一种从含黄铁矿碳酸盐型铀矿石中浸出铀的方法与流程

1.本发明涉及铀矿石浸出技术领域，更具体地说，是涉及一种从含黄铁矿碳酸盐型铀矿石中浸出铀的方法。


背景技术：

2.目前铀的获取主要是从铀矿中提取铀，其常规工艺一般包括破碎、研磨、铀矿浸取、矿浆固液分离、铀的浓缩以及浓缩物的纯化等步骤。而铀矿中的含黄铁矿碳酸盐型铀矿石是一种难浸出的铀矿石，含黄铁矿碳酸盐型铀矿石中铀虽呈沥青铀矿、铀黑、吸附状态存在，但与矿样中其他组分有结构关系，或者铀以类质同像，以杂质形式分布于各矿物中，当铀以超微状存在其它矿物中时，铀处于难浸出状态。
3.含黄铁矿碳酸盐型铀矿石若采用酸法浸出会有耗酸量大、产生硫酸钙导致堵塞、板结等问题；若采用碱法浸出，含黄铁矿碳酸盐型铀矿石中的硫化物会造成耗碱量高，并给随后铀的提取带来一些问题。


技术实现要素：

4.有鉴于此，本发明的目的在于提供一种从含黄铁矿碳酸盐型铀矿石中浸出铀的方法，采用浮选综合浸出，浮选后精矿中碳酸盐含量较低，尾矿中黄铁矿含量较低，矿样经浮选除去黄铁矿后的碳酸盐尾矿，在高温加压碱浸条件下碱用量降低，较原矿直接高温加压碱浸碱用量减少，浸出尾矿中铀品位达到废弃标准；同时矿样的浮选产品黄铁矿精矿具有较好的水冶工艺性能，酸用量大幅降低，浸出尾渣中铀已达到废弃标准。
5.本发明提供了一种从含黄铁矿碳酸盐型铀矿石中浸出铀的方法，包括以下步骤：
6.a)将含黄铁矿碳酸盐型铀矿石进行浮选处理，分别得到黄铁矿精矿和碳酸盐尾矿；
7.b)对步骤a)得到的黄铁矿精矿以酸法进行处理浸出铀；
8.c)对步骤a)得到的碳酸盐尾矿以碱法进行处理浸出铀；
9.步骤b)和步骤c)没有顺序限制。
10.优选的，步骤a)中所述含黄铁矿碳酸盐型铀矿石中，黄铁矿的含量为4.00wt％～9.50wt％，碳酸盐的含量为9.00wt％～20.83wt％，铀含量为0.068wt％～0.262wt％；
11.所述含黄铁矿碳酸盐型铀矿石的粒度≤200目。
12.优选的，步骤a)中所述浮选处理的过程具体为：
13.a1)将含黄铁矿碳酸盐型铀矿石与水混合，得到浓度为20wt％～30wt％的矿浆，再加入碳酸钠调节矿浆ph为6～7；
14.a2)将步骤a1)ph为6～7的矿浆加入药剂并调整药剂用量，通入空气并在搅拌条件下进行浮选，分别得到黄铁矿精矿和碳酸盐尾矿。
15.优选的，步骤a2)中所述通入空气的通气量为1000cm3/min～1500cm3/min。
16.优选的，步骤a2)中所述搅拌的转速为500r/min～1000r/min。
17.优选的，步骤a2)中所述浮选的具体步骤为：
18.矿浆经1次粗选cx1产出精矿jk1和尾矿wk1；尾矿wk1进入3次连续扫选流程选出尾矿wk2和精矿jk2；精矿jk2进入1次精选流程jx1选出精矿jk3和尾矿wk3；随后将精矿jk3和精矿jk1混合进入1次粗选流程cx2选得精矿jk4和尾矿wk4；尾矿wk3进入1次扫选流程sx2得到精矿jk5和尾矿wk5；将尾矿wk4和精矿jk5混合后进入1次扫选流程sx3得到精矿jk6和尾矿wk6；精矿jk4和精矿jk6为最终黄铁矿精矿，尾矿wk2，尾矿wk5和尾矿wk6为最终碳酸盐尾矿。
19.优选的，1次粗选cx1的药剂用量为：加水量为0.8～1.2m3/t，水玻璃用量为650～750g/t，黄药用量为750～850g/t，松油用量为22～23g/t；
