CN112791847B - 一种从含稀土的选铁尾矿中分离回收铁、稀土和氟的方法 - Google Patents

一种从含稀土的选铁尾矿中分离回收铁、稀土和氟的方法 Download PDF

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Abstract

本发明涉及一种从含稀土的选铁尾矿中分离回收铁、稀土和氟的方法，该方法将含稀土的选铁尾矿、添加剂和煤粉混合、压块或造球后、焙烧、球磨磁选，获得磁选铁精矿和磁选尾矿；磁选尾矿加盐酸进行浸出，过滤后，得到氯化稀土浸出液和富含氟化钙的浸出渣；浸出渣加水搅拌成矿浆，加入水玻璃、油酸钠、松醇油后得到粗选精矿和粗选尾矿，进行精选后获得氟化钙精矿和含硅酸盐以及少量氟化钙的混合物的总尾矿。本发明方法具有分离效果好、铁和稀土的回收率高、生产成本低、处理量大、环境友好等特点，是一种涉及非高炉炼铁、湿法冶金、矿物加工技术和资源综合利用领域的工艺方法。

Description

一种从含稀土的选铁尾矿中分离回收铁、稀土和氟的方法
技术领域
本发明涉及一种从含稀土的选铁尾矿中分离回收铁、稀土和氟的方法，属于非高炉炼铁、矿物加工技术和资源综合利用技术领域。
背景技术
白云鄂博矿是位于中国内蒙古自治区中部(包头市北面)的一座大型铁、稀土、铌、氟等多种有价值元素的共生矿床，同时也是世界上最大的稀土矿床，具有矿石类型复杂，矿物嵌布粒度细，共生关系密切，相互侵染呈微小包裹体，矿物元素组成复杂，有用矿物与脉石矿物间的理化性质相近，可选差异性小等特点。现已发现白云鄂博矿蕴含71种元素，170余种矿物，其中具有综合利用价值的元素28种，铁矿物和含铁矿物20余种，稀土矿物16种，铌矿物20种。白云鄂博矿的稀土资源以轻稀土为主，基础储量占全国87.2％，超过世界总储量40％。白云鄂博矿可供回收的矿物有磁铁矿、赤铁矿、氟碳铈矿、独居石、萤石及铌矿物等，脉石矿物主要有白云石、黑云母、方解石、重晶石、石英、磷灰石、长石、钠辉石、钠闪石、黄铁矿等。
白云鄂博含稀土的选铁尾矿是白云鄂博矿经开采、破碎、球磨后，采用弱磁选分离磁铁矿后得到的尾矿。其中小部分尾矿在随后的强磁选—浮选流程中被分离回收稀土矿，其余大部分尾矿作为二次资源被排至包头的尾矿坝内贮存。白云鄂博矿自开采以来主要被作为铁矿被开采，随铁矿产出的稀土资源累计达1250万吨，其中约200万吨在采集冶炼及堆积过程中损失掉，损失率在15％左右，回收利用的仅有120万吨左右，利用率约为10％，其余930多万吨被堆积在包头尾矿坝中。目前包头尾矿坝的尾矿量已达1.6亿吨，是中国最大的尾矿坝，占地约11平方公里，含大量稀土、铁、铌、氟、磷和核能源钍等，其中稀土品位约为7％左右，略高于原矿石。如此巨量的二次资源大量堆积，既浪费资源又污染环境。
白云鄂博含稀土的选铁尾矿继承了白云鄂矿的所有特征，此外还具有粒度细小、含氟量高、铁品位低等特点，其中70％的矿物颗粒粒径小于0.074mm，其氟含量为25％左右，主要赋存于氟碳铈矿和萤石中，其全铁品位为14％左右，主要赋存于赤铁矿和含铁硅酸盐中。由于含铁矿物与脉石共生关系密切，含铁矿物比磁化系数相差小(赤铁矿：18～30×10-6cm3/g，含铁硅酸盐如钠辉石：67.3×10-6cm3/g、钠闪石：37.9×10-6 cm3/g)，使用常规的磁选工艺已无法高效分离回收铁。同时，常规的选矿方法处理该类尾矿出现回收率低、分离效果差、生产成本高、废渣量大、环境污染等现象。综上所述，急需提供一种流程短、生产成本低、环境友好、铁和稀土回收率高、废弃物少、有效回收氟的方法。
