CN108480037B

CN108480037B - 一种从伴生多金属矿物的铁尾矿中回收铁、稀土、萤石和铌的选矿方法

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Publication number: CN108480037B
Application number: CN201810354449.6A
Authority: CN
Inventors: 李文博; 韩跃新; 单彦; 李艳军
Original assignee: Northeastern University China
Current assignee: Northeastern University China
Priority date: 2018-04-19
Filing date: 2018-04-19
Publication date: 2020-03-06
Anticipated expiration: 2038-04-19
Also published as: CN108480037A

Abstract

本发明涉及一种从伴生多金属矿物的铁尾矿中回收铁、稀土、萤石和铌的选矿方法，属于矿物加工工程及资源综合回收利用领域。该方法以白云鄂博尾矿为原料，进行弱磁选和强磁选预富集，然后将得到的预富集精矿进行流态化焙烧，将焙烧得到的焙烧矿进行弱磁选作业，从而得到弱磁精矿和含有稀土的弱磁尾矿；再对弱磁尾矿进行稀土浮选作业，最终得到稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿，然后利用稀土浮选尾矿经酸浸工艺后得到富铌渣及酸洗尾矿，同时对预富集的强磁尾矿进行萤石浮选作业得到萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿。该方法最终得到萤石精矿、铁精矿、稀土精矿，富铌渣，实现白云鄂博尾矿的综合利用。

Description

一种从伴生多金属矿物的铁尾矿中回收铁、稀土、萤石和铌的选矿方法

技术领域

本发明涉及一种从伴生多金属矿物的铁尾矿中回收铁、稀土、萤石和铌的选矿方法，属于矿物加工工程及资源综合回收利用领域。

背景技术

白云鄂博铁矿是伴生多金属矿的代表，其富含稀土、铁、铌、萤石等矿物，是一个大型综合性矿床。目前对于白云鄂博铁矿的利用仅限于对铁和稀土的回收，并且铁的回收率仅为75％左右，稀土的回收率则不足30％，其他矿物被视为脉石堆存在尾矿库，造成资源的浪费。资料显示白云鄂博尾矿中稀土矿含量为7％左右，铁矿物含量为15％左右，萤石含量为30％左右，都具有较高的综合利用价值。随着对于矿产资源的不断开发，资源浪费也总是如影随形，近年来国家对资源的综合利用率重视程度逐渐增加，在此大环境下对于伴生多金属矿物的铁尾矿的综合利用开发的意义也逐渐凸显。

白云鄂博铁矿作为多种金属共(伴)生矿，因其矿物种类复杂、交代作用复杂而成为难选矿的代表，其尾矿中有用矿物和脉石矿物的磁性、比重可浮性均较为接近，因此给白云鄂博铁矿的综合利用研究带来较大的困难。白云鄂博铁矿目前采用“弱磁-强磁-浮选”工艺回收铁和稀土，鉴于生产操作中强磁选抛尾中弱磁性铁矿物及稀土矿物回收率低。一部分弱磁性铁矿物和大部分稀土矿物进入尾矿，并且由于稀土浮选尾矿矿浆中含有大量的药剂，影响萤石等矿物的进一步分离，因此尾矿中铁、稀土、萤石、铌的综合利用面临许多困难。

发明内容

本发明的需要解决的技术问题就在于克服现有技术的缺陷，提供一种从伴生多金属矿物的铁尾矿中回收铁、稀土、萤石和铌的选矿方法，具体的提供一种从白云鄂博尾矿回收铁、稀土、萤石的选矿方法，白云鄂博尾矿指白云鄂博尾矿库中的尾矿或白云鄂博选厂现场经选铁得到的尾矿。