20.3次连续扫选流程中每次扫选流程的药剂用量均为：黄药用量为25～35g/t，松油用量为22～23g/t；
21.1次精选流程jx1的药剂用量为：黄药用量为15～25g/t，松油用量为22～23g/t；
22.1次粗选流程cx2的药剂用量为：黄药用量为15～25g/t，松油用量为10～14g/t；
23.1次扫选流程sx2的药剂用量为：黄药用量为35～45g/t，松油用量为40～50g/t；
24.1次扫选流程sx3的药剂用量为：黄药用量为25～35g/t，松油用量为22～23g/t。
25.优选的，步骤a2)中所述浮选过程中，将浮选泡沫刮出，根据液面情况补水并调整ph。
26.优选的，步骤b)中所述以酸法进行处理浸出铀的过程具体为：
27.取黄铁矿精矿清洗并烘干后放入烧杯中；加入1～5wt％的硫酸，调整液固比为(1.4～1.6)：1，随后放在电磁搅拌器上开始搅拌；每隔1h取浸出液进行测定，计算黄铁矿和铀的浸出率。
28.优选的，步骤c)中所述以碱法进行处理浸出铀的过程具体为：
29.取碳酸盐尾矿放入高压釜内，加入8～12wt％碳酸钠，调整液固比(1.4～1.6)：1；加盖封釜后先通入氧气加压，随后再开始搅拌并加热升温；温度达到125～135℃后，通入氧气至压力为5～10mpa，保证上述温度、压力恒定并开始计时；浸出2h后停止加热并停止通入氧气，待压力降至0mpa后再起盖开釜；矿浆进行制样后分析，计算铀和黄铁矿的浸出率。
30.本发明提供了一种从含黄铁矿碳酸盐型铀矿石中浸出铀的方法，包括以下步骤：a)将含黄铁矿碳酸盐型铀矿石进行浮选处理，分别得到黄铁矿精矿和碳酸盐尾矿；b)对步骤a)得到的黄铁矿精矿以酸法进行处理浸出铀；c)对步骤a)得到的碳酸盐尾矿以碱法进行处理浸出铀；步骤b)和步骤c)没有顺序限制。与现有技术相比，本发明提供的从含黄铁矿碳酸盐型铀矿石中浸出铀的方法，先采用浮选处理，而后对选矿产品黄铁矿精矿和碳酸盐尾矿分别以酸法和碱法进行处理，从而实现通过选冶联合流程进行综合浸出；浮选后精矿中碳酸盐含量较低，尾矿中黄铁矿含量较低，矿样经浮选除去黄铁矿后的碳酸盐尾矿，在高温加压碱浸条件下碱用量降低，较原矿直接高温加压碱浸碱用量减少，浸出尾矿中铀品位达到废弃标准；同时矿样的浮选产品黄铁矿精矿具有较好的水冶工艺性能，酸用量大幅降低，浸出尾渣中铀已达到废弃标准。
附图说明
31.图1为本发明提供的从含黄铁矿碳酸盐型铀矿石中浸出铀的方法中浮选处理的流
程图。
具体实施方式
32.下面将结合本发明实施例，对本发明的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
33.本发明提供了一种从含黄铁矿碳酸盐型铀矿石中浸出铀的方法，包括以下步骤：
34.a)将含黄铁矿碳酸盐型铀矿石进行浮选处理，分别得到黄铁矿精矿和碳酸盐尾矿；
35.b)对步骤a)得到的黄铁矿精矿以酸法进行处理浸出铀；
36.c)对步骤a)得到的碳酸盐尾矿以碱法进行处理浸出铀；
37.步骤b)和步骤c)没有顺序限制。
38.本发明首先将含黄铁矿碳酸盐型铀矿石进行浮选处理，分别得到黄铁矿精矿和碳酸盐尾矿。在本发明中，所述含黄铁矿碳酸盐型铀矿石中，黄铁矿的含量优选为4.00wt％～9.50wt％，碳酸盐的含量优选为9.00wt％～20.83wt％，铀含量优选为0.068wt％～0.262wt％。在本发明中，所述含黄铁矿碳酸盐型铀矿石的粒度优选≤200目，更优选为
‑
