一种高铁易解石铌矿中铁、铌分选富集回收的方法专利检索-·析出产品的再处理专利检索查询-专利查询网

一种高铁易解石铌矿中铁、铌分选富集回收的方法
申请号	CN202310839590.6	申请日	2023-07-10	公开(公告)号	CN117085849A	公开(公告)日	2023-11-21
申请人	长沙矿冶研究院有限责任公司;			发明人	陈雯; 周瑜林; 刘旭; 赵兴琦; 许海峰;
摘要	本发明公开一种高铁易解石铌矿中铁、铌分选富集回收的方法，将物料细度小于0.074mm的占比为80～90％的高铁易解石铌矿加水调浆，进行铁矿浮选后得到铁矿浮选泡沫和浮选尾矿，然后将铁矿浮选泡沫进行精选，得到铁精矿和精选尾矿，最后将浮选尾矿与精选尾矿合并后进行浓缩处理，先加入捕获剂，搅拌后再加入调整剂，浮选得到铌精矿。本发明针对高铁易解石铌矿，通过浮选即可获得一个TFe品位大于65％的铁精矿，Nb2O5含量大于12％的铌精矿，且方法流程简单，操作稳定，适应性强，易于工业化实施。
权利要求	1.一种高铁易解石铌矿中铁、铌分选富集回收的方法，其特征在于，包括以下步骤： S1、将高铁易解石铌矿加水调浆，加入铁矿浮选药物得到铁矿浮选泡沫和浮选尾矿； S2、将步骤S1中得到的铁矿浮选泡沫进行精选，得到铁精矿和精选尾矿； S3、将步骤S1中得到的浮选尾矿与步骤S2中得到的精选尾矿合并后进行浓缩处理，先加入捕获剂，搅拌后再加入调整剂，浮选得到铌精矿。 2.根据权利要求1所述的高铁易解石铌矿中铁、铌分选富集回收的方法，其特征在于，所述高铁易解石铌矿中主要铌矿物为嵌布粒度为10μm～38μm的易解石、铌铁矿和烧绿石，其中易解石的含铌量占总铌的75％以上，物料粒度小于0.074mm的占比为≥80％。 3.根据权利要求1所述的高铁易解石铌矿中铁、铌分选富集回收的方法，其特征在于，所述高铁易解石铌矿中易解石单体含量在50％以上，单体和富连生体总含量大于80％。 4.根据权利要求1所述的高铁易解石铌矿中铁、铌分选富集回收的方法，其特征在于，步骤S3中，所述铌矿浮选捕收剂为羟肟酸类捕获剂，所述铌矿浮选调整剂为选择性解吸脉石表面捕收剂，使脉石矿物表面性质由疏水变为亲水。 5.根据权利要求4所述的高铁易解石铌矿中铁、铌分选富集回收的方法，其特征在于，所述铌矿浮选捕收剂为C6～12烷基羟肟酸、C5～9烷基羟肟酸、癸硫基羟肟酸、辛硫基羟肟酸、N‑十二烷基‑N，N‑丙基羟肟酸中的一种或几种；所述调整剂为氟硅酸铵、CMC、草酸、硫酸中的一种或几种。 6.根据权利要求1所述的高铁易解石铌矿中铁、铌分选富集回收的方法，其特征在于，步骤S3中，浓缩处理后浮选液浓度为25％‑45％，加入捕收剂后搅拌2‑3min，加入调整剂搅拌2‑3min，浮选时间为2‑5min。 7.根据权利要求1所述的高铁易解石铌矿中铁、铌分选富集回收的方法，其特征在于，步骤S3中，铌矿浮选包括一次粗选作业和四次精选作业，第四次精选后得到的尾矿返回铌粗选作业，所述捕收剂在粗选过程中一次性加入。 8.根据权利要求7所述的高铁易解石铌矿中铁、铌分选富集回收的方法，其特征在于，铌粗选作业中捕收剂用量为2000‑3000g/t，调整剂用量为1000g/t‑4000g/t，精选作业中调整剂用量为600g/t‑1500g/t。 9.根据权利要求1所述的高铁易解石铌矿中铁、铌分选富集回收的方法，其特征在于，步骤S2中，铁矿浮选泡沫精选过程为两次，两次浮选过程中产生的精选尾均与浮选尾矿合并。 10.根据权利要求1所述的高铁易解石铌矿中铁、铌分选富集回收的方法，其特征在于，步骤S2中，得到的铁精矿的全铁品位大于65％，回收率大于78％；步骤S3中，得到的铌精矿Nb2O5含量大于12％，回收率大于59％。
