CN111482264B - 中贫氧化矿石的处理方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种中贫氧化矿石的处理方法，该方法包括如下步骤：(1)采用浮选工艺从中贫氧化矿石中回收获得稀土精矿，产生稀土尾矿；(2)采用浮选工艺从稀土尾矿中回收获得萤石精矿，产生萤石尾矿；(3)采用氯化‑还原焙烧一步法从萤石尾矿中回收获得含Nb2Cl5的铌产品，产生焙烧渣；(4)采用两段弱磁选从焙烧渣中回收获得还原铁，产生磁选尾渣；(5)将磁选尾渣中的钪元素浸出，得到含钪浸出液和浸出尾渣。该方法的回收率高，且所得产物的纯度或品位高。

Description

中贫氧化矿石的处理方法
技术领域
本发明涉及一种中贫氧化矿石的处理方法，特别涉及一种从中贫氧化矿石中回收稀土、萤石、铁、铌、钪的方法。
背景技术
白云鄂博矿床是世界上罕见的超大型铁、稀土、铌等多金属共伴生矿床。自白云鄂博矿开采以来，为采掘富铁矿石，剥离了大量的中贫铁矿石，经过50多年的堆存，总量已达到近2000万吨。如果中贫铁矿石不再进一步处理，将会造成严重的环境污染和资源浪费。随着矿产资源越来越短缺，对该类矿石进行资源化综合利用，进一步回收其中的有价金属，具有重要的经济价值和环境效益。
CN103263977A公开了一种从包头弱磁选尾矿中回收铁和稀土的工艺。该工艺首先通过浮选获得稀土精矿、稀土尾矿和中矿通过强磁作业获得较高品味的磁选铁粗精矿，磁选铁粗精矿经过正浮选选铁获得铁精矿。该工艺不能用浮选法处理风化严重的氧化铁矿石，且铁的回收率低。
CN105154659A公开了一种从白云鄂博低品位矿中同步提取铁和铌的方法。该方法将低品位铌铁矿进行预处理，得到高温粒料，高温粒料经熔融还原，得到含铌铁水和含铌除铁熔渣，对含铌铁水进行氧化造渣，得到除铌粗铁及富铌熔渣；将除铁熔渣及富铌熔渣进行混合调质，得到低粘度含铌熔渣；低粘度含铌熔渣进行氯化处理，得到除铌残渣及气态多金属氯化物；气态多金属氯化物冷凝分离，得到铌的氯化物。该方法需要进行多次焙烧，能耗大、成本高，含铌铁水中杂质磷、硫等含量高。
CN104096633A公开了一种从稀土尾矿中回收稀土精矿、萤石精矿、硫精矿、氧化铁精矿、铌精矿和钪精矿的工艺。该工艺包括以下步骤：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；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。该方法的处理对象为稀土尾矿，不适用于长期堆放风化的氧化矿，且铌精矿的品位低仅为5％。
CN107282288A公开了一种回收弱磁性铁、稀土和萤石的选矿方法。该方法的处理对象为磁铁矿和稀土尾矿，通过强磁选-磨矿-磁选回收铁，磁选尾矿先浮选稀土再浮选萤石。该方法只回收了弱磁性铁，且稀土和萤石的回收率低。
CN103394408A公开了一种稀土尾矿中回收稀土、铁、铌和萤石的方法。该方法采用稀土尾矿-磨矿-弱磁选-强磁选-弱磁尾矿进强磁-强磁尾矿浮选萤石-强磁精矿浮选分离稀土与铁和铌-底流还原焙烧、弱磁分离铁与铌-弱磁尾矿浮选铌的方法。尾矿经焙烧后矿物性质发生变化，铌浮选困难，且稀土、萤石、铌的品位和回收率低，造成资源浪费。
发明内容
有鉴于此，本发明的目的在于提供一种中贫氧化矿石的处理方法，该方法能够从中贫氧化矿石中回收稀土、萤石、铁、铌、钪，且回收率高。进一步地，本发明的处理方法所产品的品位或纯度高。
本发明提供一种中贫氧化矿石的处理方法，包括如下步骤：
(1)采用浮选工艺从中贫氧化矿石中回收获得稀土精矿，产生稀土尾矿；
(2)采用浮选工艺从稀土尾矿中回收获得萤石精矿，产生萤石尾矿；
(3)采用氯化-还原焙烧一步法从萤石尾矿中回收获得含Nb2Cl5的铌产品，产生焙烧渣；
(4)采用两段弱磁选从焙烧渣中回收获得还原铁，产生磁选尾渣；
(5)将磁选尾渣中的钪元素浸出，得到含钪浸出液和浸出尾渣。
本发明的中贫氧化矿石中稀土氧化的品位可以为4.8～6.3wt％，萤石品位可以为18.8～25.0wt％，铁品位可以为25.0～30.0wt％，铌品位为0.1～0.3wt％，钪品位为0.01～0.02wt％。其中，铁品位以全铁计，铌品位以Nb2O5计，钪品位以Sc2O3计。优选地，中贫氧化矿石来自白云鄂博矿。
在步骤(1)之前还可以含有对氧化矿石进行预处理的步骤：将氧化矿石进行破碎，获得破碎产品，将破碎产品磨矿，获得磨矿产品，调节磨矿产品的浆液浓度得到中贫氧化矿石形成的矿浆。破碎产品的粒度可以为5.0mm以下；优选为2.0mm以下。磨矿浓度可以为50～80wt％；优选为50～70wt％。磨矿细度可以为0.1mm以下的占90～100wt％；优选为0.074mm以下的占95～100wt％
根据本发明的处理方法，优选地，所述步骤中的一个或多个步骤进行前先进行磨矿处理。
步骤(1)中，采用浮选工艺从中贫氧化矿石中回收获得稀土精矿，产生稀土尾矿。具体地，包括如下过程：(I)稀土粗选：对中贫氧化矿石形成的矿浆进行粗选，得到粗选精矿和稀土尾矿；(II)一次稀土精选：对粗选精矿进行一次精选，得到一次精选稀土矿和一次稀土中矿，一次稀土中矿返回稀土粗选作业；(III)二次稀土精选：对一次精选稀土矿进行二次精选，得到稀土精矿和二次稀土中矿，将二次稀土中矿返回一次稀土精选作业。
步骤(I)中，矿浆的浓度可以为35～50wt％；优选为40～50wt％。矿浆的pH制可以为8～10；优选为8～9。浮选温度可以为45～60℃；优选为50～55℃。
