高品位混合稀土精矿的选矿方法与流程

1.本发明涉及一种高品位混合稀土精矿的选矿方法，尤其涉及一种白云鄂博混合稀土精矿的选矿方法。


背景技术：

2.目前白云鄂博矿生产稀土精矿的原料为选铁工序产生的磁选尾矿，采用“一粗两精”浮选工艺生产reo含量为50wt％品级稀土精矿，该稀土精矿为氟碳铈矿和独居石的混合稀土精矿。该技术经过多年运行，具有工艺流程短、易操作、生产稳定性高等优点，但存在品种单一、品位偏低、有害杂质含量高等缺点。
3.稀土冶炼企业一般主要以上述reo含量为50wt％品级混合稀土精矿为原料，采用浓硫酸高温焙烧工艺生产氯化稀土、碳酸稀土，但生产过程产生大量的含氟、硫烟气和水浸渣；以及稀土精矿中大量的脉石矿物增加了焙烧工艺中原辅材料消耗和三废的产生量。另外，由于水浸渣中含有放射性元素钍，属于放射性废物，只能全部存入指定的放射性渣库，造成了极大的环保压力。为了减少冶炼过程的原辅材料消耗，降低冶炼成本，简化生产工艺、降低水浸渣的渣量，实现稀土冶炼清洁生产，亟需研究提高稀土精矿品位。
4.针对上述问题，为了提高稀土精矿的品位，通常采用加大抑制剂用量的方式，抑制其他脉石矿物被浮选上来。研究过程中发现随着白云鄂博矿开采深度增加，矿石样品的元素含量和矿物组成发生变化，黄铁矿的含量有所增加。稀土浮选给矿的黄铁矿含量的增加，导致浮选过程中稀土精矿的品位很难达到reo含量为65wt％以上。
5.cn102319632b公开了一种稀土矿提高稀土品位的方法，采用reo品位为30～60wt％之间，粒度为-200目占98％以上的包头混合稀土矿为原料进行浮选，浮选包括粗选、精选、扫选三个连续的步骤。整个工艺过程中采用闭路循环的选矿工艺，产生的中矿依次返回上一级浮选。该文献中，产生的中矿依次返回上一级浮选，操作繁琐。
6.cn105597937b公开了一种低品位稀土矿提高稀土品位的方法。采用低品位稀土精矿优选浮选出reo含量为50wt％的稀土精矿，通过阶段磨矿处理，再对优先浮选出的reo含量为50wt％的稀土矿进行脱泥脱药工序，去除之前因药剂残留而出现脉石矿物被药剂包裹现象，然后将产生的中矿依次返回上一级浮选，生产出稀土品位reo65wt％，回收率90％的高品位稀土精矿。
7.cn106563561a公开了一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法。包括：首先对混合型稀土矿(reo含量为2～10wt％)进行磨矿，磨至粒度为-200目占85％以上，然后进行调浆并浮选，浮选包括粗选、扫选和精选，浮选温度大于80℃，通过提高浮选温度增强捕收剂的活性，从而降低捕收剂的用量，且保证稀土回收率，采用了闭路循环与开路流程相结合的浮选流程，浮选产生的中矿经过水洗脱药脱泥后或者直接依次返回到上一级浮选。采用的抑制剂为硅酸钠，捕收剂为羟肟酸类捕收剂，起泡剂为松醇油。该文献中采用80℃以上高温浮选稀土，加大了生产运行成本。
8.以上文献采用精矿洗涤脱泥的方式，延长了浮选流程。而且，选矿药剂用量和用水
量大幅度增加，增加了生产成本。此外，中矿采用逐级返回的方式，在生产上加大了操作难度，不利于生产的稳定运行。而且未提及除硫除钙效率。
9.cn106799300a公开了一种稀土矿的选矿方法。将原矿矿石经过破碎、磨矿，经弱磁选脱除强磁性矿物，再进行超导磁选粗选获得稀土粗精矿，将稀土粗精矿再磨细，进行常规浮选作业，获得最终稀土精矿。该文献中所得稀土精矿的品位以及回收率仍待提高。
10.cn110813522a公开了一种提高浮选稀土精矿品质的方法及稀土矿的选矿方法。原料经浮选后得到浮选精矿，所述浮选精矿通过湿式磁选后得到稀土精矿。但该方法更适合于氟碳铈矿和氟碳钙铈矿等具有弱磁性的特性的矿物。


技术实现要素：