一种从伴生多金属矿物的铁尾矿中回收铁、稀土、萤石和铌的选矿方法，所述方法为：将伴生多金属矿物的铁尾矿于磁场强度0.1～0.3T进行弱磁选，获得弱磁预富集精矿和弱磁预富集尾矿；将弱磁预富集尾矿于磁场强度0.4～1.0T进行强磁选，获得强磁预富集精矿和强磁预富集尾矿；将弱磁预富集精矿和强磁预富集精矿混合，研磨，将研磨所得物料在还原性气氛下进行焙烧，焙烧温度500～900℃，使弱磁性的赤(褐)铁矿发生还原反应转变为强磁性铁矿物，使氟碳铈矿经反应转变为氟氧化铈；对焙烧后所得矿物于0.1～0.3T进行弱磁选，获得弱磁精矿和弱磁尾矿；对弱磁尾矿进行稀土浮选，获得浮选精矿和稀土浮选尾矿；对强磁预富集尾矿进行萤石浮选，获得萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿。

本发明提供的从伴生多金属矿物的铁尾矿中回收铁、稀土、萤石和铌的选矿方法，是从白云鄂博尾矿回收铁、稀土、萤石、铌的选矿方法，是一种针对白云鄂博尾矿中铁矿物、氟碳铈矿、独居石和萤石回收的选矿方法。该方法以白云鄂博尾矿为原料，进行弱磁选和强磁选预富集，然后将得到的预富集精矿进行流态化焙烧，焙烧过程一方面可以使赤铁矿和褐铁矿发生还原反应转变为强磁性铁矿物，另一方面以使氟碳铈矿相变成氟氧化铈。将焙烧得到的焙烧矿进行弱磁选作业，从而得到弱磁精矿(铁精矿品位TFe≥62％，铁回收率≥70％)和含有稀土的弱磁尾矿；再对弱磁尾矿进行稀土浮选作业，最终得到稀土浮选精矿(稀土精矿品位REO≥65％，稀土回收率≥75％)和稀土浮选尾矿，而稀土浮选尾矿进行酸洗和固液分离以后可得到铌精矿，最终尾矿也可以作为选钪、钍的原料。同时对预富集的强磁尾矿进行萤石浮选作业得到萤石浮选精矿(萤石精矿品位≥90％，萤石回收率≥80％)和萤石浮选尾矿。

本发明中所述强磁性铁矿物为Fe₃O₄或γ-Fe₂O₃，或两者的混合。

本发明所述白云鄂博尾矿为白云鄂博铁矿经选铁得到的尾矿或白云鄂博尾矿库中的尾矿，其中铁(TFe)品位为10～20％，萤石(CaF₂)品位为20～35％，稀土(REO)品位为5～10％。

本发明所述弱磁选于商业可购弱磁选机中进行，如湿式永磁筒式磁选机。

本发明所述强磁选于商业可购强磁选机中进行，如立环湿式强磁选机。

本发明所述将弱磁预富集精矿和强磁预富集精矿混合后进行研磨前，包括将混合物料分级的步骤，其可于商业可购分级设备中进行，如螺旋分级机、水力旋流器中的一种；所述研磨可于商业可购磨机中进行，如球磨机、搅拌磨机。

本发明所述焙烧于商业可购流态化焙烧炉中进行，如闪速磁化焙烧炉、循环流态化焙烧炉、悬浮磁化焙烧炉中的一种。

本发明所述酸洗于商业可购反应釜中进行，如高压反应釜。

本发明所述固液分离于商业可购过滤机进行，如陶瓷过滤机。

本发明所述从伴生多金属矿物的铁尾矿中回收铁、稀土、萤石和铌的选矿方法还包括选铌的步骤，具体为：将稀土浮选尾矿进行酸洗，获得富铌渣和酸洗尾矿。

本发明所述从伴生多金属矿物的铁尾矿中回收铁、稀土、萤石和铌的选矿方法，优选所述还原性气氛是由还原性气体与惰性气体的混合气提供，其中，还原气体与惰性气体的体积比为1:9～1:1，总气体流量为3m³/h～10m³/h，所述还原气体为CO、H₂或两者任意比例的混合。

