一种稀有稀土多金属矿的预先抛尾混合浮选方法 |
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| 申请号 | CN202111036365.6 | 申请日 | 2021-09-06 | 公开(公告)号 | CN113731627B | 公开(公告)日 | 2023-06-09 |
| 申请人 | 核工业北京化工冶金研究院; | 发明人 | 李春风; 刘志超; 李广; 张新; 马嘉; 强录德; 唐宝彬; | ||||
| 摘要 | 本 发明 提供了一种稀有稀土多金属矿的预先抛尾混合浮选方法，涉及选矿技术领域。本发明通过将 破碎 的 矿石 进行粒度分级，借助重介质旋流器分选、摇床重选和脱泥‑离心重选相结合的手段，合理设计不同粒级矿石的预先抛尾工艺，实现在粗粒条件下原矿的抛尾和预富集；然后进行浮选，获得高品位的混合精矿。本发明提供的方法能够实现稀有稀土多金属矿中主要有用矿物集合体和脉石矿物之间高效分离，同时显著降低进入磨矿和浮选工艺的矿石量，节约浮选药剂、设备能耗等成本，避免耐磨脉石矿物存在时导致的过磨现象，为提升稀有稀土多金属矿的经济效益，促进该类矿床绿色、高效开发提供技术 支撑 。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种稀有稀土多金属矿的预先抛尾混合浮选方法，包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种稀有稀土多金属矿的预先抛尾混合浮选方法技术领域[0001] 本发明涉及选矿技术领域，具体涉及一种稀有稀土多金属矿的预先抛尾混合浮选方法。 背景技术[0002] 碱性花岗岩型稀有稀土多金属矿床是一种重要的战略资源，与碳酸岩型稀土矿床相比，碱性岩‑碱性花岗岩型稀土矿床相对富集中重稀土，除了赋存有约占全球1/3的稀土和钇资源外，还常伴生有大量的铀、铌、锆、钍、铍等关键战略金属，具有巨大的经济价值。 [0003] 国内典型的碱性花岗岩型稀有稀土矿床包括内蒙古巴尔哲REE‑Nb‑U‑Zr矿床、辽宁赛马稀土矿床、河南方城大庄铌‑稀土矿床、新疆拜城波孜果尔超大型REE‑Nb‑Ta‑Zr矿床等。有关研究发现，碱性花岗岩型矿床中元素种类较多且嵌布关系复杂，有用矿物多样且粒度细小。稀土元素主要赋存在磷酸盐和硅酸盐矿物中，稀有金属Zr、Nb、U石、Th、Be等元素主要赋存在锆英石、曲晶、铌铁矿、铌锰矿、钽铌矿、钍石等矿物中，主要的脉石矿物为比重较小的石英、钾长石、斜长石等。碱性花岗岩型稀有稀土矿床常具有典型的岩体成矿特征，一般矿床规模大、矿化较均匀，但是有价元素的品位较低，原矿直接采用冶金工艺提取有价金属的成本高，往往需要通过选矿工艺将矿石品位富集才具有经济效益。 [0004] 由于碱性花岗岩型稀有稀土矿床中矿物和有价元素多样、目的矿物颗粒细小(0～50μm)、嵌布关系复杂，目的矿物在细磨过程中容易泥化而损失。在现有的选矿分离工艺中，往往通过将原矿直接细磨至‑0.1mm或者‑0.074mm粒度占比70％以上(CN201811117361.9、CN201210222033.1、CN202010333043.7)后，达到矿物充分解离的目的，然后借助多种分选技术获得高品位的精矿产品，这种技术矿石碎磨、选矿工艺所需处理的矿石量大、能耗和材料的成本较高，且细泥组分高也会导致选矿指标恶化。 [0005] 以内蒙古巴尔哲REE‑Nb‑U‑Zr矿床为例，先后有多个研究单位开展了大量的选矿工艺研究，目前主要的选矿工艺主要包括：(1)中国地质科学院郑州所推荐的“磁选‑重选”流程，获得铌‑稀土‑锆混合精矿和锆精矿；(2)内蒙古科技大学提出的“磁选‑重选”流程，获得铀铌锆稀土混合精矿；(3)包头稀土研究院、北京矿冶研究总院等分别提出的“重选‑磁选‑浮选‑重选”和“磁选‑浮选‑重选”流程，获得稀土精矿、铌精矿和锆精矿等三种产品。其中无论是何种技术方案，均需要将原矿碎磨至‑0.074mm粒度占比50％以上，甚至在浮选时需要将矿石磨至‑0.043mm粒度占比95％以上，由于原矿全部入磨入选，导致矿石磨矿成本较高，并且在细磨过程中导致部分有价金属泥化，影响选矿回收率。 发明内容[0006] 本发明的目的在于提供一种稀有稀土多金属矿的预先抛尾混合浮选方法，本发明提供的方法能够实现稀有稀土多金属矿中主要有用矿物集合体和脉石矿物之间高效分离，同时显著降低进入磨矿和浮选工艺的矿石量，节约浮选药剂、设备能耗等成本，避免耐磨脉石矿物存在时导致的过磨现象，提高回收率，为提升稀有稀土多金属矿的经济效益，促进该类矿床绿色、高效开发提供技术支撑。 [0007] 为了实现上述发明目的，本发明提供以下技术方案： [0008] 本发明提供了一种稀有稀土多金属矿的预先抛尾混合浮选方法，包括以下步骤： [0009] 将原矿进行破碎筛分，得到五种粒级矿石；所述五种粒级矿石为+0.5mm粒级矿石、+0.3～‑0.5mm粒级矿石、+0.15～‑0.3mm粒级矿石、+0.074～‑0.15mm粒级矿石和‑0.074mm粒级矿石； [0010] 将所述+0.5mm粒级矿石进行重介质旋流器分选，得到重介质分选精矿； [0011] 将所述+0.3～‑0.5mm粒级矿石、+0.15～‑0.3mm粒级矿石和+0.074～‑0.15mm粒级矿石分别进行摇床重选，得到摇床精矿； [0012] 将所述‑0.074mm粒级矿石进行脱泥‑离心重选处理，得到矿泥精矿； [0013] 将所述重介质分选精矿、摇床精矿和矿泥精矿进行浮选，得到浮选粗精矿； [0014] 将所述浮选粗精矿进行精选，得到混合精矿。 [0015] 优选地，所述原矿来源于碱性花岗岩型稀有稀土矿床。 [0016] 优选地，所述破碎筛分包括：将原矿破碎至10mm以下，然后采用高压辊磨机和高频振动筛组成闭路系统，将‑10mm粒度的矿石经高压辊磨机碎磨后，通过筛孔为1～3mm的高频振动筛，筛上产品返回高压辊磨机再处理，最终得到1～3mm粒度以下的矿石，‑0.074mm粒度占比不高于15wt％；将所述1～3mm粒度以下的矿石进行筛分，得到五种粒级矿石。 [0017] 优选地，所述+0.3～‑0.5mm粒级矿石、+0.15～‑0.3mm粒级矿石和+0.074～‑0.15mm粒级矿石进行摇床重选所得摇床精矿的产率独立为20～60wt％。 [0018] 优选地，所述脱泥‑离心重选处理包括：将所述‑0.074mm粒级矿石进行脱泥处理，分离出‑0.02mm粒度矿泥和+0.02～‑0.074mm粒度矿砂；将所述+0.02～‑0.074mm粒度矿砂进行离心重选，得到离心精矿；将所述‑0.02mm粒度矿泥和离心精矿合并，得到矿泥精矿。 [0019] 优选地，所述离心重选的药剂包括水玻璃或六偏磷酸钠。 [0020] 优选地，所述重介质分选精矿和摇床精矿进行磨矿后再进行浮选。 [0021] 优选地，所述浮选后还得到浮选粗尾矿，所述浮选后还包括：将所述浮选粗尾矿进行扫选，得到扫选精矿；所述扫选精矿返回进行浮选。 [0023] 优选地，所述精选包括依次进行的第一精选和再精选；所述再精选的次数为1次以上；所述再精选的精选对象为上一次精选所得的精矿。 [0024] 本发明提供了一种稀有稀土多金属矿的预先抛尾混合浮选方法，本发明通过将破碎的矿石进行粒度分级，借助重介质旋流器分选、摇床重选和脱泥‑离心重选相结合的手段，合理设计不同粒级矿石的预先抛尾工艺，实现在粗粒条件下原矿的抛尾和预富集；然后进行浮选，获得高品位的混合精矿。本发明提供的方法能够实现稀有稀土多金属矿中主要有用矿物集合体和脉石矿物之间高效分离，同时显著降低进入磨矿和浮选工艺的矿石量，节约浮选药剂、设备能耗等成本，避免耐磨脉石矿物存在时导致的过磨现象，提高回收率，为提升稀有稀土多金属矿的经济效益，促进该类矿床绿色、高效开发提供技术支撑。附图说明 [0025] 图1为本发明提供的稀有稀土多金属矿的预先抛尾混合浮选方法流程图。 具体实施方式[0026] 本发明提供了一种稀有稀土多金属矿的预先抛尾混合浮选方法，包括以下步骤： [0027] 将原矿进行破碎筛分，得到五种粒级矿石；所述五种粒级矿石为+0.5mm粒级矿石、+0.3～‑0.5mm粒级矿石、+0.15～‑0.3mm粒级矿石、+0.074～‑0.15mm粒级矿石和‑0.074mm粒级矿石； [0028] 将所述+0.5mm粒级矿石进行重介质旋流器分选，得到重介质分选精矿； [0029] 将所述+0.3～‑0.5mm粒级矿石、+0.15～‑0.3mm粒级矿石和+0.074～‑0.15mm粒级矿石分别进行摇床重选，得到摇床精矿； [0030] 将所述‑0.074mm粒级矿石进行脱泥‑离心重选处理，得到矿泥精矿； [0031] 将所述重介质分选精矿、摇床精矿和矿泥精矿进行浮选，得到浮选粗精矿； [0032] 将所述浮选粗精矿进行精选，得到混合精矿。 [0033] 图1为本发明提供的稀有稀土多金属矿的预先抛尾混合浮选方法流程图，下面结合图1对本发明提供的稀有稀土多金属矿的预先抛尾混合浮选方法进行详细说明。 [0034] 本发明将原矿进行破碎筛分，得到五种粒级矿石。在本发明中，所述原矿优选来源于碱性花岗岩型稀有稀土矿床。本发明针对碱性花岗岩型稀有稀土矿床的原矿直接碎磨‑分选时存在矿石处理量大、磨矿和选矿成本高、有价金属回收率低等问题，结合碱性花岗岩型矿石中矿物种类和连生情况、元素赋存形式等特征，以获得高回收率混合精矿的同时实现矿石高效预先抛尾为目的，针对性地设计选矿技术路线，研发一种适用于碱性花岗岩型稀有稀土矿的浮选工艺，提高该类资源选矿的技术指标和经济性。 [0035] 在本发明中，所述破碎筛分优选包括：将原矿破碎至10mm以下，然后采用高压辊磨机和高频振动筛组成闭路系统，将‑10mm粒度的矿石经高压辊磨机碎磨后，通过筛孔为1～3mm的高频振动筛，筛上产品返回高压辊磨机再处理，最终得到1～3mm粒度以下的矿石，‑ 0.074mm粒度占比不高于15wt％；将所述1～3mm粒度以下的矿石进行筛分，得到五种粒级矿石。在本发明中，所述高频振动筛的筛孔更优选为1.25～2.5mm。 [0036] 在本发明中，所述破碎优选采用颚式破碎机进行破碎。在本发明中，所述筛分优选采用高频振动筛分。 [0037] 本发明通过闭路破碎，实现有用矿物(集合体)和脉石矿物间的选择性解离，同时减少目的矿物的泥化。 [0038] 在本发明中，所述五种粒级矿石为+0.5mm粒级矿石、+0.3～‑0.5mm粒级矿石、+0.15～‑0.3mm粒级矿石、+0.074～‑0.15mm粒级矿石和‑0.074mm粒级矿石。在本发明中，以“+0.3～‑0.5mm”为例，“+”表示大于等于；“‑”表示小于。本发明的粒度表示方法均采用该规则，不再一一赘述。 [0039] 得到五种粒级矿石后，本发明将所述+0.5mm粒级矿石进行重介质旋流器分选，得到重介质分选精矿。在本发明中，所述重介质旋流器分选优选包括：将所述+0.5mm粒级矿石和重介质悬浮液混合，得到+0.5mm粒级矿石矿浆；将所述+0.5mm粒级矿石矿浆加入重介质旋流器中进行分选，得到轻组分矿浆和重组分矿浆；将所述轻组分矿浆和重组分矿浆进行筛分，得到+0.5mm粒度的轻组分旋流尾矿和重介质分选精矿。在本发明中，所述重介质悬浮液的制备方法优选为：将硅铁粉与水混合，得到重介质悬浮液；所述重介质悬浮液的密度优3 3 选为1.8～2.1g/cm ，更优选为1.9～1.95g/cm。在本发明中，所述+0.5mm粒级矿石矿浆的浓度优选为≤30wt％，更优选为10～15wt％。在本发明中，所述重介质旋流器优选为中国专利CN202020302112.3中所述的重介质旋流器。