11.本发明的一个目的在于提供一种高品位混合稀土精矿的选矿方法。本发明的选矿方法将反浮选和正浮选相结合，得到低硫、低钙和稀土品位较高的混合稀土精矿。进一步地，本发明将中矿采用合并一起进行循环利用，简化了工艺，减小了操作难度。更进一步地，本发明的稀土回收率高。本发明的目的是通过如下技术方案实现的。
12.本发明提供一种高品位混合稀土精矿的选矿方法，其包括以下步骤：
13.1)将经过磨细后的混合稀土精矿原料与水混合形成浓度为15～40wt％的矿浆，向矿浆中加入反浮选捕收剂和反浮选起泡剂，并调节矿浆的ph值为4.5～10，进行反浮选，得到反浮泡沫和反浮精矿；
14.其中，以给矿重量计，反浮选捕收剂的用量为0.015～0.45kg/t，反浮选起泡剂的用量为0.01～0.30kg/t；
15.2)将所述反浮精矿进行正浮选，所述正浮选包括粗选和多级精选；其中，
16.所述粗选包括将所述反浮精矿进行通气浮选，得到粗选精矿和粗选尾矿；
17.所述多级精选包括以粗选精矿为原料进行通气浮选，得到一级精选中矿和一级精选精矿；然后将一级精选精矿为原料进行通气浮选，得到二级精选中矿和二级精选精矿；重复操作，至得到reo含量≥65wt％的高品位混合稀土精矿产品。
18.根据本发明的选矿方法，优选地，步骤1)中，还包括向矿浆中加入ph调整剂和反浮选抑制剂，以给矿重量计，反浮选抑制剂的用量为0.001～11.0kg/t；
19.反浮选的温度为15～45℃。
20.根据本发明的选矿方法，优选地，步骤1)中，所述反浮选捕收剂为钾黄药或钠黄药，所述反浮选起泡剂为松醇油，所述ph调整剂为硫酸或盐酸，所述反浮选抑制剂为水玻璃。
21.根据本发明的选矿方法，优选地，步骤1)中，磨矿后的混合稀土精矿原料的磨矿细度为200目以下占85～100wt％。
22.根据本发明的选矿方法，优选地，所述粗选包括以下具体步骤：
23.将所述反浮精矿加热至50～70℃，然后依次加入正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b，正浮选捕收剂和正浮选起泡剂，通气浮选，得到粗选精矿和粗选尾矿；其中，
24.以给矿重量计，正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b，正浮选捕收剂和正浮选起泡剂的用量分别为0.001～3.0kg/t，0.001～3.0kg/t，0.5～2.0kg/t和0.02～0.40kg/t。
25.根据本发明的选矿方法，优选地，所述多级精选包括以下具体步骤：
26.将所述粗选精矿调浆至矿浆浓度15～35wt％，得到粗选精矿矿浆；将粗选精矿矿浆加热至50～70℃，然后依次加入正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b和正浮选捕收剂，通气浮选，得到一级精选中矿和一级精选精矿；将一级精选精矿为原料再次进行通气浮选，得到二级精选中矿和二级精选精矿；重复操作，直至得到reo含量≥65wt％的高品位混合稀土精矿产品；
27.其中，以给矿重量计，每级精选中加入的正浮选抑制剂a、正浮选抑制剂b和正浮选捕收剂的量分别为0.001～2.5kg/t、0.001～2.5kg/t和0.001～2.4kg/t。
28.根据本发明的选矿方法，优选地，所述多级精选中还包括加入正浮选起泡剂，以给矿重量计，每级精选中加入的正浮选起泡剂的量为0.001～0.25kg/t。
29.根据本发明的选矿方法，优选地，所述选矿方法还包括将粗选尾矿进行扫选的步骤；所述扫选包括以下具体步骤：
30.将所述粗选尾矿的矿浆浓度调整至5～20wt％，得到粗选尾矿矿浆；将粗选尾矿矿浆温度调节至50～70℃，加入正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b，正浮选捕收剂和正浮选起泡剂，通气浮选，得到一次扫选中矿和一次扫选尾矿；将一次扫选尾矿再次进行通气浮选，得到二次扫选中矿和二次扫选尾矿；重复操作，并得到最终扫选尾矿；至少进行一次扫选；
