权利要求
1.一种从低品位难选钽铌细泥中高效回收钽铌的选别方法，其特征在于，包括以下步骤:
S1，磁选预富集，将低品位难选钽铌细泥原矿经浓缩后进行弱磁选-高梯度强磁选预先富集作业，得到弱磁精矿、强磁精矿及非磁性尾矿;
S2，钽铌浮选粗扫选，将S1中所得的强磁精矿调浆后依次加入pH调整剂、抑制剂、金属离子配合物捕收剂和起泡剂，通气进行粗选，尔后加入金属离子配合物捕收剂进行1～3次扫选，中矿顺序返回，完成后得到钽铌浮选粗精矿和钽铌浮选尾矿;
S3，钽铌粗精矿离心机重选，将S2中所得的钽铌浮选粗精矿作为给矿进行离心机重选作业，得到钽铌重选精矿和重选尾矿;
S4，浓缩制浆，将S3中所得的钽铌重选精矿进行浓密机浓缩制浆，浓缩至矿浆浓度为30%～35%，得到钽铌浮选精选矿浆;
S5，钽铌浮选精选，将S4中得到的矿浆调浆依次加入抑制剂、金属离子配合物捕收剂和起泡剂，通气进行1～2精选后，加入金属离子配合物捕收剂进行1～3次精扫选，得到钽铌精矿产品，精扫选的中矿顺序返回，精扫选尾矿返回至S3与钽铌浮选粗精矿合并作为给矿。
2.根据权利要求1所述的一种从低品位难选钽铌细泥中高效回收钽铌的选别方法，其特征在于：所述原矿为含钽铌矿物细泥，钽铌矿物为钽、铌铁矿族矿物，占矿物总量的0.02～0.1%，所述原矿含黄玉、黑云母、铁锂云母、石榴石、电气石、闪石此类难分离脉石矿物中的一种或任意组合，具有目的矿物含量低、粒度细及矿物组成复杂的特点。
3.根据权利要求1所述的一种从低品位难选钽铌细泥中高效回收钽铌的选别方法，其特征在于：所述低品位难选钽铌细泥原矿为钽铌矿选别中的原生矿泥或次生矿泥，原矿中(Ta,Nb)2O5含量为0.01～0.06%，经浓缩后其浓度为20%～25%。
4.根据权利要求1所述的一种从低品位难选钽铌细泥中高效回收钽铌的选别方法，其特征在于：S1中，弱磁选的磁场强度为0.15～0.25T，选别次数为一次;高梯度强磁选为湿式高梯度强磁选，磁场强度为0.8～1.4T，选别次数为1～2次。
5.根据权利要求1所述的一种从低品位难选钽铌细泥中高效回收钽铌的选别方法，其特征在于：所述抑制剂为六偏磷酸钠、羧甲基纤维素、酸化水玻璃、水玻璃中的一种或任意组合，所述酸化水玻璃由硫酸将水玻璃溶液pH调至2～4制备得到;
S2中，抑制剂的用量为50～800g/t;S5中，精选抑制剂总用量为30～300g/t。
6.根据权利要求1所述的一种从低品位难选钽铌细泥中高效回收钽铌的选别方法，其特征在于：所述金属离子配合物捕收剂由铜铁试剂、苯甲羟肟酸、硝酸铅、和水混合均匀所得到的，其质量比为1：(0.3～0.8)：(0.2～2)：(40～80)。
7.根据权利要求6所述的一种从低品位难选钽铌细泥中高效回收钽铌的选别方法，其特征在于：
S2中，金属离子配合物捕收剂粗选用量为100～300g/t，扫选总用量为50～200g/t;
S5中，精选金属离子配合物捕收剂总用量为30～200g/t，精扫选金属离子配合物捕收剂总用量为20～200g/t。
8.根据权利要求1所述的一种从低品位难选钽铌细泥中高效回收钽铌的选别方法，其特征在于：所述起泡剂为2号油，S2中起泡剂的用量为10～30g/t，S5中精选起泡剂总用量为10～20g/t。