发明内容
(一)要解决的技术问题
为了解决现有技术的上述问题，本发明提供一种从含稀土的选铁尾矿中分离回收铁、稀土和氟的方法，该方法具有分离效果好、铁和稀土的回收率高、生产成本低、处理量大、环境友好等特点，是一种涉及非高炉炼铁、湿法冶金、矿物加工技术和资源综合利用领域的工艺方法。
(二)技术方案
为了达到上述目的，本发明采用的主要技术方案包括：
一种从含稀土的选铁尾矿中分离回收铁、稀土和氟的方法，其包括如下步骤：
S1、将含稀土的选铁尾矿、添加剂和煤粉混合均匀，得到混合物料；
S2、将步骤S1中混合物料压成块状或造球，将处理成块状或球状的物料进行焙烧处理，得到焙烧矿；
S3、将步骤S2的焙烧矿进行球磨处理，最终物料粒度小于75微米的颗粒达到80％以上；
S4、将步骤S3得到的球磨产物进行磁选，获得磁选铁精矿和磁选尾矿；磁选铁精矿经过抽滤烘干后储存，磁选尾矿脱水后晾干；
S5、将步骤S4得到的磁选尾矿与盐酸混合，搅拌浸出，得到盐酸浸出液，经过洗涤过滤后，得到氯化稀土浸出液和富含氟化钙的浸出渣；
S6、将步骤S5得到的浸出渣直接置于浮选机的浮选槽中，加水搅拌成矿浆，使用盐酸或碳酸钠溶液将矿浆pH值调置6～7，使用水蒸气调节矿浆温度为20～35℃；
S7、向步骤S6中持续搅拌的矿浆中加入水玻璃，搅拌后加入油酸钠，搅拌后加入松醇油，搅拌后打开浮选机充气阀门，鼓泡1分钟后开始刮泡，得到粗选精矿和粗选尾矿；
S8、将步骤S7得到的粗选精矿进行2～9级精选各级精选按照步骤S7 的进行，各级精选的精矿进入下一级精选，各级精选的尾矿与粗选尾矿混合后作为总尾矿，最后一级精选的精矿为氟化钙精矿；总尾矿为硅酸盐以及少量氟化钙的混合物。
在一个优选的实施方案中，在步骤S1中，所述选铁尾矿中按质量分数计氟元素含量为5～40％，稀土含量为1～20％，铁元素含量为5～40％，二氧化硅含量为3～20％。
在一个优选的实施方案中，在步骤S1中，所述添加剂为氧化钙粉末、白云石粉末、石灰石粉末、碳酸钙粉末中的一种或多种，所述添加剂添加的质量占选铁尾矿质量的比例为5％～40％。
其中，每种添加剂的纯度等级为工业级，添加剂粉末经200目标准筛过筛，取筛下部分。
在一个优选的实施方案中，在步骤S1中，所述煤粉的固定碳含量大于40％，煤粉添加质量占尾矿质量的比例为5～35％。
在一个优选的实施方案中，在步骤S2中，所述焙烧温度为 950～1250℃，焙烧保温时间为10～180分钟，焙烧结束后物料经过水淬冷却。
在一个优选的实施方案中，在步骤S4中，所述磁选在磁场强度 80～240KA/m的条件下进行，所述烘干的温度为100～150℃。
在一个优选的实施方案中，在步骤S5中，所述盐酸浓度是1～6mol/L，盐酸与磁选尾矿的液固比是10～30mL/g，所述浸出的时间是15～120分钟，浸出的温度为25～95℃。
在一个优选的实施方案中，在步骤S6中，所述矿浆的浓度为 200～500g/L，所述盐酸或碳酸钠的浓度为1～1.5mol/L。
在一个优选的实施方案中，在步骤S7中，所述水玻璃为工业水玻璃，模数为m＝2.0～3.0；所述水玻璃的加入量为1kg浸出渣加入0.1～1g；所述油酸钠的加入量为1kg浸出渣加入0.1～1g，所述松醇油的加入量为 1kg浸出渣加入0.3～2mL。
在一个优选的实施方案中，在步骤S7中，搅拌的时间为2～5分钟。
(三)有益效果
本发明的有益效果是：
