本发明涉及选矿技术领域，更具体地，涉及一种稀土尾矿中集约化回收有价组分的方法。
技术背景
稀土作为工业中的战略资源，其合理开发利用具有重要的研究价值。我国虽然稀土资源丰富，但由于生产工艺的缺陷和对资源认知的欠缺导致自开采、选别各稀土矿过程中存在大量的浪费，资源利用率偏低。如稀土尾矿中萤石、重晶石、细粒稀土矿、铅等主要有价伴生矿物大量剩余，且品位颇高，具有极大的利用价值。
公开号为cn104096633a的中国专利公开了一种从稀土尾矿中进行资源综合回收利用的选矿工艺，从含稀土、铁、铌、硫、萤石及钪的多金属共生矿床选稀土的尾矿中实现稀土精矿、铁精矿、硫精矿、铌精矿和钪精矿的综合回收，其中优先回收稀土精矿工艺；混合浮选作业实现易浮矿物与铁、铌和硅酸盐矿物的分组分选；分组分选的沉沙采用选硫选铁-重选-二次选硫选铁工艺，其中重选实现早抛尾目的，最终实现铌铁的浮选分离，并获得铁、硫、铌精矿；混合泡沫细磨浮选获得萤石精矿；选铌尾矿强磁获得钪精矿。此发明方法虽然将部分有价组分进行了有效回收，但工艺较为复杂，萤石浮选工艺中细磨能耗较高，增加生产成本。
王国祥等(四川省冕宁县牦牛坪稀土尾矿综合利用探讨，《资源环境与工程》，2007(5)：624-628)对牦牛坪稀土尾矿进行了有价成分的回收利用探究实验，其采用一粗二精选出重晶石、萤石混合精矿，再通过四次精选选出重晶石精矿和萤石精矿，试验结果为萤石品位98.30％，回收率为75.86％；重晶石品位82.50％，回收率为75.86％。该方法虽然回收了重晶石，但其中多种有价组分(如钼、铅等)仍未得到有效回收。
邱雪明(四川某稀土矿选矿工艺试验，《有色金属工程》，2015(5)，46-49)报道了一种原矿reo品位6.62％稀土矿的选矿方法，其稀土矿物主要为氟碳铈矿，脉石矿物主要为萤石、重晶石及石英，采用摇床-浮选工艺进行选别，磨矿细度为-0.07mm占60％，最终得到reo品位63.68％、回收率为47.43％的摇床精矿和稀土矿品位60.37％、回收率为39.25％的浮选精矿，稀土矿综合回收率为86.68％。该方法虽然较原有稀土指标有了一定的改善，但是仍具有较大的提升空间，且直接采用摇床选别在实际生产中存在管理和维修不便的问题，尾矿中仍有较多有价组分有待回收。
技术实现要素：
本发明的目的在于克服现有技术的选矿方法无法实现稀土尾矿中共伴生组分稀土、铅、钼和钡的有效综合回收的缺陷和不足，提供一种稀土尾矿中集约化回收有价组分的方法。本发明的方法实现了稀土尾矿中共伴生组分稀土、铅、钼和钡的有效综合回收，变废为宝，起到了良好的减排效果，实现固废资源化。
为实现本发明的目的，本发明采用如下方案：
一种稀土尾矿中集约化回收有价组分的方法，包括如下步骤：
s1、磁选富集：稀土尾矿样经弱磁选，得磁铁矿和弱磁选尾矿；弱磁选尾矿在进行高梯度湿式磁选，得强磁选精矿和强磁选尾矿；
s2、浸出收钼：调节强磁选精矿液固比2:1～5:1，加入钼浸出剂，于80～96℃下浸出，再经洗涤、过滤，得钼酸盐溶液和浸出渣；所述钼浸出剂的加入量为90～150g/t；
s3、稀土重选、浮选：浸出渣经分级后，进行摇床重选，得重选稀土精矿和摇床尾矿；摇床尾矿经浮选得稀土精矿和浮选稀土尾矿；
s4、铅浸出：强磁选尾矿磨矿至-0.074mm占60～75％，脱泥，得含铅矿泥和沉砂；调节含铅矿泥液固比1:1～3:1，加入铅浸出剂，于40～70℃下浸出，过滤，得含铅溶液；所述铅浸出剂的加入量为30～200g/t；
s5、钡浮选：调整沉砂的矿浆浓度30％～45％，依次加入调整剂和捕收剂进行一次粗选，再进行四次精选、三次扫选，中矿顺序返回的浮选闭路流程，得重晶石精矿和重晶石浮选尾矿；所述调整剂的加入量为200～1000g/t；所述捕收剂的加入量为20～60g/t；
