本发明涉及一种伴生稀土矿物的铁尾矿多组分回收选矿方法，属于矿物加工工程及资源综合回收利用领域。
背景技术：
伴生稀土矿物的铁矿的代表是白云鄂博铁矿，其富含稀土、铁、铌、萤石等矿物。此前对于白云鄂博铁矿的利用限于对铁和部分稀土的回收，因此尾矿库中依然保存有储量可观的铁、稀土和萤石等有用矿物，并且目前白云鄂博选矿厂中铁、稀土、萤石等矿物的回收率不理想，大量有用矿物继续堆入尾矿库，这样不仅是对资源的浪费更是加剧对环境的破坏。
白云鄂博尾矿库中稀土矿含量为7％左右，铁矿物含量为15％左右，萤石含量为25％左右，这些矿物与脉石矿物中的可浮性及磁性接近，难以用常规方法分离，尤其是铁矿物。尾矿中的铁矿物以赤铁矿为主，并含有硅酸铁、硫化铁，这些矿物与脉石中的钠辉石、钠闪石及黑云母均属弱磁性矿物，在强磁作业中很容易进入强磁精矿，造成这些铁矿物流失到尾矿中而未得到充分利用。尾矿中的萤石由于成矿复杂，伴生萤石矿嵌布粒度细，多呈现条带状、浸染状，且萤石品位低，伴生矿物种类多。进入尾矿的萤石内部常包裹有其他矿物的包裹体，而进入常规流程的精矿中的萤石大部分以连生体存在，以与铁矿物的贫矿连生为主，这样不仅降低了铁精矿的品位，还增加铁精矿的杂质含量。稀土矿物由于磁性和赤铁矿等弱磁性矿物相似，而可浮性与萤石等脉石矿物相似，因此也难以高效选别，综合以上因素，类似于白云鄂博尾矿的伴生稀土矿物的铁尾矿可视为更为难选的多金属伴生铁矿资源，对其进行综合利用意义重大。
技术实现要素：
本发明的需要解决的技术问题就在于克服现有技术的缺陷，提供一种从伴生稀土矿物的铁尾矿中回收铁、稀土、萤石、铌的选矿方法。本发明旨在解决伴生稀土矿物的铁尾矿综合利用问题，达到充分利用伴生稀土矿物的铁尾矿中有用资源并提高现有流程中有用矿物回收率，为伴生稀土矿物的铁尾矿中有价元素的综合回收提供新路径。
一种伴生稀土矿物的铁尾矿多组分回收选矿方法，所述方法为：将伴生稀土矿物的铁尾矿进行稀土矿物和萤石矿物的混合浮选，获得混合浮选精矿和混合浮选尾矿；将混合浮选精矿于磁场强度0.4～1.0t进行强磁选，获得强磁选精矿和强磁选尾矿；对强磁选精矿弱磁尾矿进行稀土浮选，获得稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿；对强磁选尾矿进行萤石浮选，获得萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿；将混合浮选尾矿脱水干燥后在还原性气氛下进行焙烧，焙烧温度500～900℃，使弱磁性的赤(褐)铁矿发生还原反应转变为强磁性铁矿物；对焙烧后所得矿物于0.1～0.3t进行弱磁选，获得弱磁精矿和弱磁尾矿，弱磁精矿经脱水后即是铁精矿产品。
本发明提供的伴生稀土矿物的铁尾矿多组分回收选矿方法，具体为从伴生稀土矿物的铁尾矿中回收铁、稀土、萤石、铌的选矿方法，以伴生稀土矿物的铁尾矿为原料，进行混合浮选富集萤石及稀土矿物，然后将得到的混合浮选精矿进行强磁选作业以分离稀土矿物和萤石，在此基础上进行稀土矿物和萤石的浮选精选作业分别得到稀土浮选精矿(稀土精矿品位reo≥65％，稀土回收率≥75％)和萤石浮选精矿(萤石精矿品位≥90％，萤石回收率≥80％)。并且对混合浮选尾矿进行焙烧，焙烧过程可以使赤铁矿和褐铁矿发生还原反应转变为强磁性铁矿物，得到的焙烧矿经弱磁选作业得到弱磁精矿(铁精矿品位tfe≥62％，铁回收率≥70％)和弱磁尾矿，弱磁尾矿用来进一步选铌。
本发明中所述强磁性铁矿物为fe3o4或γ-fe2o3，或两者的混合。
