CN111167596A - 一种氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开一种氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法，包括步骤：将原矿磨至为一定细度的磨矿产品后进行浮选调浆，通过调整剂、抑制剂和复合阴离子捕收剂对调浆后的所述磨矿产品进行阴离子碱性混合浮选，经粗选、扫选和精选获得含有稀土矿物和萤石的混合精矿以及浮选尾矿；将所述混合精矿进行消泡处理和浓缩处理；将消泡和浓缩后的所述混合精矿给入超导高梯度磁选机，经超导强磁选获得稀土精矿和萤石精矿；采用本发明的技术方案能够实现氟碳铈矿中稀土矿物和萤石的高效回收与分离，且该分选工艺简单，流程短，适应性强，选别指标高，产品性能稳定，适应性强，生产成本显著降低，易于工业推广应用。

Description

一种氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法
技术领域
本发明涉及固体矿产资源分选技术领域，具体涉及一种氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法。
背景技术
氟碳铈矿[Bastnaesite,(Ce,La)CO3F]是提取轻稀土元素的主要原料，此类矿物的典型矿床有美国的芒廷帕斯稀土矿、土耳其的基齐尔科联稀土矿、中国的白云鄂博矿、四川攀西地区稀土矿和山东微山稀土矿。这类矿石主要矿物有磁铁矿、赤铁矿、氟碳铈矿、独居石、含铌矿物、萤石矿、重晶石、天青石、白云石、石英等。除白云鄂博矿需重点回收磁铁矿、赤铁矿外，其它矿床主要以回收稀土矿物为主，综合回收萤石、重晶石等。
针对氟碳铈矿的分选和提纯，通常根据其矿物与伴生矿物的物理、化学性质差异，采用的选矿方法主要有以下三种，而对其伴生的萤石矿物一般在稀土尾矿中进行二次浮选获得，以油酸为捕收剂，以水玻璃为抑制剂，碳酸钠为调整剂。
第一种为重选法，即利用矿物与脉石矿物密度的不同进行分选。常用的重选设备有溜槽、摇床、离心机等。采用重选主要在粒度较粗的条件下使稀土矿物与密度较小的萤石、方解石和石英等脉石矿物分离；达到预先富集或获得部分粗粒稀土精矿得到目的。
第二种为磁选法，是利用稀土矿物与伴生脉石矿物及其它矿物间比磁化系数的差异，采用不同磁场强度的磁选机使稀土矿物与其它矿物分离的方法。在稀土脉矿选矿中，有时利用氟碳铈矿稀土矿物的弱磁性，采用常规强磁选预先富集稀土矿物，达到减少入浮量的目的。但由于氟碳铈矿磁性微弱，往往影响稀土矿物的回收率，因此这种方法也在一定程度上受到限制。
第三种为浮选法，即利用稀土矿物与伴生矿物表面疏水性差异，采用羟肟酸为捕收剂、水玻璃为抑制剂，实现稀土矿物与其它矿物的分离，此类浮选法是目前国内外轻稀土分选提纯的主要方法。
分选这类稀土矿的技术关键在于解决稀土矿物与含钙(主要为萤石、方解石)、钡锶等矿物分离以及微细稀土矿物的回收。目前国内针对氟碳铈稀土矿回收，大部分采用重选、浮选工艺流程回收，利用重选回收粗粒稀土矿物，利用浮选回收中细粒稀土矿物，随着粗粒稀土矿物越来越少，浮选已经成为主要分选方法。稀土矿物浮选通常以水玻璃为抑制剂，在弱碱性矿浆体系中，以羟肟酸类药剂为捕收剂。
由于氟碳铈矿与其主要伴生矿物在结晶化学、表面化学等方面性质相近，可浮性差异小，用常规浮选药剂和普通选矿方法难以取得满意效果，需要采用特殊处理和高效药剂才能把氟碳铈矿从复杂矿石中分选出来。如美国采用矿浆加温浮选(90℃以上)；日本学者把矿浆加热到80℃，利用黄原酸盐捕收剂在酸性介质中浮选。我国曾经先后研制出多种羟肟酸类药剂用于氟碳铈矿分选，但选矿指标一直不理想，直到上个世纪90年代把芳香烃羟肟酸及盐应用于稀土浮选，才取得了相对较好技术指标，但浮选过程稳定性差，稀土精矿品位波动性大，浮选药剂成本高，且羟肟酸类捕收剂在生产过程中污染性大，废水多。
鉴于上述缺陷，本发明创作者经过长时间的研究和实践终于获得了本发明。
发明内容
