一种低品位氟碳铈矿精矿的化学选矿方法

技术领域

本发明涉及稀土选矿技术领域，特别涉及一种低品位氟碳铈矿精矿的化学选矿方法。

背景技术

氟碳铈矿是世界储量最大的稀土矿物，全球约70％的稀土产品来自氟碳铈矿，我国内蒙古白云鄂博稀土矿、四川冕宁和德昌稀土矿，以及山东微山稀土矿等，均是以氟碳铈矿为主的大型稀土矿床。氟碳铈矿原矿中的稀土矿物除了氟碳铈矿外，还含有独居石、碳酸铈钠矿、菱钙锶铈矿等，其脉石主要由方解石、菱镁矿、菱锶矿、角闪石、重晶石构成。

为了回收氟碳铈矿原矿中的稀土，山东微山稀土矿先采用“一粗二扫三精”的物理选矿工艺得到稀土品位为40％REO(稀土物料中稀土含量以稀土氧化物REO计，下同)氟碳铈矿精矿，再对氟碳铈矿精矿进行硫酸化焙烧法处理。此外，随着资源禀赋的变化，原矿中的碳酸铈钠矿越来越多，对稀土回收造成了更大的影响。

由此，目前在低品位氟碳铈矿精矿选矿技术领域，主要存在以下技术问题：(1)采用浮选、重选或磁选等的传统物理选矿，难以将氟碳铈矿原矿中的碳酸铈钠矿与氟碳铈矿有效分离，进而碳酸铈钠矿会伴生进入选矿后的氟碳铈矿精矿中，造成选矿收率低和品位降低； (2)碳酸铈钠矿中的钠元素也会对氟碳铈矿精矿硫酸化焙烧法处理带来干扰，钠元素导致稀土以硫酸盐稀土复盐的形式损失于酸浸渣和中和渣中，造成稀土冶炼分离时收率低。

发明内容

为解决上述技术问题，本发明提供了一种低品位氟碳铈矿精矿的化学选矿方法，所述低品位氟碳铈矿精矿中至少含有氟碳铈矿和碳酸铈钠矿两种矿物，所述方法包括：

采用稀酸对低品位氟碳铈矿精矿进行溶解，以使所述碳酸铈钠矿溶于稀酸中，得到可溶性盐溶液；其中，所述可溶性盐溶液中含有稀土和钙锶钡钠；

从所述可溶性盐溶液和二次稀土精矿中回收稀土；其中，所述二次稀土精矿中的稀土矿物基本上由未溶于稀酸的所述氟碳铈矿组成。

优选地，所述稀酸为盐酸、醋酸或硝酸中的至少一种。

优选地，所述稀酸的浓度为0.5～4.0mol/L。

优选地，所述采用稀酸对低品位氟碳铈矿精矿进行溶解，以使所述碳酸铈钠矿溶于稀酸中，得到可溶性盐溶液，包括：

采用稀酸对低品位氟碳铈矿精矿进行溶解时，将温度控制在15～ 40℃，以使所述碳酸铈钠矿溶于稀酸中，得到所述可溶性盐溶液。

优选地，所述低品位氟碳铈矿精矿中的稀土品位为15％～ 40％REO；所述碳酸铈钠矿中稀土占所述低品位氟碳铈矿精矿中稀土总量的10％～80％；所述二次稀土精矿中稀土品位为40％～70％REO。

优选地，所述可溶性盐溶液的pH值为3.0～4.0。

优选地，从所述可溶性盐溶液和二次稀土精矿中回收稀土，包括：

对所述二次稀土精矿进行洗涤，以洗去所述二次稀土精矿中的氯离子；

洗涤后所述二次稀土精矿加入硫酸，进行硫酸化焙烧法处理，以回收稀土；其中，所述硫酸化焙烧法处理包括：焙烧、水浸、中和除杂以及转型。

优选地，洗涤后所述二次稀土精矿中氯离子的含量小于0.5％。

优选地，在洗涤后所述二次稀土精矿加入硫酸，进行硫酸化焙烧法处理的过程中，所述硫酸与洗涤后所述二次稀土精矿的质量比为 0.9～2.0，所述焙烧的温度为150～400℃，所述水浸的温度为15～ 50℃；