本发明所述从伴生多金属矿物的铁尾矿中回收铁、稀土、萤石的选矿方法，优选所述研磨为：将弱磁预富集精矿和强磁预富集精矿的混合物料研磨至粒度为-44μm的颗粒占全部物料的60wt.％～95wt.％。

本发明所述从伴生多金属矿物的铁尾矿中回收铁、稀土、萤石和铌的选矿方法，优选所述稀土浮选具体为：将弱磁尾矿调浆后加入浮选机中，依次进行粗选、精选、扫选的闭路浮选流程，浮选过程中加入抑制剂、活化剂、捕收剂和起泡剂，通过闭路浮选最终得到稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿。其中，所述抑制剂为苛性淀粉，其用量为0.20kg/t～1.20kg/t；活化剂为碳酸铵或六氟硅酸钠，其用量为0.20kg/t～1.00kg/t；捕收剂为水杨羟肟酸或H316，其用量为0.50kg/t～4.50kg/t；起泡剂为二号油，其用量为0.02kg/t～0.15kg/t。

本发明所述从伴生多金属矿物的铁尾矿中回收铁、稀土、萤石和铌的选矿方法，优选所述酸洗为：将稀土浮选尾矿利用6～10mol/L的盐酸溶液在高压反应釜中进行酸洗，并利用过滤机进行固液分离，得到酸浸渣即富铌渣和最终尾矿。

本发明所述从伴生多金属矿物的铁尾矿中回收铁、稀土、萤石和铌的选矿方法，优选所述萤石浮选具体为：将强磁预富集尾矿调浆后加入浮选机中，依次进行粗选、精选、扫选的闭路浮选流程，浮选过程中依次加入抑制剂、调整剂、捕收剂，通过闭路浮选最终得到萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿，

其中，所述的萤石浮选抑制剂为水玻璃，其用量为0.10kg/t～1.00kg/t；萤石浮选调整剂为碳酸钠，其用量为0.10kg/t～0.80kg/t；萤石浮选捕收剂为油酸，其用量为0.25kg/t～1.25kg/t。

本发明所述从伴生多金属矿物的铁尾矿中回收铁、稀土、萤石和铌的选矿方法一个优选的技术方案为，所述方法包括下述工艺步骤：

(1)弱磁预富集：将伴生多金属矿物的铁尾矿给入弱磁选机，弱磁磁场强度0.1～0.3T，分别得到弱磁预富集精矿和弱磁预富集尾矿；

(2)强磁预富集：将步骤(1)得到的弱磁预富集尾矿给入强磁选机，强磁磁场强度为0.4～1.0T，分别得到强磁预富集精矿和强磁预富集尾矿；

(3)预富集精矿再磨：将弱磁预富集精矿和强磁预富集精矿给入搅拌槽，搅拌时间为1～5min，然后将预富集精矿给入分级设备，粗粒给入磨机进行再磨，使预富集精矿粒度为-44μm的颗粒占全部物料的60wt.％～95wt.％；

(4)流态化磁化焙烧：将得到的合格粒度的预富集精矿脱水后在还原性气氛下进行流态化磁化焙烧，所述还原性气氛是由还原性气体与惰性气体的混合气提供，其中，还原气体与惰性气体的体积比为1:9～1:1，总气体流量为3m³/h～10m³/h，所述还原气体为CO、H₂或两者任意比例的混合，以500～900℃的焙烧温度焙烧10～30s得到焙烧矿；

(5)弱磁选：对冷却后的焙烧矿进行弱磁选，弱磁选磁场强度0.1～0.3T，弱磁选分别得到弱磁精矿和弱磁尾矿；

(6)稀土浮选：将步骤(5)所得弱磁尾矿调浆后加入浮选机中，依次进行粗选、精选、扫选的闭路浮选流程，浮选过程中需加入抑制剂、活化剂、捕收剂和起泡剂，通过闭路浮选最终得到稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿；