步骤(I)中，所用试剂包括羟肟酸类捕收剂、抑制剂和起泡剂。优选地，羟肟酸类捕收剂为LF-P8，抑制剂为水玻璃和淀粉，起泡剂为松醇油。以矿浆为基准，羟肟酸类捕收剂的用量可以为1～1.5kg/t，水玻璃的用量为2.0～2.5kg/t，淀粉用量为0.6～0.8kg/t，松醇油用量为50～80g/t。优选地，以矿浆为基准，羟肟酸类捕收剂的用量可以为1.2～1.4kg/t，水玻璃的用量为2.0～2.3kg/t，淀粉用量为0.6～0.8kg/t，松醇油用量为60～80g/t。水玻璃的波美度可以为10～40；优选为15～30。根据本发明的一个实施方式，依次向中贫氧化矿石形成的矿浆加入抑制剂、羟肟酸类捕收剂和起泡剂。优选地，每种物质加入后均需搅拌混匀，每次搅拌的时间为1～10min。
步骤(II)中，浮选温度可以为45～60℃；优选为50～55℃。所用试剂包括羟肟酸类捕收剂、抑制剂和起泡剂。优选地，羟肟酸类捕收剂为LF-P8，抑制剂为水玻璃和淀粉，起泡剂为松醇油。以矿浆为基准，羟肟酸类捕收剂的用量为0.1～0.7kg/t，水玻璃的用量为0.4～0.9kg/t，淀粉用量为0.1～0.4kg/t，松醇油用量为20～60g/t。优选地，以矿浆为基准，羟肟酸类捕收剂的用量为0.3～0.5kg/t，水玻璃的用量为0.5～0.75kg/t，淀粉用量为0.1～0.3kg/t，松醇油用量为30～50g/t。水玻璃的波美度可以为10～40；优选为15～30。根据本发明的一个实施方式，依次向粗选精矿加入抑制剂、羟肟酸类捕收剂抑制剂和起泡剂。优选地，每种物质加入后均需搅拌混匀，每次搅拌的时间为1～10min。
步骤(III)中，浮选温度可以为45～60℃；优选为50～55℃。所用试剂包括羟肟酸类捕收剂、抑制剂和起泡剂。优选地，羟肟酸类捕收剂为LF-P8，抑制剂为水玻璃，起泡剂为松醇油。以矿浆为基准，羟肟酸类捕收剂的用量为0.1～0.5kg/t，水玻璃的用量为0.2～0.5kg/t，松醇油用量为10～40g/t。优选地，以矿浆为基准，羟肟酸类捕收剂的用量为0.1～0.3kg/t，水玻璃的用量为0.2～0.3kg/t，松醇油用量为10～30g/t。水玻璃的波美度可以为10～40；优选为15～30。根据本发明的一个实施方式，依次向一次精选稀土矿加入抑制剂、羟肟酸类捕收剂和起泡剂。优选地，每种物质加入后均需搅拌混匀，每次搅拌的时间为1～10min。
根据本发明的处理方法，优选地，步骤(1)包括如下过程：
(I)稀土粗选：对中贫氧化矿石形成的矿浆进行粗选，得到粗选精矿和稀土尾矿；其中，矿浆的浓度为35～50wt％，矿浆pH值为8～10，浮选温度为45～60℃，所用试剂包括羟肟酸类捕收剂、水玻璃、淀粉和松醇油；以矿浆为基准，羟肟酸类捕收剂的用量为1～1.5kg/t，水玻璃的用量为2.0～2.5kg/t，淀粉用量为0.6～0.8kg/t，松醇油用量为50～80g/t；
(II)一次稀土精选：对粗选精矿进行一次精选，得到一次精选稀土矿和一次稀土中矿，一次稀土中矿返回稀土粗选作业；其中，浮选温度为45～60℃，所用试剂包括羟肟酸类捕收剂、水玻璃、淀粉和松醇油；以矿浆为基准，羟肟酸类捕收剂的用量为0.1～0.7kg/t，水玻璃的用量为0.4～0.9kg/t，淀粉用量为0.1～0.4kg/t，松醇油用量为20～60g/t；
(III)二次稀土精选：对一次精选稀土矿进行二次精选，得到稀土精矿和二次稀土中矿，将二次稀土中矿返回一次稀土精选作业；其中，浮选温度为45～60℃，所用试剂包括羟肟酸类捕收剂、水玻璃和松醇油；以矿浆为基准，羟肟酸类捕收剂的用量为0.1～0.5kg/t，水玻璃的用量为0.2～0.5kg/t，松醇油用量为10～40g/t。
在步骤(2)之前，还可以包含对稀土尾矿进行磨矿的步骤：将稀土尾矿进行磨矿处理，然后调节矿浆浓度，得到稀土尾矿形成的矿浆。磨矿浓度可以为50～70wt％，磨矿细度可以为0.025mm以下的占75～95wt％。
步骤(2)中，采用浮选工艺从稀土尾矿中回收获得萤石精矿，产生萤石尾矿。具体地，包括如下过程：(a)萤石粗选：将稀土尾矿形成的矿浆进行粗选，得到萤石粗选精矿和萤石尾矿；(b)一次萤石精选：将萤石粗选精矿进行一次精选，得到一次精选萤石矿和一次萤石中矿，一次萤石中矿返回萤石粗选作业；(c)二次萤石精选：将一次精选萤石矿进行二次精选，得到二次精选萤石矿和二次萤石中矿，二次萤石中矿返回一次萤石精选作业；(d)三次萤石精选：将二次精选萤石矿进行三次精选，得到三次精选萤石矿和三次萤石中矿，三次萤石中矿返回二次萤石精选作业；(e)四次萤石精选：将三次精选萤石矿进行四次精选，得到四次精选萤石矿和四次萤石中矿，四次萤石中矿返回三次萤石精选作业；(f)五次萤石精选：将四次精选萤石矿进行五次精选，得到五次精选萤石矿和五次萤石中矿，五次萤石中矿返回四次萤石精选作业；(g)六次萤石精选：将五次精选萤石矿进行六次精选，得到六次精选萤石矿和六次萤石中矿，六次萤石中矿返回五次萤石精选作业；(h)七次萤石精选：将六次精选萤石矿进行七次精选，得到萤石精矿和七次萤石中矿，七次萤石中矿返回六次萤石精选作业。
步骤(a)中，矿浆的浓度可以为30～45wt％，浮选温度可以为30～40℃。所用试剂包括碱性调节剂、抑制剂和捕收剂。优选地，碱性调节剂为碳酸钠、抑制剂为水玻璃和淀粉、捕收剂为改性油酸。改性油酸可以为卤化油酸，磺酸化油酸，硫酸化油酸，醚化油酸，羟肟化油酸或酰胺化油酸。以矿浆为基准，碳酸钠的用量为180～210g/t，水玻璃的用量为2～3.5kg/t，淀粉的用量为0.05～0.3kg/t，改性油酸的用量为0.4～1.0kg/t。优选地，以矿浆为基准，碳酸钠的用量为180～200g/t，水玻璃的用量为2.5～3.5kg/t，淀粉的用量为0.1～0.2kg/t，改性油酸的用量为0.5～0.8kg/t。水玻璃的波美度可以为10～40；优选为15～30。根据本发明的一个实施方式，依次向稀土尾矿形成的矿浆中加入碱性调节、抑制剂和捕收剂。优选地，每种物质加入后均需搅拌混匀，每次搅拌的时间为1～10min。