200目(即＜200目)。本发明对所述含黄铁矿碳酸盐型铀矿石的来源没有特殊限制，采用本领域技术人员熟知的铀矿石来源即可。
39.在本发明中，所述浮选处理的设备优选采用浮选槽，具体根据后续浮选处理的具体过程设置。在本发明中，所述浮选处理的过程优选具体为：
40.a1)将含黄铁矿碳酸盐型铀矿石与水混合，得到浓度为20wt％～30wt％的矿浆，再加入碳酸钠调节矿浆ph为6～7；
41.a2)将步骤a1)ph为6～7的矿浆加入药剂并调整药剂用量，通入空气并在搅拌条件下进行浮选，分别得到黄铁矿精矿和碳酸盐尾矿；
42.更优选为：
43.a1)将含黄铁矿碳酸盐型铀矿石与水混合，得到浓度为26wt％的矿浆，再加入碳酸钠调节矿浆ph为6～7；
44.a2)将步骤a1)ph为6～7的矿浆加入药剂并调整药剂用量，通入空气并在搅拌条件下进行浮选，分别得到黄铁矿精矿和碳酸盐尾矿。
45.在本发明优选的实施例中，所述含黄铁矿碳酸盐型铀矿石的用量为1000g。
46.在本发明中，所述通入空气的通气量优选为1000cm3/min～1500cm3/min；所述搅拌的转速优选为500r/min～1000r/min。
47.在本发明中，所述浮选的具体步骤优选为：
48.矿浆经1次粗选cx1产出精矿jk1和尾矿wk1；尾矿wk1进入3次连续扫选流程选出尾矿wk2和精矿jk2；精矿jk2进入1次精选流程jx1选出精矿jk3和尾矿wk3；随后将精矿jk3和精矿jk1混合进入1次粗选流程cx2选得精矿jk4和尾矿wk4；尾矿wk3进入1次扫选流程sx2得到精矿jk5和尾矿wk5；将尾矿wk4和精矿jk5混合后进入1次扫选流程sx3得到精矿jk6和尾矿wk6；精矿jk4和精矿jk6为最终黄铁矿精矿，尾矿wk2，尾矿wk5和尾矿wk6为最终碳酸盐尾
矿。
49.在此基础上，所述加入药剂并调整药剂用量的具体参数如下：
50.1次粗选cx1的药剂用量优选为：加水量为0.8～1.2m3/t，水玻璃用量为650～750g/t，黄药用量为750～850g/t，松油用量为22～23g/t；更优选为：加水量为1m3/t，水玻璃用量为700g/t，黄药用量为800g/t，松油用量为22.6g/t；
51.3次连续扫选流程中每次扫选流程的药剂用量优选均为：黄药用量为25～35g/t，松油用量为22～23g/t；更优选为：黄药用量为30g/t，松油用量为22.6g/t；
52.1次精选流程jx1的药剂用量优选为：黄药用量为15～25g/t，松油用量为22～23g/t；更优选为：黄药用量为20g/t，松油用量为22.6g/t；
53.1次粗选流程cx2的药剂用量优选为：黄药用量为15～25g/t，松油用量为10～14g/t；更优选为：黄药用量为20g/t，松油用量为12g/t；
54.1次扫选流程sx2的药剂用量优选为：黄药用量为35～45g/t，松油用量为40～50g/t；更优选为：黄药用量为40g/t，松油用量为45g/t；
55.1次扫选流程sx3的药剂用量优选为：黄药用量为25～35g/t，松油用量为22～23g/t；更优选为：黄药用量为30g/t，松油用量为22.6g/t。
56.在本发明中，所述浮选过程中，优选将浮选泡沫刮出，根据液面情况补水并调整ph。
57.在本发明中，浮选泡沫及浮选槽内矿石制样后分别测定相关元素的含量，并计算回收率。
58.分别得到所述黄铁矿精矿和碳酸盐尾矿后，本发明对得到的黄铁矿精矿以酸法进行处理浸出铀；同时，对得到的碳酸盐尾矿以碱法进行处理浸出铀。