为解决上述技术缺陷，本发明采用的技术方案在于，提供一种氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法，包括步骤：
S1，稀土矿经磨矿获得磨矿产品，后进行浮选调浆，通过调整剂、抑制剂和复合阴离子捕收剂对调浆后的所述磨矿产品进行阴离子碱性混合浮选，经粗选、扫选和精选获得含有稀土矿物和萤石的混合精矿以及浮选尾矿；
S2，将所述混合精矿进行消泡处理和浓缩处理；
S3，将消泡和浓缩后的所述混合精矿给入超导高梯度磁选机，经超导强磁选获得稀土精矿和萤石精矿。
较佳的，在所述步骤S1中，所述稀土矿磨至-0.074mm占80％～90％。
较佳的，所述调整剂为碳酸钠，所述抑制剂为水玻璃，所述复合阴离子捕收剂为油酸和羟肟酸的混合物，所述油酸和所述羟肟酸的质量百分比为1:1～1:3。
较佳的，所述羟肟酸为水杨羟肟酸和辛基羟肟酸的一种或两种的混合物，两种的混合物中所述水杨羟肟酸和所述辛基羟肟酸的质量百分比为2:1～4:1。
较佳的，在所述步骤S1中，所述精选和所述扫选均为三次，所述磨矿产品经所述粗选后产生粗选精矿和粗选尾矿，所述粗选精矿进行所述精选形成精选精矿和精选尾矿，所述粗选尾矿进行所述扫选形成扫选精矿和扫选尾矿，所述第二次精选和所述第三次精选形成的所述精选尾矿返回上一级的所述精选，所述第一次精选和所述第二次精选形成的所述精选精矿进入下一级的所述精选，所述第二次扫选和所述第三次扫选形成的所述扫选精矿返回上一级的所述扫选，所述第一次扫选和所述第二次扫选形成的所述扫选尾矿进入下一级的所述扫选，所述第一次精选形成的所述精选尾矿和所述第一次扫选形成的所述扫选精矿进入所述粗选，所述第三次精选形成的所述精选精矿为所述混合精矿，所述第三次扫选形成的所述扫选尾矿为所述浮选尾矿。
较佳的，所述粗选的工艺条件为：碳酸钠用量为1000g/t～3000g/t，作用时间为2min～5min；水玻璃用量为1500g/t～2500g/t，作用时间为2min～4min；复合阴离子捕收剂用量为1000g/t～2000g/t，作用时间为2min～5min；浮选pH值范围为9～10。
较佳的，所述扫选的工艺条件为：第一次扫选中，碳酸钠用量为500g/t～1000g/t，作用时间分别为2min～5min；水玻璃用量为500g/t～1500g/t，作用时间为2min～4min；复合阴离子捕收剂用量为500g/t～800g/t，作用时间为2min～5min；第二次扫选不添加任何药剂；第三次扫选中，碳酸钠用量为300g/t～600g/t，作用时间分别为2min～3min；水玻璃用量为400g/t～800g/t，作用时间为2min～3min；复合阴离子捕收剂用量为200g/t～400g/t，作用时间为2min～3min。
较佳的，所述精选的工艺条件为：第一次精选和第三次精选不添加任何药剂；第二次精选中，碳酸钠用量为400g/t～600g/t，作用时间分别为2min～4min；水玻璃用量为300g/t～600g/t，作用时间为2min～4min；复合阴离子捕收剂用量为180g/t～320g/t，作用时间为2min～4min。
较佳的，在所述步骤S3中，超导强磁选工艺条件为：背景磁感应强度为3T～6T；给矿速度为10L/min～18L/min；给矿浓度为30％～50％。
与现有技术比较本发明的有益效果在于：采用本发明的技术方案能够实现氟碳铈矿中稀土矿物和萤石的高效回收与分离，且该分选工艺简单，流程短，适应性强，选别指标高，产品性能稳定，适应性强，生产成本显著降低，易于工业推广应用。
附图说明
图1为本发明所述氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法的流程图。
具体实施方式
以下结合附图，对本发明上述的和另外的技术特征和优点作更详细的说明。
实施例一
如图1所示，图1为本发明所述氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法的流程图；本发明所述氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法，包括步骤：