所述中和除杂为采用氧化镁、氧化钙、氢氧化镁、氢氧化钙或碳酸氢镁中的至少一种进行除杂，得到pH值为3.0～4.0的硫酸稀土溶液；其中，所述硫酸稀土溶液中稀土含量为17～45gREO/L；

所述转型为采用碳酸稀土沉淀或萃取的方式对所述硫酸稀土溶液进行转型，得到氯化稀土溶液。

优选地，从所述可溶性盐溶液和二次稀土精矿中回收稀土，包括：

所述可溶性盐溶液采用碳酸钠、碳酸氢钠或碳酸氢铵中的至少一种进行沉淀，或，所述可溶性盐溶液采用酸性萃取剂进行萃取，以回收所述可溶性盐溶液中的稀土。

与现有技术相比，本发明具备以下优点：

本发明提供了一种低品位氟碳铈矿精矿的化学选矿方法，所述低品位氟碳铈矿精矿中至少含有氟碳铈矿和碳酸铈钠矿两种矿物，所述方法包括：采用稀酸对低品位氟碳铈矿精矿进行溶解，以使所述碳酸铈钠矿溶于稀酸中，得到可溶性盐溶液；其中，所述可溶性盐溶液中含有稀土和钙锶钡钠；从所述可溶性盐溶液和二次稀土精矿中回收稀土；其中，所述二次稀土精矿中的稀土矿物基本上由未溶于稀酸的所述氟碳铈矿组成。本发明通过化学选矿方法对精矿进行处理，可得到高品位的二次稀土精矿和含稀土的可溶性盐溶液，进而从二次稀土精矿和含稀土的可溶性盐溶液中各自回收稀土，可提高总体收率，从低品位氟碳铈矿精矿至回收结束，可保证稀土选冶总收率在90％以上。

本发明通过对低品位氟碳铈矿精矿进行化学选矿，将其中的碳酸铈钠矿稀酸溶解，得到含有稀土和钙锶钡钠的的可溶性盐溶液，氟碳铈矿基本不溶于稀酸，达到将碳酸铈钠矿从低品位氟碳铈矿精矿中选择性去除的目的，保证了稀土收率与氟碳铈矿的品位；将含有钠的碳酸铈钠矿去除，保证了在硫酸化焙烧法处理过程中不会因钠元素的存在使稀土的收率进一步降低(钠元素产生的硫酸稀土复盐沉淀会影响稀土收率)，解决了硫酸化焙烧法处理过程中稀土收率降低的问题。采用本发明，将氟碳铈矿矿物通过稀酸溶解，可有效提高硫酸化焙烧法处理过程中的稀土收率，氟碳铈矿的稀土收率保持在90％以上；将碳酸铈钠矿中的稀土通过稀酸溶解，以及沉淀或萃取方法进行回收。最终可保证从低品位氟碳铈矿精矿为原料开始至回收结束，稀土选冶的总收率大于90％。

附图说明

图1为本发明实施例的低品位氟碳铈矿精矿的化学选矿方法的步骤流程图。

具体实施方式

下面结合附图和具体实施例对本发明作进一步详细的说明，但不应理解为对本发明的限制。若未特别指明，实施例中所用的技术手段为本领域技术人员所熟知的常规手段。除非特别说明，本发明采用的实例、方法和设备为本技术领域常规试剂、方法和设备。

碳酸铈钠矿矿物首次发现于科拉半岛，后在我国白云鄂博铁-稀土-铌矿和山东微山湖稀土矿也有发现，特别是在山东微山湖稀土矿深部开展过程中，该矿物呈现出大幅增加趋势。碳酸铈钠矿矿物为斜方晶系，含有稀土、锶、钙、钠和钡元素，其成分复杂，与氟碳铈矿在原矿中伴生时，干扰了传统的物理选矿过程，降低了精矿品位和选矿收率，也降低了后续精矿硫酸化焙烧法处理过程中的稀土收率。