59.在本发明中，所述以酸法进行处理浸出铀的过程优选具体为：
60.取黄铁矿精矿清洗并烘干后放入烧杯中；加入1～5wt％的硫酸，调整液固比为(1.4～1.6)：1，随后放在电磁搅拌器上开始搅拌；每隔1h取浸出液进行测定，计算黄铁矿和铀的浸出率；
61.更优选为：
62.取黄铁矿精矿清洗并烘干后放入烧杯中；加入3wt％的硫酸，调整液固比为1.5：1，随后放在电磁搅拌器上开始搅拌；每隔1h取浸出液进行测定，计算黄铁矿和铀的浸出率。
63.在本发明优选的实施例中，所述黄铁矿精矿的用量为200g。
64.在本发明中，所述电磁搅拌器的搅拌转速优选为500r/min～1000r/min。
65.在本发明中，所述每隔1h取浸出液进行测定的具体方法采用钒酸铵滴定法和edta滴定法进行测定。
66.在本发明中，所述以碱法进行处理浸出铀的过程优选具体为：
67.取碳酸盐尾矿放入高压釜内，加入8～12wt％碳酸钠，调整液固比(1.4～1.6)：1；加盖封釜后先通入氧气加压，随后再开始搅拌并加热升温；温度达到125～135℃后，通入氧气至压力为5～10mpa，保证上述温度、压力恒定并开始计时；浸出2h后停止加热并停止通入氧气，待压力降至0mpa后再起盖开釜；矿浆进行制样后分析，计算铀和黄铁矿的浸出率；
68.更优选为：
69.取碳酸盐尾矿放入高压釜内，加入10wt％碳酸钠，调整液固比1.5：1；加盖封釜后
先通入氧气加压，随后再开始搅拌并加热升温；温度达到130℃后，通入氧气至压力为7mpa，保证上述温度、压力恒定并开始计时；浸出2h后停止加热并停止通入氧气，待压力降至0mpa后再起盖开釜；矿浆进行制样后分析，计算铀和黄铁矿的浸出率。
70.在本发明优选的实施例中，所述碳酸盐尾矿的用量为300g；在此基础上采用本领域技术人员熟知的2l高压釜进行上述过程即可。
71.在本发明中，所述搅拌的转速优选为500r/min～1000r/min。
72.与现有技术相比，本发明具有如下特点：
73.对含黄铁矿碳酸盐型铀矿石采用浮选综合浸出，浮选后精矿中碳酸盐含量较低，尾矿中黄铁矿含量较低，矿样经浮选除去黄铁矿后的碳酸盐尾矿，在高温加压碱浸条件下碱用量降低，较原矿直接高温加压碱浸碱用量减少，浸出尾矿中铀品位达到废弃标准；矿样的浮选产品黄铁矿精矿具有较好的水冶工艺性能，酸用量大幅降低，浸出尾渣中铀已达到废弃标准。
74.本发明提供了一种从含黄铁矿碳酸盐型铀矿石中浸出铀的方法，包括以下步骤：a)将含黄铁矿碳酸盐型铀矿石进行浮选处理，分别得到黄铁矿精矿和碳酸盐尾矿；b)对步骤a)得到的黄铁矿精矿以酸法进行处理浸出铀；c)对步骤a)得到的碳酸盐尾矿以碱法进行处理浸出铀；步骤b)和步骤c)没有顺序限制。与现有技术相比，本发明提供的从含黄铁矿碳酸盐型铀矿石中浸出铀的方法，先采用浮选处理，而后对选矿产品黄铁矿精矿和碳酸盐尾矿分别以酸法和碱法进行处理，从而实现通过选冶联合流程进行综合浸出；浮选后精矿中碳酸盐含量较低，尾矿中黄铁矿含量较低，矿样经浮选除去黄铁矿后的碳酸盐尾矿，在高温加压碱浸条件下碱用量降低，较原矿直接高温加压碱浸碱用量减少，浸出尾矿中铀品位达到废弃标准；同时矿样的浮选产品黄铁矿精矿具有较好的水冶工艺性能，酸用量大幅降低，浸出尾渣中铀已达到废弃标准。
75.为了进一步说明本发明，下面通过以下实施例进行详细说明。
76.实施例1