发明通过弱磁选和强磁选实现了有用组分稀土、钼与铅、钡的有效富集和集约化归队，为后续集中回收奠定良好的基础；采用浸出回收钼，采用重选与浮选联合，实现了稀土矿物的有效回收，获得了高品位和回收率的稀土精矿；采用浸出回收铅，浸渣中浮选回收钡，有效地综合回收了稀土尾矿中共伴生有用组分稀土、铅、钼和钡，变废为宝，起到了良好的减排效果，实现固废资源化。
优选地，s1中所述弱磁选选用的背景磁场场强为0.1～0.2t。
优选地，s1中所述高梯度湿式磁选选用的背景磁场场强为0.9～1.4t。
优选地，s1的稀土尾矿样经弱磁选前还包括磨矿至-1.0～0.7mm的步骤。
更为优选地，磨矿至-1.0mm。
本领域常规的用于浸出钼及铅的浸出剂均可用于本发明中。
优选地，s2中所述钼浸出剂为氢氧化钠或硫化钠中的一种或几种。
优选地，s2中所述浸出时间为0.5～3h。
优选地，s4中所述铅浸出剂为硝酸或盐酸中的一种或几种。
本领域中常规的调整剂和捕收剂均可用于本发明中。
优选地，s5中所述调整剂为水玻璃。
更为优选地，s5中所述水玻璃的模数为2.0～3.0。
优选地，s5中所述捕收剂为氧化石蜡皂或十八烯酸钠中的一种或几种。
优选地，所述有价组分为稀土、钼、铅和钡。
与现有技术相比，本发明具有如下有益效果：
发明通过弱磁选和强磁选实现了有用组分稀土、钼与铅、钡的有效富集和集约化归队，为后续集中回收奠定良好的基础；采用浸出回收钼，采用重选与浮选联合，实现了稀土矿物的有效回收，获得了高品位和回收率的稀土精矿；采用浸出回收铅，浸渣中浮选回收钡，有效地综合回收了稀土尾矿中共伴生有用组分稀土、铅、钼和钡，变废为宝，起到了良好的减排效果，实现固废资源化。
具体实施方式
下面结合实施例进一步阐述本发明。这些实施例仅用于说明本发明而不用于限制本发明的范围。下例实施例中未注明具体条件的实验方法，通常按照本领域常规条件或按照制造厂商建议的条件；所使用的原料、试剂等，如无特殊说明，均为可从常规市场等商业途径得到的原料和试剂。本领域的技术人员在本发明的基础上所做的任何非实质性的变化及替换均属于本发明所要求保护的范围。
实施例1
本实施例提供一种稀土尾矿中集约化回收有价组分的方法，具体过程如下。
选用中国某地稀土尾矿，主要矿物组成为氟碳铈矿、重晶石、萤石等。原矿(稀土尾矿)钼品位为0.13％、重晶石品位23.71％、铅品位0.69％，磨矿至-1.0mm，在背景磁场场强0.1t下弱磁选，得到磁铁矿和弱磁选尾矿，弱磁选尾矿在背景磁场场强1.0t下高梯度湿式磁选，得到强磁选精矿和强磁选尾矿，调节强磁选精矿液固比5:1，按每吨给矿计，加入90克氢氧化钠作为浸出剂，控制温度90℃，时间1.5小时进行浸出，再经洗涤、过滤，得到钼酸钠溶液和浸出渣，浸出渣经分级后，采用6s型摇床，获得重选稀土精矿和摇床尾矿，摇床尾矿不再进行磨矿，直接采用常规稀土浮选方法获得浮选稀土精矿和浮选稀土尾矿，共得到总回收率为86.44％、平均品位为7.7％的含钼稀土精矿和回收率为4.1％、品位为23.87％的稀土矿。强磁选尾矿磨细至-0.074mm占75％，采用水力旋流器进行脱泥作业，获得含铅矿泥和沉砂；调节含铅矿泥的液固比1:1，按每吨给矿计，加入150克硝酸作为浸出剂，控制温度为40℃，搅拌时间1.5小时进行浸出，过滤，得到品位为54.59％、回收率为15.37％的含铅溶液；调整沉砂的矿浆浓度35％，按每吨给矿计，依次加入200克模数为2的水玻璃作为调整剂和20克氧化石蜡皂作为捕收剂进行一次粗选，再进行四次精选、三次扫选、中矿顺序返回的浮选闭路流程，获得品位90.19％、回收率70.81％的重晶石精矿和重晶石浮选尾矿。全流程试验可获得回收率为4.1％、品位为23.87％的稀土中矿，钼品位3.29％、回收率22.89％的含钼稀土精矿，品位为54.59％、回收率为15.37％的含铅溶液。
实施例2