步骤(b)中，所用的试剂包括水玻璃。在某些实施方式中，所用试剂为水玻璃。以矿浆为基准，水玻璃的用量为400～700g/t，优选为500～600g/t。水玻璃的波美度可以为10～40；优选为15～30。
步骤(c)中，所用的试剂包括水玻璃。在某些实施方式中，所用试剂为水玻璃。以矿浆为基准，水玻璃的用量为200～400g/t，优选为300～400g/t。水玻璃的波美度可以为10～40；优选为15～30。
步骤(d)中，所用的试剂包括酸化水玻璃。在某些实施方式中，所用试剂为酸化水玻璃。以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为100～300g/t，优选为150～250g/t。酸化水玻璃由浓度为5～40wt％的水玻璃和浓度为5～30wt的无机酸按照体积比为1:0.5～5混合而成。优选地，酸化水玻璃由浓度的为5～15wt％的水玻璃和浓度为5～15wt的无机酸按照体积比为1:0.5～2混合而成。无机酸可以为硫酸。
步骤(e)中，所用的试剂包括酸化水玻璃。在某些实施方式中，所用试剂为酸化水玻璃。以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为50～150g/t，优选为70～120g/t。酸化水玻璃由浓度为5～40wt％的水玻璃和浓度为5～30wt的无机酸按照体积比为1:0.5～5混合而成。优选地，酸化水玻璃由浓度的为5～15wt％的水玻璃和浓度为5～15wt的无机酸按照体积比为1:0.5～2混合而成。无机酸可以为硫酸。
步骤(f)中，所用的试剂包括酸化水玻璃。在某些实施方式中，所用试剂为酸化水玻璃。以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为40～130g/t，优选为50～100g/t。酸化水玻璃由浓度为5～40wt％的水玻璃和浓度为5～30wt的无机酸按照体积比为1:0.5～5混合而成。优选地，酸化水玻璃由浓度的为5～15wt％的水玻璃和浓度为5～15wt的无机酸按照体积比为1:0.5～2混合而成。无机酸可以为硫酸。
步骤(g)中，所用的试剂包括酸化水玻璃和没食子酸。在某些实施方式中，所用试剂为酸化水玻璃和没食子酸。以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为10～50g/t，没食子酸的用量为20～60g/t。优选地，以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为20～40g/t，没食子酸的用量为30～50g/t。酸化水玻璃由浓度为5～40wt％的水玻璃和浓度为5～30wt的无机酸按照体积比为1:0.5～5混合而成。优选地，酸化水玻璃由浓度的为5～15wt％的水玻璃和浓度为5～15wt的无机酸按照体积比为1:0.5～2混合而成。无机酸可以为硫酸。
步骤(h)中，所用的试剂包括酸化水玻璃和没食子酸。在某些实施方式中，所用试剂为酸化水玻璃和没食子酸。以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为5～25g/t，没食子酸的用量为10～30g/t。优选地，以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为10～20g/t，没食子酸的用量为15～25g/t。酸化水玻璃由浓度为5～40wt％的水玻璃和浓度为5～30wt的无机酸按照体积比为1:0.5～5混合而成。优选地，酸化水玻璃由浓度的为5～15wt％的水玻璃和浓度为5～15wt的无机酸按照体积比为1:0.5～2混合而成。无机酸可以为硫酸。
步骤(b)和步骤(c)中，水玻璃的波美度可以为10～40；优选为15～30。
根据本发明的处理方法，优选地，步骤(2)包括如下过程：
(a)萤石粗选：将稀土尾矿形成的矿浆进行粗选，得到萤石粗选精矿和萤石尾矿；
(b)一次萤石精选：将萤石粗选精矿进行一次精选，得到一次精选萤石矿和一次萤石中矿，一次萤石中矿返回萤石粗选作业；其中，所用试剂包括水玻璃；
(c)二次萤石精选：将一次精选萤石矿进行二次精选，得到二次精选萤石矿和二次萤石中矿，二次萤石中矿返回一次萤石精选作业；其中，所用试剂包括水玻璃；
(d)三次萤石精选：将二次精选萤石矿进行三次精选，得到三次精选萤石矿和三次萤石中矿，三次萤石中矿返回二次萤石精选作业；其中，所用试剂包括酸化水玻璃；
(e)四次萤石精选：将三次精选萤石矿进行四次精选，得到四次精选萤石矿和四次萤石中矿，四次萤石中矿返回三次萤石精选作业；其中，所用试剂包括酸化水玻璃；
(f)五次萤石精选：将四次精选萤石矿进行五次精选，得到五次精选萤石矿和五次萤石中矿，五次萤石中矿返回四次萤石精选作业；其中，所用试剂包括酸化水玻璃；
(g)六次萤石精选：将五次精选萤石矿进行六次精选，得到六次精选萤石矿和六次萤石中矿，六次萤石中矿返回五次萤石精选作业；其中，所用试剂包括酸化水玻璃和没食子酸；
(h)七次萤石精选：将六次精选萤石矿进行七次精选，得到萤石精矿和七次萤石中矿，七次萤石中矿返回六次萤石精选作业；其中，所用试剂包括酸化水玻璃和没食子酸；
其中，上述过程中的酸化水玻璃由浓度为5～40wt％的水玻璃和浓度为5～30wt的无机酸按照体积比为1:0.5～5混合而成。具体地，步骤(d)～(f)中，酸化水玻璃由浓度为5～40wt％的水玻璃和浓度为5～30wt的无机酸按照体积比为1:0.5～5混合而成。优选地，酸化水玻璃由浓度的为5～15wt％的水玻璃和浓度为5～15wt的无机酸按照体积比为1:0.5～2混合而成。无机酸可以为硫酸。