77.实施例1提供的从含黄铁矿碳酸盐型铀矿石中浸出铀的方法，对含黄铁矿碳酸盐型铀矿石采用浮选综合浸出；在含黄铁矿碳酸盐型铀矿石中，黄铁矿的含量为4.00wt％，碳酸盐的含量为9.00wt％，铀含量为0.068wt％；其浮选处理的具体过程如下：
78.称取1000g粒度为
‑
200目的试验矿样于浮选槽中，加水并调节矿浆浓度为26wt％。加入碳酸钠调节矿浆ph，使ph维持在6～7范围内。加入药剂并调整相关药剂用量(药剂用量及整体过程参见图1所示)，通入空气(控制通气量为1000cm3/min)并开始搅拌(转速控制在500r/min)；经一次粗选cx1产出精矿jk1，尾矿wk1进入3次连续扫选流程sxi、sxii、sxiii；3次连续扫选流程选出尾矿wk2和精矿jk2；精矿jk2进入1次精选流程jx1，选出精矿jk3和尾矿wk3；随后将精矿jk3和精矿jk1混合进入1次粗选流程cx2，选得精矿jk4和尾矿wk4；wk3进入1次扫选流程sx2，得到精矿jk5和尾矿wk5；将wk4和jk5混合后进入1次扫选流程sx3，得到精矿jk6和尾矿wk6；其中jk4和jk6为最终黄铁矿精矿产品，wk2，wk5，wk6为最终碳酸盐尾矿产品；其中，粗选流程cx1加水量为1m3/t，水玻璃用量700g/t，黄药800g/t，松油22.6g/t；3次扫选流程sxi、sxii、sxiii中每次扫选流程试剂用量均为黄药30g/t，松油22.6g/t；精选流程jx1试剂用量为黄药20g/t，松油22.6g/t；1次粗选流程cx2试剂用量为黄药20g/t，松油12g/t；1次扫选流程sx2试剂用量为黄药40g/t，松油45g/t；1次扫选流程sx3试剂用量为黄
药30g/t，松油22.6g/t。将浮选泡沫刮出，根据液面情况补水并调整ph。浮选泡沫及浮选槽内矿石制样后分别测定相关元素的含量并计算回收率，具体如下：测得黄铁矿精矿产率为8.87％，黄铁矿精矿中铀回收率为12.21％，黄铁矿精矿中全硫回收率为87.16％，碳酸盐尾矿产率为91.03％，碳酸盐尾矿中铀回收率为89.51％，尾矿中全硫回收率为11.23％。
79.含黄铁矿碳酸盐型铀矿石经上述浮选处理后，对其浮选产品黄铁矿精矿以酸法进行浸出，具体步骤如下：
80.取200g的浮选产品黄铁矿精矿清洗并烘干后放入烧杯中。加入3wt％的硫酸，调整液固比1.5：1，随后放在电磁搅拌器上开始搅拌(转速控制在500r/min)。2h后取样进行测定(钒酸铵滴定法和edta滴定法)，黄铁矿浸出率为0.90％，铀的浸出率为91.09％，浸出尾矿中铀品位已达到废弃标准。
81.含黄铁矿碳酸盐型铀矿石经上述浮选处理后，对其浮选产品碳酸盐尾矿以碱法进行浸出，具体步骤如下：
82.取300g的浮选产品碳酸盐尾矿放入2l高压釜内，加入10wt％碳酸钠，调整液固比1.5：1。加盖封釜后先通入一定氧加压，随后再开始搅拌(转速控制在500r/min)并加热升温。温度达到实验所需温度130℃后，通入氧气至实验所需压力7mpa，保证温度、压力恒定并开始计时。浸出2h后关闭加热系统并停止通入氧气，待压力表降至0后再起盖开釜。矿浆进行制样后分析，得到黄铁矿的浸出率为60.34％，计算铀浸出率为91.84％，浸出尾矿中铀品位已达到废弃标准。
83.实施例2
84.实施例2提供的从含黄铁矿碳酸盐型铀矿石中浸出铀的方法，对含黄铁矿碳酸盐型铀矿石采用浮选综合浸出；在含黄铁矿碳酸盐型铀矿石中，黄铁矿的含量为6.34wt％，碳酸盐的含量为15.23wt％，铀含量为0.167wt％；其浮选处理的具体过程如下：