本发明所述伴生稀土矿物的铁尾矿为白云鄂博铁矿经选铁后得到的尾矿或白云鄂博尾矿库的尾矿，其中铁(tfe)品位为10～20％，萤石(caf2)品位为20～35％，稀土(reo)品位为5～10％。
本发明所述弱磁选于商业可购弱磁选机中进行，如湿式永磁筒式磁选机。
本发明所述强磁选于商业可购强磁选机中进行，如立环湿式强磁选机。
本发明所述将混合浮选尾矿脱水干燥后进行分级、研磨的步骤。
所述分级步骤可于商业可购分级设备中进行，如螺旋分级机、水力旋流器中的一种；所述研磨可于商业可购磨机中进行，如球磨机、搅拌磨机。
本发明所述焙烧于商业可购流态化焙烧炉中进行，如闪速磁化焙烧炉、循环流态化焙烧炉、悬浮磁化焙烧炉中的一种。所述研磨为：将弱磁预富集精矿和强磁预富集精矿的混合物料研磨至粒度为-44μm的颗粒占全部物料的60wt.％～95wt.％。
本发明所述酸洗于商业可购反应釜中进行，如高压反应釜。
本发明所述固液分离于商业可购过滤机进行，如陶瓷过滤机。
本发明所述伴生稀土矿物的铁尾矿多组分回收选矿方法，优选所述还原性气氛是由还原性气体与惰性气体的混合气提供，其中，还原气体与惰性气体的体积比为1:9～1:1，总气体流量为3m3/h～10m3/h，所述还原气体为co、h2或两者任意比例的混合。
本发明所述伴生稀土矿物的铁尾矿多组分回收选矿方法还包括选铌的步骤，具体为：将弱磁尾矿进行酸洗，获得富铌渣和酸洗尾矿。
本发明所述伴生稀土矿物的铁尾矿多组分回收选矿方法，优选所述酸洗为：将弱磁尾矿利用6～10mol/l的盐酸溶液在高压反应釜中进行酸洗，并利用过滤机进行固液分离，得到酸浸渣即富铌渣和最终尾矿。
本发明所述伴生稀土矿物的铁尾矿多组分回收选矿方法，优选所述混合浮选为：将伴生稀土矿物的铁尾矿调浆后进行混合浮选作业，加入抑制剂、捕收剂、调整剂，分别得到混合浮选精矿和混合浮选尾矿，
其中，所述抑制剂为水玻璃，其用量为0.20～0.80kg/t；捕收剂为油酸钠，其用量为0.20～0.55kg/t；调整剂为碳酸钠，其用量为0.30～0.80kg/t。
本发明所述伴生稀土矿物的铁尾矿多组分回收选矿方法，优选所述稀土浮选为：将强磁选精矿浓缩后调浆给入浮选机进行稀土精选作业，添加抑制剂、稀土矿物活化剂、捕收剂、起泡剂，调整ph为7～8，进行稀土矿物的浮选作业，粗选后进行1～3次精选和扫选得到稀土精矿；最终得到稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿，
其中，抑制剂为草酸，其用量为0.15～0.40kg/t；稀土矿物活化剂为氟硅酸钠，其用量为1.00～3.00kg/t；捕收剂为水杨羟肟酸或h316，其用量为0.70～0.12kg/t；起泡剂为二号油，其用量为0.02～0.05kg/t。
本发明所述伴生稀土矿物的铁尾矿多组分回收选矿方法，优选所述萤石浮选为：将强磁尾矿浓缩后调浆给入浮选机进行萤石浮选作业，添加抑制剂、捕收剂，浮选萤石，粗选后进行1～3次精选和扫选得到萤石精矿，
其中，抑制剂为水玻璃，其用量为0.15～0.40kg/t；捕收剂为油酸钠，其用量为0.20～0.40kg/t。
本发明所述伴生稀土矿物的铁尾矿多组分回收选矿方法，一个优选的技术方案为：包括下述工艺步骤：
(1)混合浮选：将伴生稀土矿物的铁尾矿调浆后进行稀土矿物和萤石矿物的混合浮选作业，加入抑制剂、捕收剂、调整剂，分别得到混合浮选精矿和混合浮选尾矿；
(2)强磁选：将步骤(1)所得混合浮选精矿于磁场强度0.4～1.0t进行强磁选，获得强磁选精矿和强磁选尾矿；