9.根据权利要求1所述的一种从低品位难选钽铌细泥中高效回收钽铌的选别方法，其特征在于：S2中，所述pH调整剂为碳酸钠，将矿浆pH调至7.0～8.5。
10.根据权利要求1所述的一种从低品位难选钽铌细泥中高效回收钽铌的选别方法，其特征在于：S3中，离心机作业的给矿浓度为20～28%。
说明书
技术领域
[0001]本发明属于矿物加工技术领域，具体地说，涉及一种从低品位难选钽铌细泥中高效回收钽铌的选别方法。
背景技术
[0002]钽铌是重要的战略资源，在稀有金属中占有特殊地位，广泛用于冶金、航空航天、军工、电子、超导材料及医疗仪器等方面。我国是世界上钽铌资源需求量最大的国家，年消耗钽铌量近万吨。钽铌细泥的选别是提高整个钽铌选别指标的关键，也是钽铌矿选别的难点。在钽铌矿选别流程中，钽铌细泥有两个来源：主要来自预选前的洗矿水，经浓缩后称为原生矿泥;磨矿后进入重选段的脱泥作业，这部分细泥经过浓缩后称为次生矿泥，粒度一般小于0.074mm。通常钽铌细泥具有以下的特点：原、次生细泥中钽铌的含量往往等于或大于原矿品位;粒度较细，粒级范围宽;细泥中钽铌品位低，矿物组成复杂。
[0003]对于钽铌细泥中钽铌的选别回收，普遍采用单一重选法，以螺旋溜槽和离心选矿机作为粗选设备，皮带溜槽和摇床作为精选设备。该方法虽成本较低，但钽铌选别回收技术指标差，操作条件要求高，难管理。浮选法回收钽铌细泥是一种很有潜力的方法，但由于钽铌细泥原矿品位低，矿泥中常含有黄玉、铁锂云母、黑云母等与钽铌矿物可浮性很相近的难分离脉石矿物，导致钽铌浮选富集比低。因此，根据低品位难选钽铌细泥原料的性质，开发合理的钽铌选别回收方法，减少钽铌浮选入选量，增强药剂选择性和捕收能力，提高浮选富集比，是亟待解决的问题。
[0004]有鉴于此特提出本发明。
发明内容
[0005]本发明要解决的技术问题在于克服现有技术的不足，提供一种从低品位难选钽铌细泥中高效回收钽铌的选别方法，该方法以低品位难选钽铌细泥为原料，基于其理化性质，采用“磁选预富集-钽铌浮选粗扫选-粗精矿离心机重选-钽铌浮选精选”的工艺。在该方法中通过磁选预富集，可丢弃大部分尾矿，减少钽铌浮选给矿量;在钽铌的浮选中应用金属离子配合物捕收剂，提高浮选药剂作用效率;同时对钽铌浮选粗精矿进行离心机重选，脱除与钽铌矿物可浮性很相近的难分离脉石矿物，为钽铌浮选精选创造有利条件，强化钽铌的精选富集。该方法具有钽铌选别技术指标高，过程稳定，经济效益好的特点。
[0006]为解决上述技术问题，本发明采用技术方案的基本构思是：
[0007]一种从低品位难选钽铌细泥中高效回收钽铌的选别方法，包括以下步骤：
[0008]S1，磁选预富集，将低品位难选钽铌细泥原矿进行弱磁选-高梯度强磁选预先富集作业，得到弱磁精矿、强磁精矿及非磁性尾矿;
[0009]S2，钽铌浮选粗扫选，将S1中所得的强磁精矿产品进行钽铌浮选粗扫选作业，得到钽铌浮选粗精矿和钽铌浮选尾矿;
[0010]S3，钽铌粗精矿离心机重选，将S2中所得的钽铌浮选粗精矿产品及S5的精扫选尾矿产品合并作为给矿进行离心机重选作业，得到钽铌重选精矿和重选尾矿;
[0011]S4，浓缩制浆，将S3中所得的钽铌重选精矿进行浓密机浓缩制浆，浓缩至矿浆浓度为30～35%，得到钽铌浮选精选矿浆;
[0012]S5，钽铌浮选精选，将S4中得到的矿浆进行钽铌浮选精选及精扫选作业，得到钽铌精矿产品，精扫选的中矿顺序返回，精扫选尾矿返回至S3。