说明书全文	一种高铁易解石铌矿中铁、铌分选富集回收的方法技术领域 [0001] 本发明属于选矿技术领域，尤其涉及一种高铁易解石铌矿中铁、铌分选富集回收的方法。背景技术 [0002] 铌具有高熔点、抗腐蚀性能以及低温超导性能，广泛用于制造输油输气管道、汽车构件、压力容器、船舶、重型钢轨、大型水电站所用的高强度钢筋等。铌高温合金材料更可经受在650℃以上的温度、氧化和腐蚀性气氛中长期使用。铌是制备燃烧设备、核反应堆堆芯、火箭零件和喷气发动机组件等不可缺少的重要金属。 [0003] 中国铌资源储量较为丰富，以Nb2O5计达到927万t，但中国基本没有单独的铌矿资源，都是共伴生矿床，普遍具有品位低、嵌布粒度细、矿物组分复杂等特点，铌矿选矿工艺难度大，至今未能选出品位较高的铌精矿。目前，中国铌产品高度依赖进口，对外依存度高达99％以上。 [0004] 一般较复杂原矿铌品位低极低(Nb2O5 0.0083％‑0.0314％)，且储量小，产量不高，目前已停产。最大的铌资源基地—白云鄂博，铌资源储量达到660万吨，占全国总储量的71％。白云鄂博也是中国的重要铁矿资源基地之一，自上世纪60年代开始，就对白云鄂博矿床铁、铌资源的开发利用做了大量的研究工作。对铁、铌矿物回收选矿工艺和分选药剂等方面开展了大量工作，目前铁矿选矿回收具有较为完善的工艺，但由于其铌矿物种类多，嵌布粒度微细，脉石种类复杂等因素，铌资源的选矿回收一直没有取得较好的结果。易解石是白云鄂博主要的铌矿物资源之一，开发易解石铌矿的高效分选富集方法对解决铌矿分选获取高品位铌精矿显得极其重要。发明内容 [0005] 为了克服现有技术中的技术问题，本发明提供一种高铁易解石铌矿中铁、铌分选富集回收的方法，通过浮选获得一个TFe(全铁)品位大于65％的铁精矿，Nb2O5含量大于12％的铌精矿。 [0006] 为解决上述技术问题，本发明提出的技术方案如下： [0007] 本发明提供一种高铁易解石铌矿中铁、铌分选富集回收的方法，包括以下步骤： [0008] S1、将高铁易解石铌矿加水调浆，加入铁矿浮选药物得到铁矿浮选泡沫和浮选尾矿。 [0009] S2、将步骤S1中得到的铁矿浮选泡沫进行精选，得到铁精矿和精选尾矿。 [0010] S3、将步骤S1中得到的浮选尾矿与步骤S2中得到的精选尾矿合并后进行浓缩处理，先加入捕获剂，搅拌后再加入调整剂，浮选得到铌精矿。 [0011] 本发明中的易解石铌矿物相比其他铌矿物，如烧绿石、铌铁矿，化学组分复杂，钛、稀土含量较多，因此铌的品位较低，且与稀土矿物、钛铁矿等矿物物化性质相近，在浮选分离过程中与稀土、钛铁矿共同富集，导致易解石浮选精矿品位相对烧绿石、铌铁矿的浮选精矿品位要低很多，且分选过程更加困难。 [0012] 本发明中采用浮选方法对原料中的铁和铌进行分选，首先采用铁矿浮选方法将原料中的铁矿进行浮选，得到铁矿浮选泡沫和浮选尾矿，然后在对铁矿浮选泡沫进行精选，即可得到全铁品位大于65％，回收率大于78％；然后将铁矿浮选后得到的精选尾矿与浮选尾矿一起进行铌矿浮选，即可得到Nb2O5含量大于12％，回收率大于59％的铌精矿。 [0013] 本发明中采用先铁后铌的浮选方法，原因有如下两点：(1)铁多铌少：高铁易解石铌矿中铁矿矿物含量很高，选铁的过程也是提高铌品位的过程；(2)铁的解离度高：只要铁精矿品质控制得当，分选过程中可减少铌在铁中的损失，而铌的连生体较多，分选时铌的分配系数更难以控制，从而造成损失。 [0014] 现有选矿技术中通常采用先加入调整剂在加入捕收剂的顺序进行浮选，其原理是，加入调整剂，先让脉石矿物吸附调整剂亲水，而有用矿物不吸附调整剂，再加疏水的捕收剂的作用时，吸附调整剂的脉石矿物就不再吸收捕收剂，没有吸附调整剂的有用矿物吸收捕获剂变成疏水。本发明在铌矿浮选过程中，采用先加入捕收剂，让所有的矿物都变成疏水，然后加入调整剂，采用调整剂解析脉石矿物表面的捕收剂，同时使脉石矿物表面吸附调整剂由疏水性变为亲水性，从而得到抑制，实现易解石铌矿物与杂质脉石矿物的高效分选分离。现有技术中先加入调整剂，主要起抑制剂脉石作用，而本申请中调整剂后加不仅可以解吸捕收剂，而且同时具有抑制剂脉石的作用，提高分选选择性。 [0015] 作为一种可选的实施方式，在本发明提供的分选富集回收方法中，所述高铁易解石铌矿主要由嵌布粒度为10μm～38μm的易解石、铌铁矿和烧绿石组成，其中易解石的含铌量占总铌的75％以上，以易解石为主。 [0016] 现有技术中，嵌布粒度决定矿物的最佳破碎粒度，对于粗粒嵌布的矿石，选矿非常容易进行，但是本发明中嵌布粒度为10μm～38μm，属于细粒嵌布的矿石。在较低解离度情况下进行回收，现有技术均以高解离度时进行分选，铌矿物虽然解离了，但是解离过程中铌矿物粒度呈现趋于难回收的细粒级，分选效果较差，不但不能实现解离的铌矿回收，抛尾的目的也难以达到。使用本申请中的方法可以得到回收率大于59％的铌精矿，尾矿也符合抛尾要求。 [0017] 作为一种可选的实施方式，在本发明提供的分选富集回收方法中，所述高铁易解石铌矿物料细度小于0.074mm的占比为≥80％。 [0018] 在矿物破碎过程中，磨矿粒度越细，泥化程度较高，在选矿作业中越难回收，本发明中的矿物粒度为物料细度小于0.074mm的占比为≥80％，增加了矿物中铁和铌分选的难度。 [0019] 作为一种可选的实施方式，在本发明提供的分选富集回收方法中，所述高铁易解石铌矿中易解石单体含量在50％以上，单体和富连生体总含量大于80％。 [0020] 现有技术中选矿时一般矿物的解离度需要达到80～90％，但本发明中矿物的单体含量仅在50％以上，但是单体和富连生体总含量大于80％，因此，仍旧可以采用本申请中先进性铁矿浮选，后进行铌矿浮选的分离过程。连生体就是指两种或两种以上的矿物连生在一起，不通过外力破碎或研磨就无法打破连生的结构，在选矿作业中，连生体的多少直接影响到了选矿指标的高低，因此在选矿流程重要尽量较少连生体的含量。 [0021] 作为一种可选的实施方式，在本发明提供的分选富集回收方法中，所述高铁易解石铌矿中铌元素在易解石矿物中的分布率为65％以上。 [0022] 本发明中，铌矿物主要以易解石为主，铌铁矿、烧绿石等其他铌矿物的含铌量高，化学成分中铁、钛极少，分选相对简单，加药顺序对分选的影响相对较小。 [0023] 作为一种可选的实施方式，在本发明提供的分选富集回收方法中，步骤S3中，所述捕获剂为羟肟酸类捕收剂，所述调整剂为选择性解吸脉石表面捕收剂，使脉石矿物由疏水变为亲水的物质。 [0024] 作为一种可选的实施方式，在本发明提供的分选富集回收方法中，所述捕获剂为C6～12烷基羟肟酸、C5～9烷基羟肟酸、癸硫基羟肟酸、辛硫基羟肟酸、N‑十二烷基‑N，N‑丙基羟肟酸中的一种或几种；所述调整剂为氟硅酸铵、CMC(羧甲基纤维素钠)、草酸、硫酸中的一种或几种。 [0025] 本申请中的C6～12烷基羟肟酸，分子式为RCONHOH(R＝C6～12烷基)。 [0026] 作为一种可选的实施方式，在本发明提供的分选富集回收方法中，步骤S3中，浓缩处理后浮选液浓度为25％‑45％，加入捕收剂后搅拌2‑3min，加入调整剂搅拌2‑3min，浮选时间为2‑5min。 [0027] 作为一种可选的实施方式，在本发明提供的分选富集回收方法中，步骤S3中，浮选包括一次粗选作业和四次精选作业，第四次精选后得到的尾矿返回粗选作业，所述捕收剂在粗选过程中一次性加入。 [0028] 在本发明中，捕收剂在粗选时一次性加入，后期精选过程中都不在加入捕收剂。 [0029] 作为一种可选的实施方式，在本发明提供的分选富集回收方法中，粗选作业中捕收剂用量为2000‑3000g/t，调整剂用量为1000g/t‑4000g/t，精选作业中调整剂用量为600g/t‑1500g/t。 [0030] 作为一种可选的实施方式，在本发明提供的分选富集回收方法中，步骤S2中，铁矿浮选泡沫精选过程为两次，两次浮选过程中产生的精选尾均与浮选尾矿合并。 [0031] 作为一种可选的实施方式，在本发明提供的分选富集回收方法中，步骤S2中，得到的铁精矿的全铁品位大于65％，回收率大于78％；步骤S3中，得到的铌精矿Nb2O5含量大于12％，回收率大于59％。 [0032] 作为一种可选的实施方式，在本发明提供的分选富集回收方法中，步骤S1中，高铁易解石铌矿加水调浆后的浓度为35％～50％。 [0033] 作为一种可选的实施方式，在本发明提供的分选富集回收方法中，步骤S1中，铁矿浮选药物包括抑制剂和铁矿浮选捕获剂。 [0034] 作为一种可选的实施方式，在本发明提供的分选富集回收方法中，所述抑制剂为氟硅酸氨，步骤S1中调整剂的用量为1000g/t‑3500g/t，步骤S2中调整剂的用量为800g/t‑1000g/t。 [0035] 作为一种可选的实施方式，在本发明提供的分选富集回收方法中，所述铁矿浮选捕收剂为脂肪酸类药剂，所述脂肪酸类药剂包括春金油酸、化石蜡皂、油酸钠；步骤S1中铁矿浮选捕收剂用量为1500g/t‑3000g/t，步骤S2中铁矿浮选捕收剂的用量为100.0g/t‑1200g/t。 [0036] 与现有技术相比，本发明的有益效果为： [0037] (1)本发明中首先采用铁矿浮选技术，可脱除大量磁‑赤铁矿物，获得一个TFe品位65％以上的铁精矿，同时有效提高铌矿的入浮品位，然后对剩下的铌矿进行浮选，可以得到Nb2O5含量大于12％，回收率大于59％的铌精矿。 [0038] (2)本发明铌矿浮选仅采用捕收剂和调整剂进行浮选，浮选药剂制度简单易操作；同时创新性地先加入捕收剂再使用调整剂的顺序，采用调整剂解析捕收剂在脉石矿物表面的捕收剂吸附，使脉石矿物表面由疏水性变为亲水性，从而得到抑制，实现易解石铌矿物与杂质脉石矿物的高效分选分离。 [0039] (3)本发明中对高铁易解石铌矿中铁、铌分选富集回收的方法，流程简单，仅使用捕收剂和调整剂，操作稳定，适应性强等优势，易于工业化实施。