根据本发明的处理方法，优选地，步骤(a)中，矿浆的浓度为30～45wt％，浮选温度为30～40℃，所用试剂包括碳酸钠、水玻璃、淀粉和改性油酸，以矿浆为基准，碳酸钠的用量为180～210g/t，水玻璃的用量为2～3.5kg/t，淀粉的用量为0.05～0.3kg/t，改性油酸的用量为0.4～1.0kg/t；
步骤(b)中，以矿浆为基准，水玻璃的用量为400～700g/t；
步骤(c)中，以矿浆为基准，水玻璃的用量为200～400g/t；
步骤(d)中，以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为100～300g/t；
步骤(e)中，以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为50～150g/t；
步骤(f)中，以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为40～130g/t；
步骤(g)中，以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为10～50g/t，没食子酸的用量为20～60g/t；
步骤(h)中，以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为5～25g/t，没食子酸的用量为10～30g/t。
步骤(3)中，采用氯化-还原焙烧一步法从萤石尾矿中回收获得含Nb2Cl5的铌产品，产生焙烧渣。具体地，包括如下过程：
(A)将萤石尾矿、氯化剂、粘合剂、还原剂和分解促进剂混合均匀，压球制得球团；
(B)将球团进行焙烧，得到焙烧渣和烟气；烟气经冷凝管冷却，形成冷凝液和冷却烟气，回收冷凝液得到含Nb2Cl5的铌产品。
步骤(A)中，为了便于压球和氯化-还原焙烧萤石尾矿为干燥的萤石尾矿。可以通过过滤、烘干等方法获得干燥的萤石尾矿。
步骤(A)中，以1重量份萤石尾矿为基准，氯化剂的用量为0.2～0.4重量份，分解促进剂的用量为0.03～0.15，粘合剂的用量为0.02～0.07重量份，还原剂的用量为0.1～0.5重量份。优选地，以1重量份萤石尾矿为基准，氯化剂的用量为0.28～0.35重量份，分解促进剂的用量为0.05～0.10，粘合剂的用量为0.03～0.05重量份，还原剂的用量为0.2～0.3重量份。优选地，氯化剂为氯化钠，粘合剂为羧甲基纤维素钠，还原剂为焦炭，分解促进剂为氧化钙。
压球压力可以为10～25MPa；优选为10～20MPa。球团直径可以为15～30mm，优选为20～30mm。
步骤(B)中，焙烧温度可以为700～1200℃，优选为800～1000℃。焙烧时间可以为1～4h；优选为1～2.5h。冷却温度可以为100～150℃。
根据本发明的处理方法，优选地，步骤(3)包括如下过程：
(A)将萤石尾矿、氯化剂、粘合剂、还原剂和分解促进剂混合均匀，压球制得球团；
(B)将球团进行焙烧，得到焙烧渣和烟气；烟气经冷凝管冷却，形成冷凝液和冷却烟气，回收冷凝液得到含Nb2Cl5的铌产品；其中冷却温度为100～150℃。
根据本发明的处理方法，优选地，步骤(A)中，氯化剂为氯化钠，分解促进剂为氧化钙，粘合剂为羧甲基纤维素钠，还原剂为焦炭；以1重量份萤石尾矿为基准，氯化剂的用量为0.2～0.4重量份，分解促进剂的用量为0.03～0.15，粘合剂的用量为0.02～0.07重量份，还原剂的用量为0.1～0.5重量份；步骤(B)中，焙烧温度为800～1000℃，焙烧时间为1～2.5h。
步骤(4)中，采用两段弱磁选从焙烧渣中回收获得还原铁，产生磁选尾渣。一段磁场强度为112～128kA/m，二段磁场强度为96～120kA/m。优选地，一段磁场强度为112～128kA/m，二段磁场强度为96～115kA/m。
根据本发明的处理方法，优选地，步骤(4)包括如下过程：将焙烧矿渣形成的矿浆进行两段弱磁选，得到还原铁和磁选尾渣；其中，一段磁场强度为112～128kA/m，二段磁场强度为96～120kA/m。
步骤(5)中，将磁选尾渣中的钪元素浸出，得到含钪浸出液和浸出尾渣。
根据本发明的处理方法，优选地，步骤(5)包括如下过程：将磁选尾渣与盐酸混合得到含钪浸出液和浸出尾渣。磁选尾渣与盐酸的质量体积比为1:(3～10)kg/L；优选为1:(5～8)kg/L。盐酸的浓度可以为4～10mol/L；优选为6～10mol/L。
本发明在浮选回萤石时，先采用水玻璃为抑制剂，在碱性条件下浮选提高萤石的回收率，然后在酸性条件下采用酸化水玻璃提高的萤石的品位，最后加入没食子酸有效抑制白云石，获得高品位萤石精矿。由于铁矿石经常风化，铌矿物矿物组成复杂、嵌布粒度极细，钪以发散状态包裹于其他矿物中，采用常规选矿方法难以有效回收。通过氯化-还原焙烧一步法有效回收了其中的铁、铌和钪，不仅缩短工艺流程，而且节约能耗和成本。其中焦炭不仅是还原剂，且充当氯化反应的反应原料。在还原气氛下焙烧使得铌、钪的包裹体被打开，有利于铌的氯化和钪的浸出。本发明的回收率高，且最终得到的产品的纯度或品位高。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面介绍以下实施例中的原料：
水玻璃的波美度为25。酸性水玻璃由浓度为10wt％的水玻璃和浓度为10wt％的硫酸按照体积比1:1混合得到。
改性油酸：由质量比为6:1的油酸和十二烷基磺酸钠乳化制得。
实施例1