(3)稀土浮选：对步骤(2)所得强磁选精矿弱磁尾矿进行稀土浮选，获得稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿；
(4)萤石浮选：对步骤(2)所得强磁选尾矿进行萤石浮选，获得萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿；
(5)流态化磁化焙烧：将步骤(1)所得混合浮选尾矿脱水干燥后将得到的合格粒度的预富集精矿脱水后在还原性气氛下进行流态化磁化焙烧，所述还原性气氛是由还原性气体与惰性气体的混合气提供，其中，还原气体与惰性气体的体积比为1:9～1:1，总气体流量为3m3/h～10m3/h，所述还原气体为co、h2或两者任意比例的混合，以500～900℃的焙烧温度焙烧8～35s得到焙烧矿；
(6)弱磁选：对焙烧后所得矿物于0.1～0.3t进行弱磁选，获得弱磁精矿和弱磁尾矿，弱磁精矿经脱水后即是铁精矿产品，弱磁选尾矿可以通过酸洗选铌；
(7)酸洗：对步骤(6)所得到的弱磁尾矿在内置6～10mol/l的盐酸溶液的高压反应釜中进行酸洗，酸洗后利用陶瓷过滤机进行固液分离，得到酸浸渣即富铌渣和酸洗尾矿；
本发明的有益效果为：本发明所述方法采用混合浮选对萤石和稀土矿物进行预富集，降低后续焙烧矿量，降低焙烧矿中的氟及其他有害元素含量从而减少污染并保护焙烧炉，此外还降低能耗，增加精矿品质；利用强磁选对稀土矿物进行预富集可以降低稀土浮选难度；利用流态化焙烧的方法处理铁矿物，减少铁精矿中的有害杂质含量，并且铁精矿产品均匀，易选别同时增加铁精矿的品位和回收率。利用本发明最终得到稀土精矿、萤石精矿、铁精矿三种精矿，以及富铌渣，以此提高伴生稀土矿物的铁尾矿的综合利用率。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下述非限制性实施例可以使本领域的普通技术人员更全面地理解本发明，但不以任何方式限制本发明。
下述实施例中所述试验方法，如无特殊说明，均为常规方法；所述试剂和材料，如无特殊说明，均可从商业途径获得。
实施例1
本实例以白云鄂博尾矿库中尾矿为原料，其中铁(tfe)品位为15.62％，萤石(caf2)品位为19.30％，稀土(reo)品位为6.87％。利用本发明方法最终得到萤石品位为95.26％，回收率为82.23％的萤石精矿；稀土品位为66.54％，回收率为83.12％的稀土精矿；铁品位为64.89％，回收率为87.65％的铁精矿；具体包括以下步骤：
(1)将白云鄂博尾矿库中的尾矿调浆后进行混合浮选作业，加入抑制剂0.50kg/t的水玻璃、捕收剂0.35kg/t的油酸钠、调整剂0.50kg/t的碳酸钠，分别得到混合浮选精矿和混合浮选尾矿。
(2)将步骤(1)得到的混合浮选精矿给入强磁选机，强磁磁场强度为0.75t，分别得到强磁选精矿和强磁选尾矿。
(3)将步骤(2)所述的强磁选精矿浓缩后调浆给入浮选机进行稀土浮选作业，添加抑制剂0.30kg/t的草酸、活化剂2.00kg/t的氟硅酸钠、捕收剂0.85kg/t的水杨羟肟酸、起泡剂0.04kg/t的二号油，调整ph为7.5，进行稀土矿物的浮选作业，粗选后进行3次精选和1次扫选得到稀土精矿；最终得到稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿；
(4)将步骤(2)所述的强磁尾矿浓缩后调浆给入浮选机进行萤石浮选作业，添加抑制剂的0.25kg/t的水玻璃、捕收剂0.30kg/的t油酸钠，浮选萤石，粗选后进行2次精选和1次扫选得到萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿；