发明提供了一种从含稀土的选铁尾矿中分离回收铁、稀土和氟的方法。该方法采用一种非高炉炼铁工艺直接从尾矿中高效分离金属铁，得到可供电炉直接使用的铁精粉的同时，稀土、氟等资源在选铁尾渣中得到富集。然后采用一种湿法冶金工艺从富稀土、氟的选铁尾渣中浸出稀土元素，得到富含氟的浸出渣，采用一种浮选工艺从含氟浸出渣中分离含氟矿物，最后得到对环境友好的矿物尾渣。该方法具有分离效果好、铁和稀土的回收率高、生产成本低、处理量大、环境友好等特点，是一种涉及非高炉炼铁、湿法冶金、矿物加工技术和资源综合利用领域的工艺方法。
与现有技术相比，本发明具有如下优点：
1.氧化钙等添加剂的加入，增加了物料的碱度，有效提高了铁的金属化率，金属化率最高可达99％以上，经过磁选分离得到的铁精矿品位大于86％，铁的回收率大于90％。
2.含钙添加剂的加入，有效抑制了氟在焙烧过程中的逸出，固氟率达 98％以上，烟气量很小，对环境友好。
3.利用尾矿中氟含量高的特点，使混合物料的熔融温度降低到1200℃以下，为铁的还原提供了良好的动力学条件，提高了铁的还原效率。
4.添加剂的可选择种类多且容易获取。
5.在焙烧过程中，独居石等稀土矿与熔渣发生反应，稀土矿物的结构被完全破坏，生成有利于酸浸出的稀土化合物，起到活化和分解的作用，有利于稀土的浸出。
6.还原性的焙烧气氛，使铈元素主要以正三价赋存在富稀土渣中，有助于铈的酸浸出。
7.无固体废弃物产生：磁选铁精矿主要成分是金属铁，可以直接进入转炉或电炉炼钢；浮选总尾矿主要成分是硅酸盐和少量残余的氟化钙，是无害的尾渣，可以直接作为水泥生产的原料。
8.铁回收率高：尾矿中的铁几乎全部被分离，磁选尾矿中全铁含量低于0.5％，不仅使磁选尾矿的稀土品位提升到10％以上，而且避免大量铁残余对磁选尾矿浸出稀土的影响，浸出液中杂质金属阳离子较少。
9.还原焙烧温度低于1250℃，能耗低；浸出使用盐酸浓度较低，降低生产成本，实现节能减排。
10.稀土收率高：还原焙烧产物经球磨后磁选，稀土的损失率低于1％，磁选精矿稀土含量低于0.5％；稀土浸出环节，稀土浸出率最高大于99％，稀土总回收率高于98％。
11.氟化钙得到有效回收：浸出渣经过多级浮选，一般可以得到氟化钙品位大于80％的浮选精矿，氟化钙产品品质达到了冶金级。另外可根据氟化钙品质要求，增加精选级数，得到品质更佳的浮选精矿。
12.浸出液为氯化稀土溶液，溶液中除含有一般稀土离子外，同时含有铌、钪、钍等高价值元素，经过除杂浓缩后可直接并入现有稀土萃取分离生产工艺流程当中，得到不同的稀土元素产品，无需额外投资设备，工艺成本低。
13.该方法可使用隧道窑实现连续生产，处理量大，生产流程简单且易于操作，可满足工业生产的实际需要。
附图说明
图1为本发明方法的流程示意图。
图2为本发明方法的浮选分离部分流程示意图。
具体实施方式
本发明的方法选择石灰石、生石灰等含钙的添加剂作为高温还原助剂，通过调节加入量改变高温还原过程中熔渣的碱度和黏度，改善还原热力学和动力学条件，促进铁的还原的同时，添加剂所含钙与尾矿中的硅在高温条件下形成硅酸钙化合物，有效抑制了氟元素与硅元素在高温状态下反应生成气态的四氟化硅而逸出，达到固氟的目的，因此该方法可以在高温处理含氟、硅的矿物时降低氟对环境的污染。
与相同铁品位且不含氟的尾矿相比，含氟化钙尾矿的软熔温度较低，在较低的温度下即可取得较好的还原动力学条件，降低能耗，节约处理成本。此外，还原温度选择范围较宽，在实际生产中有利于把握生产条件，提高生产效率。还原温度范围选择为950～1250℃，温度高于1250℃会造成熔渣黏度降低、熔渣透气性变差、熔渣对已还原铁颗粒的侵蚀增强，造成铁的金属化率下降，同时过高的还原温度还会加强氟与硅的反应，生成含四氟化硅的气体逸出，不仅污染环境而且增加能耗。还原温度低于950℃时，渣不能熔化，还原动力学和热力学条件差，铁的金属化率低。
尾矿所含氟化钙和反应生成的氟化钙在高温状态下重新聚集长大形成氟化钙单体，经过盐酸浸出处理后，氟化钙单体上包裹的硅酸钙类化合物被酸溶解，大量的氟化钙单体颗粒留在浸出渣中，有益于氟化钙的浮选分离回收，可得到较高品质的氟化钙产品。
本发明中选择浸出酸是盐酸，选择浓度是1～6mol/L。盐酸易与渣中的各类化合物发生反应，且反应产物中不含难溶于水的不溶物，是良好的浸出酸。盐酸浓度低于1mol/L时，酸浓度不够，稀土的浸出率低，盐酸浓度高于6mol/L时，酸浓度太高，氟化钙的浸出率增高，不利于氟化钙的富集和回收。浸出液固比是10～30mL/g，液固比低于10mL/g时，浸出液与渣形成难分离胶状混合体，体系流动性差，稀土元素浸出率低，液固分离困难，不利于稀土元素的浸出和回收，液固比高于30mL/g时，增加盐酸用量，不利于控制成本。
为了更好的解释本发明，以便于理解，下面结合附图，通过具体实施方式，对本发明作详细描述。
实施例1
一种从白云鄂博含稀土的选铁尾矿中分离回收铁、稀土和氟的方法，流程示意图如图1所示，具体步骤如下：
(1)将白云鄂博含稀土的选铁尾矿，(按质量分数计其氟元素含量为12.4％，其稀土(以REO计)含量为8.7％，其铁元素含量为14.5％，其二氧化硅含量为11.5％，其氧化钙含量为11.9％，其氟化钙含量为 25.6％；)添加剂(氧化钙粉末)和煤粉(固定碳含量为80％左右)按照 100：10：6.7的质量比例均匀混合，得到混合物料。
(2)将步骤(1)混合后的物料压成块状或造球，将处理成块状或球状的物料进行焙烧处理，焙烧温度为1150℃，焙烧保温时间为120 分钟，焙烧结束后物料经过水淬冷却，得到焙烧矿。
(3)将步骤(2)中冷却后的焙烧矿进行球磨处理，最终物料粒度小于75微米的颗粒达到80％以上。
(4)将步骤(3)得到的球磨产物在磁场强度200KA/m的条件下进行磁选，获得磁选铁精矿(铁粉)和磁选尾矿(富稀土渣)。磁选铁精矿经过抽滤烘干后储存，烘干温度为100℃。磁选尾矿脱水后晾干。
(5)将步骤(4)得到的磁选尾矿与盐酸混合进行酸浸出，浸出条件是：盐酸浓度是3mol/L，盐酸与磁选尾矿的液固比是20mL/g，浸出时间是60分钟，浸出温度为25℃。搅拌浸出，得到盐酸浸出液，磁选尾矿经过在常温下用0.02mol/L的盐酸溶液进行洗涤，过滤后，得到含有氯化稀土的浸出液和富含氟的浸出渣。
(6)将步骤(5)得到的浸出渣进行浮选分离，可直接置于浮选机的浮选槽中，加水搅拌成浓度为200g/L的矿浆，使用1mol/L的盐酸或碳酸钠溶液将矿浆pH值调置6～7，使用水蒸气调节矿浆温度为30℃。
(7)向步骤(6)中持续搅拌的矿浆中按0.5g/kg浸出渣加入水玻璃(工业水玻璃，模数为m＝2.0)，搅拌5分钟后，按0.9g/kg浸出渣加入油酸钠，搅拌5分钟后，按1mL/kg浸出渣加入二号油(松醇油)，搅拌4分钟左右后打开浮选机充气阀门，鼓泡1分钟后开始刮泡，得到粗选精矿和粗选尾矿。
(8)将步骤(7)得到的粗选精矿进行9级精选，如图2所示精选Ⅰ到精选Ⅸ，各级精选按照步骤(7)的方式添加药剂，各级精选的精矿进入下一级精选，各级精选的尾矿与粗选尾矿混合后作为总尾矿，最后一级精选的精选精矿为总精矿。总精矿为氟化钙富集物(氟化钙精矿)，总尾矿(浮选尾矿)为硅酸盐以及少量氟化钙的混合物。精选级数根据总精矿的氟化钙品位要求而定，选择9级精选得到氟化钙品位为99.1％的氟化钙精矿。
经测量计算，焙烧后固氟率为98.5％，经过磁选分离得到的铁精矿品位为89.9％，铁的回收率为88.5％，磁选尾矿的稀土品位(以REO计) 为11.5％，稀土的回收率为98.2％，在磁选尾矿的浸出环节，稀土浸出率为99.6％，稀土总回收率为97.8％，在浸出渣浮选环节，浮选总精矿的氟化钙品位为99.1％，氟的总回收率为71.3％。
实施例2
(1)将白云鄂博含稀土的选铁尾矿(其按质量分数计氟元素含量为12.5％，其稀土(以REO计)含量为7.1％，其铁元素含量为20.4％，其二氧化硅含量为12％，其氧化钙含量为7.5％，其氟化钙含量为25.6％)、添加剂(碳酸钙粉末)和煤粉(固定碳含量为80％)按照100：20：10 的质量比例均匀混合，得到混合物料。
(2)将步骤(1)混合后的物料压成块状或造球，将处理成块状或球状的物料进行焙烧处理，焙烧温度为1200℃，焙烧保温时间为60分钟，焙烧结束后物料经过水淬冷却，得到焙烧矿。
(3)将步骤(2)中冷却后的焙烧矿进行破碎处理，最终物料粒度小于75微米的颗粒达到80％以上。
(4)将步骤(3)得到的球磨产物进行磁选分离，在磁场强度 200KA/m的条件下进行磁选，获得磁选铁精矿(铁粉)和磁选尾矿(富稀土渣)。磁选铁精矿经过抽滤烘干后储存，烘干温度为100℃。磁选尾矿脱水后晾干。
(5)将步骤(4)得到的磁选尾矿与盐酸混合进行酸浸出，搅拌浸出，得到盐酸浸出液，经过洗涤过滤后，得到含有氯化稀土的浸出液和富含氟的浸出渣。浸出条件是：盐酸浓度是3mol/L，盐酸与磁选尾矿的液固比是15mL/g，浸出时间是80分钟，浸出温度为25℃。
(6)将步骤(5)得到的浸出渣直接置于浮选机的浮选槽中，加水搅拌成浓度为300g/L的矿浆，使用1mol/L的盐酸或碳酸钠溶液将矿浆 pH值调置6～7，使用水蒸气调节矿浆温度为30℃。
(7)向步骤(6)中持续搅拌的矿浆中按0.8g/kg浸出渣加入水玻璃(工业水玻璃，模数为m＝2.0)，搅拌3分钟后按0.6g/kg浸出渣加入油酸钠，搅拌4分钟后加入二号油(松醇油)按1.2mL/kg浸出渣加入，搅拌4分钟后打开浮选机充气阀门，鼓泡1分钟后开始刮泡，得到粗选精矿和粗选尾矿。
(8)将步骤(7)得到的粗选精矿进行6级精选，各级精选按照步骤(7)的方式添加药剂，各级精选的精矿进入下一级精选，各级精选的尾矿与粗选尾矿混合后作为总尾矿，最后一级精选的精选精矿为总精矿。总精矿为氟化钙富集物精矿，总尾矿为硅酸盐以及少量氟化钙的混合物。精选级数根据总精矿的氟化钙品位要求而定，选择6级精选，得到氟化钙品位为96.8％的氟化钙精矿。
经测量计算焙烧后固氟率为98.9％，经过磁选分离得到的铁精矿品位为86.1％，铁的回收率为90.1％，磁选尾矿的稀土品位(以REO计)为 10.2％，稀土的回收率为96.1％，在磁选尾矿的浸出环节，稀土浸出率为 99.8％，稀土总回收率为95.9％，在浸出渣浮选环节，浮选总精矿的氟化钙品位为96.8％，氟的总回收率为78.6％。
实施例3
(1)将白云鄂博含稀土的选铁尾矿(其氟元素含量为10.2％(质量分数)，其稀土(以REO计)含量为8.7％(质量分数)，其铁元素含量为14.5％(质量分数)，其二氧化硅含量为15％(质量分数)，其氧化钙含量为11.9％(质量分数)，其氟化钙含量为20.9％(质量分数))、添加剂(白云石粉末)和煤粉(固定碳含量为60％左右)按照100：21： 9.3的质量比例均匀混合，得到混合物料。