处理对象为来自白云鄂博1号堆场的氧化矿，氧化矿稀土(REO)品位为5.43wt％，萤石品位为22.7wt％，铁(TFe)品位为26.49wt％，铌(Nb2O5)品位为0.19wt％，钪(Sc2O3)品位为0.013wt％。主要有用矿物为氟碳铈矿、独居石、赤铁矿、萤石、褐钇铌矿，主要脉石矿物为白云石、方解石、磷灰石和钠闪石。
氧化矿石预处理
将氧化矿石用破碎机和振筛机进行预处理，获得颗粒度为2.0mm以下的破碎产品；将破碎产品磨矿。磨矿浓度为60wt％，磨矿细度为0.074mm以下的占96.58wt％。
稀土浮选
稀土粗选：将磨矿产品调节矿浆浓度为45wt％，在浮选温度为55℃下，加入碳酸钠调节矿浆pH值至8.5，加入水玻璃和淀粉搅拌5min，然后加入捕收剂LF-P8搅拌3min，再加入松醇油搅拌2min；充气浮选，得到粗选精矿和稀土尾矿。以矿浆为基准，捕收剂LF-P8用量为1.2kg/t，水玻璃用量为2.0kg/t，淀粉用量为0.6kg/t，松醇油用量为60g/t。
一次稀土精选：在浮选温度为50℃下，向粗选精矿中加入水玻璃和淀粉搅拌4min，然后加入捕收剂LF-P8搅拌5min，再加入松醇油搅拌2min；充气浮选，得到一次精选稀土矿和一次稀土中矿，一次稀土中矿返回稀土粗选作业。以矿浆为基准，捕收剂LF-P8用量为0.5kg/t，水玻璃用量为0.6kg/t，淀粉用量为0.2kg/t，松醇油用量为50g/t。
二次稀土精选：在浮选温度为50℃下，向粗选精矿中加入水玻璃搅拌3min，然后加入捕收剂LF-P8搅拌3min，再加入松醇油搅拌2min；充气浮选，得到稀土精矿和二次稀土中矿，将二次稀土中矿返回一次稀土精选作业。以矿浆为基准，捕收剂LF-P8用量为0.25kg/t，水玻璃用量为0.3kg/t，松醇油用量为25g/t。
萤石浮选
磨矿：将稀土尾矿进行磨矿处理，磨矿浓度为60wt％，磨矿细度为0.025mm以下的占83.44wt％，然后调节矿浆浓度至40wt％，得到稀土尾矿形成的矿浆。
萤石粗选：在浮选温度为35℃下，向稀土尾矿形成的矿浆中加入碳酸钠搅拌2min，然后加入水玻璃和淀粉搅拌5min，再加入改性油酸搅拌5min；充气浮选，得到萤石粗选精矿和萤石尾矿。以矿浆为基准，碳酸钠用量为200g/t，水玻璃用量为3kg/t，淀粉用量为0.1kg/t，改性油酸用量为0.8kg/t。
一次萤石精选：向萤石粗选精矿中加入水玻璃，得到一次精选萤石矿和一次萤石中矿，一次萤石中矿返回萤石粗选作业。以矿浆为基准，水玻璃的用量为600g/t。
二次萤石精选：向一次精选萤石矿中加入水玻璃，得到二次精选萤石矿和二次萤石中矿，二次萤石中矿返回一次萤石精选作业。以矿浆为基准，水玻璃的用量为350g/t。
三次萤石精选：向二次精选萤石矿中加入酸化水玻璃，得到三次精选萤石矿和三次萤石中矿，三次萤石中矿返回二次萤石精选作业。以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为200g/t。
四次萤石精选：向三次精选萤石矿中加入酸化水玻璃，得到三次精选萤石矿和三次萤石中矿，三次萤石中矿返回二次萤石精选作业。以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为100g/t。
五次萤石精选：向四次精选萤石矿中加入酸化水玻璃，得到五次精选萤石矿和五次萤石中矿，五次萤石中矿返回四次萤石精选作业。以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为80g/t。
六次萤石精选：向五次精选萤石矿中加入酸化水玻璃和没食子酸，得到六次精选萤石矿和六次萤石中矿，六次萤石中矿返回五次萤石精选作业。以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为30g/t，没食子酸的用量为38g/t。
七次萤石精选：向六次精选萤石矿中加入酸化水玻璃和没食子酸，得到萤石精矿和七次萤石中矿，七次萤石中矿返回六次萤石精选作业。以矿浆重量为基准，酸化水玻璃的用量为15g/t，没食子酸的用量为19g/t。
氯化-还原焙烧
将萤石尾矿过滤，然后在90℃下烘干，得到干燥的萤石尾矿。将干燥的萤石尾矿、氯化钠、氧化钙、羧甲基纤维素钠和焦炭按照质量比为1:0.30:0.06:0.03:0.24混合均匀，在压球机上压球制得球团。压球压强为14.5MPa，球团直径为24mm。
将球团在900℃下焙烧1.6h，得到焙烧渣和烟气；烟气经冷凝管冷却(冷却温度为100℃)，形成冷凝液和冷却烟气，回收冷凝液得到含Nb2Cl5的铌产品，冷却烟气经碱液中和后外排。
弱磁选
将焙烧渣进行磨矿处理，磨矿浓度为65wt％，磨矿细度为0.074mm以下的占95.8wt％，得到焙烧渣形成的矿浆。
将焙烧渣形成的矿浆经过一段磁场强度为112kA/m，二段磁场强度为96kA/m的弱磁选，得到还原铁和磁选尾渣。
浸出
将磁选尾渣与浓度为8mol/L的盐酸按照质量体积比为1:6(kg/L)混合，搅拌1h，得到含钪的浸出液和浸出尾渣。浸出渣经碱液中和后得最终尾渣。
铌的氯化挥发率为91.53％，钪的浸出率为89.69％；还原铁中铁的品位(TFe)为90.33％，铁的回收率为85.75％；稀土精矿中稀土品位(REO)为53.24％，回收率为65.97％；萤石精矿中萤石(CaF2)品位93.38％，回收率78.51％。
实施例2
处理对象为来自白云鄂博2号堆场的氧化矿，氧化矿稀土(REO)品位为5.98wt％，萤石品位为19.66wt％，铁(TFe)品位为29.3wt％，铌(Nb2O5)品位为0.14wt％，钪(Sc2O3)品位为0.012wt％。主要有用矿物为氟碳铈矿、独居石、黄河矿、赤铁矿、磁铁矿、萤石、褐钇铌矿，主要脉石矿物为白云石、方解石、磷灰石和重晶石。
氧化矿石预处理