(7)酸洗：将步骤(6)所得到的稀土浮选尾矿在内置6～10mol/L的盐酸溶液的高压反应釜中进行酸洗，酸洗后利用陶瓷过滤机进行固液分离，得到酸浸渣即富铌渣和酸洗尾矿。

(8)萤石浮选：将步骤(2)所得强磁预富集尾矿调浆后加入浮选机中，依次进行粗选、精选、扫选的闭路浮选流程，在浮选过程中依次加入抑制剂、调整剂、捕收剂，通过闭路浮选最终得到萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿。

本发明的有益效果为：本发明所述方法针对伴生多金属矿物的铁尾矿的特点，弱磁选和强磁选可以将磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿、含铁硅酸盐、铌铁矿、氟碳铈矿和独居石作为混合磁选精矿进行预富集。对预富集精矿进行流态化磁化焙烧可以将赤铁矿、褐铁矿等弱磁性矿物转化为强磁选矿物通过弱磁选分离出来，并且降低铁精矿中稀土、铌、氟、钠和钾含量，其中在铁精矿中稀土品位降至1.20％～1.60％，损失率降至5.50％～7.00％，铌品位降至0.15％～0.20％，损失率降至25.10％～27.30％，进一步提高了铁精矿的品质。同时焙烧可充分利用矿物中的稀土矿物，利用氟碳铈矿的还原剂作用来还原赤铁矿，减少还原剂用量的同时充分利用氟碳铈矿，并且焙烧后的稀土矿物理论品位由72.3％升高到88.9％，稀土矿物与其他矿物的密度差增加，可利用得到的浮选精矿进一步重选，从而获取更高品位的稀土精矿。而预富集尾矿也实现了萤石的预富集，使用预富集尾矿浮选萤石能提高萤石精矿的品质同时降低选矿成本。

本发明所述方法采用弱磁—强磁选预富集，降低后续焙烧矿量和萤石浮选矿量，降低焙烧矿中的氟含量从而减少污染，此外还降低能耗，增加精矿品质；使用流态化焙烧的方法处理铁矿物，减少铁精矿中的氟、钠、钾含量，增加铁精矿的品位和回收率。最终得到萤石精矿、铁精矿、稀土精矿，实现伴生多金属矿物的铁尾矿的综合利用。

附图说明

图1是本发明的工艺流程图。

具体实施方式

下述非限制性实施例可以使本领域的普通技术人员更全面地理解本发明，但不以任何方式限制本发明。

下述实施例中所述试验方法，如无特殊说明，均为常规方法；所述试剂和材料，如无特殊说明，均可从商业途径获得。

实施例1

本实例以白云鄂博尾矿库中尾矿为原料，其中铁(TFe)品位为18.77％，萤石(CaF₂)品位为20.62％，稀土(REO)品位为7.02％。利用本发明方法最终得到铁品位为65.89％，回收率为88.75％的铁精矿；稀土品位为68.54％，回收率为82.12％的稀土精矿；萤石品位为95.21％，回收率为81.53％的萤石精矿，具体包括以下步骤：

(1)将白云鄂博尾矿给入磁场强度为0.25T的湿式永磁筒式磁选机，得到弱磁预富集精矿和弱磁预富集尾矿。

(2)将弱磁预富集尾矿给入磁场强度为0.65T的立环湿式强磁选机中，分别得到强磁预富集精矿和强磁预富集尾矿。

(3)将弱磁预富集精矿和强磁预富集精矿给入搅拌槽，搅拌时间为1.5min，然后将预富集精矿给入水力旋流器，水力旋流器沉砂给入立式搅拌磨进行再磨，使预富集精矿-44μm含量达到90％。

(4)将再磨得到的预富集精矿浓缩、过滤、干燥后进行流态化磁化焙烧，使用体积比为7:3的N₂气体和CO气体混和气作为载流气，总气体流量为5m³/h，以640℃的焙烧温度于悬浮磁化焙烧炉焙烧12S得到焙烧矿。

