从混合泡沫中回收萤石精矿工艺流程图见图4。

表6 强磁选试验结果

表7 萤石精矿多元素分析

元素 TFe CaF₂REO SiO₂P S CaCO₃含量％ 0.75 95.62 1.23 0.69 0.03 0.039 0.40 元素 MgCO₃K₂O Na₂O BaO Nb₂O₅MnO TiO₂含量％ 0.46 0.008 0.052 0.45 0.045 0.11 0.065

从前面试验结果看，从稀土尾矿中回收萤石精矿经过了萤石浮选、强磁选二部分作业， 可以从含CaF2品位为53.60％的混合泡沫中最终获得品位为95.62％的萤石精矿，总回收率 58.78％％，选别指标较佳，为稀土尾矿中的萤石资源回收利用探索出了一条新的流程方案。

实施例6

以实施例4的混合泡沫为原料，浮选中粗选抑制剂酸性水玻璃用量为2Kg/t，木质素磺 酸用量为1.6Kg/t，油酸钠用量为0.1Kg/t，七次精选都不加捕收剂，只加木质素磺酸,用量 如下：一精，0.06Kg/t；二精，0.06Kg/t；三精，0.05Kg/t；四精，0.05Kg/t；五精，0.05Kg/t； 六精，0.02Kg/t；七精，0.02Kg/t。浮选温度为30℃，浮选浓度为40％，浮选PH值为6。

获得品位为95％的萤石粗精矿，作业回收率为60％。

未进行强磁精选。

4.沉砂一次选硫

对于混合浮选的沉砂，考虑先进行再磨，磨矿粒度控制在-200目95％。磨矿后，先进行 硫浮选。选硫采用丁基黄药与松醇油组合方案，不加任何调整剂，工艺流程为一粗二精工艺 流程，见图5。

在选硫作业中，丁黄药和松醇油用量是最重要的两个因素，而浮选PH值为中性，温度 为常温浮选。

随着丁基黄药用量的增加，泡沫产率增加，硫品位下降；同时随着松醇油用量增加，产 率增加，硫品位也相应降低。

实施例7

以实施例5的混合沉砂作为原料，粗选条件为丁黄药用量为0.30kg/t，松醇油用量为 0.15kg/t，之后进行两次精选。精选作业为空白精选。表8为闭路试验结果。从中可看出， 通过一粗两精选硫作业，可以获得品位为S37.71％的硫精矿产品，回收率为78.73％，选别指 标较佳。而硫浮选沉砂中S含量降到0.3％，可以说硫的影响基本消除，这为铁作业创造了好 的原料条件。表9为硫精矿多元素分析结果。

表8 硫浮选作业闭路试验结果

表9 硫精矿多元素分析结果

元素 TFe S SiO₂K₂O Na₂O CaO MgO 含量(％) 33.50 37.73 7.13 0.28 0.71 1.79 1.30 元素 Nb₂O₅F P MnO FeO REO TiO₂含量(％) 0.21 0.72 0.060 0.77 3.30 0.74 0.33

实施例8

以实施例6的混合沉砂作为原料，粗选条件为丁黄药用量为0.4kg/t，松醇油用量为 0.2kg/t，之后进行两次精选。精选作业为空白精选。通过一粗两精选硫作业，可以获得品位 为S40％的硫精矿产品，回收率为80％。

5.一次选铁

脱硫后的沉砂中,TFe含量为30％以上，为较好的铁浮选原料，而且，必须将其中的氧化 铁选出，才能为铌浮选创造好的条件，但必须尽量提高铁精矿品位，才能减少铌在铁精矿中 的损失，通过试验证明，铁精矿品位64％以上，铌在铁精矿中的损失就大大降低，此时铁精 矿中Nb2O5品位为0.15％～0.20％，铌损失较低。回收铁精矿可以先强磁获得强磁精矿，再对强 磁精矿进行正浮选铁，也可以直接正浮选铁，试验中采用的直接正浮选铁工艺，铁正浮作业 工艺流程图见图6。

在铁浮选中，采用一粗两精工艺流程，所用药剂为氟硅酸铵和正浮药剂脂肪酸钠皂组合 方案，铁浮选目的是实现氧化铁矿物与含铁硅酸盐、钠辉石、钠闪石、云母、长石等的分离， 获得铁精矿产品，为铌浮选创造好的原料条件。

铁浮选中，采用氟硅酸铵为调整剂，它有几方面作用。一是抑制脉石矿物，二是调节矿 浆PH值，三是它还具有活化铁矿物的目的。

随着氟硅酸铵用量增加，铁精矿品位增加，但回收率下降。同时，随着脂肪酸钠皂用量 增加，粗选泡沫产率增加，但品位有所下降。

实施例9

以实施例7的硫尾矿为原料。氟硅酸铵用量为3.0kg/t，，油酸钠用量为0.60kg/t，控制 PH值为5，铁浮选浓度40％，温度35℃。在粗选条件确定后，进行了一粗两精闭路稳定试验， 其中一精和二精不加捕收剂，这是由于正浮捕收剂在精选作业阶段剩余药剂的捕收能力较强， 精选作业中只加少量氟硅酸铵(一精0.5kg/t，二精0.2kg/t)，闭路稳定试验结果见表10， 铁精矿多元素分析结果见表11。从中可看出，经过铁浮选作业，可以获得铁精矿品位为65.50％ 的铁精矿产品，为铌回收创造了好的条件。

表10 铁正浮选作业闭路试验结果

产品 产率％ 品位TFe％ 回收率TFe％ 铁精矿 24.02 65.50 52.43 尾矿 75.98 18.78 47.57 给矿 100.00 30.00 100.00

表11 铁精矿多元素分析结果

实施例10

以实施例8的硫尾矿为原料。氟硅酸铵用量为4.0kg/t，，蓖麻油酸钠用量为0.40kg/t， 控制PH值为5.5，铁浮选浓度35％，温度40℃。在粗选条件确定后，进行了一粗两精闭路稳 定试验，其中一精和二精不加捕收剂，这是由于正浮捕收剂在精选作业阶段剩余药剂的捕收 能力较强，精选作业中只加少量氟硅酸铵(一精0.6kg/t，二精0.3kg/t)。

获得的铁精矿品位为70％，回收率为50％。

6.重选作业

实施例11

重选作业的目的就是脱出大量脉石矿物，提高铌入选品位，简化铌入选原料，降低铌浮 选处理量，进而降低铌浮选生产成本。重选作业虽然可以采用溜槽、离心机、摇床等设备， 但摇床处理这种难选铌矿效果较好，因此选用摇床，但该设备最大的弊病就是处理量小，设 备数量较多。试验中以实施例9的一次选铁尾矿为原料，采取一粗二扫工艺流程，粗选后的 尾矿再选2次，尽量保证重选作业的回收率，重选作业工艺流程图见图7所示。通过试验， 确定出了摇床的最佳工艺参数，见表12，重选作业稳定试验结果见表13，从中可看出，采用 重选工艺，可以抛出56％的尾矿，重选精矿中Nb₂O₅的品位可提高到0.69％，比重选给矿提高 了近2倍，选别效果明显提高，这为铌的浮选创造了较好的原料条件。

表12 重选作业操作参数表

表13 重选作业稳定试验结果

产品 产率％ 品位Nb₂O₅％ 回收率Nb₂O₅％ 重选精矿 43.08 0.69 80.65 尾矿 56.92 0.1253 19.35 给矿 100.00 0.3686 100.00

试验后，对获得的重选精矿进行了多元素分析及重选尾矿分别进行了多元素分析，见表 14、表15。从中可看出，重选精矿中铁、硫、铌都有所富集，硅、钾、钠含量比给矿降低， 说明重 选作业抛除了大量硅酸盐，而重选尾矿的分析也看出硅、钾、钠都有所富集，因而重选精矿 减少了含硅矿物含量，简化了铌的浮选，为铌的选别创造了好的条件。但由于重选精矿中铁、 硫也相应富集，如果不事先抛除铁、硫矿物，还会对铌的浮选造成严重的影响，因而选铌之 前还需对重选精矿进行第二次选硫及选铁，保证铌浮选的顺利进行。

表14 重选精矿多元素

表15 重选尾矿多元素

7.二次选硫

根据前面的分析结果，重选作业中铌富集，同时铁、硫都富集，因此在选铌前需将重选 精矿中的硫和铁除去，然后再回收铌精矿。重选精矿中含S为0.72％，主要为黄铁矿，这部 分矿物会进入铁精矿或铌精矿中，影响这两种精矿的质量，因此，对重选精矿还需进行二次 选硫，最后才能选铌，但与第一次选硫相比，硫的品位低了，因而硫精矿的产率也会相应降 低。硫浮选作业的工艺流程见图8，采用一粗两精工艺。

根据原料特点，在重选后，经过浓缩脱药，矿浆基本为中性，与前面的浮硫作业一样， 根据黄铁矿可浮性好的特点，硫浮选中不加调整剂，只加丁黄药和松醇油即可获得较好的分 选效果。

在选硫作业中，丁黄药和松醇油用量是最重要的两个因素，而浮选PH值为中性，温度 为常温浮选。

随着丁黄药用量的增加，泡沫产率增加，硫品位下降，；同时随着松醇油用量增加，产率 增加，硫品位也相应降低。

实施例12

丁基黄药用量为0.10kg/t，松醇油用量为0.10kg/t，在粗选后，对其进行两次精选。 精选作业为空白精选。表16为闭路试验结果。从中可看出，通过一粗两精选硫作业，可以获 得品位为S23.16％的硫精矿产品，品位比第一次选硫略低，回收率为73.02％。而硫浮选沉砂 中S含量降到0.198％，可以说硫的影响基本消除，这为铁作业创造了好的原料条件。

表16 硫浮选作业闭路试验结果

试验中，对硫精矿进行了多元素分析，见表17。从中可看出，硫精矿中铌品位较低，说 明铌在硫精矿中的损失也较低，硫浮选沉砂硫含量较低，为0.1％，达到了预想的脱硫目的。

表17 硫精矿多元素分析结果

元素 TFe S SiO₂K₂O Na₂O CaO MgO 含量(％) 32.23 23.16 9.76 0.33 0.85 2.64 1.76 元素 Nb₂O₅F P MnO FeO REO TiO₂含量(％) 0.19 0.88 0.073 0.66 3.10 0.77 0.42

实施例13

丁基黄药用量为0.2kg/t，松醇油用量为0.05kg/t，浮选浓度40％，在粗选后，对其进 行两次精选。精选作业为空白精选。获得硫精矿的品位为25％，回收率70％。

8.二次选铁作业

二次脱硫后的沉砂中，TFe含量适当，为较好的铁浮选原料，而且，必须将其中的氧化铁 选出，才能为铌浮选创造好的条件，铁正浮作业工艺流程图见图9。

在铁浮选中，与第一次选铁一样，采用一粗两精工艺流程，所用药剂为氟硅酸铵和正浮 药剂脂肪酸钠皂组合方案，铁浮选目的是实现氧化铁矿物与含铁硅酸盐、钠辉石、钠闪石、 云母、长石等的分离，获得铁精矿产品，为铌浮选创造好的原料条件。

铁浮选中，采用氟硅酸铵为调整剂，它有几方面作用。一是抑制脉石矿物，二是调节矿 浆PH值，三是它还具有活化铁矿物的目的。

试验中，随着氟硅酸铵用量增加，铁精矿品位增加，但回收率下降，同时，随着脂肪酸 钠皂用量增加，粗选泡沫产率增加，但品位有所下降。

实施例14

以实施例12的二次脱硫尾矿为原料，氟硅酸铵的用量为3.50kg/t，亚麻酸钠的用量为 0.5kg/t。铁浮选浓度35％，温度35℃。在粗选条件确定后，进行了一粗两精开路稳定试验， 其中一精和二精不加捕收剂，只加少量氟硅酸铵(0.5kg/t)，最终闭路试验结果见表18，从 中可看出，经过铁浮选作业，可以获得铁精矿品位为62.58％，为较佳的铁精矿产品。

表18 铁浮选作业闭路试验结果

产品 产率％ 品位TFe％ 回收率TFe％ 铁精矿 39.31 62.58 66.47 尾矿 60.69 20.45 33.53 给矿 100.00 37.01 100.00

试验后，对获得的铁精矿进行了多元素分析及铁浮选尾矿进行了多元素分析，见表19、 表20。从中可看出，铁精矿中各种杂质含量都较低，为优质铁精矿产品。而经过铁浮选后尾 矿中TFe为21％，氧化铁矿物量已经较少，主要为含铁硅酸盐矿物，而且铌品位也较高，达 到了0.98％，这为铌浮选准备好了较好的原料。

表19 铁精矿多元素分析结果

表20 铌给矿多元素分析结果

实施例15

以实施例13的二次脱硫尾矿为原料，氟硅酸铵的用量为4kg/t，癸酸钠的用量为 0.3kg/t。铁浮选浓度40％，温度40℃。在粗选条件确定后，进行了一粗两精开路稳定试验， 其中一精和二精不加捕收剂，只加少量氟硅酸铵(0.5kg/t)。获得铁精矿品位为65％，回收率 65％。

9.选铌作业

铌浮选所用原料为二次选铁尾矿，经过前面铁浮选后，其中铁矿物含量已较低，主要为 含铁硅酸盐矿物(如辉石、闪石、长石、云母、石英)以及铌矿物，铌品位较高，这为从中 回收铌精矿创造了好的条件，这也是分组分选所要达到的目的。

铌浮选采用一粗三精作业，工艺流程图见图10。铌粗选作业中，浮选试剂包含氟硅酸铵、 CMC(羧甲基纤维素)、硝酸铅、铌捕收剂羟肟酸类、松醇油。精选则采用草酸作为抑制剂， 以提高精选作业铌精矿品位。

氟硅酸铵作为粗选矿浆PH值调整剂，同时它是硅酸盐等脉石矿物的抑制剂。CMC也为脉 石矿物的抑制剂。

实施例16

以实施例14的二次选铁尾矿为原料，浮选温度40℃左右，浮选浓度35％，pH＝5.5。所用 羟肟酸类药剂为C8羟肟酸、水杨羟肟酸和苯基羟肟酸的组合，用量为2.0kg/t。

试验中硝酸铅作为铌矿物的活化剂，具有一定的效果，使用量1kg/t左右。起泡剂松醇 油用量控制用量为0.2kg/t。

氟硅酸铵用量为3.5kg/t；CMC用量为0.4kg/t。

粗选获得铌矿品位为2％左右，又对精选作业药剂条件进行了探索。精选中，由于捕收剂 有剩余药剂，因而不再加捕收剂，只加调整剂草酸(一精0.8kg/t，二精0.5kg/t，三精 0.2kg/t)。精选采取三次精选作业，铌三精品位一般5％以上，可以达到预期的选别效果。

整个粗精选作业条件确定后，进行了闭路稳定试验，表21为闭路试验结果，从中可看出， 铌浮选作业流程简单，精矿品位为5.750％，回收率为86.97％，选别指标较佳。

表21 铌浮选作业闭路试验结果

试验后，对铌精矿进行了多元素分析，见表22。从中可看出，Nb₂O₅含量为5.75％，TFe 含量为43.50％，SiO₂含量为5.72％，TiO₂含量为6.72％，杂质含量不太高，这为冶炼铌铁合金 创造了好的条件；同时钛含量较高，主要原因是铌铁金红石和易解石这两种主要铌矿物都含 钛，因此应用铌精矿冶炼的铌铁合金也可以叫铌钛铁合金产品。另外对铌浮选尾矿也进行了 多元素分析，结果见表23，从中看出，钪含量达到416.22ppm，是极佳的提钪原料。

表22 铌精矿多元素分析结果

表23 铌尾矿多元素

实施例17

以实施例15的二次选铁尾矿为原料，浮选温度45℃左右，浮选浓度40％，pH＝5。所用 羟肟酸类药剂为水杨羟肟酸和苯基羟肟酸的组合，用量为3kg/t。

试验中硝酸铅作为铌矿物的活化剂，具有一定的效果，使用量1.5kg/t左右。起泡剂松 醇油用量控制用量为0.3kg/t。

氟硅酸铵用量为4kg/t；CMC用量为0.5kg/t。

粗选后，进行三次精选，由于捕收剂有剩余药剂，因而不再加捕收剂，只加调整剂草酸 (一精1kg/t，二精0.7kg/t，三精0.1kg/t)。

获得铌精矿品位为7％，回收率85％。

10.选钪作业

根据前面实施例16中对重选尾矿及选铌尾矿的分析结果，重选尾矿中钪含量为 271.81ppm，选铌尾矿钪含量为416.22ppm，都为较佳的选钪原料，试验中对这两种原料进 行细磨，粒度为-325目95％或者更细，达到-500目95％，粒度较细会对湿法提钪创造好的条 件。

由于钪主要赋存于辉石及闪石中，而辉石及闪石都是弱磁性矿物，可以通过强磁选提高 钪的品位，，都可以获得品位500ppm以上的钪精矿产品，见图11。

实施例18

试验中采用选铌尾矿进行了选钪试验，场强控制0.9T，结果见表18，试验中可以获得 510.55ppm的钪精矿产品，作业回收率为70.73％，选别指标较理想。

表18 强磁选钪稳定试验结果(场强0.9T)

产品 产率％ 钪品位ppm 回收率％ 钪精矿 57.52 510.55 70.37 尾矿 42.48 291.07 29.63 给矿 100.00 417.32 100.00

实施例19

试验基本与实施例18相同，但采用重选尾矿与选铌尾矿的混合原料(两种原料合并后 钪含量为311.91ppm)。场强为1.0T。结果见表19，从中可看出，试验可获得品位为505.10ppm 的钪精矿产品，作业回收率为58.72％，选别指标较理想。因而实际生产中可以根据产量需要 确定钪精矿的产量。

表19 强磁选钪稳定试验结果(场强1.0T)

产品 产率％ 钪品位ppm 回收率％ 钪精矿 36.26 505.10 58.72 尾矿 63.74 202.02 41.28 给矿 100.00 311.91 100.00

通过本发明的技术方案可以获得以上一共6种精矿产品，因此该综合回收工艺流程达到 收稀土尾矿中有用资源的目的，为综合回收利用最佳的选矿工艺流程。

本领域技术人员结合现有技术以及上述实施例可以实现不影响本发明的实质内容的变化 例，所述变化例在此不予赘述，但应视为本发明公开范围之内。

以上对本发明的实施例进行了描述。需要理解的是，本发明并不局限于上述特定实施方 式，其中未尽详细描述的设备和结构应该理解为用本领域中的普通方式予以实施；本领域的 技术人员，在不脱离本发明技术方案范围情况下，都可利用上述揭示的方法和技术内容对本 发明技术方案作出许多可能的变动和修饰，或修改为等同变化的等效实施例，这并不影响本 发明的实质内容。因此，凡是未脱离本发明技术方案的内容，依据本发明的技术实质对以上 实施例所做的任何简单修改、等同变化及修饰，均仍属于本发明技术方案保护的范围内。