将氧化矿石用破碎机和振筛机进行预处理，获得颗粒度为2.0mm以下的破碎产品；将破碎产品磨矿。磨矿浓度为60wt％，磨矿细度为0.074mm以下的占95.41wt％。
稀土浮选
稀土粗选：将磨矿产品调节矿浆浓度为45wt％，在浮选温度为52.5℃下，加入碳酸钠调节矿浆pH值至8.9，加入水玻璃和淀粉搅拌4min，然后加入捕收剂LF-P8搅拌5min，再加入松醇油搅拌2min；充气浮选，得到粗选精矿和稀土尾矿。以矿浆为基准，捕收剂LF-P8用量为1.4kg/t，水玻璃用量为2.0kg/t，淀粉用量为0.8kg/t，松醇油用量为60g/t。
一次稀土精选：在浮选温度为50℃下，向粗选精矿中加入水玻璃和淀粉搅拌5min，然后加入捕收剂LF-P8搅拌3min，再加入松醇油搅拌2min；充气浮选，得到一次精选稀土矿和一次稀土中矿，一次稀土中矿返回稀土粗选作业。以矿浆为基准，捕收剂LF-P8用量为0.5kg/t，水玻璃用量为0.7kg/t，淀粉用量为0.3kg/t，松醇油用量为45g/t。
二次稀土精选：在浮选温度为50℃下，向粗选精矿中加入水玻璃搅拌4min，然后加入捕收剂LF-P8搅拌5min，再加入松醇油搅拌2min；充气浮选，得到稀土精矿和二次稀土中矿，将二次稀土中矿返回一次稀土精选作业。以矿浆为基准，捕收剂LF-P8用量为0.3kg/t，水玻璃用量为0.3kg/t，松醇油用量为20g/t。
萤石浮选
磨矿：将稀土尾矿进行磨矿处理，磨矿浓度为60wt％，磨矿细度为0.025mm以下的占83.72wt％，然后调节矿浆浓度至40wt％，得到稀土尾矿形成的矿浆。
萤石粗选：在浮选温度为32℃下，向稀土尾矿形成的矿浆中加入碳酸钠搅拌1min，然后加入水玻璃和淀粉搅拌5min，再加入改性油酸搅拌5min；充气浮选，得到萤石粗选精矿和萤石尾矿。以矿浆为基准，碳酸钠用量为180g/t，水玻璃用量为2.8kg/t，淀粉用量为0.2kg/t，改性油酸用量为0.6kg/t。
一次萤石精选：向萤石粗选精矿中加入水玻璃，得到一次精选萤石矿和一次萤石中矿，一次萤石中矿返回萤石粗选作业。以矿浆为基准，水玻璃的用量为600g/t。
二次萤石精选：向一次精选萤石矿中加入水玻璃，得到二次精选萤石矿和二次萤石中矿，二次萤石中矿返回一次萤石精选作业。以矿浆为基准，水玻璃的用量为300g/t。
三次萤石精选：向二次精选萤石矿中加入酸化水玻璃，得到三次精选萤石矿和三次萤石中矿，三次萤石中矿返回二次萤石精选作业。以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为180g/t。
四次萤石精选：向三次精选萤石矿中加入酸化水玻璃，得到四次精选萤石矿和四次萤石中矿，四次萤石中矿返回三次萤石精选作业。以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为100g/t。
五次萤石精选：向四次精选萤石矿中加入酸化水玻璃，得到五次精选萤石矿和五次萤石中矿，五次萤石中矿返回四次萤石精选作业。以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为60g/t。
六次萤石精选：向五次精选萤石矿中加入酸化水玻璃和没食子酸，得到六次精选萤石矿和六次萤石中矿，六次萤石中矿返回五次萤石精选作业。以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为30g/t，没食子酸的用量为40g/t。
七次萤石精选：向六次精选萤石矿中加入酸化水玻璃和没食子酸，得到萤石精矿和七次萤石中矿，七次萤石中矿返回六次萤石精选作业。以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为15g/t，没食子酸的用量为20g/t。
氯化-还原焙烧
将萤石尾矿过滤，然后在90℃下烘干，得到干燥的萤石尾矿。将干燥的萤石尾矿、氯化钠、氧化钙、羧甲基纤维素钠和焦炭按照质量比为1:0.28:0.1:0.04:0.3混合均匀，在压球机上压球制得球团。压球压强为15.6MPa，球团直径为24mm。
将球团在950℃下焙烧2.0h，得到焙烧渣和烟气；烟气经冷凝管冷却(冷却温度为150℃)，形成冷凝液和冷却烟气，回收冷凝液得到含Nb2Cl5的铌产品，冷却烟气经碱液中和后外排。
弱磁选
将焙烧渣进行磨矿处理，磨矿浓度为60wt％，磨矿细度为0.074mm以下的占96.66wt％，得到焙烧渣形成的矿浆。
将焙烧渣形成的矿浆经过一段磁场强度为120kA/m，二段磁场强度为112kA/m的弱磁选，得到还原铁和磁选尾渣。
浸出
将磁选尾渣与浓度为8mol/L的盐酸按照质量体积比为1:5(kg/L)混合，搅拌0.8h，得到含钪的浸出液和浸出尾渣。浸出渣经碱液中和后得最终尾渣。
铌的氯化挥发率为95.38％，钪的浸出率为90.57％；还原铁中铁的品位(TFe)为92.05％，铁的回收率为86.81％；稀土精矿中稀土品位(REO)为51.44％，回收率为68.39％；萤石精矿中萤石(CaF2)品位91.60％，回收率76.35％。
实施例3
处理对象为来自白云鄂博堆场的混合氧化矿，氧化矿中稀土(REO)品位为5.71wt％，萤石品位为21.07wt％，铁(TFe)品位为27.9wt％，铌(Nb2O5)品位为0.16wt％，钪(Sc2O3)品位为0.013wt％。主要有用矿物为氟碳铈矿、独居石、磁铁矿、赤铁矿、萤石、褐钇铌矿和易解石，主要脉石矿物为白云石、方解石、磷灰石、长石和钠闪石。
氧化矿石预处理
将氧化矿石用破碎机和振筛机进行预处理，获得颗粒度为2.0mm以下的破碎产品；将破碎产品磨矿。磨矿浓度为60wt％，磨矿细度为0.074mm以下的占96.2wt％。