(5)将步骤(1)所述的混合浮选尾矿脱水后，使用体积比为7:3的n2气体和co气体混和气作为载流气，总气体流量为5m3/h，于悬浮磁化焙烧炉中以600℃的还原焙烧温度焙烧25s得到焙烧矿；
(6)将步骤(5)所述焙烧矿冷却后通入磁场强度为0.25t弱磁选机进行分选，分别得到弱磁精矿和弱磁尾矿，弱磁精矿经脱水后即是铁精矿产品；
(7)对步骤(6)所得到的弱磁尾矿在内置7.5mol/l的盐酸溶液的高压反应釜中进行酸洗，酸洗后利用陶瓷过滤机进行固液分离，得到酸浸渣即富铌渣和酸洗尾矿。
实施例2
本实例以白云鄂博尾矿库中的尾矿为原料，其中铁(tfe)品位为13.47％，萤石(caf2)品位为22.45％，稀土(reo)品位为6.56％。利用本发明方法最终得到萤石品位为96.46％，回收率为80.26％的萤石精矿；稀土品位为63.58％，回收率为87.26％的稀土精矿；铁品位为63.69％，回收率为86.76％的铁精矿；具体包括以下步骤：
(1)将白云鄂博尾矿库中的尾矿调浆后进行混合浮选作业，加入抑制剂0.45kg/t的水玻璃、捕收剂0.45kg/t的油酸钠、调整剂0.40kg/t的碳酸钠，分别得到混合浮选精矿和混合浮选尾矿。
(2)将步骤(1)得到的混合浮选精矿给入强磁选机，强磁磁场强度为0.80t，分别得到强磁选精矿和强磁选尾矿。
(3)将步骤(2)所述的强磁选精矿浓缩后调浆给入浮选机进行稀土浮选作业，添加抑制剂0.30kg/t的草酸、活化剂1.80kg/t的氟硅酸钠、捕收剂0.95kg/t的h316、稀土浮选起泡剂0.04kg/t的二号油，调整ph为7.8，进行稀土矿物的浮选作业，粗选后进行2次精选和1次扫选得到稀土精矿；最终得到稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿；
(4)将步骤(2)所述的强磁尾矿浓缩后调浆给入浮选机进行萤石浮选作业，添加抑制剂的0.25kg/t的水玻璃、捕收剂0.3kg/t的油酸钠，浮选萤石，粗选后进行2次精选和1次扫选得到萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿；
(5)将步骤(1)所述的混合浮选尾矿脱水后，使用体积比为7:3的n2气体和co气体混和气作为载流气，总气体流量为6m3/h，于闪速磁化焙烧炉中以650℃的还原焙烧温度焙烧30s得到焙烧矿；
(6)将步骤(5)所述焙烧矿冷却后通入磁场强度为0.25t的弱磁选机进行分选，分别得到弱磁精矿和弱磁尾矿，弱磁精矿经脱水后即是铁精矿产品；
(7)对步骤(6)所得到的弱磁尾矿在内置8.5mol/l的盐酸溶液的高压反应釜中进行酸洗，酸洗后利用陶瓷过滤机进行固液分离，得到酸浸渣即富铌渣和酸洗尾矿。
实施例3
本实例以白云鄂博尾矿库中尾矿为原料，其中铁(tfe)品位为15.62％，萤石(caf2)品位为19.30％，稀土(reo)品位为6.87％。利用本发明方法最终得到萤石品位为95.26％，回收率为82.23％的萤石精矿；稀土品位为66.54％，回收率为83.12％的稀土精矿；铁品位为64.89％，回收率为87.65％的铁精矿；具体包括以下步骤：
(1)将白云鄂博尾矿库中的尾矿调浆后进行混合浮选作业，加入抑制剂0.50kg/t水玻璃、捕收剂0.35kg/t油酸钠、调整剂0.50kg/t碳酸钠，分别得到混合浮选精矿和混合浮选尾矿。
(2)将步骤(1)得到的混合浮选精矿给入强磁选机，强磁磁场强度为0.75t，分别得到强磁选精矿和强磁选尾矿。