(5)在焙烧矿冷却后进行弱磁选，弱磁选磁场强度0.12T，弱磁选分别得到弱磁精矿(铁精矿)和弱磁尾矿。

(6)对弱磁尾矿调浆后加入浮选槽中，依次进行粗选、两次精选、一次扫选的闭路浮选流程。在粗选的浮选槽中依次加入0.50kg/t的苛性淀粉、0.50kg/t的碳酸铵、0.85kg/t的H₃₁₆和0.04kg/t的二号油，然后通过闭路浮选流程，最终得到稀土浮选精矿(稀土精矿)和稀土浮选尾矿。

(7)将稀土浮选尾矿利用8.0mol/L的盐酸溶液在高压反应釜中进行酸洗，并利用陶瓷过滤机进行固液分离，得到富铌渣和最终尾矿。

(8)将步骤(2)所得强磁预富集尾矿调浆后加入浮选槽，依次进行粗选、两次精选、一次扫选的闭路浮选流程，在粗选浮选槽中依次加入0.6kg/t的水玻璃、0.6kg/t的碳酸钠、0.35kg/t的油酸，然后通过闭路浮选流程，最终得到萤石浮选精矿(萤石精矿)和萤石浮选尾矿。

实施例2

本实例以白云鄂博尾矿库中尾矿为原料，其中铁(TFe)品位为16.10％，萤石(CaF₂)品位为30.25％，稀土(REO)品位为6.00％。利用本发明方法最终得到铁品位为65.09％，回收率为85.87％的铁精矿；稀土品位为66.79％，回收率为80.32％的稀土精矿；萤石品位为95.82％，回收率为82.37％的萤石精矿，具体包括以下步骤：

(1)将白云鄂博尾矿给入磁场强度为0.2T的湿式永磁筒式磁选机，得到弱磁预富集精矿和弱磁预富集尾矿。

(2)将弱磁预富集尾矿给入磁场强度为0.6T的立环湿式强磁选机中，分别得到强磁预富集精矿和强磁预富集尾矿。

(3)将弱磁预富集精矿和强磁预富集精矿给入搅拌槽，搅拌时间为2min，然后将预富集精矿给入水力旋流器，水力旋流器沉砂给入立式搅拌磨进行再磨，使预富集精矿-44μm含量达到85％。

(4)将再磨得到的预富集精矿浓缩、过滤、干燥后进行流态化磁化焙烧，使用积比为7:3的N₂气体和H₂气体混合气作为载流气，总气体流量为5.5m³/h，以750℃的焙烧温度于闪速磁化焙烧炉焙烧10S得到焙烧矿。

(6)对弱磁尾矿调浆后加入浮选槽中，依次进行粗选、两次精选、一次扫选的闭路浮选流程。在粗选的浮选槽中依次加入0.45kg/t的水玻璃、0.45kg/t的六氟硅酸钠、1.0kg/t的水杨羟肟酸和0.04kg/t的二号油，然后通过闭路浮选流程，最终得到稀土浮选精矿(稀土精矿)和稀土浮选尾矿。

(7)将稀土浮选尾矿利用7.7mol/L的盐酸溶液在高压反应釜中进行酸洗，并利用陶瓷过滤机进行固液分离，得到富铌渣和最终尾矿。

(8)将步骤(2)所得强磁预富集尾矿调浆后加入浮选槽，依次进行粗选、两次精选、一次扫选的闭路浮选流程，在粗选浮选槽中依次加入0.6kg/t的水玻璃、0.7kg/t的碳酸钠、0.35kg/t的油酸，然后通过闭路浮选流程，最终得到萤石浮选精矿(萤石精矿)和萤石浮选尾矿。

实施例3

本实例以白云鄂博尾矿库中尾矿为原料，其中铁(TFe)品位为17.74％，萤石(CaF₂)品位为28.96％，稀土(REO)品位为6.85％。利用本发明方法最终得到铁品位为66.13％，回收率为77.69％的铁精矿；稀土品位为65.21％，回收率为81.57％的稀土精矿；萤石品位为95.63％，回收率为81.86％的萤石精矿，具体包括以下步骤：