S1，将稀土矿磨至-0.074mm占80％～90％，然后进行浮选调浆，以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂和复合阴离子捕收剂对调浆后的磨矿产品进行阴离子碱性混合浮选，经一次粗选、三次扫选和三次精选获得含有稀土矿物和萤石的混合精矿以及浮选尾矿；
S2，将所述混合精矿进行消泡处理，给入浓密池进行浓缩处理，以满足下一步作业；
S3，将消泡和浓缩适宜浓度的所述混合精矿给入超导高梯度磁选机，经超导强磁选获得最终稀土精矿和萤石精矿。
本发明所述氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法为氟碳铈矿和萤石复合阴离子碱性混合浮选-超导磁分选，可实现氟碳铈矿和萤石的高效分离与回收。
所述复合阴离子捕收剂为油酸和羟肟酸的混合物，所述油酸和所述羟肟酸的质量百分比为1:1～1:3，所述羟肟酸为水杨羟肟酸和辛基羟肟酸的一种或其混合物，混合物质量百分比为2:1～4:1。
在步骤S1中，所述磨矿产品经粗选后产生粗选精矿和粗选尾矿，所述粗选精矿进行精选，所述粗选尾矿进行扫选，扫选精矿和精选尾矿依次返回上一级作业。
粗选的工艺条件为：碳酸钠用量为1000g/t～3000g/t，作用时间为2min～5min；水玻璃用量为1500g/t～2500g/t，作用时间为2min～4min；复合阴离子捕收剂用量为1000g/t～2000g/t，作用时间为2min～5min；浮选pH值范围为9～10；
扫选的工艺条件为：第一次扫选中，碳酸钠用量为500g/t～1000g/t，作用时间为2min～5min；水玻璃用量为500g/t～1500g/t，作用时间为2min～4min；复合阴离子捕收剂用量为500g/t～800g/t，作用时间为2min～5min；第二次扫选不添加任何药剂；第三次扫选中，碳酸钠用量为300g/t～600g/t，作用时间为2min～3min；水玻璃用量为400g/t～800g/t，作用时间为2min～3min；复合阴离子捕收剂用量为200g/t～400g/t，作用时间为2min～3min；
精选工艺条件为：第一次精选和第三次精选不添加任何药剂；第二次精选中，碳酸钠用量为400～600g/t，作用时间为2min～4min；水玻璃用量为300～600g/t，作用时间为2min～4min；复合阴离子捕收剂用量为180～320g/t，作用时间为2min～4min；
在所述步骤S3中，超导强磁选工艺条件为：背景磁感应强度3T～6T、给矿速度10L/min～18L/min和给矿浓度分30％～50％。
本发明通过将原矿磨矿至单体解离，然后进行浮选调浆，以水玻璃为抑制剂、碳酸钠为调整剂和复合阴离子捕收剂对调浆后的浮选给矿进行一次粗选、三次扫选和三次精选，浮选精矿为稀土矿物和萤石混合精矿；浮选尾矿为最终尾矿；上述工艺及浮选药剂组合应用，以稀土矿物回收为主和综合回收萤石为目的，保证了稀土和萤石两种矿物的高效混合浮选，实现稀土矿物与萤石的高效分离；将浮选混合精矿进行消泡处理，给入浓密池进行浓缩处理，以满足下一步作业；将已经消泡和浓缩处理后适宜浓度的浮选混合精矿给入超导高梯度磁选机，经超导强磁分选获得稀土精矿和萤石精矿。
采用本发明的技术方案能够实现氟碳铈矿中稀土矿物和萤石的高效回收与分离，且该分选工艺简单，流程短，适应性强，选别指标高，产品性能稳定，适应性强，生产成本显著降低，易于工业推广应用。
实施例二
在本实施例中，稀土矿中主要矿物为氟碳铈矿、长石、石英、萤石、方解石、天青石、绿泥石、褐铁矿和硬锰矿等，其中萤石含量为14％左右，REO(rare earth oxides，稀土元素氧化物)含量为2.5％左右。
对所述稀土矿采用本发明所述氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法进行处理，具体包括以下步骤：
S1，所述稀土矿经磨矿获得磨矿细度为-0.074mm占85％的磨矿产品；
S2，所述磨矿产品经调浆后进行粗选，获得粗选精矿和粗选尾矿，其中所述粗选的工艺条件为：碳酸钠用量为1500g/t，作用时间为3min；水玻璃用量为2000g/t，作用时间为5min；复合阴离子捕收剂用量为1000g/t，油酸和辛基羟肟酸质量百分比为1:2.5，作用时间为3min；浮选pH值范围为9.5；
S3，将步骤S2得到的所述粗选尾矿进行三次扫选，分别在第一次扫选得到扫选一精矿和扫选一尾矿，在第二次扫选得到扫选二精矿和扫选二尾矿，在第三次扫选得到扫选三精矿和最终尾矿，所述扫选一精矿返回所述粗选，所述扫选二精矿返回所述第一次扫选，所述扫选三精矿返回所述第二次扫选；
其中，所述第一次扫选的工艺条件为：碳酸钠用量为600g/t，作用时间为3min；水玻璃用量为800g/t，作用时间为4min；复合阴离子捕收剂用量为500g/t，油酸和辛基羟肟酸质量百分比为1:1.5，作用时间为5min；
所述第二次扫选中不添加任何药剂；
所述第三次扫选的工艺条件为：碳酸钠用量为320g/t，作用时间为3min；水玻璃用量为400g/t，作用时间为3min；复合阴离子捕收剂用量为240g/t，油酸和辛基羟肟酸质量百分比为1:2，作用时间为3min；
S4，将步骤S2所得的所述粗选精矿经三次精选，分别在第一次精选得到精选一精矿和精选一尾矿，在第二次精选得到精选二精矿和精选二尾矿，在第三次精选得到精选三精矿和精选三尾矿，所述精选一尾矿返回所述粗选，所述精选二尾矿返回所述第一次精选，所述精选三尾矿返回所述第二次精选；所述精选三精矿经消泡浓缩后给入下一作业；
精选工艺条件具体为：所述第一次精选和所述第三次精选不添加任何药剂；所述第二次精选中，碳酸钠用量为400g/t，作用时间为3min；水玻璃用量为300g/t，作用时间为3min；复合阴离子捕收剂用量为200g/t，油酸和辛基羟肟酸质量百分比为1:5，作用时间为3min；
S5，将步骤S4所得的经消泡浓缩的所述精选三精矿给入超导高梯度磁选机。
在背景磁感应强度4T、给矿速度12L/min和给矿浓度36％的条件下，从含REO为2.5％左右、CaF2为14％左右的稀土矿中获得REO品位为68.46％、回收率为80.14％的稀土精矿和CaF2含量为89.13％、回收率为85.27％的萤石精矿。
其中，如表1和表2所示，表1为对本实施例所述稀土矿采用本发明所述氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法获得的稀土精矿主要化学成分分析结果表，表2为对本实施例所述稀土矿采用本发明所述氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法获得的萤石精矿主要化学成分分析结果表。
试验结果表明，采用本发明可实现稀土精矿与萤石的高效分离与回收，浮选效果较好，流程短，指标稳定。因获得的萤石精矿(85％～90％)混有其他矿物，需进一步选别才能得到高品质萤石精矿。
表1稀土精矿主要化学成分分析结果(％)
Figure BDA0002347226290000061
表2萤石精矿主要化学成分分析结果(％)
Figure BDA0002347226290000062
实施例三
在本实施例中，稀土矿中的主要矿物为氟碳铈矿、方解石、长石、石英、萤石、天青石、绿帘石、赤褐铁矿和方铅矿等，其中萤石含量16％左右，REO含量为2.7％左右。
对所述稀土矿采用本发明所述氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法进行处理，具体包括以下步骤：
S1，所述稀土矿经磨矿获得磨矿细度为-0.074mm占90％的磨矿产品；
S2，所述磨矿产品经调浆后进行粗选，获得粗选精矿和粗选尾矿，其中所述粗选的工艺条件为：碳酸钠用量为2000g/t，作用时间为2min；水玻璃用量为2500g/t，作用时间为3min；复合阴离子捕收剂用量为1500g/t，作用时间为3min，其中油酸与羟肟酸(水杨羟肟酸和辛基羟肟酸)质量百分比为1:2，水杨羟肟酸与辛基羟肟酸质量百分比为2:1；浮选pH值范围为10；
S3，将步骤S2得到的所述粗选尾矿进行三次扫选，分别在第一次扫选得到扫选一精矿和扫选一尾矿，在第二次扫选得到扫选二精矿和扫选二尾矿，在第三次扫选得到扫选三精矿和最终尾矿，所述扫选一精矿返回所述粗选，所述扫选二精矿返回所述第一次扫选，所述扫选三精矿返回所述第二次扫选；
其中，所述第一次扫选的工艺条件为：碳酸钠用量为1000g/t，作用时间为2min；水玻璃用量为1200g/t，作用时间为3min；复合阴离子捕收剂用量为750g/t，油酸与羟肟酸(水杨羟肟酸和辛基羟肟酸)质量百分比为1:2.5，水杨羟肟酸和辛基羟肟酸质量百分比2:1，作用时间为5min；
所述第二次扫选中不添加任何药剂；
所述第三次扫选的工艺条件为：碳酸钠用量为420g/t，作用时间为2min；水玻璃用量为500g/t，作用时间为2min；复合阴离子捕收剂用量为350g/t，油酸与羟肟酸(水杨羟肟酸和辛基羟肟酸)质量百分比为1:1.5，水杨羟肟酸和辛基羟肟酸质量百分比为3:1，作用时间为2min；
S4，将步骤S2所得的所述粗选精矿经三次精选，分别在第一次精选得到精选一精矿和精选一尾矿，在第二次精选得到精选二精矿和精选二尾矿，在第三次精选得到精选三精矿和精选三尾矿，所述精选一尾矿返回所述粗选，所述精选二尾矿返回所述第一次精选，所述精选三尾矿返回所述第二次精选；所述精选三精矿经消泡浓缩后给入下一作业；
精选工艺条件具体为：所述第一次精选和所述第三次精选不添加任何药剂；所述第二次精选中，碳酸钠用量为480g/t，作用时间为3min；水玻璃用量为560g/t，作用时间为3min；复合阴离子捕收剂用量为300g/t，油酸与羟肟酸(水杨羟肟酸和辛基羟肟酸)质量百分比为1:3，水杨羟肟酸和辛基羟肟酸质量百分比为3:1，作用时间为3min；
S5，将步骤S4所得的经消泡浓缩的所述精选三精矿给入超导高梯度磁选机。
在背景磁感应强度5T、给矿速度15L/min和给矿浓度40％的条件下，从含REO为2.7％左右、CaF2为16％左右的稀土矿中获得REO品位为68.21％、回收率为88.21％的稀土精矿和CaF2含量为87.21％、回收率为86.36％的萤石精矿。
其中，如表3和表4所示，表3为对本实施例所述稀土矿采用本发明所述氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法获得的稀土精矿主要化学成分分析结果表，表4为对本实施例所述稀土矿采用本发明所述氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法获得的萤石精矿主要化学成分分析结果表。
试验结果表明，采用本发明可实现稀土精矿与萤石的高效分离与回收，浮选效果较好，流程短，指标稳定。
表3稀土精矿主要化学成分分析结果(％)
Figure BDA0002347226290000081
表4萤石精矿主要化学成分分析结果(％)
Figure BDA0002347226290000082
实施例四
在本实施例中，稀土矿由风化粉矿和块矿组成，主要矿物为氟碳铈矿、萤石、方解石、长石、石英、绿帘石、赤褐铁矿、黄铁矿和方铅矿等，其中萤石含量13％左右，REO含量为1.6％左右。
对所述稀土矿采用本发明所述氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法进行处理，具体包括以下步骤：
S1，所述稀土矿经磨矿获得磨矿细度为-0.074mm占80％的磨矿产品；
S2，所述磨矿产品经调浆后进行粗选，获得粗选精矿和粗选尾矿，其中所述粗选的工艺条件为：碳酸钠用量为3000g/t，作用时间为2min；水玻璃用量为1500g/t，作用时间为3min；复合阴离子捕收剂用量为2000g/t，油酸与羟肟酸(水杨羟肟酸和辛基羟肟酸)质量百分比为1:3，水杨羟肟酸和辛基羟肟酸质量百分比为4:1，作用时间为3min；浮选pH值范围为9.5；
S3，将步骤S2得到的所述粗选尾矿进行三次扫选，分别在第一次扫选得到扫选一精矿和扫选一尾矿，在第二次扫选得到扫选二精矿和扫选二尾矿，在第三次扫选得到扫选三精矿和最终尾矿，所述扫选一精矿返回所述粗选，所述扫选二精矿返回所述第一次扫选，所述扫选三精矿返回所述第二次扫选；
其中，所述第一次扫选的工艺条件为：碳酸钠用量为800g/t，作用时间为2min；水玻璃用量为1400g/t，作用时间为3min；复合阴离子捕收剂用量为650g/t，油酸与羟肟酸(水杨羟肟酸和辛基羟肟酸)质量百分比为1:1.5，水杨羟肟酸和辛基羟肟酸质量百分比为3:1，作用时间为3min；
所述第二次扫选中不添加任何药剂；
所述第三次扫选的工艺条件为：碳酸钠用量为560g/t，作用时间为3min；水玻璃用量为780g/t，作用时间为3min；复合阴离子捕收剂用量为300g/t，油酸与羟肟酸(水杨羟肟酸和辛基羟肟酸)质量百分比为1:2，水杨羟肟酸和辛基羟肟酸质量百分比为2:1，作用时间为3min；
S4，将步骤S2所得的所述粗选精矿经三次精选，分别在第一次精选得到精选一精矿和精选一尾矿，在第二次精选得到精选二精矿和精选二尾矿，在第三次精选得到精选三精矿和精选三尾矿，所述精选一尾矿返回所述粗选，所述精选二尾矿返回所述第一次精选，所述精选三尾矿返回所述第二次精选；所述精选三精矿经消泡浓缩后给入下一作业；
精选工艺条件具体为：所述第一次精选和所述第三次精选不添加任何药剂；所述第二次精选中，碳酸钠用量为600g/t，作用时间为3min；水玻璃用量为480g/t，作用时间为3min；复合阴离子捕收剂用量为260g/t，油酸与羟肟酸(水杨羟肟酸和辛基羟肟酸)质量百分比为1:3，水杨羟肟酸和辛基羟肟酸质量百分比为3:1，作用时间为3min；
S5，将步骤S4所得的经消泡浓缩的所述精选三精矿给入超导高梯度磁选机。
在背景磁感应强度3.5T、给矿速度18L/min和给矿浓度45％的条件下，从含REO为1.6％左右、CaF2为13％左右的稀土矿中获得REO品位为65.90％、回收率为87.63％的稀土精矿和CaF2含量为86.74％、回收率为87.88％的萤石精矿。
其中，如表5和表6所示，表5为对本实施例所述稀土矿采用本发明所述氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法获得的稀土精矿主要化学成分分析结果表，表6为对本实施例所述稀土矿采用本发明所述氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法获得的萤石精矿主要化学成分分析结果表。
试验结果表明，采用本发明可实现稀土精矿与萤石的高效分离与回收，浮选效果较好，流程短，指标稳定。
表5稀土精矿主要化学成分分析结果(％)
Figure BDA0002347226290000091
表6萤石精矿主要化学成分分析结果(％)
Figure BDA0002347226290000092
以上所述仅为本发明的较佳实施例，对本发明而言仅仅是说明性的，而非限制性的。本专业技术人员理解，在本发明权利要求所限定的精神和范围内可对其进行许多改变，修改，甚至等效，但都将落入本发明的保护范围内。

Claims (9)

1.一种氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1，稀土矿经磨矿获得磨矿产品，后进行浮选调浆，通过调整剂、抑制剂和复合阴离子捕收剂对调浆后的所述磨矿产品进行阴离子碱性混合浮选，经粗选、扫选和精选获得含有稀土矿物和萤石的混合精矿以及浮选尾矿；
S2，将所述混合精矿进行消泡处理和浓缩处理；
S3，将消泡和浓缩后的所述混合精矿给入超导高梯度磁选机，经超导强磁选获得稀土精矿和萤石精矿。