(3)将步骤(2)所述的强磁选精矿浓缩后调浆给入浮选机进行稀土浮选作业，添加抑制剂0.30kg/t草酸、活化剂2.10kg/t的氟硅酸钠、捕收剂0.85kg/t水杨羟肟酸、稀土浮选起泡剂0.04kg/t二号油，调整ph为7.5，进行稀土矿物的浮选作业，粗选后进行3次精选和1次扫选得到稀土精矿；最终得到稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿；
(4)将步骤(2)所述的强磁尾矿浓缩后调浆给入浮选机进行萤石浮选作业，添加抑制剂的0.25kg/t水玻璃、捕收剂0.30kg/t油酸钠，浮选萤石，粗选后进行2次精选和1次扫选得到萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿；
(5)将步骤(1)所述的混合浮选尾矿脱水后，使用体积比为8:2的n2气体和h2气体混和气作为载流气，总气体流量为7m3/h，于循环流态化焙烧炉中以650℃的焙烧温度焙烧20s得到焙烧矿；
(6)将步骤(5)所述焙烧矿冷却后通入磁场强度为0.25t弱磁选机进行分选，分别得到弱磁精矿和弱磁尾矿，弱磁精矿经脱水后即是铁精矿产品；
(7)对步骤(6)所得到的弱磁尾矿在内置7.5mol/l的盐酸溶液的高压反应釜中进行酸洗，酸洗后利用陶瓷过滤机进行固液分离，得到酸浸渣即富铌渣和酸洗尾矿。
实施例4
本实例以白云鄂博选厂中现场选铁尾矿为原料，其中铁(tfe)品位为9.87％，萤石(caf2)品位为18.20％，稀土(reo)品位为5.93％。利用本发明方法最终得到萤石品位为95.43％，回收率为80.09％的萤石精矿；稀土品位为65.76％，回收率为80.32％的稀土精矿；铁品位为65.74％，回收率为85.21％的铁精矿；具体包括以下步骤：
(1)将白云鄂博选铁尾矿调浆后进行混合浮选作业，加入抑制剂0.60kg/t的水玻璃、捕收剂0.40kg/t的油酸钠、调整剂0.45kg/t的碳酸钠，分别得到混合浮选精矿和混合浮选尾矿。
(2)将步骤(1)得到的混合浮选精矿给入强磁选机，强磁磁场强度为0.80t，分别得到强磁选精矿和强磁选尾矿。
(3)将步骤(2)所述的强磁选精矿浓缩后调浆给入浮选机进行稀土浮选作业，添加抑制剂0.35kg/t的草酸、活化剂2.00kg/t的氟硅酸钠、捕收剂0.85kg/t的水杨羟肟酸、稀土浮选起泡剂0.04kg/t的二号油，调整ph为7.6，进行稀土矿物的浮选作业，粗选后进行3次精选和2次扫选得到稀土精矿；最终得到稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿；
(4)将步骤(2)所述的强磁尾矿浓缩后调浆给入浮选机进行萤石浮选作业，添加抑制剂的0.30kg/t的水玻璃、捕收剂0.35kg/的t油酸钠，浮选萤石，粗选后进行3次精选和2次扫选得到萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿；
(5)将步骤(1)所述的混合浮选尾矿脱水后，使用体积比为7:3的n2气体和co气体混和气作为载流气，总气体流量为7m3/h，于悬浮磁化焙烧炉中以700℃的还原焙烧温度焙烧18s得到焙烧矿；
(6)将步骤(5)所述焙烧矿冷却后通入磁场强度为0.25t弱磁选机进行分选，分别得到弱磁精矿和弱磁尾矿，弱磁精矿经脱水后即是铁精矿产品；
(7)对步骤(6)所得到的弱磁尾矿在内置6.5mol/l的盐酸溶液的高压反应釜中进行酸洗，酸洗后利用陶瓷过滤机进行固液分离，得到酸浸渣即富铌渣和酸洗尾矿。