(3)将弱磁预富集精矿和强磁预富集精矿给入搅拌槽，搅拌时间为2min，然后将预富集精矿给入螺旋分级机，螺旋分级机沉砂给入球磨机磨进行再磨，使预富集精矿-44μm含量达到75％。

(4)将再磨得到的预富集精矿浓缩、过滤、干燥后进行流态化磁化焙烧，使用积比为6.5:3.5的N₂气体和H₂气体混合气作为载流气，总气体流量为5m³/h，以600℃的焙烧温度于循环流态化焙烧炉焙烧10S得到焙烧矿。

(6)对弱磁尾矿调浆后加入浮选槽中，依次进行粗选、两次精选、一次扫选的闭路浮选流程。在粗选的浮选槽中依次加入0.45kg/t的苛性淀粉、0.45kg/t的六氟硅酸钠、0.9kg/t的水杨羟肟酸和0.04kg/t的二号油，然后通过闭路浮选流程，最终得到稀土浮选精矿(稀土精矿)和稀土浮选尾矿。

(7)将稀土浮选尾矿利用7.8mol/L的盐酸溶液在高压反应釜中进行酸洗，并利用陶瓷过滤机进行固液分离，得到富铌渣和最终尾矿。

实施例4

本实例以白云鄂博铁矿经选铁后得到的铁尾矿为原料，其中铁(TFe)品位为15.34％，萤石(CaF₂)品位为31.69％，稀土(REO)品位为7.35％。利用本发明方法最终得到铁品位为65.15％，回收率为79.26％的铁精矿；稀土品位为65.74％，回收率为82.39％的稀土精矿；萤石品位为95.47％，回收率为80.36％的萤石精矿，具体包括以下步骤：

(1)将白云鄂博选铁尾矿给入磁场强度为0.25T的湿式永磁筒式磁选机，得到弱磁预富集精矿和弱磁预富集尾矿。

(3)将弱磁预富集精矿和强磁预富集精矿给入搅拌槽，搅拌时间为3min，然后将预富集精矿给入螺旋分级机，螺旋分级机沉砂给入球磨机磨进行再磨，使预富集精矿-44μm含量达到80％。

(4)将再磨得到的预富集精矿浓缩、过滤、干燥后进行流态化磁化焙烧，使用积比为6:4的N₂气体和H₂气体混合气作为载流气，总气体流量为4.5m³/h以700℃的焙烧温度于悬浮磁化焙烧炉焙烧10S得到焙烧矿。

(6)对弱磁尾矿调浆后加入浮选槽中，依次进行粗选、两次精选、一次扫选的闭路浮选流程。在粗选的浮选槽中依次加入0.45kg/t的水玻璃、0.45kg/t的碳酸铵、1.0kg/t的水杨羟肟酸和0.04kg/t的二号油，然后通过闭路浮选流程，最终得到稀土浮选精矿(稀土精矿)和稀土浮选尾矿。

(7)将稀土浮选尾矿利用8.2mol/L的盐酸溶液在高压反应釜中进行酸洗，并利用陶瓷过滤机进行固液分离，得到富铌渣和最终尾矿。

(8)将步骤(2)所得强磁预富集尾矿调浆后加入浮选槽，依次进行粗选、两次精选、一次扫选的闭路浮选流程，在粗选浮选槽中依次加入0.65kg/t的水玻璃、0.75kg/t的碳酸钠、0.4kg/t的油酸，然后通过闭路浮选流程，最终得到萤石浮选精矿(萤石精矿)和萤石浮选尾矿。