(2)将步骤(1)混合后的物料压成块状或造球，将处理成块状或球状的物料进行焙烧处理，焙烧温度为1100℃，焙烧保温时间为100 分钟，焙烧结束后物料经过水淬冷却，得到焙烧矿。
(3)将步骤(2)中冷却后的焙烧矿进行破碎处理，最终物料粒度小于75微米的颗粒达到80％以上。
(4)将步骤(3)得到的球磨产物进行磁选分离，在磁场强度 160KA/m的条件下进行磁选，获得磁选铁精矿(铁粉)和磁选尾矿(富稀土渣)。磁选铁精矿经过抽滤烘干后储存，烘干温度为100℃。磁选尾矿脱水后晾干。
(5)将步骤(4)得到的磁选尾矿与盐酸混合进行酸浸出，搅拌浸出，得到盐酸浸出液，经过洗涤过滤后，得到含有氯化稀土的浸出液和富含氟的浸出渣。浸出条件是：盐酸浓度是2.5mol/L，盐酸与磁选尾矿的液固比是20mL/g，浸出时间是60分钟，浸出温度为30℃。
(6)将步骤(5)得到的浸出渣直接置于浮选机的浮选槽中，加水搅拌成浓度为500g/L的矿浆，使用1mol/L的盐酸或碳酸钠溶液将矿浆 pH值调置6～7，使用水蒸气调节矿浆温度为30℃。
(7)向步骤(6)中持续搅拌的矿浆中按1g/kg浸出渣加入水玻璃(工业水玻璃，模数为m＝2.0)，搅拌3分钟后按0.8g/kg浸出渣加入油酸钠，搅拌3分钟后按1.5mL/kg浸出渣加入二号油(松醇油)，搅拌 2分钟后打开浮选机充气阀门，鼓泡1分钟后开始刮泡，得到粗选精矿和粗选尾矿。
(8)将步骤(7)得到的粗选精矿进行3级精选，各级精选按照步骤(7)的方式添加药剂，各级精选的精矿进入下一级精选，各级精选的尾矿与粗选尾矿混合后作为总尾矿，最后一级精选的精选精矿为总精矿。总精矿为氟化钙富集物，总尾矿为硅酸盐以及少量氟化钙的混合物。精选级数根据总精矿的氟化钙品位要求而定，选择3级精选，得到氟化钙品位为93.6％的氟化钙精矿。
经测量并计算获得焙烧后固氟率为99.3％，经过磁选分离得到的铁精矿品位为88.3％，铁的回收率为87.2％，磁选尾矿的稀土品位(以REO 计)为10.3％，稀土的回收率为97.9％，在磁选尾矿的浸出环节，稀土浸出率为99.3％，稀土总回收率为97.2％，在浸出渣浮选环节，浮选总精矿的氟化钙品位为93.6％，氟的总回收率为80.4％。
对比例
根据林东鲁、李春龙和邬虎林编著的著作《白云鄂博特殊矿采选冶工艺攻关与技术进步》报道，当前包钢选矿厂从白云鄂博原矿(铁品位约34％，稀土品位约5％)回收铁和稀土的方法是弱磁选—强磁选—浮选工艺，获得铁精矿的品位为60％～61％，回收率为79％～80％，获得稀土精矿的品位大于60％，回收率为18.37％，获得稀土次精矿的品位为39.91％，回收率为16.7％。根据曹永丹等发表的期刊《白云鄂博稀土浮选研究现状及进展》报道，包钢自1990年开始采用弱磁选—强磁选—浮选工艺，原料为白云鄂博原矿(铁品位约为34％，稀土品位约为5％)，获得稀土精矿品位为50％～60％，平均品位为55.62％，浮选作业回收率为 52.20％，稀土次精矿品位为34.48，浮选作业回收率为20.55％，综合作业回收率为72.75％，对原矿回收率为18.37％。假设稀土精矿和铁精矿在后续工艺流程中的回收率为100％，铁的综合回收率小于等于61％，稀土的综合回收率小于等于18.37％。