2.如权利要求1所述的氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法，其特征在于，在所述步骤S1中，所述稀土矿磨至-0.074mm占80％～90％。
3.如权利要求2所述的氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法，其特征在于，所述调整剂为碳酸钠，所述抑制剂为水玻璃，所述复合阴离子捕收剂为油酸和羟肟酸的混合物，所述油酸和所述羟肟酸的质量百分比为1:1～1:3。
4.如权利要求3所述的氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法，其特征在于，所述羟肟酸为水杨羟肟酸和辛基羟肟酸的一种或两种的混合物，两种的混合物中所述水杨羟肟酸和所述辛基羟肟酸的质量百分比为2:1～4:1。
5.如权利要求4所述的氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法，其特征在于，在所述步骤S1中，所述精选和所述扫选均为三次，所述磨矿产品经所述粗选后产生粗选精矿和粗选尾矿，所述粗选精矿进行所述精选形成精选精矿和精选尾矿，所述粗选尾矿进行所述扫选形成扫选精矿和扫选尾矿，所述第二次精选和所述第三次精选形成的所述精选尾矿返回上一级的所述精选，所述第一次精选和所述第二次精选形成的所述精选精矿进入下一级的所述精选，所述第二次扫选和所述第三次扫选形成的所述扫选精矿返回上一级的所述扫选，所述第一次扫选和所述第二次扫选形成的所述扫选尾矿进入下一级的所述扫选，所述第一次精选形成的所述精选尾矿和所述第一次扫选形成的所述扫选精矿进入所述粗选，所述第三次精选形成的所述精选精矿为所述混合精矿，所述第三次扫选形成的所述扫选尾矿为所述浮选尾矿。
6.如权利要求5所述的氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法，其特征在于，所述粗选的工艺条件为：碳酸钠用量为1000g/t～3000g/t，作用时间为2min～5min；水玻璃用量为1500g/t～2500g/t，作用时间为2min～4min；复合阴离子捕收剂用量为1000g/t～2000g/t，作用时间为2min～5min；浮选pH值范围为9～10。
7.如权利要求6所述的氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法，其特征在于，所述扫选的工艺条件为：第一次扫选中，碳酸钠用量为500g/t～1000g/t，作用时间分别为2min～5min；水玻璃用量为500g/t～1500g/t，作用时间为2min～4min；复合阴离子捕收剂用量为500g/t～800g/t，作用时间为2min～5min；第二次扫选不添加任何药剂；第三次扫选中，碳酸钠用量为300g/t～600g/t，作用时间分别为2min～3min；水玻璃用量为400g/t～800g/t，作用时间为2min～3min；复合阴离子捕收剂用量为200g/t～400g/t，作用时间为2min～3min。
8.如权利要求7所述的氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法，其特征在于，所述精选的工艺条件为：第一次精选和第三次精选不添加任何药剂；第二次精选中，碳酸钠用量为400g/t～600g/t，作用时间分别为2min～4min；水玻璃用量为300g/t～600g/t，作用时间为2min～4min；复合阴离子捕收剂用量为180g/t～320g/t，作用时间为2min～4min。
9.如权利要求8所述的氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法，其特征在于，在所述步骤S3中，超导强磁选工艺条件为：背景磁感应强度为3T～6T；给矿速度为10L/min～18L/min；给矿浓度为30％～50％。
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