[0013]进一步地，所述低品位难选钽铌细泥原矿为钽铌矿选别中的原生或次生矿泥，经浓缩后其浓度为20%～25%，低品位指的是原矿中(Ta,Nb)2O5含量为0.01～0.06%。
[0014]进一步地，S1所述原矿为含钽铌矿物细泥，钽铌矿物为钽、铌铁矿族矿物，占矿物总量的0.02～0.1%。
[0015]进一步地，S1所述原矿含黄玉、黑云母、铁锂云母、石榴石、电气石、闪石此类难分离脉石矿物中的一种或任意组合，具有目的矿物含量低、粒度细及矿物组成复杂的特点。
[0016]进一步地，所述S1中弱磁选的磁场强度为0.10～0.25T，选别次数为一次;
[0017]进一步地，所述S1中高梯度强磁选为湿式高梯度强磁选，磁场强度为0.8～1.4T，选别次数为1～2次，其精矿合并为强磁精矿产品。
[0018]进一步地，所述S2浮选粗选调浆依次加入pH调整剂、抑制剂、金属离子配合物捕收剂和起泡剂，通气进行粗选后，加入金属离子配合物捕收剂进行1～3次扫选，中矿顺序返回，完成后得到钽铌浮选粗精矿和尾矿。
[0019]进一步地，所述S2中pH调整剂为碳酸钠，将矿浆pH调至7.0～8.5。
[0020]进一步地，所述S2中抑制剂为六偏磷酸钠、羧甲基纤维素、酸化水玻璃、水玻璃中的一种或任意组合，其相对于细泥原矿的用量为50～800g/t;所述酸化水玻璃由硫酸将水玻璃溶液pH调至2～4制备得到。
[0021]进一步地，所述S2中金属离子配合物捕收剂由铜铁试剂、苯甲羟肟酸、硝酸铅、和水混合均匀所得到的，其质量比为1：(0.3～0.8)：(0.2～2)：(40～80)。
[0022]进一步地，所述S2中金属离子配合物捕收剂粗选(相对于细泥原矿)用量(以铜铁试剂质量计)为100～300g/t，扫选总(相对于细泥原矿)用量(以铜铁试剂质量计)为50～200g/t。
[0023]进一步地，所述S2中所述起泡剂为2号油，用量(相对于细泥原矿)为10～30g/t。
[0024]进一步地，所述S3中离心机作业的给矿浓度为20～28%。
[0025]进一步地，所述S5钽铌浮选精选调浆依次加入抑制剂、金属离子配合物捕收剂和起泡剂，通气进行1～2精选后，加入金属离子配合物捕收剂进行1～3次精扫选。
[0026]进一步地，所述S5钽铌浮选精选调浆所用抑制剂、金属离子配合物捕收剂和起泡剂与S2相同;精选抑制剂总用量(相对于细泥原矿)为30～300g/t，精选金属离子配合物捕收剂(相对于细泥原矿)总用量(以铜铁试剂质量计)为30～200g/t，精选起泡剂总用量(相对于细泥原矿)为10～20g/t;精扫选金属离子配合物捕收剂(相对于细泥原矿)总用量(以铜铁试剂质量计)为20～200g/t。
[0027]采用上述技术方案后，本发明与现有技术相比具有以下有益效果。
[0028](1)本发明通过弱磁-高梯度强磁选预富集，丢弃了细泥原矿中60%以上的非磁性脉石矿物，大大降低了钽铌浮选给矿量。在钽铌浮选中以金属离子配合物为捕收剂代替传统的无机金属离子活化后再加捕收剂的形式，提高捕收剂选择性;同时以铜铁试剂和苯甲羟肟酸作为复合有机捕收剂配体，由于两种有机捕收剂配体产生协同效应，增强了药剂的捕收能力，提高了钽铌的浮选回收率，并降低了药剂的用量。在钽铌细泥中，常含有黄玉、黑云母、铁锂云母、石榴石、电气石、闪石脉石矿物，这些矿物与钽铌矿物的可浮性相近而不利于其浮选富集;在本方法中，利用钽铌矿物与该类脉石矿物间的密度差异，对钽铌浮选粗精矿进行离心机重选，脱除这部分脉石矿物后再进行钽铌浮选精选，为钽铌的精选创造了有利条件，在保证回收率的同时提高了精选富集比。