31.其中，以给矿重量计，每级扫选加入的正浮选抑制剂a、正浮选抑制剂b、正浮选捕收剂和正浮选起泡剂的量分别为0.001～1.3kg/t、0.001～1.3kg/t、0.001～1.4kg/t和0.001～0.45kg/t。
32.根据本发明的选矿方法，优选地，将所述扫选得到的中矿和所述多级精选得到的中矿合并到一起，集中返回到稀土粗选工序，再进行粗选和多级精选。
33.根据本发明的选矿方法，优选地，所述粗选、多级精选和扫选中，调节矿浆的ph值为7.5～9.5；所述正浮选抑制剂a为水玻璃，所述正浮选抑制剂b为明矾，所述正浮选捕收剂为苯甲羟肟酸类药剂；所述正浮选起泡剂为松醇油。
34.本发明以reo含量为45～60wt％的白云鄂博混合稀土精矿为原料，采用反浮选和正浮选提高稀土品位相结合的选矿工艺流程，中矿采用合并一起返回稀土粗选工序的方式，得到低硫低钙高品位稀土精矿，其中，reo含量(即稀土品位)≥65wt％，回收率≥90％，硫含量＜0.3wt％，cao含量＜4.5wt％，从而减少稀土精矿冶炼过程的原辅材料的消耗量，降低冶炼成本。而且，本发明的中矿采用合并一起返回易浮矿物浮选的方式，可以简化工艺，降低操作难度，易于产业化。
具体实施方式
35.下面结合具体实施例对本发明作进一步的说明，但本发明的保护范围并不限于此。
36.一般的浮选过程是指将所需的矿物随泡沫刮出，即所谓正浮选。而在浮选过程中，将所需的矿物留在浮选槽中，脉石矿物随泡沫刮出的过程就称为反浮选。
37.本发明的高品位混合稀土精矿的选矿方法包括以下步骤：(1)反浮选步骤；和(2)正浮选步骤。其中，正浮选步骤包括：粗选和多级精选。任选地，所述正浮选还包括扫选。所述多级精选为两次精选以上。所述扫选为一次扫选以上。下面进行详细描述。
38.《反浮选步骤》
39.将经过磨矿后的混合稀土精矿原料与水混合形成浓度为15～40wt％的矿浆，向矿浆中加入反浮选捕收剂和反浮选起泡剂，并调节矿浆的ph值为4.5～10，进行反浮选，得到反浮泡沫和反浮精矿。
40.在本发明中，将经过磨矿后的混合稀土精矿原料与水混合至矿浆浓度为15～40wt％，优选为15～38wt％，更优选为18～35wt％。这样有利于进行反浮选，降低硫和钙的含量。反浮选时将易浮矿物进行浮选至反浮泡沫，而想要的矿物留在浮选槽中。反浮泡沫为硫品位为15wt％以上的硫精矿，比如可以为硫品位为25wt％以上的硫精矿。
41.在本发明中，所述混合稀土精矿优选为白云鄂博混合稀土精矿，其reo含量(即稀土品位)优选为45～60wt％，硫含量大于等于2.2wt％，cao含量不小于13.0wt％。
42.在本发明中，磨矿时的浓度为45～80wt％，优选为50～80wt％，更优选为60～75wt％。磨矿细度为200目以下占85～100wt％，优选为200目以下占90～100wt％，更优选为200目以下占92～100wt％。这样有利于进行反浮选。磨矿细度指的是磨矿产品的粗细程度。通常以小于200目(0.074毫米)矿粒占总磨矿产品的质量分数(％)表示。
43.反浮选捕收剂为钾黄药或钠黄药，优选为钠黄药。黄药学名为烃基黄原酸盐。以给矿重量计，反浮选捕收剂的用量为0.015～0.45kg/t，优选为0.02～0.41kg/t，更优选为0.02～0.38kg/t。根据本发明的一个具体实施方式，反浮选捕收剂为丁基钠黄药。本发明中所述的给矿重量指的是磨矿后的混合稀土精矿原料的重量。
44.反浮选起泡剂为松醇油。以给矿重量计，反浮选起泡剂的用量为0.01～0.30kg/t，优选为0.01～0.25kg/t，更优选为0.01～0.20kg/t。