本实施例提供一种稀土尾矿中集约化回收有价组分的方法，具体过程如下。
选用中国某地稀土尾矿，主要矿物组成为氟碳铈矿、重晶石、萤石等。原矿(稀土尾矿)钼品位为0.15％、重晶石品位24.2％、铅品位0.71％，磨矿至-1.0mm，在背景磁场场强0.15t下弱磁选，得到磁铁矿和弱磁选尾矿，弱磁选尾矿在背景磁场场强1.2t下高梯度湿式磁选，得到强磁选精矿和强磁选尾矿，调节强磁选精矿液固比3:1，按每吨给矿计，加入100克硫化钠作为浸出剂，控制温度85℃，时间2小时进行浸出，再经洗涤、过滤，得到钼酸钠溶液和浸出渣，浸出渣经分级后，采用6s型摇床，获得重选稀土精矿和摇床尾矿，摇床尾矿不再进行磨矿，直接采用常规稀土浮选方法获得浮选稀土精矿和浮选稀土尾矿，共得到总回收率为89.84％、平均品位为7.67％的含钼稀土精矿和回收率为4.13％、品位为23.92％的稀土矿。强磁选尾矿磨细至-0.074mm占70％，采用水力旋流器进行脱泥作业，获得含铅矿泥和沉砂；调节含铅矿泥的液固比2:1，按每吨给矿计，加入200克盐酸作为浸出剂，控制温度为50℃，搅拌时间2小时进行浸出，过滤，得到品位为55.13％、回收率为15.26％的含铅溶液；调整沉砂的矿浆浓度40％，按每吨给矿计，依次加入250克模数为2.5的水玻璃作为调整剂和30克十八烯酸钠作为捕收剂进行一次粗选，再进行四次精选、三次扫选、中矿顺序返回的浮选闭路流程，获得品位91.32％、回收率76.1％的重晶石精矿和重晶石浮选尾矿。全流程试验可获得回收率为4.13％、品位为23.92％的稀土中矿，钼品位3.32％、回收率26.56％的含钼稀土精矿，品位为55.13％、回收率为15.26％的含铅溶液。
实施例3
本实施例提供一种稀土尾矿中集约化回收有价组分的方法，具体过程如下
选用中国某地稀土尾矿，主要矿物组成为氟碳铈矿、重晶石、萤石等。原矿(稀土尾矿)钼品位为0.12％、重晶石品位22.6％、铅品位0.65％，磨矿至-1.0mm，在背景磁场场强0.2t下弱磁选，得到磁铁矿和弱磁选尾矿，弱磁选尾矿在背景磁场场强1.4t下高梯度湿式磁选，得到强磁选精矿和强磁选尾矿，调节强磁选精矿液固比4:1，按每吨给矿计，加入120克重量比为1:1的氢氧化钠：硫化钠作为浸出剂，控制温度95℃，时间2.5小时进行浸出，再经洗涤、过滤，得到钼酸钠溶液和浸出渣，浸出渣经分级后，采用6s型摇床，获得重选稀土精矿和摇床尾矿，摇床尾矿不再进行磨矿，直接采用常规稀土浮选方法获得浮选稀土精矿和浮选稀土尾矿，共得到总回收率为91.94％、平均品位为6.8％的含钼稀土精矿和回收率为4.2％、品位为24.01％的稀土矿。强磁选尾矿磨细至-0.074mm占65％，采用水力旋流器进行脱泥作业，获得含铅矿泥和沉砂；调节含铅矿泥的液固比3:1，按每吨给矿计，加入200克重量比为1:2的硝酸：盐酸作为浸出剂，控制温度为60℃，搅拌时间3小时进行浸出，过滤，得到品位为54.82％、回收率为15.41％的含铅溶液；调整沉砂的矿浆浓度45％，按每吨给矿计，依次加入300克模数为3的水玻璃作为调整剂和40克重量比为1:1的氧化石蜡皂：十八烯酸钠作为捕收剂进行一次粗选，再进行四次精选、三次扫选、中矿顺序返回的浮选闭路流程，获得品位86.93％、回收率74.62％的重晶石精矿和重晶石浮选尾矿。全流程试验可获得回收率为4.2％、品位为24.01％的稀土中矿，钼品位3.12％、回收率29.9％的含钼稀土精矿，品位为54.82％、回收率为15.41％的含铅溶液。
本发明的方法实现了稀土尾矿中共伴生组分稀土、铅、钼和钡的有效综合回收，变废为宝，起到了良好的减排效果，实现固废资源化。
以上所述是本发明的特定示例实施方式，对于本领域的技术人员，在不脱离本发明的原理下，还可以做出若干的改进与修辞。事实上，本发明的范围由所附的权利要求及其等效限定。