在本发明中，所述重介质旋流器分选时的给矿压力优选为0.1～0.16MPa，更优选为0.12～0.15MPa。本发明优选从重介质旋流器的溢流口得到轻组分矿浆，从重介质旋流器底部的沉砂口得到重组分矿浆。在本发明中，所述轻组分矿浆和重组分矿浆进行筛分时采用的筛网孔径优选小于0.5mm，更优选为0.3mm，有利于提高筛分效率。在本发明中，所述筛分优选采用高频振动筛筛分。在本发明中，所述筛分优选还得到筛下物；所述筛下物为重介质悬浮液，经沉降浓密后返回循环使用。 [0040] 本发明将所述+0.3～‑0.5mm粒级矿石、+0.15～‑0.3mm粒级矿石和+0.074～‑0.15mm粒级矿石分别进行摇床重选，得到摇床精矿。在本发明中，所述摇床重选优选包括： 将所述+0.3～‑0.5mm粒级矿石、+0.15～‑0.3mm粒级矿石和+0.074～‑0.15mm粒级矿石分别加水得到+0.3～‑0.5mm粒级矿石矿浆、+0.15～‑0.3mm粒级矿石矿浆和+0.074～‑0.15mm粒级矿石矿浆；将所述+0.3～‑0.5mm粒级矿石矿浆、+0.15～‑0.3mm粒级矿石矿浆和+0.074～‑0.15mm粒级矿石矿浆分别进行摇床重选，得到摇床精矿。在本发明中，所述+0.3～‑ 0.5mm粒级矿石矿浆、+0.15～‑0.3mm粒级矿石矿浆和+0.074～‑0.15mm粒级矿石矿浆的浓度优选为5～30wt％，更优选为15～25wt％。在本发明中，所述+0.3～‑0.5mm粒级矿石、+ 0.15～‑0.3mm粒级矿石和+0.074～‑0.15mm粒级矿石进行摇床重选所得摇床精矿的产率独立优选为15～60wt％，更优选为20～50wt％，进一步优选为25～30wt％。 [0041] 在本发明中，所述摇床重选后优选还得到摇床尾矿。 [0042] 本发明将所述‑0.074mm粒级矿石进行脱泥‑离心重选处理，得到矿泥精矿。在本发明中，所述脱泥‑离心重选处理优选包括：将所述‑0.074mm粒级矿石进行脱泥处理，分离出‑0.02mm粒度矿泥和+0.02～‑0.074mm粒度矿砂；将所述+0.02～‑0.074mm粒度矿砂进行离心重选，得到离心精矿；将所述‑0.02mm粒度矿泥和离心精矿合并，得到矿泥精矿。在本发明中，所述脱泥处理优选采用分级水力旋流器进行，更优选为FXΦ20超细分级水力旋流器。在本发明中，所述脱泥处理时的给矿压力优选为0.08～0.15MPa，更优选为0.09～0.12MPa。 [0043] 在本发明中，所述离心重选优选包括：将所述+0.02～‑0.074mm粒度矿砂和水混合，得到+0.02～‑0.074mm粒度矿砂矿浆；再将所述+0.02～‑0.074mm粒度矿砂矿浆进行离心重选，得到离心精矿。在本发明中，所述+0.02～‑0.074mm粒度矿砂矿浆的浓度优选为5～40wt％，更优选为20～30wt％。在本发明中，所述离心重选的药剂优选包括水玻璃或六偏磷酸钠。在本发明中，所述水玻璃或六偏磷酸钠作为分散剂。在本发明中，所述药剂相对于+ 0.02～‑0.074mm粒度矿砂的添加量优选为500～3000g/t。在本发明中，所述离心重选优选在尼尔森离心选矿机中进行；所述离心重选条件包括：离心强度优选为40～80G，更优选为 50～70G；给矿速度优选为0.1～2kg/min，更优选为1.0～1.6kg/min；反向冲洗水压优选为 0.03～0.05MPa，更优选为0.04MPa；流态化水量优选为1～4kg/min，更优选为1.2～3kg/min。 [0044] 在本发明中，所述离心重选后优选还得到离心尾矿。 [0045] 得到重介质分选精矿、摇床精矿和矿泥精矿后，本发明将所述重介质分选精矿、摇床精矿和矿泥精矿进行浮选，得到浮选粗精矿。在本发明中，所述重介质分选精矿和摇床精矿优选进行磨矿后再进行浮选。在本发明中，所述磨矿优选包括：将所述重介质分选精矿、摇床精矿和水混合，得到重选粗精矿矿浆；将所述重选粗精矿矿浆进行磨矿，得到磨矿粉精矿。在本发明中，所述重选粗精矿矿浆的浓度优选为20～50wt％，更优选为25～40wt％；所述磨矿优选在立式球磨机中进行；所述磨矿粉精矿中‑0.074mm粒度占比90wt％以上。 [0046] 本发明优选将所述磨矿粉精矿和矿泥精矿进行浮选，得到浮选粗精矿。在本发明中，所述浮选优选包括：将所述磨矿粉精矿和矿泥精矿合并后进行调浆，得到混合浮选原矿矿浆；将所述混合浮选原矿矿浆进行浮选，得到浮选粗精矿。在本发明中，所述混合浮选原矿矿浆的浓度优选为10～40wt％，更优选为25～30wt％；所述混合浮选原矿矿浆的温度优选为25～55℃，更优选为40～50℃。 [0047] 在本发明中，所述浮选的药剂优选包括主捕收剂和副捕收剂。在本发明中，所述主捕收剂优选包括RA935、氧化石蜡皂和对叔丁基苯甲羟肟酸。在本发明中，所述RA935、氧化石蜡皂和对叔丁基苯甲羟肟酸的质量比优选为40～50：30～40：10～20，更优选为42～45：35～38：12～20。在本发明中，RA935和氧化石蜡皂对碱性花岗岩中广泛存在的氟碳铈矿、稀土硅酸盐矿物具有较强的捕收作用，对叔丁基苯甲羟肟酸对以独居石为代表的稀土磷酸盐矿物、铌铁类矿物具有较强的捕收能力，三者的复配并非简单的混合，其作用是：在高浓度的溶液体系下促进不同捕收剂分子之间的非极性基团互相吸附结合，起到增益的效果，得到的主捕收剂对稀土矿物、铌铁矿物及其集合体有良好的捕收能力。 [0048] 在本发明中，所述主捕收剂优选还包括乳化剂和氢氧化钠水溶液。在本发明中，所述乳化剂优选为三乙醇胺；所述乳化剂的质量优选为RA935、氧化石蜡皂和对叔丁基苯甲羟肟酸总质量的5～30％，更优选为8～10％。在本发明中，所述氢氧化钠水溶液的浓度优选为0.1～5wt％，更优选为1～3wt％。在本发明中，所述主捕收剂中RA935、氧化石蜡皂和对叔丁基苯甲羟肟酸的总质量含量优选为0.1～20wt％，更优选为1～10wt％。