对比包钢的回收流程，本发明对稀土和铁的综合回收率均大于90％，尤其稀土的综合回收率大于95％。此外，本发明对浸出残渣进行浮选处理，以萤石的形式回收氟资源，氟元素的综合回收率达到70％以上，萤石产品品位达到95％以上。包钢选矿厂产生的含有铁、稀土、氟、铌、钪和钍等元素的尾矿仍需以二次资源贮存起来，不仅浪费资源，更占用土地，而且造成对周围环境的污染。本发明产生的浮选尾矿主要成分是二氧化硅和少量的萤石，对环境友好，可作为冶金、水泥、陶瓷等产业的原料，实现少废物甚至无废物，不仅充分利用各有价值资源，而且有效避免了对环境的污染。
以上所述，仅是本发明的较佳实施例而已，并非是对本发明做其它形式的限制，任何本领域技术人员可以利用上述公开的技术内容加以变更或改型为等同变化的等效实施例。但是凡是未脱离本发明技术方案内容，依据本发明的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与改型，仍属于本发明技术方案的保护范围。

Claims (1)

1.一种从含稀土的选铁尾矿中分离回收铁、稀土和氟的方法，其特征在于，其包括如下步骤：
S1、将含稀土的选铁尾矿、添加剂和煤粉混合均匀，得到混合物料；
S2、将步骤S1中混合物料压成块状或造球，将处理成块状或球状的物料进行焙烧处理，得到焙烧矿；
S3、将步骤S2的焙烧矿进行球磨处理，最终物料粒度小于75微米的颗粒达到80％以上；
S4、将步骤S3得到的球磨产物进行磁选，获得磁选铁精矿和磁选尾矿；磁选铁精矿经过抽滤烘干后储存，磁选尾矿脱水后晾干；
S5、将步骤S4得到的磁选尾矿与盐酸混合，搅拌浸出，得到盐酸浸出液，经过洗涤过滤后，得到氯化稀土浸出液和富含氟化钙的浸出渣；
S6、将步骤S5得到的浸出渣直接置于浮选机的浮选槽中，加水搅拌成矿浆，使用盐酸或碳酸钠溶液将矿浆pH值调置6～7，使用水蒸气调节矿浆温度为20～35℃；
S7、向步骤S6中持续搅拌的矿浆中加入水玻璃，搅后加入油酸钠，搅拌后加入松醇油，搅拌后打开浮选机充气阀门，鼓泡1分钟后开始刮泡，得到粗选精矿和粗选尾矿；
S8、将步骤S7得到的粗选精矿进行2～9级精选，各级精选按照步骤S7进行，各级精选的精矿进入下一级精选，各级精选的尾矿与粗选尾矿混合后作为总尾矿，最后一级精选的精矿为氟化钙精矿；总尾矿为硅酸盐以及少量氟化钙的混合物；
在步骤S1中，所述选铁尾矿中按质量分数计氟元素含量为5～40％，稀土含量为1～20％，铁元素含量为5～40％，二氧化硅含量为3～20％；所述添加剂为氧化钙粉末、白云石粉末、石灰石粉末、碳酸钙粉末中的一种或多种，所述添加剂添加的质量占选铁尾矿质量的比例为5％～40％；
所述添加剂的纯度等级为工业级，添加剂粉末经200目标准筛过筛，取筛下部分；
在步骤S4中，所述磁选在磁场强度80～240KA/m的条件下进行，所述烘干的温度为100～150℃；
在步骤S5中，所述盐酸浓度是1～6mol/L，盐酸与磁选尾矿的液固比是10～30mL/g，所述浸出的时间是15～120分钟，浸出的温度为25～95℃；
在步骤S6中，所述矿浆的浓度为200～500g/L，所述盐酸或碳酸钠的浓度为1～1.5mol/L；
在步骤S7中，所述水玻璃为工业水玻璃，模数为m＝2.0～3.0；所述水玻璃的加入量为1kg浸出渣加入0.1～1g；所述油酸钠的加入量为1kg浸出渣加入0.1～1g，所述松醇油的加入量为1kg浸出渣加入0.3～2mL；搅拌的时间为2～5分钟；
在步骤S1中，所述煤粉的固定碳含量大于40％，煤粉添加质量占尾矿质量的比例为5～35％；
在步骤S2中，所述焙烧温度为950～1250℃，焙烧保温时间为10～180分钟，焙烧结束后物料经过水淬冷却。
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