根据理论计算，氟碳铈矿纯矿物的稀土含量74.77％ REO，碳酸铈钠矿纯矿物的稀土含量约为33％REO。这意味着当碳酸铈钠在氟碳铈矿原矿中比重足够大时，即使浮选选出完全稀土矿物，也无法得到传统意义上＞40％REO的氟碳铈矿精矿。

品位40％REO及以下的氟碳铈矿精矿不适用采用氧化焙烧—盐酸浸出或碱法等工艺处理，一般普遍采用硫酸化焙烧法处理，稀土收率可达到90％以上。但研究和工业实践发现：随着碳酸铈钠矿物进入氟碳铈矿精精矿，当碳酸铈钠矿物形式的稀土含量大于10％，用硫酸化焙烧法处理氟碳铈矿精矿，稀土收率不足85％,且随着精矿中碳酸铈钠矿物比例的增加，硫酸化焙烧法处理精矿稀土收率将呈现大幅下降。

有鉴于此，本发明提供了一种低品位氟碳铈矿精矿的化学选矿方法，所述低品位氟碳铈矿精矿中至少含有氟碳铈矿和碳酸铈钠矿两种矿物，参照图1所示，示出了本发明实施例的低品位氟碳铈矿精矿的化学选矿方法的步骤流程图，所述方法包括：

S1，采用稀酸对低品位氟碳铈矿精矿进行溶解，以使所述碳酸铈钠矿溶于稀酸中，得到可溶性盐溶液；其中，所述可溶性盐溶液中含有稀土和钙锶钡钠；

S2，从所述可溶性盐溶液和二次稀土精矿中回收稀土；其中，所述二次稀土精矿中的稀土矿物基本上由未溶于稀酸的所述氟碳铈矿组成。

其中，二次稀土精矿中的稀土矿物除了未溶于稀酸的氟碳铈矿，还包含少量未溶于稀酸的碳酸铈钠矿物。

本发明实施例中，对两种稀土矿物中稀土分别进行回收：一方面可提高二次稀土精矿硫酸化焙烧法处理中稀土收率，达到90％以上；另一方面将溶于稀酸的碳酸铈钠矿中的稀土进行回收,稀土收率大于 90％。最终可保证从低品位氟碳铈矿精矿为原料开始到回收得到氯化稀土溶液，稀土选冶的总收率大于90％。

通过对低品位氟碳铈矿精矿进行化学选矿，将其中的碳酸铈钠矿通过稀酸酸溶，得到含有稀土和钙锶钡钠的可溶性盐溶液，以及包含基本未溶于稀酸的氟碳铈矿的二次稀土精矿，其中稀土品位得到大幅提高，由此保证氟碳铈矿的收率与品位；将含有钠的碳酸铈钠矿从氟碳铈矿中溶去，保证了所述的二次稀土精矿在硫酸化焙烧法处理过程中不会因钠元素存在而产生硫酸稀土复盐沉淀，保证了稀土的高收率。对洗涤后的二次稀土精矿进行硫酸化焙烧、水浸、中和除杂以及转型后，得到氯化稀土溶液，其稀土收率在90％以上。

此外，通过对低品位稀土精矿采用化学选矿，也可同时对低品位氟碳铈矿精矿中伴生的方解石、菱镁矿、菱锶矿等各种碳酸盐矿物进行选别，即稀酸将方解石、菱镁矿、菱锶矿等从低品位氟碳铈矿精矿中选择性地溶去，提高了二次稀土精矿的品位，减少杂质对二次精矿后续硫酸化焙烧的影响，降低了化工原材料消耗和提高稀土收率。

需要说明的是，低品位氟碳铈矿精矿中的稀土大部分都来自于碳酸铈钠矿以及氟碳铈矿，但除此之外，低品位氟碳铈矿精矿还含有其他少量的稀土，本发明中对这少量稀土的回收方法不做任何的限制，本发明的方法只针对于碳酸铈钠矿以及氟碳铈矿中稀土的回收。

优选地，所述稀酸为盐酸、醋酸或硝酸中的至少一种。

本实施例中，碳酸铈钠矿溶于稀酸中发生酸溶反应，得到含有稀土、钠、钡、钙和锶的可溶性盐溶液。

优选地，所述稀酸的浓度为0.5～4.0mol/L。

其中，稀酸的浓度具体可以是0.5、0.6、0.7……4.0。

本实施例中，稀酸的浓度可进一步优选为0.5～2.5mol/L，不宜采用过高浓度的稀酸，以免影响稀土回收。

优选地，所述采用稀酸对低品位氟碳铈矿精矿进行溶解，以使所述碳酸铈钠矿溶于稀酸中，得到可溶性盐溶液，包括：

采用稀酸对低品位氟碳铈矿精矿进行溶解时，将温度控制在15～ 40℃，以使所述碳酸铈钠矿溶于稀酸中，得到所述可溶性盐溶液。

其中，可溶性盐溶液中的氟离子浓度小于0.1g/L。本实施例中溶解温度可进一步优选为20～35℃。不宜采用过高的反应温度(80℃以上)，以免降低稀土收率。例如，采用80℃以上的溶解温度将导致氟碳铈矿精矿在高温下因晶型改变而发生明显地溶解，主要体现为氟离子进入可溶性盐溶液，当氟离子浓度大于0.1g/L，导致下一步通过沉淀或萃取的方式回收稀土收率降低。

在实际操作过程中，为避免因稀酸溶解反应剧烈而导致的整个体系温度过高，导致氟碳铈矿溶解，可通过减慢加料速度来控制稀酸溶解反应温度。

优选地，所述低品位氟碳铈矿精矿中的稀土品位为15％～ 40％REO；所述碳酸铈钠矿中稀土占所述低品位氟碳铈矿精矿中稀土总量的10％～80％；所述二次稀土精矿中稀土品位为40％～70％REO。

本实施例中低品位氟碳铈矿精矿中稀土品位可优选为20％～ 35％REO。

优选地，所述可溶性盐溶液的pH值为3.0～4.0。

在一些实施例中，在采用稀酸溶解的过程中，以含钙锶钠钡的可溶性盐溶液最终酸度为pH为3.0～4.0作为加酸终点。

为保证碳酸铈钠矿充分溶解，保证二次稀土精矿中钠含量低于 1％以下，需要将最终pH值控制在3.0～4.0之间。

优选地，从所述可溶性盐溶液和二次稀土精矿中回收稀土，包括：

对所述二次稀土精矿进行洗涤，以洗去所述二次稀土精矿中的氯离子；

洗涤后所述二次稀土精矿加入硫酸，进行硫酸化焙烧法处理，以回收稀土；其中，所述硫酸化焙烧法处理包括：焙烧、水浸、中和除杂以及转型。

在一些实施例中经化学选矿的二次稀土精矿采用硫酸化焙烧法处理后，稀土总收率大于90％以上。

传统的物理选矿中碳酸铈钠矿会伴随进入氟碳铈矿精矿中，在后续硫酸化焙烧法处理过程中，其中的钠元素与稀土形成硫酸复盐，导致收率降低。

本实施例中通过在硫酸化焙烧前将低品位氟碳铈矿精矿中伴生的碳酸铈钠矿用稀酸溶解，进入以含有稀土和钙镁钠锶钡可溶性盐溶液中，可解决钠存在导致精矿硫酸化焙烧过程中收率降低问题。硫酸化焙烧后采用中和除杂，主要是除去其他非稀土杂质，如铁、磷、放射性元素等。

当二次稀土精矿中稀土品位大于50％REO时，可采用氧化焙烧—盐酸浸出工艺回收稀土；当二次稀土精矿中稀土品位大于60％REO 时，可采用碱法工艺回收稀土，均具有较好的经济价值。

优选地，洗涤后所述二次稀土精矿中氯离子的含量小于0.5％。

研究发现，当二次稀土精矿氯根含量达到0.5％～2％，将导致其硫酸化焙烧过程中稀土收率降低1.0～2.0％。

在一些实施例中当二次稀土精矿经洗涤后，其中的氯离子含量小于0.5％，可有效降低氯离子氧化还原的作用对硫酸化焙烧过程的影响。

优选地，在洗涤后所述二次稀土精矿加入硫酸，进行硫酸化焙烧法处理的过程中，所述硫酸与洗涤后所述二次稀土精矿的质量比为 0.9～2.0，所述焙烧的温度为150～400℃，所述水浸温度为15～50℃；

所述中和除杂为采用氧化镁、氧化钙、氢氧化镁、氢氧化钙或碳酸氢镁中的至少一种进行除杂，得到pH值为3.0～4.0的硫酸稀土溶液；其中，所述硫酸稀土溶液中稀土含量为17～45gREO/L；

所述转型为采用碳酸稀土沉淀或萃取的方式对所述硫酸稀土溶液进行转型，得到氯化稀土溶液。

在一些实施例中最终得到的氯化稀土溶液是一种稀土中间原料，可直接经蒸发浓缩得到混合氯化稀土产品或再萃取分离得到单一稀土或稀土富集物。

优选地，从所述可溶性盐溶液和二次稀土精矿中回收稀土，包括：

所述可溶性盐溶液采用碳酸钠、碳酸氢钠或碳酸氢铵中的至少一种进行沉淀，或，所述可溶性盐溶液采用酸性萃取剂进行萃取，以回收所述可溶性盐溶液中的稀土。

其中，酸性萃取剂包括但不限于P204、P507中的至少一种。

在一些实施例中碳酸铈钠矿溶于稀酸中发生酸溶反应，得到含有稀土、钠、钡、锶和钙的混合盐溶液，该混合盐溶液为可溶性盐溶液。得到的含稀土和钠锶钡钙的盐溶液通过直接进行沉淀或萃取的方式回收稀土，随着向在可溶性盐溶液中添加的沉淀剂，可溶性盐溶液中的稀土优先沉淀析出，通过过滤后以回收稀土，具有稀土收率高、化工原材料消耗低的优势。

为使本领域技术人员更好地理解本发明，以下通过几个具体实施例对本发明的技术方案进一步说明。

实施例1

以20.2％REO的低品位氟碳铈矿精矿为原料，其中碳酸铈钠中稀土占到稀土总量的65.4％。

采用浓度为2.0mol/L的盐酸对低品位氟碳铈矿精矿进行酸溶，缓慢添加盐酸，将反应温度控制在25℃～40℃，pH值维持在3.5左右不再变化后，过滤洗涤，得到二次稀土精矿和含有稀土、钙锶钡钠的氯化物溶液。在化学选矿过程中，低品位氟碳铈矿精矿中37.8％的稀土进入二次精矿中，62.2％的稀土进入含有稀土、钙锶钡钠的氯化物溶液，稀土损失可不计。

得到的二次稀土精矿稀土品位为42.2％REO，钠含量为0.92％，氯离子含量为0.41％，按照硫酸：二次稀土精矿质量比例为1.2加入 93％浓硫酸混合后，于320℃进行焙烧，再进行水浸，过滤得到水浸液和水浸渣，水浸液采用氧化镁中和除杂，得到中和渣和pH值为 3.0～4.0，浓度为28.2gREO/L的硫酸稀土溶液，再采用碳酸氢铵沉淀和盐酸溶解(即沉淀转型)得到氯化稀土溶液。从二次稀土精矿到氯化稀土溶液，硫酸化焙烧法处理过程中稀土收率为91.2％。

先对得到的含有稀土、钙锶钡钠的氯化物溶液分析，其中氟离子含量为0.09g/L。再采用碳酸钠沉淀过滤后得到碳酸稀土和含钙锶钡钠的氯化物溶液，再盐酸溶解碳酸稀土得到氯化稀土溶液。

从含有稀土、钙锶钡钠的氯化物溶液到氯化稀土过程中，稀土收率为92.1％，稀土主要损失在沉淀过滤后的钙锶钡钠氯化物溶液中。采用本实施例提供的方法，以20.2％REO的低品位氟碳铈矿精矿为原料得到氯化稀土溶液，稀土总收率可达到91.85％。