45.在某些实施方案中，将经过磨矿后的混合稀土精矿原料与水混合至矿浆浓度为15～40wt％，除了加入反浮选捕收剂和反浮选起泡剂外，还向矿浆中加入ph调整剂和反浮选抑制剂，并调节矿浆的ph值为4.5～10，进行反浮选，得到反浮泡沫和反浮精矿。
46.所述ph调整剂为硫酸或盐酸，优选为硫酸。以给矿重量计，ph调整剂的用量为0.001～11.0kg/t，优选为0.001～10.0kg/t，更优选为0.005～10.0kg/t。
47.所述反浮选抑制剂为水玻璃。以给矿重量计，反浮选抑制剂的用量为0.001～4.2kg/t，优选为0.001～4.0kg/t，更优选为0.01～3.8kg/t。
48.反浮选的温度为15～35℃。反浮选可以在室温下进行。
49.根据本发明的一个具体实施方式，将经过磨矿后的混合稀土精矿原料与水混合形成浓度为15～40wt％的矿浆，在15～35℃下向矿浆中加入ph调整剂、反浮选抑制剂、反浮选捕收剂和反浮选起泡剂，并调节矿浆的ph值为4.5～10，进行反浮选，得到反浮泡沫和反浮精矿；其中，以给矿重量计，反浮选抑制剂的用量为0.001～4.2kg/t，反浮选捕收剂的用量为0.015～0.45kg/t，反浮选起泡剂的用量为0.01～0.30kg/t。
50.在本发明中，先将混合稀土精矿原料进行反浮选，除去硫、钙等杂质。从而使得最终得到的多级精选精矿产品具有较低的含硫量和含钙量。进而可以减少将精矿产品在进行稀土精矿冶炼过程的原辅材料的消耗，降低冶炼成本。并且可以大大减少产生的硫烟气等。与现有技术相比，本发明将反浮选与正浮选相结合的方式，不但可以大大降低精矿中的含硫量和含钙量，还能提高稀土精矿的品位以及稀土回收率，有利于后期的稀土精矿冶炼。
51.《正浮选》
52.将所述反浮精矿进行正浮选，所述正浮选包括粗选、多级精选和扫选。这样有利于
进一步提高稀土品位。
53.正浮选中，所用正浮选抑制剂a为水玻璃，正浮选抑制剂b为明矾，正浮选捕收剂为苯甲羟肟酸类药剂，比如可以为邻羟基苯甲羟肟酸。正浮选起泡剂为松醇油。
54.粗选
55.所述粗选包括将所述反浮精矿进行通气浮选，得到粗选精矿和粗选尾矿。
56.粗选包括以下具体步骤：将所述反浮精矿加热至50～70℃，然后依次加入正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b，正浮选捕收剂和正浮选起泡剂，通气浮选，得到粗选精矿和粗选尾矿。这样有利于得到高品位的混合稀土精矿。
57.在本发明中，将所述反浮精矿加热至50～70℃，优选为50～65℃，更优选为55～65℃。
58.以给矿重量计，正浮选抑制剂a的用量可以为0.001～3.0kg/t，优选为0.01～2.5kg/t，更优选为0.01～2.0kg/t。
59.以给矿重量计，正浮选抑制剂b的用量可以为0.001～3.0kg/t，优选为0.01～2.5kg/t，更优选为0.01～2.2kg/t。
60.以给矿重量计，正浮选捕收剂的用量可以为0.5～2.0kg/t，优选为0.7～2.0kg/t，更优选为0.7～1.8kg/t。
61.以给矿重量计，正浮选起泡剂的用量可以为0.02～0.40kg/t，优选为0.05～0.40kg/t，更优选为0.05～0.35kg/t。
62.在粗选中，控制矿浆的ph值为7.5～9.5，优选为7.5～9.0，更优选为8.0～9.0。
63.根据本发明的一个具体实施方式，将所述反浮精矿加热至50～70℃，然后依次加入正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b，正浮选捕收剂和正浮选起泡剂，以给矿重量计，正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b，正浮选捕收剂和正浮选起泡剂的用量分别为0.001～3.0kg/t，0.001～3.0kg/t，0.5～2.0kg/t和0.02～0.40kg/t，控制矿浆的ph值为7.5～9.5，通气浮选，得到粗选精矿和粗选尾矿。