Claims

1.一种从伴生多金属矿物的铁尾矿中回收铁、稀土、萤石和铌的选矿方法，其特征在于：所述方法为：将伴生多金属矿物的铁尾矿于磁场强度0.1～0.3T进行弱磁选，获得弱磁预富集精矿和弱磁预富集尾矿；将弱磁预富集尾矿于磁场强度0.4～1.0T条件下进行强磁选，获得强磁预富集精矿和强磁预富集尾矿；将弱磁预富集精矿和强磁预富集精矿混合，研磨，将研磨所得物料在还原性气氛下进行磁化焙烧，焙烧温度500～900℃，使弱磁性的赤铁矿和褐铁矿发生还原反应转变为强磁性铁矿物，使氟碳铈矿经反应转变为氟氧化铈；对焙烧后所得矿物于0.1～0.3T进行弱磁选，获得弱磁精矿和弱磁尾矿；对弱磁尾矿进行稀土浮选，获得浮选精矿和稀土浮选尾矿；对强磁预富集尾矿进行萤石浮选，获得萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿；将稀土浮选尾矿进行酸洗，获得富铌渣和酸洗尾矿。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述还原性气氛是由还原性气体与惰性气体的混合气提供，其中，还原气体与惰性气体的体积比为1:9～1:1，总气体流量为3m³/h～10m³/h，所述还原气体为CO、H₂或两者任意比例的混合。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述研磨为：将弱磁预富集精矿和强磁预富集精矿的混合物料研磨至粒度为-44μm的颗粒占全部物料的60wt.％～95wt.％。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述稀土浮选具体为：将弱磁尾矿调浆后加入浮选机中，依次进行粗选、精选、扫选的闭路浮选流程，浮选过程中加入抑制剂、活化剂、捕收剂和起泡剂，通过闭路浮选最终得到稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿，

其中，所述抑制剂为苛性淀粉，其用量为0.20kg/t～1.20kg/t；活化剂为碳酸铵或六氟硅酸钠，其用量为0.20kg/t～1.00kg/t；捕收剂为水杨羟肟酸或H₃₁₆，其用量为0.50kg/t～4.50kg/t；起泡剂为二号油，其用量为0.02kg/t～0.15kg/t。

5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述酸洗为：将稀土浮选尾矿利用6～10mol/L的盐酸溶液在高压反应釜中进行酸洗，并利用陶瓷过滤机进行固液分离，得到酸浸渣即富铌渣和酸洗尾矿。

6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述萤石浮选具体为：将强磁预富集尾矿调浆后加入浮选机中，依次进行粗选、精选、扫选的闭路浮选流程，浮选过程中依次加入抑制剂、调整剂、捕收剂，通过闭路浮选最终得到萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿，

其中所述的萤石浮选抑制剂为水玻璃，其用量为0.10kg/t～1.00kg/t；萤石浮选调整剂为碳酸钠，其用量为0.10kg/t～0.80kg/t；萤石浮选捕收剂为油酸，其用量为0.25kg/t～1.25kg/t。

7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述方法包括下述工艺步骤：

(4)流态化磁化焙烧：将得到的预富集精矿粒度为-44μm的颗粒占全部物料的60wt.％～95wt.％的预富集精矿脱水后在还原性气氛下进行流态化磁化焙烧，所述还原性气氛是由还原性气体与惰性气体的混合气提供，其中，还原气体与惰性气体的体积比为1:9～1:1，总气体流量为3m³/h～10m³/h，所述还原气体为CO、H₂或两者任意比例的混合，以500～900℃的焙烧温度焙烧10～30s得到焙烧矿；

(7)酸洗：将步骤(6)所得到的稀土浮选尾矿在内置6～10mol/L的盐酸溶液的高压反应釜中进行酸洗，酸洗后利用陶瓷过滤机进行固液分离，得到酸浸渣即富铌渣和酸洗尾矿；

(8)萤石浮选：将步骤(2)所得强磁预富集尾矿调浆后加入浮选机中，依次进行粗选、精选、扫选的闭路浮选流程，浮选过程中依次加入抑制剂、调整剂、捕收剂，通过闭路浮选最终得到萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿。