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的制作方法
【专利摘要】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。
【专利说明】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
【技术领域】
[0001] 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】
[0002] 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。
[0003] 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。
[0004] 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】
[0005] 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。
[0006] 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。
[0007] 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、银矿物（包括银铁矿、黄绿石、易解石、钦铁 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，最后浮选回收银精矿；由于锐主要存在于娃酸盐矿物中，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。
[0008] 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、银浮选和选锐，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、银 精矿、钪精矿共6种产品。另外还有4段磨矿作业。
[0009] 1、稀十回收
[0010] 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。
[0011] 所述稀土尾矿中稀土品位至少为3%，优选为5%以上。
[0012] 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。
[0013] 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。
[0014] 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。
[0015] 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。
[0016] 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。
[0017] 粗选的具体工艺参数如下：
[0018] 水玻璃用量为3-5kg/t，优选为4.0kg/t，捕收剂XP用量为0.3-lkg/t，优选为 0· 5-0. 8kg/t，更优选为 0· 6-0. 7kg/t。
[0019] 浮选 pH = 7. 5-9，优选为 8-8. 5。
[0020] 浮选浓度是45-60 %，优选为50?55 %。
[0021] 浮选温度是40?45 °C。
[0022] 精选的具体工艺参数如下：
[0023] -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 璃用量为〇_〇. 2kg/t，优选为0. lkg/t，捕收剂用量为0-0. 2kg/t，优选为0. lkg/t。
[0024] 获得稀土精矿RE0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。
[0025] 2、混合浮诜
[0026] 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。
[0027] 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。
[0028] 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。
[0029] 粗选的具体工艺参数如下：
[0030] 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。
[0031] 浮选在弱碱性条件下进行，PH为7. 5-9,优选为8. 0-8. 5。
[0032] 浮选浓度是35-50 %，优选为40-45 %。
[0033] 浮选温度是30?40°C，优选为35°C左右。
[0034] 水玻璃用量为l_3kg/t，优选为2kg/t，捕收剂用量为0. 3-lkg/t，优选为0. 6kg/t 左右。
[0035] 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。
[0036] 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。
[0037] 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。
[0038] 3、帝石精矿回收
[0039] 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%。
[0040] 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。
[0041] 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。
[0042] 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。
[0043] 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。
[0044] 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。
[0045] 粗选的具体工艺参数如下：
[0046] pH值为5?6,优选5. 5左右。
[0047] 浮选浓度是30-45 %，优选为35-40 %。
[0048] 浮选温度是30-45°C，优选为35_40°C。
[0049] 酸性水玻璃用量为l_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-L 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。
[0050] 精选的具体工艺条件：
[0051] 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。
[0052] 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。
[0053] 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。
[0054] 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。
[0055] 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。
[0056] 4、混合沉砂处理
[0057] 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%。
[0058] 4. 1、一次硫精矿回收
[0059] 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。
[0060] 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。
[0061] 粗选的具体工艺参数如下：
[0062] 浮选在中性条件下进行，浮选温度为常温浮选。
[0063] 浮选浓度为30?40 %。
[0064] 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。
[0065] 精选的具体工艺参数如下：
[0066] 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。
[0067] 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。
[0068] 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。
[0069] 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。
[0070] 4. 2、一次铁精矿回收
[0071] 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。
[0072] 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。
[0073] 粗选的具体工艺参数如下：
[0074] 浮选浓度是30?40 %。
[0075] 浮选温度是30?40°C。
[0076] 浮选 pH 是 5 ?5. 5。
[0077] 氟硅酸铵用量为l_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。
[0078] 精选的具体工艺参数如下：
[0079] 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。
[0080] 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。
[0081] 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。
[0082] 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。
[0083] 4. 3、重诜
[0084] 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、银富集，银品位提商到 0. 5%以上，优选为0. 6%以上。
[0085] 4. 4、二次硫精矿回收
[0086] 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。
[0087] 粗选的具体工艺参数如下：
[0088] 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。
[0089] 浮选在中性条件下进行，浮选温度为常温浮选。
[0090] 浮选浓度为30?40 %。
[0091] 丁基黄药用量为〇_〇. 2kg/t，优选为0. lkg/t，松醇油用量为0-0. 2kg/t，优选为 0.lkg/t〇
[0092] 精选的具体工艺参数如下：
[0093] 精选作业进行空白精选，不加任何药剂。
[0094] 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。
[0095] 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。
[0096] 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。
[0097] 4. 5、二次铁精矿回收
[0098] 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。
[0099] 粗选的具体工艺参数如下：
[0100] 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。
[0101] 浮选浓度是30?40%。
[0102] 浮选温度是30?40°C。
[0103] 浮选 pH 是 5 ?5. 5。
[0104] 氟硅酸铵用量为l_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。
[0105] 精选的具体工艺参数如下：
[0106] 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。
[0107] 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。
[0108] 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。
[0109] 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。
[0110] 4. 6、铌精矿回收
[0111] 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。
[0112] 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。
[0113] 粗选的具体工艺参数如下：
[0114] 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 lkg/t，捕收剂用量为l-3kg/t，优选为2kg/t，松醇油用量为0. 1-0. 3kg/t，优选为0. 2kg/t。
[0115] 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。
[0116] 浮选浓度30?40 %。
[0117] 浮选温度是30_50°C，优选为35?45°C。
[0118] 浮选pH是4. 5-6，优选为5?5. 5。
[0119] 精选的具体工艺参数如下：
[0120] 精选不加捕收剂，只加抑制剂草酸。草酸一精用量为0. 6-lkg/t，优选为0. 8kg/t， 二精用量为〇. 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。
[0121] 获得的铌精矿Nb205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。
[0122] 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。
[0123] 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。
[0124] 获得的铌精矿可以用来冶炼Nb205品位为15%的低级铌钛铁合金。
[0125] 4. 7、铳精矿回收
[0126] 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。
[0127] 首先，根据需要，将选钪原料细磨，控制粒度为-325目95%以上。
[0128] 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Sc203品位为500ppm以上，回收率大于50%。
[0129] 回收的钪精矿可以用于提取氧化钪产品。
[0130] 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。
[0131] 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、银精矿、稀土精矿及锐精矿，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。
【专利附图】
【附图说明】
[0132] 图1本发明的具体综合回收工艺。
[0133] 图2本发明的稀土浮选的工艺流程。
[0134] 图3本发明的混合浮选工艺。
[0135] 图4从混合泡沫中回收萤石精矿工艺流程图。
[0136] 图5硫浮选作业工艺流程图
[0137] 图6铁正浮选工艺流程图
[0138] 图7重选工艺流程图
[0139] 图8二次硫浮选作业工艺流程图
[0140] 图9二次铁正浮选工艺流程图
[0141] 图10铌浮选工艺流程图
[0142] 图11选钪工艺流程图
【具体实施方式】
[0143] 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。
[0144] 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。
[0145] 表1原矿多元素分析
[0146]
【权利要求】
1. 一种从稀土尾矿中进行资源综合回收的选矿工艺，其中，从所述稀土尾矿中综合回 收获得稀土精矿、萤石精矿、硫精矿、氧化铁精矿、银精矿和锐精矿。
2. 权利要求2所述的工艺，包括以下步骤： 1) 采用浮选工艺从稀土尾矿中回收获得稀土精矿，产生稀土尾矿； 2) 采用混合浮选工艺将所述稀土尾矿分成混合泡沫及混合沉砂两部分； 3) 采用浮选工艺从混合泡沫中回收获得萤石粗精矿；可选地，再采用强磁选工艺从所 述萤石粗精矿中获得萤石精矿； 4) 采用硫浮选工艺从混合沉砂中回收获得硫精矿，产生硫尾矿； 5) 采用正浮工艺从所述硫尾矿中回收获得氧化铁精矿，产生一次选铁尾矿； 6) 采用摇床工艺重选，从所述一次选铁尾矿中获得重选精矿和重选尾矿； 7) 采用硫浮选工艺对所述重选精矿进行二次选硫回收获得硫精矿，产生二次选硫尾 矿； 8) 采用正浮工艺从所述二次选硫尾矿中回收获得氧化铁精矿，产生二次选铁尾矿； 9) 采用浮选工艺从所述二次选铁尾矿中回收获得铌精矿，产生选铌尾矿； 10) 采用强磁选工艺从所述选铌尾矿中回收获得钪精矿；可选地，将所述选铌尾矿和 重选尾矿合并后再进行强磁选工艺，获得钪精矿。 其中，可选地，上述步骤中的一个或多个步骤进行前先进行磨矿处理。
3. 权利要求2所述工艺，其中，步骤1)中，所述稀土尾矿中稀土品位至少为3%，所述 稀土精矿品位为50%以上；所述浮选工艺包括以下步骤 ： 1) 进行粗选，所用药剂包含水玻璃和捕收剂XP，其中捕收剂XP为羟肟酸类，水玻璃用 量为3-5kg/t，捕收剂用量为0. 3-lkg/t，矿浆PH值为8-8. 5,稀土浮选浓度为50% -55%， 浮选温度为40-50°C ; 2) 粗选后进行_次精选，获得稀土精矿广品； 可选地，在上述步骤前，研磨所述稀土尾矿至粒度为-200目90-95%。
4. 权利要求2所述工艺，其中，步骤2)中，所述混合浮选包括以下步骤： 1) 进行粗选，所用浮选药剂包含水玻璃及脂肪酸钠皂，其中，水玻璃用量为l_3kg/t， 脂肪酸钠皂用量为〇. 3-lkg/t，矿浆PH值为8-8. 5,浮选浓度为40% -45%，浮选温度为 30-40。。； 2) 进行精选，获得混合泡沫及混合沉砂。
5. 权利要求2所述工艺，其中，步骤3)中，所述萤石精矿品位为92%以上，所述浮选工 艺包括以下步骤： 1) 进行粗选，使用浮选药剂包括酸性水玻璃、木质素磺酸和油酸钠，其中酸性水玻璃 用量为l-2Kg/t，木质素磺酸用量为0. 8-1. 6Kg/t，油酸钠用量为0. 1-0. 4Kg/t，粗选温度为 30-35°C，浮选浓度为35-40 %，浮选PH值为5-6， 2) 进行精选，使用浮选药剂为木质素磺酸，其用量为0. 02-0. 05Kg/t ;可选地，重复步 骤2)若干次。
6. 权利要求2所述工艺，其中，步骤4)中，所述硫精矿品位为30%以上，所述硫浮选工 艺包括以下步骤： 1)进行粗选，使用浮选药剂包括丁基黄药和松醇油，其中，丁基黄药用量为 0. 2-0. 4kg/t，松醇油用量为0. l-o. 2kg/t，浮选PH值为中性，浮选温度为常温； 2)进行精选，获得硫精矿。
7. 权利要求2所述工艺，其中，步骤5)中，所述铁精矿品位为65%以上，所述正浮工艺 包括以下步骤： 1) 进行粗选，所用药剂包括氟硅酸铵和脂肪酸钠皂，其中，氟硅酸铵用量为2-4kg/t， 脂肪酸钠皂用量为0.4-0.61^八，？!1值为5-5.5，浮选浓度30-40%，温度301：-401： ; 2) 进行精选，所用药剂包括氟硅酸铵，获得所述铁精矿。
8. 权利要求2所述工艺，其中，步骤9)中，所述铌精矿Nb205品位为5%以上，所述浮选 工艺包括以下步骤： 1) 进行粗选，所用药剂包括氟硅酸铵、CMC、硝酸铅、铌捕收剂SN和松醇油，所述铌捕 收剂SN为羟肟酸类，氟硅酸铵用量为3-4kg/t，CMC用量为0. 3-0. 5kg/t，硝酸铅用量为 0· 5-1. 5kg/t，铌捕收剂SN用量为l-3kg/t，松醇油用量为0· 1-0. 3kg/t，浮选温度35-45°C， 浮选浓度30-40%，浮选pH = 5-5. 5 ; 2) 进行精选，所用药剂包括草酸，获得铌精矿。
9. 权利要求2所述工艺，其中，步骤10)中，所述钪精矿Sc203品位为500ppm以上，所 述强磁选工艺包括以下步骤： 1) 可选地，将所述选铌尾矿研磨至-325目95% ; 2) 通过强磁选获得所述钪精矿，场强控制在0. 8?1. 0T。
【文档编号】B03B7/00GK104096633SQ201410319762
【公开日】2014年10月15日 申请日期:2014年7月7日 优先权日:2014年7月7日
【发明者】宋常青, 钱淑慧, 李春龙, 李小钢, 刘剑飞, 卢方宏, 贾佳, 王丽明, 李宏静, 张毅 申请人:包钢集团矿山研究院（有限责任公司）