64.多级精选
65.包括以下具体步骤：
66.将所述粗选精矿调浆至矿浆浓度15～35wt％，得到粗选精矿矿浆；将粗选精矿矿浆加热至50～70℃，然后依次加入正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b和正浮选捕收剂，通气浮选，得到一级精选中矿和一级精选精矿；将一级精选精矿再次进行通气浮选，得到二级精选中矿和二级精选精矿；重复操作，直至得到reo品位≥65wt％的混合稀土精矿产品。这样有利于得到高品位混合稀土精矿产品。
67.在本发明中，每级精选调浆至矿浆浓度为15～35wt％，优选为18～32wt％，更优选为20～30wt％。
68.将每级精选矿浆可以加热至50～70℃，优选为55～70℃，更优选为55～65℃。
69.每级精选中，以给矿重量计，正浮选抑制剂a的用量可以为0.001～2.5kg/t，优选为0.005～2.2kg/t，更优选为0.01～1.8kg/t。
70.每级精选中，以给矿重量计，正浮选抑制剂b的用量可以为0.001～2.5kg/t，优选为0.01～2.5kg/t，更优选为0.01～2.0kg/t。
71.每级精选中，以给矿重量计，正浮选捕收剂的用量可以为0.001～2.4kg/t，优选为
0.01～2.0kg/t，更优选为0.01～1.5kg/t。
72.在某些实施方案中，多级精选中还加入正浮选起泡剂。每级精选中，以给矿重量计，正浮选起泡剂的用量为0.001～0.25kg/t，优选为0.01～0.2kg/t，更优选为0.01～0.15kg/t。
73.在多级精选中，控制每级矿浆的ph值为7.5～9.5，优选为7.5～9.0，更优选为8.0～9.0。
74.根据本发明的一个具体实施方式，将所述粗选精矿调浆至矿浆浓度为15～35wt％，得到粗选精矿矿浆。将粗选精矿矿浆加热至50～70℃，然后依次加入正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b，正浮选捕收剂和正浮选起泡剂，以给矿重量计，正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b，正浮选捕收剂和正浮选起泡剂的用量分别为0.001～2.5kg/t，0.001～2.5kg/t，0.001～2.4kg/t和0.001～0.25kg/t，控制矿浆的ph值为7.5～9.5，通气浮选，得到一级精选中矿和一级精选精矿；将一级精选精矿调浆至矿浆浓度15～35wt％，得到一级精选精矿矿浆；将一级精选精矿矿浆加热至50～70℃，然后依次加入正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b和正浮选捕收剂，以给矿重量计，正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b和正浮选捕收剂的用量分别为0.001～2.5kg/t，0.001～2.5kg/t和0.001～2.4kg/t，再次进行通气浮选，得到二级精选中矿和二级精选精矿；将二级精选精矿调浆至矿浆浓度15～35wt％，得到二级精选精矿矿浆；将二级精选精矿矿浆加热至50～70℃，然后依次加入正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b和正浮选捕收剂，以给矿重量计，正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b和正浮选捕收剂的用量分别为0.001～2.5kg/t，0.001～2.5kg/t和0.001～2.4kg/t，再次进行通气浮选，得到三级精选中矿和三级精选精矿，三级精选精矿即为混合稀土精矿产品。