[0029](2)本发明方法适用于含(Ta,Nb)2O5为0.01～0.06%的低品位难选钽铌原生或次生细泥，其中钽铌矿物为钽、铌铁矿族矿物。对于该类矿泥，当原矿中(Ta,Nb)2O5≥0.01%时，最终钽铌精矿含(Ta,Nb)2O5≥10%，回收率相较于单一重选工艺提高20%以上。本发明方法克服了低品位难选钽铌细泥单一重选工艺回收率低难题;通过磁选预处理、新型金属离子配合物捕收剂及浮选粗精矿离心机重选，达到了降低钽铌浮选成本，提高选别效率的目的。
[0030]下面结合附图对本发明的具体实施方式作进一步详细的描述。
附图说明
[0031]附图作为本申请的一部分，用来提供对本发明的进一步的理解，本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明，但不构成对本发明的不当限定。显然，下面描述中的附图仅仅是一些实施例，对于本领域普通技术人员来说，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附图。在附图中：
[0032]图1是本发明方法流程示意图。
[0033]需要说明的是，这些附图和文字描述并不旨在以任何方式限制本发明的构思范围，而是通过参考特定实施例为本领域技术人员说明本发明的概念。
具体实施方式
[0034]为使本发明实施例的目的、技术方案和优点更加清楚，下面将结合本发明实施例中的附图，对实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，以下实施例用于说明本发明，但不用来限制本发明的范围。
[0035]实施例1
[0036]某低品位花岗岩型钽铌细泥原料，该矿泥中(Ta,Nb)2O5的含量为0.018%，-74μm粒级含量为88.1%，-37μm粒级含量为49.4%。其中钽铌矿物为铌钽锰矿，其含量为0.025%;脉石矿物主要为石英、长石、黄玉、铁锂云母等;此外，该矿石中含有0.027%的黑钨矿，属于低品位难选钽铌细泥。
[0037]方案一：在该方案中，钽铌的选别包括“磁选预富集、钽铌浮选粗扫选、钽铌粗精矿离心机重选、浓缩制浆、钽铌浮选精选”步骤，结合附图1所示，具体如下：
[0038](1)磁选预富集：对原矿进行弱磁选作业(磁场强度为0.2T)，脱除强磁产品;之后采用湿式高梯度强磁选(磁场强度为1.1T)进行选别，选别次数为两次，其精矿合并为强磁精矿产品。
[0039](2)钽铌浮选粗扫选：将步骤(1)中所得的强磁精矿产品进行钽铌浮选粗选作业，粗选调浆时依次加入碳酸钠、300g/t酸化水玻璃、200g/t金属离子配合物捕收剂(以铜铁试剂质量计)及20g/t的2号油;调浆后进入浮选槽中进行粗选作业，并对粗选作业得到尾矿进行两次扫选作业(中矿顺序返回)的闭路浮选后得到钽铌浮选粗精矿和浮选尾矿;其中第一次扫选作业加入100g/t的金属离子配合物捕收剂，第二次扫选作业加入50g/t的金属离子配合物捕收剂。