85.称取1000g粒度为
‑
200目的试验矿样于浮选槽中，加水并调节矿浆浓度为26wt％。加入碳酸钠调节矿浆ph，使ph维持在6～7范围内。加入药剂并调整相关药剂用量(药剂用量及整体过程参见图1所示)，通入空气(控制通气量为1200cm3/min)并开始搅拌(转速控制在800r/min)；经一次粗选cx1产出精矿jk1，尾矿wk1进入3次连续扫选流程sxi、sxii、sxiii；3次连续扫选流程选出尾矿wk2和精矿jk2；精矿jk2进入1次精选流程jx1，选出精矿jk3和尾矿wk3；随后将精矿jk3和精矿jk1混合进入1次粗选流程cx2，选得精矿jk4和尾矿wk4；wk3进入1次扫选流程sx2，得到精矿jk5和尾矿wk5；将wk4和jk5混合后进入1次扫选流程sx3，得到精矿jk6和尾矿wk6；其中jk4和jk6为最终黄铁矿精矿产品，wk2，wk5，wk6为最终碳酸盐尾矿产品；其中，粗选流程cx1加水量为1m3/t，水玻璃用量700g/t，黄药800g/t，松油22.6g/t；3次扫选流程sxi、sxii、sxiii中每次扫选流程试剂用量均为黄药30g/t，松油22.6g/t；精选流程jx1试剂用量为黄药20g/t，松油22.6g/t；1次粗选流程cx2试剂用量为黄药20g/t，松油12g/t；1次扫选流程sx2试剂用量为黄药40g/t，松油45g/t；1次扫选流程sx3试剂用量为黄药30g/t，松油22.6g/t。将浮选泡沫刮出，根据液面情况补水并调整ph。浮选泡沫及浮选槽内矿石制样后分别测定相关元素的含量并计算回收率，具体如下：测得黄铁矿精矿产率为9.35％，黄铁矿精矿中铀回收率为11.82％，黄铁矿精矿中全硫回收率为88.86％，碳酸盐尾矿产率为90.70％，碳酸盐尾矿中铀回收率为88.11％，尾矿中全硫回收率为11.33％。
86.含黄铁矿碳酸盐型铀矿石经上述浮选处理后，对其浮选产品黄铁矿精矿以酸法进
行浸出，具体步骤如下：
87.取200g的浮选产品黄铁矿精矿清洗并烘干后放入烧杯中。加入3wt％的硫酸，调整液固比1.5：1，随后放在电磁搅拌器上开始搅拌(转速控制在800r/min)。2h后取样进行测定(钒酸铵滴定法和edta滴定法)，黄铁矿浸出率为0.93％，铀的浸出率为92.03％，浸出尾矿中铀品位已达到废弃标准。
88.含黄铁矿碳酸盐型铀矿石经上述浮选处理后，对其浮选产品碳酸盐尾矿以碱法进行浸出，具体步骤如下：
89.取300g的浮选产品碳酸盐尾矿放入2l高压釜内，加入10wt％碳酸钠，调整液固比1.5：1。加盖封釜后先通入一定氧加压，随后再开始搅拌(转速控制在800r/min)并加热升温。温度达到实验所需温度130℃后，通入氧气至实验所需压力7mpa，保证温度、压力恒定并开始计时。浸出2h后关闭加热系统并停止通入氧气，待压力表降至0后再起盖开釜。矿浆进行制样后分析，得到黄铁矿的浸出率为59.56％，计算铀浸出率为91.97％，浸出尾矿中铀品位已达到废弃标准。
90.实施例3
91.实施例3提供的从含黄铁矿碳酸盐型铀矿石中浸出铀的方法，对含黄铁矿碳酸盐型铀矿石采用浮选综合浸出；在含黄铁矿碳酸盐型铀矿石中，黄铁矿的含量为9.50wt％，碳酸盐的含量为20.83wt％，铀含量为0.262wt％；其浮选处理的具体过程如下：
92.称取1000g粒度为