在本发明中，所述氢氧化钠水溶液能够将脂肪酸类药剂RA935和对叔丁基苯甲羟肟酸皂化，通过皂化反应得到均一溶液，同时得到游离的有机酸根离子，具有分散作用。在本发明中，乳化剂的加入可以有效提高主捕收剂的分散能力。 [0049] 在本发明中，所述主捕收剂相对于所述磨矿粉精矿和矿泥精矿总质量的添加量优选为10～1500g/t，更优选为400～600g/t。在本发明中，稀土、铌等矿物能够充分与捕收剂作用，增强矿物表面的疏水性而易于上浮。 [0050] 在本发明中，所述副捕收剂优选包括十二烷基胺基双次甲基膦酸溶液。在本发明中，所述十二烷基胺基双次甲基膦酸溶液的制备方法优选包括：将十二烷基胺基双次甲基膦酸和NaOH水溶液混合，得到十二烷基胺基双次甲基膦酸溶液。本发明通过加入NaOH水溶液，得到含有机磷酸根离子的捕收剂溶液，起到分散作用。在本发明中，所述NaOH水溶液的浓度优选为0.5～1wt％。在本发明中，所述十二烷基胺基双次甲基膦酸溶液中十二烷基胺基双次甲基膦酸的浓度优选为0.1～10wt％，更优选为1～5wt％。在本发明中，副捕收剂可以提高对锆石等其他硅酸盐矿物的捕收能力，同时对稀土、Ta、Nb等高价元素有一定的捕收能力。 [0051] 在本发明中，所述副捕收剂相对于所述磨矿粉精矿和矿泥精矿总质量的添加量优选为0～300g/t，更优选为120～200g/t。在本发明中，副捕收剂与有用矿物充分反应，主、副捕收剂共同在目的矿物上吸附。 [0052] 在本发明中，所述浮选的药剂优选还包括沉淀剂、分散剂和pH调节剂；所述沉淀剂优选包括Na2CO3或NaHCO3；所述沉淀剂相对于所述磨矿粉精矿和矿泥精矿总质量的添加量2‑ 优选为200～2000g/t，更优选为800～1200g/t。在本发明中，所述沉淀剂溶解后产生的CO3 2+ 2+ 与矿浆内的Ca 、Mg 等难免有害离子结合，消除对目的矿物浮选的干扰。 [0053] 在本发明中，所述分散剂优选包括水玻璃或六偏磷酸钠。在本发明中，所述分散剂相对于所述磨矿粉精矿和矿泥精矿总质量的添加量优选为500～2000g/t，更优选为1200～1600g/t。在本发明中，所述分散剂起到细泥颗粒分散剂兼脉石矿物抑制剂的作用。 [0054] 在本发明中，所述pH调节剂优选包括H2SO4溶液或NaOH溶液。本发明采用pH调节剂调节所述混合浮选原矿矿浆的pH值为8.0～9.5，更优选为8.8～9.1。 [0055] 在本发明中，所述浮选的方法优选包括：在所述混合浮选原矿矿浆中依次加入调整剂、分散剂、pH调节剂、主捕收剂和副捕收剂，进行浮选。在本发明中，加入所述调整剂后优选搅拌体系1～10min；加入所述分散剂后优选搅拌体系1～10min；加入所述pH调节剂后调整体系的pH值为8.0～9.5；加入主捕收剂后优选搅拌体系1～10min；加入所述副捕收剂后优选搅拌体系1～10min。 [0057] 在本发明中，所述浮选后优选还得到浮选粗尾矿，所述浮选后优选还包括：将所述浮选粗尾矿进行扫选，得到扫选精矿；所述扫选精矿返回进行浮选。在本发明中，所述扫选的药剂优选包括主捕收剂和副捕收剂；所述主捕收剂和副捕收剂的组成与前文所述浮选药剂相同，这里不再赘述。在本发明中，进行所述扫选时，所述主捕收剂相对于浮选粗尾矿的加入量优选为0～300g/t，更优选为200～250g/t；所述副捕收剂相对于浮选粗尾矿的加入量优选为0～150g/t，更优选为50～100g/t。 [0058] 在本发明中，所述扫选优选包括：在所述浮选粗尾矿中加入主捕收剂，搅拌1～10min；加入副捕收剂，搅拌1～10min；充气扫选1～10min，得到扫选精矿。 [0059] 在本发明中，所述扫选后优选还得到浮选尾矿。 [0060] 得到浮选粗精矿后，本发明将所述浮选粗精矿进行精选，得到混合精矿。在本发明中，所述精选优选包括依次进行的第一精选和再精选；所述再精选的次数优选为1次以上；所述再精选的精选对象为上一次精选所得的精矿。在本发明中，所述精选的药剂优选为水玻璃；所述水玻璃相对于浮选粗精矿的加入量优选为0～300g/t，更优选为50～200g/t。在本发明的具体实施例中，将所述浮选粗精矿倒入浮选机，添加水玻璃，搅拌1～10min，然后充气浮选1～10min，完成第一精选；第一精选的精矿倒入浮选机，搅拌0～5min后充气浮选1～10min，完成第二精选，得到混合精矿。 [0061] 在本发明中，所述第一精选的尾矿返回进行浮选；所述再精选的尾矿返回进行上一次精选。 [0062] 在本发明中，所述+0.5mm粒度的轻组分旋流尾矿、摇床尾矿、离心尾矿和浮选尾矿合并，得到总尾矿。 [0063] 本发明针对碱性花岗岩型稀有稀土矿的原矿直接碎磨‑分选时磨矿、选矿成本高等问题，结合矿石中主要的脉石矿物与有用矿物比重差异大、品位低的特征，研发了一种适用于碱性花岗岩型稀有稀土矿粗粒抛尾的选矿工艺。作为优选，本发明以获得高回收率、高品位的混合精矿为目标，采用“粗磨抛尾、细磨浮选”的技术方案，将原矿初步破碎后，采用高压辊磨机细碎至1～3mm以下，高压辊磨机的层间挤压粉碎的方式缓解了氟碳铈矿、兴安石等目的矿物的泥化现象，细碎的矿石通过振动筛、旋流器将矿石分为多个粒度，不同粒级矿石分别开展重介质旋流器分选、摇床分选和离心选矿：+0.5mm粒级矿石在重介质旋流器的高强度分选力场下轻重矿粒快速分离，0.074～0.5mm粒级矿石分级进行摇床精细分选，0.02～0.074mm粒级矿石通过“离心+重力”的复合力场强化不同比重矿粒的分选速度和效果。通过预先抛尾可以在混合浮选前抛弃53.76％的脉石矿物，对得到的重选粗精矿粗粒度(0.074mm以上)进一步细磨解离，与重选粗精矿细粒度合并后混合浮选，获得稀土氧化物(REO)、ZrO2、Nb2O5和U的混合精矿。