75.根据本发明的另一个具体实施方式，将所述粗选精矿调浆至矿浆浓度为15～35wt％，得到粗选精矿矿浆。将粗选精矿矿浆加热至50～70℃，然后依次加入正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b，正浮选捕收剂和正浮选起泡剂，以给矿重量计，正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b，正浮选捕收剂和正浮选起泡剂的用量分别为0.001～2.5kg/t，0.001～2.5kg/t，0.001～2.4kg/t和0.001～0.25kg/t，控制矿浆的ph值为7.5～9.5，通气浮选，得到一级精选中矿和一级精选精矿；将一级精选精矿调浆至矿浆浓度15～35wt％，得到一级精选精矿矿浆；将一级精选精矿矿浆加热至50～70℃，然后依次加入正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b，正浮选捕收剂和正浮选起泡剂，以给矿重量计，正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b和正浮选捕收剂的用量分别为0.001～2.5kg/t，0.001～2.5kg/t，0.001～2.4kg/t和0.001～0.25kg/t，再次进行通气浮选，得到二级精选中矿和二级精选精矿；将二级精选精矿调浆至矿浆浓度15～35wt％，得到二级精选精矿矿浆；将二级精选精矿矿浆加热至50～70℃，然后次加入正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b，正浮选捕收剂和正浮选起泡剂，以给矿重量计，正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b和正浮选捕收剂的用量分别为0.001～2.5kg/t，0.001～2.5kg/t，0.001～2.4kg/t和0.001～0.25kg/t，再次进行通气浮选，得到三级精选中矿和三级精选精矿，三级精选精矿即为reo含量(即稀土品位)≥65％的低硫低钙高品位混合稀土精矿产品。
76.扫选
77.包括以下具体步骤：
78.将所述粗选尾矿的矿浆浓度调整至5～20wt％，得到粗选尾矿浆。将粗选尾矿矿浆
调节温度至50～70℃，加入正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b，正浮选捕收剂和正浮选起泡剂，通气浮选，得到一次扫选中矿和一次扫选尾矿；将一次扫选尾矿再次进行通气浮选，得到二次扫选中矿和二次扫选尾矿；重复操作，并得到最终扫选尾矿。这样有利于提高稀土回收率。粗选尾矿至少进行一次。
79.以给矿重量计，每级扫选加入的正浮选抑制剂a、正浮选抑制剂b、正浮选捕收剂和正浮选起泡剂的量分别为0.001～1.3kg/t、0.001～1.3kg/t、0.001～1.4kg/t和0.001～0.45kg/t。
80.以给矿重量计，每级扫选中的正浮选抑制剂a的用量可以为0.001～1.3kg/t，优选为0.005～1.3kg/t，更优选为0.01～1.1kg/t。
81.以给矿重量计，每级扫选中的正浮选抑制剂b的用量可以为0.001～1.3kg/t，优选为0.005～1.3kg/t，更优选为0.01～1.2kg/t。
82.以给矿重量计，每级扫选中的正浮选捕收剂的用量可以为0.001～1.4kg/t，优选为0.005～1.4kg/t，更优选为0.01～1.2kg/t。
83.以给矿重量计，每级扫选中的正浮选起泡剂的用量可以为0.001～0.45kg/t，优选为0.01～0.45kg/t，更优选为0.01～0.4kg/t。
84.在扫选中，控制矿浆的ph值为7.5～9.5，优选为7.5～9.0，更优选为8.0～9.0。