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200目的试验矿样于浮选槽中，加水并调节矿浆浓度为26wt％。加入碳酸钠调节矿浆ph，使ph维持在6～7范围内。加入药剂并调整相关药剂用量(药剂用量及整体过程参见图1所示)，通入空气(控制通气量为1500cm3/min)并开始搅拌(转速控制在1000r/min)；经一次粗选cx1产出精矿jk1，尾矿wk1进入3次连续扫选流程sxi、sxii、sxiii；3次连续扫选流程选出尾矿wk2和精矿jk2；精矿jk2进入1次精选流程jx1，选出精矿jk3和尾矿wk3；随后将精矿jk3和精矿jk1混合进入1次粗选流程cx2，选得精矿jk4和尾矿wk4；wk3进入1次扫选流程sx2，得到精矿jk5和尾矿wk5；将wk4和jk5混合后进入1次扫选流程sx3，得到精矿jk6和尾矿wk6；其中jk4和jk6为最终黄铁矿精矿产品，wk2，wk5，wk6为最终碳酸盐尾矿产品；其中，粗选流程cx1加水量为1m3/t，水玻璃用量700g/t，黄药800g/t，松油22.6g/t；3次扫选流程sxi、sxii、sxiii中每次扫选流程试剂用量均为黄药30g/t，松油22.6g/t；精选流程jx1试剂用量为黄药20g/t，松油22.6g/t；1次粗选流程cx2试剂用量为黄药20g/t，松油12g/t；1次扫选流程sx2试剂用量为黄药40g/t，松油45g/t；1次扫选流程sx3试剂用量为黄药30g/t，松油22.6g/t。将浮选泡沫刮出，根据液面情况补水并调整ph。浮选泡沫及浮选槽内矿石制样后分别测定相关元素的含量并计算回收率，具体如下：测得黄铁矿精矿产率为10.08％，黄铁矿精矿中铀回收率为10.89％，黄铁矿精矿中全硫回收率为89.55％，碳酸盐尾矿产率为92.11％，碳酸盐尾矿中铀回收率为89.92％，尾矿中全硫回收率为12.21％。
93.含黄铁矿碳酸盐型铀矿石经上述浮选处理后，对其浮选产品黄铁矿精矿以酸法进行浸出，具体步骤如下：
94.取200g的浮选产品黄铁矿精矿清洗并烘干后放入烧杯中。加入3wt％的硫酸，调整液固比1.5：1，随后放在电磁搅拌器上开始搅拌(转速控制在1000r/min)。2h后取样进行测定(钒酸铵滴定法和edta滴定法)，黄铁矿浸出率为0.87％，铀的浸出率为92.45％，浸出尾矿中铀品位已达到废弃标准。
95.含黄铁矿碳酸盐型铀矿石经上述浮选处理后，对其浮选产品碳酸盐尾矿以碱法进行浸出，具体步骤如下：
96.取300g的浮选产品碳酸盐尾矿放入2l高压釜内，加入10wt％碳酸钠，调整液固比1.5：1。加盖封釜后先通入一定氧加压，随后再开始搅拌(转速控制在1000r/min)并加热升温。温度达到实验所需温度130℃后，通入氧气至实验所需压力7mpa，保证温度、压力恒定并开始计时。浸出2h后关闭加热系统并停止通入氧气，待压力表降至0后再起盖开釜。矿浆进行制样后分析，得到黄铁矿的浸出率为61.56％，计算铀浸出率为92.23％，浸出尾矿中铀品位已达到废弃标准。
97.所公开的实施例的上述说明，使本领域专业技术人员能够实现或使用本发明。对这些实施例的多种修改对本领域的专业技术人员来说将是显而易见的，本文中所定义的一般原理可以在不脱离本发明的精神或范围的情况下，在其它实施例中实现。因此，本发明将不会被限制于本文所示的这些实施例，而是要符合与本文所公开的原理和新颖特点相一致的最宽的范围。