在本发明的具体实施例中，所述REO、ZrO2、Nb2O5和U的品位分别为17.065～18.122％、24.36～48.90％、6.21～7.73％、0.259～0.753％，回收率分别为77.71～81.59％、70.20～83.77％、75.99～79.87％、72.66～82.86％。 [0064] 本发明在粗粒碎磨条件下预先抛尾，得到高回收率的粗精矿，再选择性解离后浮选深度分离有用矿物集合体和脉石矿物，获得高品位的混合精矿。本发明具有显著降低矿石入磨量和避免过磨、节约磨矿和浮选成本等优势。该技术可以为提升碱性花岗岩型稀有稀土矿的经济效益，促进该类矿床绿色、高效开发提供技术支撑。 [0065] 下面将结合本发明中的实施例，对本发明中的技术方案进行清楚、完整地描述。显然，所描述的实施例仅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。 [0066] 实施例1 [0067] 内蒙古巴尔哲铀稀土多金属矿(801矿)是一座典型的碱性花岗岩型稀有稀土矿床，矿床浅部矿石(0～50m)中主要有价元素REO、U、Nb、Zr的品位为0.995％、0.016％、0.37％、3.02％，主要的矿石矿物为兴安石、氟碳铈矿、独居石、锌日光榴石、铌铁矿、锆石、钛铁矿等；脉石矿物为石英、钠长石、钾长石、钠铁闪石、方解石等。有用矿物常呈细粒状(0.002～0.050mm)嵌布在粗粒(0.1～5mm)的脉石矿物之间，由于成矿时的钠长石化、硅化、霓石化等热液交代蚀变现象严重，并且遭受了长期的风化作用，矿石的硬度低、细磨过程中易泥化。 [0068] 分别取上述若干份重20kg的碱性花岗岩型稀有稀土矿石，在图1所示的工艺流程下开展试验。 [0069] (1)矿石碎磨：首先将原矿通过颚式破碎机破碎至10mm以下，然后将‑10mm的矿石经高压辊磨机碎磨后，通过筛孔为1.25mm的高频振动筛，筛上产品返回高压辊磨机再处理，最终得到‑1.25mm的矿石，‑0.074mm粒度占比13wt％。 [0070] (2)矿石粒度分级：将碎磨后的矿石利用高频振动筛分，分别得到+0.5mm、+0.3～‑0.5mm、+0.15～‑0.3mm、+0.074～‑0.15mm、‑0.074mm五种粒度。 [0071] (3)细粒级矿石脱泥： [0072] 采用FXΦ20超细分级水力旋流器，在给矿压力0.1MPa的条件下对‑0.074mm粒级矿石做脱泥处理，分离出‑0.02mm粒度矿泥和+0.02～‑0.074mm粒度的矿砂。 [0073] (4)+0.5mm粒级矿石重介质旋流器分选 [0074] 重介质悬浮液配制：将硅铁粉与水混合并在搅拌槽内快速搅拌至悬浮，得到密度为1.90的悬浮液。 [0075] 分选矿浆的配制：将矿石加入上述重介质悬浮液中，得到矿石浓度15wt％左右的矿浆。 [0076] 重介质旋流器分选：将上述矿浆通过砂泵添加入FXΦ250重介质旋流器中，调整给矿压力为0.12MPa，待运转平稳后，从重介质旋流器溢流口得到轻组分矿浆，从重介质旋流器底部的沉砂口得到重组分矿浆。 [0077] 脱介筛分：将上述轻组分矿浆和重组分矿浆分别利用孔径为0.3mm的高频振动筛筛分，筛上物即为+0.5mm粒度的轻组分旋流尾矿和重介质分选精矿，筛下物为重介质悬浮液，经沉降浓密后返回循环使用。 [0078] 所述+0.5mm粒度的轻组分旋流尾矿的放射性经检验合格，可以用于建筑用砂；重介质分选精矿为抛尾粗精矿，可通过进一步细磨分选获得高品位精矿。 [0079] (5)+0.074～‑0.5mm粒级矿石摇床重选： [0080] 将+0.3～‑0.5mm粒级矿石加水得到浓度为20wt％的矿浆，搅拌均匀后倒入摇床给矿端，调节床面倾角和水流量，得到摇床精矿和摇床尾矿，控制精矿产率为50wt％。 [0081] 将+0.15～‑0.3mm粒级矿石加水得到25％质量浓度的矿浆，搅拌均匀后倒入摇床给矿端，调节床面倾角和水流量，得到摇床精矿和摇床尾矿，控制精矿产率为40wt％。 [0082] 将+0.074～‑0.15mm粒级矿石加水得到20％质量浓度的矿浆，搅拌均匀后倒入摇床给矿端，调节床面倾角和水流量，得到摇床精矿和摇床尾矿，控制精矿产率为25wt％。 [0083] (6)+0.02～‑0.074mm粒级矿石离心重选： [0084] 将步骤(3)中得到的+0.02～‑0.074mm粒度的矿砂与适量水混合，得到浓度20wt％的矿浆，添加1000g/t的水玻璃作为分散剂，将矿浆均匀给入尼尔森离心选矿机的给矿漏斗，调整离心强度为60G，给矿速度为1.2kg/min，反向冲洗水压为0.04MPa，流态化水量为1.5kg/min，得到离心精矿和离心尾矿。 [0085] (7)产品合并：将步骤(4)、(5)中的所有精矿合并，得到重选粗精矿，将步骤(6)中的离心精矿和步骤(3)中的‑0.02mm粒度矿泥合并，得到矿泥精矿，将步骤(4)、(5)、(6)中为尾矿合并，得到重选尾矿。 [0086] (8)重选粗精矿再磨：将上一步骤中的重选粗精矿加水调成浓度25wt％的矿浆，采用立式球磨机再磨至‑0.074mm粒度占比90wt％，得到磨矿粉精矿。 [0087] (9)混合浮选调浆：将步骤(8)所述磨矿粉精矿和步骤(7)中的矿泥精矿合并得到混合浮选原矿，混合浮选原矿的矿石粒度为‑0.074mm占比95wt％，加水调节矿浆浓度至30wt％，置于浮选机内搅拌均匀，调节矿浆温度至50℃。 [0088] (10)主捕收剂配制： [0089] ①将RA935、氧化石蜡皂、对叔丁基苯甲羟肟酸按质量份数45：35：20的比例混合，得到主料。 [0090] ②向所述主料中添加乳化剂三乙醇胺，质量为主料的10％，然后继续添加1wt％的NaOH水溶液，得到主料含量5wt％的主捕收剂。 [0091] (11)副捕收剂配制：将十二烷基胺基双次甲基膦酸用1wt％的NaOH水溶液溶解，得到浓度为5wt％的副捕收剂。 [0092] (12)添加调整剂： [0093] 向所述混合浮选原矿矿浆中添加Na2CO3，总量相对于混合浮选原矿为1000g/t，搅拌2min。 [0094] 在上一步后向矿浆内添加水玻璃，用量相对于混合浮选原矿为1600g/t，搅拌2min。 [0095] 在上一步后用H2SO4溶液和NaOH溶液调整矿浆pH为8.8。 [0096] (13)添加主捕收剂：加入步骤(10)中的主捕收剂，相对于混合浮选原矿用量为400g/t，搅拌3min，使稀土、铌、锆等矿物充分与捕收剂作用。 [0097] (14)添加副捕收剂：加入步骤(11)中的副捕收剂，相对于混合浮选原矿用量为200g/t，搅拌3min，使副捕收剂与有用矿物充分反应，主副捕收剂共同在目的矿物上吸附。 [0099] (16)扫选有用矿物：浮选粗尾矿加入步骤(10)中的主捕收剂，用量200g/t，搅拌3min；加入步骤(11)中的副捕收剂100g/t，搅拌3min；充气扫选4min，得到扫选精矿和浮选尾矿，扫选精矿返回浮选流程。 [0100] (17)精选有用矿物：将步骤(15)中得到浮选粗精矿倒入浮选机，添加水玻璃200g/t，搅拌2min，然后充气浮选4min，完成第一精选；第一精选的尾矿返回浮选流程，第一精选的精矿倒入浮选机，搅拌1min后充气浮选4min，完成第二精选，第二精选的尾矿返回第一精选流程。 [0101] (18)产品处理：上一步骤中第二精选的精矿为最终的混合精矿，步骤(7)中的重选尾矿和步骤(16)中的浮选尾矿合并，得到总尾矿。 [0102] 实施例1试验结果见表1。 [0103] 表1实施例1的试验结果 [0104] [0105] 对比例1 [0106] 取实施例1中若干份重20kg的内蒙古巴尔哲碱性花岗岩型稀有稀土矿石，与实施例1对比原矿直接混合浮选的效果差异。 [0107] (1)将原矿采用颚式破碎机破碎至10mm以下，然后将‑10mm的矿石经高压辊磨机碎磨后，通过筛孔为1.25mm的高频振动筛，筛上产品返回高压辊磨机再处理，最终得到‑1.25mm的矿石。 [0108] (2)将上述矿石不经粒度分级，直接采用立式球磨机再磨至细度与实施例1中(9)的混合浮选原矿相同，即‑0.074mm粒度占比95wt％。加水调节矿浆浓度至30wt％，置于浮选机内搅拌均匀，调节矿浆温度至50℃。 [0109] 其余条件与实施例1中(10)～(17)相同，得到浮选混合精矿和总尾矿，对比例1试验结果见表2。 [0110] 表2对比例1的试验结果 [0111] [0112] 实施例2 [0113] 内蒙古巴尔哲铀稀土多金属矿(801矿)是一座典型的碱性花岗岩型稀有稀土矿床，矿床深部矿石(50～100m)中主要有价元素REO、U、Nb、Zr的平均品位为0.762％、0.013％、0.28％、2.95％，主要的矿石矿物为兴安石、氟碳铈矿、独居石、锌日光榴石、铌铁矿、锆石、钛铁矿等；脉石矿物为石英、钠长石、钾长石、钠铁闪石、方解石等。有用矿物常呈细粒状(0.002～0.050mm)嵌布在粗粒(0.1～5mm)的脉石矿物之间，矿石风化程度较弱，但是由于成矿时的钠长石化、硅化、霓石化等热液交代蚀变现象严重，矿石的硬度较低、有用矿物易过磨泥化。 [0114] 分别取上述若干份重20kg的碱性花岗岩型稀有稀土矿石，在图1所示的工艺流程下开展试验。 [0115] (1)矿石碎磨：首先将原矿通过颚式破碎机破碎至10mm以下，然后将‑10mm的矿石经高压辊磨机碎磨后，通过筛孔为2.0mm的高频振动筛，筛上产品返回高压辊磨机再处理，最终得到‑2.0mm的矿石，‑0.074mm粒度占比9wt％。 [0116] (2)矿石粒度分级：将碎磨后的矿石利用高频振动筛分，分别得到+0.5mm、+0.3～‑0.5mm、+0.15～‑0.3mm、+0.074～‑0.15mm、‑0.074mm五种粒度。 [0117] (3)细粒级矿石脱泥： [0118] 采用FXΦ20超细分级水力旋流器，在给矿压力0.12MPa的条件下对‑0.074mm粒级矿石做脱泥处理，分离出‑0.02mm粒度矿泥和+0.02～‑0.074mm粒度的矿砂。 [0119] (4)+0.5mm粒级矿石重介质旋流器分选 [0120] 重介质悬浮液配制：将硅铁粉与水混合并在搅拌槽内快速搅拌至悬浮，得到密度为1.95的悬浮液。 [0121] 分选矿浆的配制：将矿石加入上述重介质悬浮液中，得到浓度10wt％左右的矿浆。 [0122] 重介质旋流器分选：将上述矿浆通过砂泵添加入FXΦ250重介质旋流器中，调整给矿压力为0.14MPa，待运转平稳后，从重介质旋流器溢流口得到轻组分矿浆，从重介质旋流器底部的沉砂口得到重组分矿浆。 [0123] 脱介筛分：将上述轻组分矿浆和重组分矿浆分别利用孔径为0.3mm的高频振动筛筛分，筛上物即为+0.5mm粒度的轻组分旋流尾矿和重介质分选精矿，筛下物为重介质悬浮液，经沉降浓密后返回循环使用。 [0124] 所述+0.5mm粒度的轻组分旋流尾矿的放射性经检验合格，可以用于建筑用砂；重介质分选精矿为抛尾粗精矿，可通过进一步细磨分选获得高品位精矿。 [0125] (5)+0.074～‑0.5mm粒级矿石摇床重选： [0126] 将+0.3～‑0.5mm粒级矿石加水得到浓度15wt％的矿浆，搅拌均匀后分别倒入摇床给矿端，调节床面倾角和水流量，得到摇床精矿和摇床尾矿，控制精矿产率为25wt％。 [0127] 将+0.15～‑0.3mm粒级矿石加水得到浓度25wt％的矿浆，搅拌均匀后倒入摇床给矿端，调节床面倾角和水流量，得到摇床精矿和摇床尾矿，控制精矿产率为23wt％。 [0128] 将+0.074～‑0.15mm粒级矿石加水得到浓度20wt％的矿浆，搅拌均匀后倒入摇床给矿端，调节床面倾角和水流量，得到摇床精矿和摇床尾矿，控制精矿产率为20wt％。 [0129] (6)+0.02～‑0.074mm粒级矿石离心重选： [0130] 将步骤(3)中得到的+0.02～‑0.074mm粒度的矿砂与适量水混合，得到浓度30wt％的矿浆，添加1500g/t的六偏磷酸钠作为分散剂，将矿浆均匀给入尼尔森离心选矿机的给矿漏斗，调整离心强度为50G，给矿速度为1.0kg/min，反向冲洗水压为0.03MPa，流态化水量为1.2kg/min，得到离心精矿和离心尾矿。 [0131] (7)产品合并：将步骤(4)、(5)中的所有精矿合并，得到重选粗精矿，将步骤(6)中的离心精矿和步骤(3)中的‑0.02mm粒度矿泥合并，得到矿泥精矿，将步骤(4)、(5)、(6)中为尾矿合并，得到重选尾矿。 [0132] (8)重选粗精矿再磨：将上一步骤中的重选粗精矿加水调成浓度为30wt％的矿浆，采用立式球磨机再磨至‑0.074mm粒度占比92wt％，得到磨矿粉精矿。 [0133] (9)混合浮选调浆：将步骤(8)所述磨矿粉精矿和步骤(7)中的矿泥精矿合并得到混合浮选原矿，混合浮选原矿的矿石粒度为‑0.074mm占比98wt％，调节矿浆浓度至25wt％，置于浮选机内搅拌均匀，调节矿浆温度至40℃。 [0134] (10)主捕收剂配制： [0135] ①将RA935、氧化石蜡皂、对叔丁基苯甲羟肟酸按质量份数50:38:12的比例混合，得到主料。 [0136] ②向所述主料中添加乳化剂三乙醇胺，质量为主料的5％，然后继续添加2wt％的NaOH水溶液，得到主料含量1wt％的主捕收剂。 [0137] (11)副捕收剂配制：将十二烷基胺基双次甲基膦酸用1wt％的NaOH水溶液溶解，得到浓度为1wt％的副捕收剂。 [0138] (12)添加调整剂： [0139] 向所述混合浮选原矿矿浆中添加Na2CO3，总量相对于混合浮选原矿为800g/t，搅拌2min。 [0140] 在上一步后向矿浆内添加六偏磷酸钠，用量相对于混合浮选原矿为1200g/t，搅拌2min。 [0141] 在上一步后用H2SO4溶液和NaOH溶液调整矿浆pH为8.9。 [0142] (13)添加主捕收剂：在上一步骤后加入步骤(10)中的主捕收剂，相对于混合浮选原矿用量为600g/t，搅拌3min。 [0143] (14)添加副捕收剂：在上一步骤后加入副捕收剂，相对于混合浮选原矿用量为200g/t，搅拌3min。 [0144] (15)浮选有用矿物：打开进气阀门，浮选槽内产生大量气泡，漂浮到矿浆表面后将泡沫刮出，浮选5min，得到浮选粗精矿和浮选粗尾矿。 [0145] (16)扫选有用矿物：浮选粗尾矿加入步骤(10)中的主捕收剂，用量300g/t，搅拌3min；加入步骤(11)中的副捕收剂50g/t，搅拌3min；充气扫选4min，得到扫选精矿和浮选尾矿，扫选精矿返回浮选流程。 [0146] (17)精选有用矿物：将步骤(15)中得到浮选粗精矿倒入浮选机，添加水玻璃300g/t，搅拌2min，然后充气浮选4min，完成第一精选；第一精选的尾矿返回浮选流程，第一精选的精矿倒入浮选机，搅拌2min后充气浮选4min，完成第二精选，第二精选的尾矿返回第一精选流程。 [0147] (18)产品处理：上一步骤中第二精选的精矿为最终的混合精矿，步骤(7)中的重选尾矿和步骤(16)中的浮选尾矿合并，得到总尾矿。 [0148] 实施例2试验结果见表3。 [0149] 表3实施例2的试验结果 [0150] [0151] 实施例3 [0152] 新疆拜城波孜果尔超大型REE‑Nb‑Ta‑Zr矿床为超大型的碱性花岗岩型稀有稀土矿床，矿床中主要有价元素为REO(0.124％)、Nb(0.056％)、Ta(0.005％)、Zr(0.16％)，矿石呈稀疏浸染状构造，偶见有细脉浸染状构造。矿石矿物(3～4％)以烧绿石为主，次为锆石、独居石、磷钇矿、钍石、硅钙钍石、硅钙锆石等，脉石矿物(97～96％)以钠长石、微斜长石、石英为主，少量霓石、钠闪石和微量的钛铁矿、磁铁矿、磷灰石等。 [0153] 分别取若干份重40kg的碱性花岗岩型稀有稀土矿石，在图1所示的工艺流程下开展试验。 [0154] (1)矿石碎磨：首先将块状原矿通过颚式破碎机破碎至10mm以下，然后采用高压辊磨机和高频振动筛组成闭路系统，将‑10mm的矿石经高压辊磨机碎磨后，通过筛孔为2.5mm的高频振动筛，筛上产品返回高压辊磨机再处理，最终得到2.5mm以下的矿石，‑0.074mm粒度占比10wt％，通过闭路磨矿，实现有用矿物(集合体)和脉石矿物间选择性解离的同时减少泥化。 [0155] (2)矿石粒度分级：将碎磨后的矿石利用高频振动筛分，分别得到+0.5mm、+0.3～‑0.5mm、+0.15～‑0.3mm、+0.074～‑0.15mm、‑0.074mm五种粒度。 [0156] (3)细粒级矿石脱泥： [0157] 采用FXΦ20超细分级水力旋流器，在给矿压力0.09MPa的条件下对‑0.074mm粒级矿石做脱泥处理，得到‑0.02mm粒度矿泥和0.02～0.074mm粒度的矿砂。 [0158] (4)+0.5mm粒级矿石重介质旋流器分选 [0159] 重介质悬浮液配制：将硅铁粉与水混合并在搅拌槽内快速搅拌至悬浮，得到密度为1.95的悬浮液； [0160] 分选矿浆的配制：将矿石加入上述重介质悬浮液中，得到浓度10wt％左右的矿浆。 [0161] 重介质旋流器分选：将上述矿浆通过砂泵给入FXΦ250重介质旋流器中，调整给矿压力为0.15MPa，待运转平稳后，从重介质旋流器溢流口得到轻组分矿浆，从重介质旋流器底部的沉砂口得到重组分矿浆。 [0162] 脱介筛分：分别将上述轻组分矿浆和重组分矿浆通过孔径为0.3mm的高频振动筛筛分，筛上物即为+0.5mm粒度的轻组分旋流尾矿和重介质分选精矿，筛下物为重介质悬浮液，经沉降浓密后返回循环使用。 [0163] (5)+0.074～‑0.5mm粒级矿石摇床重选： [0164] 将+0.3～‑0.5mm粒级矿石加水得到浓度15wt％的矿浆，搅拌均匀后倒入摇床给矿端，调节床面倾角和水流量，得到摇床精矿和摇床尾矿，控制精矿产率为30wt％。 [0165] 将+0.15～‑0.3mm粒级矿石加水得到浓度20wt％的矿浆，搅拌均匀后倒入摇床给矿端，调节床面倾角和水流量，得到摇床精矿和摇床尾矿，控制精矿产率为20wt％。 [0166] 将+0.074～‑0.15mm粒级矿石加水得到浓度20wt％的矿浆，搅拌均匀后倒入摇床给矿端，调节床面倾角和水流量，得到摇床精矿和摇床尾矿，控制精矿产率为15wt％。 [0167] (6)+0.02～‑0.074mm粒级矿石离心重选： [0168] 将步骤(3)中得到的+0.02～‑0.074mm粒度的矿砂与适量水混合，得到浓度20wt％的矿浆，添加800g/t的水玻璃作为分散剂，将矿浆均匀给入尼尔森离心选矿机的给矿漏斗，调整离心强度为70G，给矿速度为1.6kg/min，反向冲洗水压为0.05MPa，流态化水量为3kg/min，得到离心精矿和离心尾矿。 [0169] (7)产品合并：将步骤(4)、(5)中的所有精矿合并，得到重选粗精矿，将步骤(6)中的离心精矿和步骤(3)中的‑0.02mm粒度矿泥合并，得到矿泥精矿，将步骤(4)、(5)、(6)中为尾矿合并，得到重选尾矿。 [0170] (8)重选粗精矿再磨：将上一步骤中的重选粗精矿加水调成浓度为40wt％的矿浆，采用立式球磨机再磨至‑0.074mm粒度占比95wt％，得到磨矿粉精矿。 [0171] (9)混合浮选调浆：将步骤(8)所述磨矿粉精矿和步骤(7)中的矿泥精矿合并得到混合浮选原矿，混合浮选原矿的矿石粒度为‑0.074mm占比98.5wt％，调节矿浆浓度至25wt％，置于浮选机内搅拌均匀，调节矿浆温度至45℃。 [0172] (10)主捕收剂配制： [0173] ①将RA935、氧化石蜡皂、对叔丁基苯甲羟肟酸按质量份数42:38:20的比例混合，得到主料。 [0174] ②向所述主料中添加乳化剂三乙醇胺，质量为主料的8％，然后继续添加3wt％的NaOH水溶液，得到主料含量10wt％的主捕收剂溶液。 [0175] (11)副捕收剂配制：用0.5wt％的NaOH水溶液溶解十二烷基胺基双次甲基膦酸，得到浓度为5wt％的副捕收剂。 [0176] (12)添加调整剂： [0177] 向所述混合浮选原矿矿浆中添加NaHCO3，总量相对于浮选原矿为1200g/t，搅拌3min。 [0178] 在上一步后向矿浆内添加六偏磷酸钠，用量相对于浮选原矿为1400g/t，搅拌3min。 [0179] 在上一步后用H2SO4溶液和NaOH溶液调整矿浆pH为9.1。 [0180] (13)添加主捕收剂：在上一步骤后加入步骤(10)中的主捕收剂，相对于混合浮选原矿用量为500g/t，搅拌4min。 [0181] (14)添加副捕收剂：在上一步骤后加入副捕收剂，相对于混合浮选原矿用量为120g/t，搅拌4min。 [0182] (15)充气浮选：打开进气阀门，浮选槽内产生大量气泡，漂浮到矿浆表面后将泡沫刮出，浮选6min，得到浮选粗精矿和浮选粗尾矿。 [0183] (16)扫选有用矿物：浮选粗尾矿加入步骤(10)中的主捕收剂，用量250g/t，搅拌4min；加入步骤(11)中的副捕收剂50g/t，搅拌4min；充气扫选4min，得到扫选精矿和浮选尾矿，扫选精矿返回浮选流程。 [0184] (17)精选有用矿物：将步骤(15)中得到浮选粗精矿倒入浮选机，添加水玻璃50g/t，搅拌3min，然后充气浮选4min，完成第一精选；第一精选的尾矿返回浮选流程，第一精选的精矿倒入浮选机，搅拌2min后充气浮选4min，完成第二精选，第二精选的尾矿返回第一精选流程。 [0185] (18)产品处理：上一步骤中第二精选的精矿为最终的混合精矿，步骤(7)中的重选尾矿和步骤(16)中的浮选尾矿合并，得到总尾矿。 [0186] 实施例3试验结果见表4。 [0187] 表4实施例3的试验结果 [0188] [0189] 由以上实施例和对比例可以看出，本发明研发了一种适用于碱性花岗岩型稀有稀土矿的粗粒重选抛尾、重选粗精矿再磨浮选的工艺。通过设计了“粗磨抛尾、细磨浮选”的技术方案，将原矿通过颚式破碎机破碎、高压辊磨机细碎后，将矿石分为多个粒度，分别借助重介质旋流器、摇床和离心选矿机实现+0.5mm粒度、+0.074～‑0.5mm粒度和+0.02～‑0.074mm粒级矿石的预先抛尾，实现了在粗粒碎磨条件下近乎全粒度的预先抛尾，在混合浮选前抛弃53.76％的脉石矿物。重选粗精矿粗粒度(0.074mm以上)进一步细磨后，通过浮选实现有用矿物集合体和脉石矿物之间深度分离，获得稀土氧化物(REO)、ZrO2、Nb2O5和U的混合精矿。在本发明的具体实施例中，所述REO、ZrO2、Nb2O5和U的品位分别为17.065～ 18.122％、24.36～48.90％、6.21～7.73％、0.259～0.753％，回收率分别为77.71～ 81.59％、70.20～83.77％、75.99～79.87％、72.66～82.86％。相比于直接细磨分选的现有工艺，本发明具有显著降低进入磨矿和后续选矿工艺的矿石量，节约磨矿、选矿和设备能耗等成本的优势，并且可以避免过磨泥化、混合精矿选别指标更好，为提升碱性花岗岩型稀有稀土矿的经济效益提供技术支撑。 [0190] 以上所述仅是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以做出若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。 |
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