85.根据本发明的一个具体实施方式，将所述粗选尾矿的矿浆浓度调整至5～20wt％，得到粗选尾矿矿浆。将粗选尾矿矿浆温度调节至50～70℃，加入正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b，正浮选捕收剂和正浮选起泡剂，以给矿重量计，正浮选抑制剂a，正浮选抑制剂b，正浮选捕收剂和正浮选起泡剂的用量分别为0.001～1.3kg/t、0.001～1.3kg/t、0.001～1.4kg/t和0.001～0.45kg/t，通气浮选，得到一次扫选中矿和一次扫选尾矿。一次扫选尾矿即为最终扫选尾矿。
86.在本发明中，将扫选得到的中矿和多级精选得到的中矿合并到一起，集中返回到稀土粗选工序，再进行粗选和多级精选。这样有利于提高稀土回收率。本发明的稀土回收率大于等于90％。
87.在本发明中，单位“kg/t”指的是相应每吨的给矿所用的药剂的量。比如粗选中正浮选抑制剂a的用量为0.001～3.0kg/t，即以每吨给矿计算，正浮选抑制剂a的量为0.001～3.0kg。
88.本发明以混合稀土精矿为原料，采用反浮选和正浮选提高稀土品位相结合的选矿工艺流程，得到高品位稀土精矿产品，其中，reo含量≥65wt％，硫含量＜0.3wt％，cao含量＜4.5wt％。而且，本发明将中矿采用合并一起返回稀土粗选工序的方式，简化工艺，降低操作难度，易于产业化，且使得稀土回收率较高，稀土回收率≥90％。与现有技术中仅采用正浮选的方式相比，本发明采用反浮选和正浮选相结合的方式，首先采用反浮选将给矿中的易浮矿物浮选出来，从而降低稀土精矿中的杂质元素含量，包括cao、s等，然后采用正浮选得到更高稀土品位的混合稀土精矿以及提高稀土回收率。
89.以下实施例中，部分所用原料来源：
90.黄药为丁基钠黄药，购自烟台君邦选矿材料有限公司。
91.正浮选捕收剂为邻羟基苯甲羟肟酸，购自包钢稀土林峰科技股份有限公司，型号为p8。
92.实施例1
93.反浮选步骤：将经过磨矿后的白云鄂博混合稀土精矿原料(磨矿细度为200目以下占98wt％以上，稀土品位为46.5wt％)与水混合形成矿浆(矿浆浓度为28wt％)。30℃下向矿浆中加入硫酸，水玻璃，黄药及松醇油，以给矿重量计，硫酸，水玻璃，黄药及松醇油的用量分别为3.5kg/t，0.25kg/t，0.2kg/t，0.05kg/t，并调节矿浆的ph值为6.0，进行反浮选，得到反浮泡沫和反浮精矿。
94.粗选步骤：将反浮精矿加热至60℃，然后依次加入水玻璃，明矾，邻羟基苯甲羟肟酸及松醇油，以给矿重量计，水玻璃，明矾，邻羟基苯甲羟肟酸及松醇油的用量分别为2.5kg/t，1.0kg/t，0.80kg/t，0.08kg/t，调节矿浆的ph值为8.0，通气浮选，得到粗选精矿和粗选尾矿；
95.多级精选步骤：将粗选精矿调浆至矿浆浓度为26wt％，得到粗选精矿矿浆。将粗选精矿矿浆加热至60℃，然后依次加入水玻璃，明矾，邻羟基苯甲羟肟酸及松醇油，以给矿重量计，水玻璃，明矾，邻羟基苯甲羟肟酸及松醇油的用量分别为1.00kg/t，1.25kg/t，0.50kg/t，0.01kg/t，调节矿浆的ph值为8.0，通气浮选，得到一级精选中矿和一级精选精矿；
96.将一级精选精矿调浆至矿浆浓度为24wt％，得到一级精选精矿矿浆。将一级精选精矿矿浆加热至60℃，然后依次加入水玻璃，明矾，邻羟基苯甲羟肟酸，以给矿重量计，水玻璃，明矾，邻羟基苯甲羟肟酸的用量分别为0.62kg/t，0.75kg/t，0.50kg/t，调节矿浆的ph值为8.0，进行通气浮选，得到二级精选中矿和二级精选精矿；
97.将二级精选精矿调浆至矿浆浓度为22wt％，得到二级精选矿矿浆。将二级精选矿矿浆加热至60℃，然后依次加入水玻璃，明矾，邻羟基苯甲羟肟酸，以给矿重量计，水玻璃，明矾和邻羟基苯甲羟肟酸用量分别为0.38kg/t，0.50kg/t，0.4kg/t，调节矿浆的ph值为8.0，进行通气浮选，得到三级精选精矿和三级精选中矿。三级精选精矿即为低硫低钙高品位混合稀土精矿产品。