[0040](3)钽铌粗精矿离心机重选：将步骤(2)中所得的钽铌浮选粗精矿产品及步骤(5)的精扫选尾矿产品合并作为给矿进行离心机重选作业，离心机作业选别次数为一次，选别给矿浓度为23%，得到钽铌重选精矿和重选尾矿(返回至钽铌浮选粗选作业)。
[0041](4)浓缩制浆：将步骤(3)中所得的钽铌重选精矿进行浓密机浓缩制浆，浓缩至矿浆浓度为34%，得到钽铌浮选精选矿浆。
[0042](5)钽铌浮选精选：将步骤(4)中得到的矿浆进行钽铌浮选精选作业，精选调浆时依次加入100g/t酸化水玻璃、60g/t金属离子配合物捕收剂(以铜铁试剂质量计)及10g/t的2号油;调浆后进入浮选槽中进行精选作业，并对精选作业得到的尾矿进行两次精扫选作业(中矿顺序返回，精扫选Ⅱ的尾矿返回至步骤(3))的闭路浮选后得到钽铌浮选精矿;其中第一次和第二次精扫选作业分别加入40g/t、30g/t金属离子配合物捕收剂。
[0043]以上步骤(2)和(5)中，金属离子配合物捕收剂的组成和质量配比为：铜铁试剂：苯甲羟肟酸：硝酸铅：水=1：0.5：1：80;酸化水玻璃由硫酸将水玻璃溶液pH调至2制备得到;其中各药剂用量均是相对于细泥原矿的用量。
[0044]方案二：该方案为传统的“磁-浮-重”工艺，即包括“磁选预富集、钽铌浮选粗扫选、钽铌浮选精选、钽铌浮选精矿离心机重选”步骤，钽铌浮选采用传统硝酸铅活化-苯甲羟肟酸螯合捕收剂作为药剂方案，其中步骤(1)“磁选预富集”与方案一相同，其他步骤具体如下：
[0045](2)钽铌浮选粗扫选：将步骤(1)中所得的强磁精矿产品进行钽铌浮选粗选作业，粗选调浆时依次加入碳酸钠、350g/t酸化水玻璃、300g/t硝酸铅、250g/t苯甲羟肟酸(捕收剂)及20g/t的2号油;调浆后进入浮选槽中进行粗选作业，并对粗选作业得到尾矿进行两次扫选作业(中矿顺序返回)的闭路浮选后得到钽铌浮选粗精矿和浮选尾矿;其中第一次扫选作业加入120g/t的苯甲羟肟酸捕收剂，第二次扫选作业加入50g/t的苯甲羟肟酸捕收剂。
[0046](3)钽铌浮选精选：将步骤(2)中得到的钽铌浮选粗精矿进行精选作业，精选调浆时加入50g/t酸化水玻璃，调浆后进入浮选槽中进行精选作业，经过四次精选作业(中矿顺序返回)的闭路浮选后得到钽铌精矿。
[0047](4)钽铌浮选精矿离心机重选：将步骤(3)中所得的钽铌浮选精矿产品作为给矿进行离心机重选，离心机粗扫选作业各一次，将其精矿合并进行离心机精选，精选作业次数为一次，其精选尾矿返回至离心机粗选作业;离心机选别给矿浓度为20～25%，得到最终钽铌精矿产品。
[0048]以上步骤(2)和(3)中，酸化水玻璃由硫酸将水玻璃溶液pH调至2制备得到;其中各药剂用量均是相对于细泥原矿的用量。
[0049]方案三：该方案为传统的“磁-重”工艺，包括“磁选预富集、钽铌离心机重选、横流皮带精选”步骤，其中步骤(1)“磁选预富集”与方案一相同，其他步骤具体如下：
[0050](2)钽铌离心机重选：将步骤(1)中所得的强磁精矿产品进行离心机重选，离心机选别采用一次粗选作业、两次精选作业和两次精扫选作业，其中精扫选作业Ⅰ和精选Ⅱ的精矿合并为离心机精矿产品，其尾矿进入精扫选作业Ⅱ;离心机选别给矿浓度为20～25%，粗选作业、精选作业Ⅰ和精扫选作业Ⅱ的尾矿合并为钽铌离心机重选尾矿;