附图说明 [0040] 为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。 [0041] 图1为本发明中高铁易解石铌矿中铁、铌分选富集回收工艺流程图。具体实施方式 [0042] 为了便于理解本发明，下文将结合说明书附图和较佳的实施例对本发明做更全面、细致地描述，但本发明的保护范围并不限于以下具体实施例。 [0043] 除非另有定义，下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的，并不是旨在限制本发明的保护范围。 [0044] 除非另有特别说明，本发明中用到的各种原材料、试剂、仪器和设备等均可通过市场购买得到或者可通过现有方法制备得到。 [0045] 实施例1： [0046] 本实施例中高铁易解石铌矿中化学组成结果如下表1所示。 [0047] 表1：铌矿化学组成分析结果/％ [0048]化学元素 TFe Nb2O2 SiO2 Na2O K2O TiO2 CaO 含量 47.04 0.93 6.73 2.01 0.086 3.50 1.70 化学元素 MnO Al2O3 MgO P BaO S F 含量 0.38 0.21 0.64 0.13 0.22 0.12 0.24 化学元素 C Ce La Pr Sc Nd 烧失含量 0.38 0.77 0.31 0.19 0.014 0.33 1.10 [0049] 本实施例中高铁易解石铌矿中铌的物相分析结果如下表2所示。 [0050] 表2：给矿中铌的物相分析结果/％ [0051] 矿物铌铁矿易解石烧绿石铌铁金红石含铌金红石其他含量/％ 13.44 75.93 3.52 2.21 1.47 3.43 [0052] 本实施例中高铁易解石铌矿中铌的矿物解离情况，如下表3所示。 [0053] 表3：给矿中铌的矿物解离情况/％ [0054] 主要元素矿物 100％ 75％＜x＜100％ 50％＜x＜75％ 25％＜x＜50％ 0％＜x＜25％铌矿物 54.27 29.94 6.46 4.33 5.00 [0055] 一种高铁易解石铌矿的铁、铌分选富集回收的方法，其流程图如图1所示，包括以下步骤： [0056] (1)铁矿浮选：浮选给矿物料细度为‑0.074mm占比90.42％，加水调浆至矿浆浓度为35％；先加入浮选调整剂氟硅酸铵3kg/t，搅拌3min，然后加入浮选药剂(油酸钠∶春金油酸＝1∶1)2kg/t作捕收剂，搅拌3min后进行铁矿浮选粗选，浮选时间为5min。 [0057] (2)铁矿浮选泡沫调浆至浓度为40％，进行两次铁精选，精选药剂用量为：氟硅酸铵800g/t，(油酸钠∶春金油酸＝1∶1)1000g/t；两次铁精选尾矿与粗选尾矿合并，作为铌浮选的给料。 [0058] (3)铌矿浮选：将步骤(2)中合并的尾矿浓缩调浆至浓度为25％；先加入捕收剂C5～9烷基羟肟酸2800kg/t，搅拌3min，然后加入草酸2kg/t作捕收剂，搅拌3min后进行铌矿浮选粗选，浮选时间为4min。 [0059] (4)将步骤(3)中的浮选精矿调浆至浓度为35％；先加入草酸1000g/t搅拌3min后进行铌矿浮选精选，精选次数为3次，最终获得铌精矿产品。 [0060] 本实施例获得的铌精矿Nb2O5含量为14.12％，回收率为61.05％的选矿指标，同时获得TFe品位为65.29％，回收率为78.85％的铁精矿。 [0061] 使用本实施例矿样，与实施例1的区别在于，改变铌浮选的粗选阶段捕收剂和调整剂加药顺序，先加入调整剂草酸2kg/t，搅拌3min后，再加入捕收剂C5～9烷基羟肟酸2800g/t，搅拌3min后进行铌矿浮选粗选，浮选时间为4min；剩余各步骤的工艺参数条件与实施例1相同，获得的相应试验指标与实施例1比较结果见表4。 [0062] 表4：易解石铌矿浮选指标 [0063] [0064] 由表4可知，先加捕收剂再加调整剂的顺序和先加调整剂再加捕收剂的顺序不同，引起了铌分选效果不同，采用先加捕收剂再加调整剂的顺序得到的铌精矿中铌品位高，回收率高。 [0065] 实施例2 [0066] 本实施例中高铁易解石铌矿中化学组成结果如下表5所示。 [0067] 表5：铌矿化学组成分析结果/％ [0068] 化学元素 TFe Nb2O5 SiO2 Na2O K2O TiO2 CaO含量 39.87 1.04 8.18 2.01 0.13 3.25 3.61 化学元素 MnO Al2O3 MgO P BaO S F 含量 0.44 0.30 0.93 0.22 0.31 0.11 1.67 化学元素 C Ce La Pr Sc Nd 烧失含量 0.58 0.77 0.31 0.19 0.014 0.33 1.10 [0069] 本实施例中高铁易解石铌矿中铌的物相分析结果如下表6所示。 [0070] 表6：给矿中铌的物相分析结果/％ [0071]矿物铌铁矿易解石烧绿石铌铁金红石含铌金红石其他含量/％ 10.75 75.15 7.24 1.71 1.41 3.74 [0072] 本实施例中高铁易解石铌矿中铌的矿物解离情况，如下表7所示。 [0073] 表7：给矿中铌的物相分析结果/％ [0074] 铌元素矿物 100％ 75％＜x＜100％ 50％＜x＜75％ 25％＜x＜50％ 0％＜x＜25％铌矿物 52.31 29.32 8.45 4.84 5.08 [0075] 一种高铁易解石铌矿的铁、铌分选富集回收的方法，其流程图如图1所示，包括以下步骤： [0076] (1)铁矿浮选：浮选给矿物料细度为‑O.074mm占比92.05％，加水调浆至矿浆浓度为35％；先加入浮选抑制剂氟硅酸铵3kg/t，搅拌3min，然后加入浮选药剂(油酸钠∶春金油酸＝1∶1)2kg/t作捕收剂，搅拌3min后进行铁矿浮选粗选，浮选时间为5min。 [0077] (2)铁矿浮选泡沫调浆至浓度为40％，进行两次铁精选，精选药剂用量为：氟硅酸铵1000g/t，浮选药剂(油酸钠∶春金油酸＝1∶1)1000g/t；两次铁精选尾矿与粗选尾矿合并，作为铌浮选的给料。 [0078] (3)铌矿浮选：将步骤(2)中合并的尾矿浓缩调浆至浓度为25％；先加入捕收剂(C5～9烷基羟肟酸∶辛硫基羟肟酸＝1∶1)2000kg/t，搅拌2min，然后加入草酸3kg/t作捕收剂，搅拌2min后进行铌矿浮选粗选，浮选时间为5min。 [0079] (4)将步骤(3)中的浮选精矿调浆至浓度为35％；先加入草酸1500g/t搅拌3min后进行铌矿浮选精选，精选次数为3次，最终获得铌精矿产品。 [0080] 本实施例获得的铌精矿Nb2O5含量为15.43％，回收率为63.20％的选矿指标，同时获得TFe品位为65.16％，回收率为74.28％的铁精矿，具体见表8。 [0081] 表8：易解石铌矿浮选指标 [0082] [0083] 实施例3 [0084] 本实施例中高铁易解石铌矿中化学组成结果如下表9所示。 [0085] 表9：铌矿化学组成分析结果/％ [0086] 化学元素 TFe Nb2O5 SiO2 Na2O K2O TiO2 CaO含量 52.68 0.92 16.04 2.82 0.086 3.25 3.61 化学元素 MnO Al2O3 MgO P BaO S F 含量 1.27 1.56 0.13 0.20 0.17 0.11 1.36 化学元素 C Ce La Pr Sc Nd 烧失含量 0.54 0.55 0.21 0.05 0.02 0.23 2.20 [0087] 本实施例中高铁易解石铌矿中铌的物相分析结果如下表10所示。 [0088] 表10：给矿中铌的物相分析结果/％ [0089]矿物铌铁矿易解石烧绿石铌铁金红石含铌金红石其他含量/％ 6.96 82.37 4.67 1.87 1.12 3.00 [0090] 本实施例中高铁易解石铌矿中铌的矿物解离情况，如下表11所示。 [0091] 表11：给矿中铌的物相分析结果/％ [0092] 铌元素矿物 100％ 75％＜x＜100％ 50％＜x＜75％ 25％＜x＜50％ 0％＜x＜25％铌矿物 65.25 27.02 4.22 1.46 2.06 [0093] 一种高铁易解石铌矿的铁、铌分选富集回收的方法，其流程图如图1所示，包括以下步骤： [0094] (1)铁矿浮选：浮选给矿物料细度为‑0.074mm占比86.75％，加水调浆至矿浆浓度为35％；先加入浮选抑制剂氟硅酸铵2.5kg/t，搅拌3min，然后加入浮选药剂(油酸钠∶春金油酸＝1∶1)2.5kg/t作捕收剂，搅拌3min后进行铁矿浮选粗选，浮选时间为5min。 [0095] (2)铁矿浮选泡沫调浆至浓度为40％，进行两次铁精选，精选药剂用量为：氟硅酸铵1000g/t，浮选药剂(油酸钠∶春金油酸＝1∶1)1200g/t；两次铁精选尾矿与粗选尾矿合并，作为铌浮选的给料。 [0096] (3)铌矿浮选：将步骤(2)中合并的尾矿浓缩调浆至浓度为45％；先加入捕收剂C5～9烷基羟肟酸3000kg/t，搅拌3min，然后加入混合调整剂(氟硅酸铵∶草酸＝1∶2)3kg/t作捕收剂，搅拌3min后进行铌矿浮选粗选，浮选时间为4min。 [0097] (4)将步骤(3)中的浮选精矿调浆至浓度为35％；先加入混合调整剂(氟硅酸铵∶草酸＝1∶2)1500g/t搅拌3min后进行铌矿浮选精选，精选次数为3次，最终获得铌精矿产品。 [0098] 本实施例获得的铌精矿Nb2O5含量为15.81％，回收率为60.01％的选矿指标，同时获得TFe品位为65.40％，回收率为82.57％的铁精矿，具体见表12。 [0099] 表12：易解石铌矿浮选指标 [0100] [0101] [0102] 以上内容是结合具体的优选实施方式对本发明所作的进一步详细说明，不能认定本发明的具体实施只限于这些说明。对于本发明所属领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明构思的前提下，还可以做出若干简单推演或替换，都应当视为属于本发明的保护范围。

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