稀土浮选
稀土粗选：将磨矿产品调节矿浆浓度为45wt％，在浮选温度为52℃下，加入碳酸钠调节矿浆pH值至8.7，加入水玻璃和淀粉搅拌4min，然后加入捕收剂LF-P8搅拌5min，再加入松醇油搅拌2min；充气浮选，得到粗选精矿和稀土尾矿。以矿浆为基准，捕收剂LF-P8用量为1.3kg/t，水玻璃用量为2.0kg/t，淀粉用量为0.7kg/t，松醇油用量为60g/t。
一次稀土精选：在浮选温度为50℃下，向粗选精矿中加入水玻璃和淀粉搅拌5min，然后加入捕收剂LF-P8搅拌5min，再加入松醇油搅拌2min；充气浮选，得到一次精选稀土矿和一次稀土中矿，一次稀土中矿返回稀土粗选作业。以矿浆为基准，捕收剂LF-P8用量为0.4kg/t，水玻璃用量为0.6kg/t，淀粉用量为0.25kg/t，松醇油用量为40g/t。
二次稀土精选：在浮选温度为50℃下，向粗选精矿中加入水玻璃搅拌4min，然后加入捕收剂LF-P8搅拌5min，再加入松醇油搅拌2min；充气浮选，得到稀土精矿和二次稀土中矿，将二次稀土中矿返回一次稀土精选作业。以矿浆为基准，捕收剂LF-P8用量为0.3kg/t，水玻璃用量为0.3kg/t，松醇油用量为20g/t。
萤石浮选
磨矿：将稀土尾矿进行磨矿处理，磨矿浓度为60wt％，磨矿细度为0.025mm以下的占83.9wt％，然后调节矿浆浓度至40wt％，得到稀土尾矿形成的矿浆。
萤石粗选：在浮选温度为34℃下，向稀土尾矿形成的矿浆中加入碳酸钠搅拌2min，然后加入水玻璃和淀粉搅拌5min，再加入改性油酸搅拌5min；充气浮选，得到萤石粗选精矿和萤石尾矿。以矿浆为基准，碳酸钠用量为200g/t，水玻璃用量为3.0kg/t，淀粉用量为0.2kg/t，改性油酸用量为0.7kg/t。
一次萤石精选：向萤石粗选精矿中加入水玻璃，得到一次精选萤石矿和一次萤石中矿，一次萤石中矿返回萤石粗选作业。以矿浆为基准，水玻璃的用量为600g/t。
二次萤石精选：向一次精选萤石矿中加入水玻璃，得到二次精选萤石矿和二次萤石中矿，二次萤石中矿返回一次萤石精选作业。以矿浆为基准，水玻璃的用量为350g/t。
三次萤石精选：向二次精选萤石矿中加入酸化水玻璃，得到三次精选萤石矿和三次萤石中矿，三次萤石中矿返回二次萤石精选作业。以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为170g/t。
四次萤石精选：向三次精选萤石矿中加入酸化水玻璃，得到四次精选萤石矿和四次萤石中矿，四次萤石中矿返回三次萤石精选作业。以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为90g/t。
五次萤石精选：向四次精选萤石矿中加入酸化水玻璃，得到五次精选萤石矿和五次萤石中矿，五次萤石中矿返回四次萤石精选作业。以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为60g/t。
六次萤石精选：向五次精选萤石矿中加入酸化水玻璃和没食子酸，得到六次精选萤石矿和六次萤石中矿，六次萤石中矿返回五次萤石精选作业。以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为30g/t，没食子酸的用量为40g/t。
七次萤石精选：向六次精选萤石矿中加入酸化水玻璃和没食子酸，得到萤石精矿和七次萤石中矿，七次萤石中矿返回六次萤石精选作业。以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为15g/t，没食子酸的用量为20g/t。
氯化-还原焙烧
将萤石尾矿过滤，然后在90℃下烘干，得到干燥的萤石尾矿。将干燥的萤石尾矿、氯化钠、氧化钙、羧甲基纤维素钠和焦炭按照质量比为1:0.3:0.1:0.05:0.25混合均匀，在压球机上压球制得球团。压球压强为15.6MPa，球团直径为24mm。
将球团在1000℃下焙烧1.5h，得到焙烧渣和烟气；烟气经冷凝管冷却(冷却温度为100℃)，形成冷凝液和冷却烟气，回收冷凝液得到含Nb2Cl5的铌产品，冷却烟气经碱液中和后外排。
弱磁选
将焙烧渣进行磨矿处理，磨矿浓度为60wt％，磨矿细度为0.074mm以下的占97.35wt％，得到焙烧渣形成的矿浆。
将焙烧渣形成的矿浆经过一段磁场强度为128kA/m，二段磁场强度为96kA/m的弱磁选，得到还原铁和磁选尾渣。
浸出
将磁选尾渣与浓度为8mol/L的盐酸按照质量体积比为1:6(kg/L)混合，搅拌1h，得到含钪的浸出液和浸出尾渣。浸出渣经碱液中和后得最终尾渣。
铌的氯化挥发率为93.95％，钪的浸出率为90.13％；还原铁中铁的品位(TFe)为90.14％，铁的回收率为85.47％；稀土精矿中稀土品位(REO)为52.52％，回收率为66.08％；萤石精矿中萤石(CaF2)品位92.49％，回收率78.36％。
本发明并不限于上述实施方式，在不背离本发明的实质内容的情况下，本领域技术人员可以想到的任何变形、改进、替换均落入本发明的范围。

Claims (6)

1.一种中贫氧化矿石的处理方法，其特征在于，该方法包括如下步骤：
(1)采用浮选工艺从中贫氧化矿石中回收获得稀土精矿，产生稀土尾矿；包括如下步骤：
(I)稀土粗选：对中贫氧化矿石形成的矿浆进行粗选，得到粗选精矿和稀土尾矿；其中，矿浆的浓度为35～50wt％，矿浆pH值为8～10，浮选温度为45～60℃，所用试剂包括羟肟酸类捕收剂、水玻璃、淀粉和松醇油；以矿浆为基准，羟肟酸类捕收剂的用量为1～1.5kg/t，水玻璃的用量为2.0～2.5kg/t，淀粉用量为0.6～0.8kg/t，松醇油用量为50～80g/t；