98.扫选步骤：将粗选尾矿的矿浆浓度调整至9wt％，得到粗选尾矿矿浆。将粗选尾矿矿浆调节至60℃，然后加入水玻璃，明矾，邻羟基苯甲羟肟酸及松醇油，以给矿重量计，水玻璃，明矾，邻羟基苯甲羟肟酸及松醇油的用量分别为0.25kg/t，0.50kg/t，0.50kg/t，0.05kg/t，调节矿浆的ph值至8.5，通气浮选，得到一次扫选中矿和一次扫选尾矿。将一级扫选中矿、一级精选中矿、二级精选中矿和三级精选中矿合并在一起，返回至粗选步骤。一级扫选尾矿为最终扫选尾矿。
99.实施例2
100.反浮选步骤：将经过磨矿后的白云鄂博混合稀土精矿原料(磨矿细度为200目以下占98wt％以上，稀土品位为51.66wt％)与水混合形成矿浆(矿浆浓度为21wt％)。30℃下向矿浆中加入水玻璃，黄药及松醇油，以给矿重量计，水玻璃，黄药及松醇油的用量分别为2.5kg/t，0.17kg/t，0.08kg/t，并调节矿浆的ph值为9.0，进行反浮选，得到反浮泡沫和反浮精矿。
101.粗选步骤：将反浮精矿(矿浆浓度为29wt％)加热至60℃，然后依次加入水玻璃，明矾，邻羟基苯甲羟肟酸及松醇油，以给矿重量计，水玻璃，明矾，邻羟基苯甲羟肟酸及松醇油的用量分别为1.0kg/t，1.0kg/t，0.80kg/t，0.08kg/t，调节矿浆的ph值为8.0，通气浮选，得
到粗选精矿和粗选尾矿；
102.多级精选步骤：将粗选精矿调浆至矿浆浓度为33wt％，得到粗选精矿矿浆。将粗选精矿矿浆加热至60℃，然后依次加入水玻璃，明矾，邻羟基苯甲羟肟酸及松醇油，以给矿重量计，水玻璃，明矾，邻羟基苯甲羟肟酸及松醇油的用量分别为1.00kg/t，1.25kg/t，0.50kg/t，0.03kg/t，调节矿浆的ph值为8.0，通气浮选，得到一级精选中矿和一级精选精矿；
103.将一级精选精矿调浆至矿浆浓度为29wt％，得到一级精选精矿矿浆。将一级精选精矿矿浆加热至60℃，然后依次加入水玻璃，明矾，邻羟基苯甲羟肟酸及松醇油，以给矿重量计，水玻璃，明矾，邻羟基苯甲羟肟酸及松醇油的用量分别为0.62kg/t，0.75kg/t，0.40kg/t，0.015kg/t，调节矿浆的ph值为8.0，进行通气浮选，得到二级精选中矿和二级精选精矿；
104.将二级精选精矿调浆至矿浆浓度为25wt％，得到二级精选矿矿浆。将二级精选矿矿浆加热至60℃，然后依次加入水玻璃，明矾，邻羟基苯甲羟肟酸及松醇油，以给矿重量计，水玻璃，明矾，邻羟基苯甲羟肟酸及松醇油的用量分别为0.38kg/t，0.50kg/t，0.4kg/t，0.015kg/t，调节矿浆的ph值为8.0，进行通气浮选，得到三级精选精矿和三级精选中矿。三级精选精矿即为低硫低钙高品位混合稀土精矿产品。
105.扫选步骤：将粗选尾矿的矿浆浓度调整至6wt％，，得到粗选尾矿矿浆。将粗选尾矿矿浆调节至60℃，然后加入水玻璃，明矾，邻羟基苯甲羟肟酸及松醇油，以给矿重量计，水玻璃，明矾，邻羟基苯甲羟肟酸及松醇油的用量分别为0.25kg/t，0.75kg/t，0.40kg/t，0.03kg/t，调节矿浆的ph值为8.5，通气浮选，得到一次扫选中矿和一次扫选尾矿。将一级扫选中矿、一级精选中矿、二级精选中矿和三级精选中矿合并在一起，返回至粗选步骤。一级扫选尾矿为最终扫选尾矿。
106.表1
[0107][0108]
表2
[0109][0110]
由表可知，采用本发明的选矿方法可以大大降低混合稀土精矿中的硫含量和钙含
量，并提高稀土品位(即reo含量)，且稀土回收率较高。而且，本发明的选矿方法简化了操作工艺。
[0111]
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。