实施例2

以20.2％REO的低品位氟碳铈矿精矿为原料，其中碳酸铈钠中稀土占到精矿中稀土总量的65.4％。

采用浓度为3.8mol/L的盐酸对低品位氟碳铈矿精矿进行酸溶，反应温度控制在80℃，不断添加盐酸，pH值维持在3.5不再变化后，过滤洗涤，得到二次稀土精矿和含有稀土、钙锶钡钠的氯化物溶液。在此化学选矿过程中，低品位氟碳铈矿精矿中33.5％的稀土进入二次精矿中，66.5％进入含有稀土、钙锶钡钠的氯化物溶液，稀土损失可不计。

得到的二次稀土精矿稀土品位为48.3％REO，钠含量为0.12％，氯离子含量为0.51％，按照硫酸：二次稀土精矿质量比例为1.2加入 93％浓硫酸混合后，于280℃进行焙烧，再进行水浸，过滤得到水浸液和水浸渣，水浸液采用氧化镁中和除杂，得到中和渣和pH值为 3.0～4.0，浓度为29.3gREO/L的硫酸稀土溶液，再采用碳酸氢铵沉淀和盐酸溶解(即沉淀转型)得到氯化稀土溶液。从二次稀土精矿到氯化稀土溶液，硫酸化焙烧法处理过程中稀土收率为94.2％。

先对得到的含有稀土、钙锶钡钠的氯化物溶液分析，其中氟离子含量为0.32g/L，表明有部分氟碳铈矿明显溶解，再采用P507萃取剂萃取回收可溶性盐溶液中的稀土，再盐酸反萃得到氯化稀土溶液(即萃取回收稀土)，发现萃取过程中有三相物产生，主要是有氟化稀土在萃取段生成所导致，萃取法回收稀土实施困难。从含有稀土、钙锶钡钠的氯化物溶液到氯化稀土过程中，稀土收率为87.5％，稀土主要损失在萃取稀土后剩余的钙锶钡钠的氯化物溶液和三相物中。

采用实施例提供的方法，以20.2％REO的低品位氟碳铈矿精矿为原料得到氯化稀土溶液，稀土总收率可达到89.74％。

和实施例1比较，稀酸溶解过程中反应温度过高，导致氟碳铈矿矿物的部分溶解于含有稀土、钙锶钡钠的氯化物溶液中，导致从含有稀土、钙锶钡钠的氯化物溶液中回收稀土收率低于90％，整体总收率低于90％。

实施例3

以38.8％ REO的低品位氟碳铈精矿为原料，其中碳酸铈钠中稀土占到精矿中稀土总量的39.8％。

采用浓度为0.8mol/L的盐酸对低品位氟碳铈矿精矿进行酸溶反应，缓慢添加盐酸，将反应温度控制在25℃～30℃，pH值维持在4.0 不再变化后，过滤洗涤，得到二次稀土精矿和含有稀土、钙锶钡钠的氯化物溶液。在此化学选矿过程中，低品位氟碳铈矿精矿中61.9％的稀土进入二次精矿中，38.1％的稀土进入含有稀土、钙锶钡钠的氯化物溶液，稀土损失可不计。

得到的二次稀土精矿56.2％REO，钠含量为0.82％，氯离子含量为0.44％，按照硫酸：二次稀土精矿质量比例为1.4加入93％浓硫酸混合后，于160℃进行焙烧，再进行水浸，过滤得到水浸液和水浸渣，水浸液采用碳酸氢镁中和除杂，得到中和渣和pH值为3.0～4.0，浓度为18.2gREO/L的硫酸稀土溶液，再采用碳酸氢钠沉淀和盐酸溶解 (即沉淀转型)得到氯化稀土溶液。从二次稀土精矿到氯化稀土溶液，硫酸化焙烧法处理过程中稀土收率为94.4％。

先对得到的含有稀土、钙锶钡钠的氯化物溶液分析，其中氟离子含量为0.08g/L，再采用碳酸氢铵沉淀过滤后得到碳酸稀土和含钙锶钡钠的氯化物溶液，再盐酸溶解碳酸稀土得到氯化稀土溶液。从含有稀土、钙锶钡钠的氯化物溶液到氯化稀土过程中，稀土收率为92.2％，稀土主要损失在沉淀后的钙锶钡钠的氯化物溶液中。