(II)一次稀土精选：对粗选精矿进行一次精选，得到一次精选稀土矿和一次稀土中矿，一次稀土中矿返回稀土粗选作业；其中，浮选温度为45～60℃，所用试剂包括羟肟酸类捕收剂、水玻璃、淀粉和松醇油；以矿浆为基准，羟肟酸类捕收剂的用量为0.1～0.7kg/t，水玻璃的用量为0.4～0.9kg/t，淀粉用量为0.1～0.4kg/t，松醇油用量为20～60g/t；
(III)二次稀土精选：对一次精选稀土矿进行二次精选，得到稀土精矿和二次稀土中矿，将二次稀土中矿返回一次稀土精选作业；其中，浮选温度为45～60℃，所用试剂包括羟肟酸类捕收剂、水玻璃和松醇油；以矿浆为基准，羟肟酸类捕收剂的用量为0.1～0.5kg/t，水玻璃的用量为0.2～0.5kg/t，松醇油用量为10～40g/t；
(2)采用浮选工艺从稀土尾矿中回收获得萤石精矿，产生萤石尾矿；包括如下步骤：
(a)萤石粗选：将稀土尾矿形成的矿浆进行粗选，得到萤石粗选精矿和萤石尾矿；其中，矿浆的浓度为30～45wt％，浮选温度为30～40℃，所用试剂包括碳酸钠、水玻璃、淀粉和改性油酸，以矿浆为基准，碳酸钠的用量为180～210g/t，水玻璃的用量为2～3.5kg/t，淀粉的用量为0.05～0.3kg/t，改性油酸的用量为0.4～1.0kg/t；
(b)一次萤石精选：将萤石粗选精矿进行一次精选，得到一次精选萤石矿和一次萤石中矿，一次萤石中矿返回萤石粗选作业；其中，所用试剂包括水玻璃；以矿浆为基准，水玻璃的用量为400～700g/t；
(c)二次萤石精选：将一次精选萤石矿进行二次精选，得到二次精选萤石矿和二次萤石中矿，二次萤石中矿返回一次萤石精选作业；其中，所用试剂包括水玻璃；以矿浆为基准，水玻璃的用量为200～400g/t；
(d)三次萤石精选：将二次精选萤石矿进行三次精选，得到三次精选萤石矿和三次萤石中矿，三次萤石中矿返回二次萤石精选作业；其中，所用试剂包括酸化水玻璃；以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为100～300g/t；
(e)四次萤石精选：将三次精选萤石矿进行四次精选，得到四次精选萤石矿和四次萤石中矿，四次萤石中矿返回三次萤石精选作业；其中，所用试剂包括酸化水玻璃；以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为50～150g/t；
(f)五次萤石精选：将四次精选萤石矿进行五次精选，得到五次精选萤石矿和五次萤石中矿，五次萤石中矿返回四次萤石精选作业；其中，所用试剂包括酸化水玻璃；以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为40～130g/t；
(g)六次萤石精选：将五次精选萤石矿进行六次精选，得到六次精选萤石矿和六次萤石中矿，六次萤石中矿返回五次萤石精选作业；其中，所用试剂包括酸化水玻璃和没食子酸；以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为10～50g/t，没食子酸的用量为20～60g/t；
(h)七次萤石精选：将六次精选萤石矿进行七次精选，得到萤石精矿和七次萤石中矿，七次萤石中矿返回六次萤石精选作业；其中，所用试剂包括酸化水玻璃和没食子酸；以矿浆为基准，酸化水玻璃的用量为5～25g/t，没食子酸的用量为10～30g/t；
其中，上述过程中的酸化水玻璃由浓度为5～40wt％的水玻璃和浓度为5～30wt的无机酸按照体积比为1:0.5～5混合而成；
(3)采用氯化-还原焙烧一步法从萤石尾矿中回收获得含Nb2Cl5的铌产品，产生焙烧渣；包括如下步骤：
(A)将萤石尾矿、氯化钠、羧甲基纤维素钠、焦炭和氧化钙进剂混合均匀，压球制得球团；以1重量份萤石尾矿为基准，氯化钠的用量为0.28～0.35重量份，氧化钙的用量为0.05～0.10，羧甲基纤维素钠的用量为0.03～0.06重量份，焦炭的用量为0.2～0.3重量份；
(B)将球团进行焙烧，得到焙烧渣和烟气；烟气经冷凝管冷却，形成冷凝液和冷却烟气，回收冷凝液得到含Nb2Cl5的铌产品；其中冷却温度为100～150℃；
(4)采用两段弱磁选从焙烧渣中回收获得还原铁，产生磁选尾渣；
(5)将磁选尾渣中的钪元素浸出，得到含钪浸出液和浸出尾渣。
2.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，所述步骤中的一个或多个步骤进行前先进行磨矿处理。
3.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于：
步骤(B)中，焙烧温度为800～1000℃，焙烧时间为1～2.5h。
4.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，步骤(4)包括如下过程：
将焙烧矿渣形成的矿浆进行两段弱磁选，得到还原铁和磁选尾渣；
其中，一段磁场强度为112～128kA/m，二段磁场强度为96～120kA/m。
5.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，步骤(5)包括如下过程：
将磁选尾渣与盐酸混合得到含钪浸出液和浸出尾渣。
6.根据权利要求1～5任一项所述的处理方法，其特征在于，中贫氧化矿石中稀土氧化的品位为4.8～6.3wt％，萤石品位为18.8～25.0wt％，铁品位为25.0～30.0wt％，铌品位为0.1～0.3wt％，钪品位为0.01～0.02wt％；其中，铁品位以全铁计，铌品位以Nb2O5计，钪品位以Sc2O3计。
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