采用实施例提供的方法，以38.8％REO的低品位氟碳铈矿精矿为原料得到氯化稀土溶液，稀土总收率可达到93.56％。

实施例4

以38.8％ REO的低品位氟碳铈精矿为原料，其中碳酸铈钠中稀土占到精矿中稀土总量的39.8％。

采用浓度为2.0mol/L的盐酸对低品位氟碳铈矿精矿进行酸溶反应，缓慢添加盐酸，将反应温度控制在20℃，pH值维持在3.5左右不再变化后，过滤洗涤，得到二次稀土精矿和含有稀土、钙锶钡钠的氯化物溶液。在此化学选矿过程中，低品位氟碳铈矿精矿中60.6％的稀土进入二次精矿中，39.4％的稀土进入含有稀土、钙锶钡钠的氯化物溶液，稀土损失可不计。

得到的二次稀土精矿59.5％REO，钠含量为0.52％，氯离子含量为0.44％，按照硫酸：二次稀土精矿质量比例为1.05加入93％浓硫酸混合后，于345℃进行焙烧，再进行水浸，过滤得到水浸液和水浸渣，水浸液采用碳酸氢镁中和除杂，得到中和渣和pH值为3.0～4.0，浓度为19.2gREO/L的硫酸稀土溶液，再采用碳酸氢铵沉淀和盐酸溶解(即沉淀转型)得到氯化稀土溶液。从二次稀土精矿到氯化稀土溶液，硫酸化焙烧法处理过程中稀土收率为95.2％。

先对得到的含有稀土、钙锶钡钠的氯化物溶液分析，其中氟离子含量为0.03g/L，再采用碳酸氢铵沉淀过滤后得到碳酸稀土和含钙锶钡钠的氯化物溶液，再盐酸溶解碳酸稀土得到氯化稀土溶液。

从含有稀土、钙锶钡钠的氯化物溶液到氯化稀土过程中，稀土收率为94.1％，稀土主要损失在沉淀后的钙锶钡钠的氯化物溶液中。采用实施例提供的方法，以38.8％REO的低品位氟碳铈矿精矿为原料得到氯化稀土溶液，稀土总收率可达到94.8％。

对比例1(实施例1、2的对比例)

以20.2％REO的低品位氟碳铈矿精矿为原料，其中碳酸铈钠中稀土占到稀土总量的65.4％。

按照硫酸：低品位氟碳铈矿精矿质量比例为1.89添加93％浓硫酸浓硫酸混合后，于320℃焙烧，再进行水浸并过滤，得到水浸液和水浸渣，水浸液采用氧化镁中和除杂后过滤，得到中和渣和pH值 3.0～4.0、浓度26.2gREO/L的硫酸稀土溶液，再采用P204萃取转型得到氯化稀土溶液。

以20％REO的低品位氟碳铈矿精矿为原料，直接采用硫酸化焙烧法处理得到氯化稀土溶液，稀土收率只有78.2％，稀土主要损失在硫酸化焙烧法处理过程中产生的酸溶渣和中和渣。

因此，通过将对比实施例1，实施例1和实施例2比较，对于低品位氟碳铈矿精矿采用化学选矿处理，从低品位氟碳铈矿精矿到氯化稀土溶液，将大大提供稀土总收率。

对于方法实施例，为了简单描述，故将其都表述为一系列的动作组合，但是本领域技术人员应该知悉，本发明并不受所描述的动作顺序的限制，因为依据本发明，某些步骤可以采用其他顺序或者同时进行。其次，本领域技术人员也应该知悉，说明书中所描述的实施例均属于优选实施例，所涉及的动作和部件并不一定是本发明所必须的。

以上对本发明所提供的一种低品位氟碳铈矿精矿的化学选矿方法进行了详细介绍，本文中应用了具体个例对本发明的原理及实施方式进行了阐述，以上实施例的说明只是用于帮助理解本发明的方法及其核心思想；同时，对于本领域的一般技术人员，依据本发明的思想，在具体实施方式及应用范围上均会有改变之处，综上所述，本说明书内容不应理解为对本发明的限制。