[0051](3)横流皮带精选：将步骤(2)中所得的离心机精矿产品作为给矿进行间断式横流皮带选别，其选别采用一次粗选作业和一次(粗选中矿)扫选作业，得到最终的钽铌精矿产品。
[0052]表1不同选别方案技术指标(%)
[0053]
[0054]采用本发明的钽铌回收方案，最终获得(Ta,Nb)2O5含量为12.53%，相对于细泥原矿的总回收率为50.24%的钽铌精矿;钽铌精矿中含有黑钨矿，可采用水冶的方法对其进一步分离。采用该方案所获得的指标比传统的“磁-浮-重”和“磁-重”工艺更优越，所获得的经济效益更显著;在钽铌浮选粗扫选中使用金属离子配合物捕收剂，其浮选表现明显优于传统硝酸铅活化-苯甲羟肟酸螯合捕收剂。
[0055]实施例2
[0056]某(Ta,Nb)2O5含量为0.026%的低品位难选钽铌次生细泥，该细泥中-74μm粒级含量为92.1%，-37μm粒级含量为78.4%。其中钽铌矿物为钽铌铁矿和铌钽铁矿，其含量为0.04%;脉石矿物主要为石英、铁锂云母、黄玉、长石、黑云母、电气石等;此外，该矿石中含有少量的磁铁矿和磷锰矿。
[0057]从该钽铌细泥中回收钽铌的选别方法包括以下步骤：
[0058](1)磁选预富集：首先对该矿泥进行弱磁选(磁场强度为0.15T)，去除强磁产品;再采用磁场强度为0.95T的湿式高梯度强磁选进行两次选别，合并其精矿作为强磁精矿产品。
[0059](2)钽铌浮选粗扫选：对步骤(1)中所得的强磁精矿产品进行钽铌浮选粗选作业，粗选调浆时依次加入碳酸钠、200g/t羧甲基纤维素、250g/t金属离子配合物捕收剂(以铜铁试剂质量计)及20g/t的2号油;调浆后进行钽铌浮选粗选，对粗选所得的尾矿进行两次扫选(中矿顺序返回)闭路浮选后，得到钽铌浮选粗精矿和浮选尾矿;其中第一次扫选作业加入125g/t的金属离子配合物捕收剂(以铜铁试剂质量计)，第二次扫选作业加入60g/t的金属离子配合物捕收剂(以铜铁试剂质量计)。
[0060](3)钽铌粗精矿离心机重选：将步骤(2)中所得的钽铌浮选粗精矿产品及步骤(5)的精扫选尾矿产品合并作为给矿进行离心机重选作业，离心机作业选别次数为一次，选别给矿浓度为23%，得到钽铌重选精矿和重选尾矿(返回至钽铌浮选粗选作业)。
[0061](4)浓缩制浆：将步骤(3)中所得的钽铌重选精矿进行浓密机浓缩制浆，浓缩至矿浆浓度为33%，得到钽铌浮选精选矿浆。
[0062](5)钽铌浮选精选：将步骤(4)中得到的矿浆进行钽铌浮选精选作业，精选调浆时依次加入60g/t羧甲基纤维素、60g/t金属离子配合物捕收剂(以铜铁试剂质量计)及10g/t的2号油;调浆后进入浮选槽中进行两次精选作业(中矿顺序返回)，第二次精选作业前加入30g/t羧甲基纤维素;对精选尾矿进行两次精扫选作业(中矿顺序返回，精扫选Ⅱ的尾矿返回至步骤(3))的闭路浮选后得到钽铌浮选精矿;其中第一次和第二次精扫选作业分别加入30g/t、20g/t金属离子配合物捕收剂(以铜铁试剂质量计)。
[0063]以上步骤(2)和(5)中，金属离子配合物捕收剂的组成和质量配比为：铜铁试剂：苯甲羟肟酸：硝酸铅：水=1：0.8：1：80;其中各药剂用量均是相对于细泥原矿的用量。
[0064]方案二：该方案为传统的“磁-浮-重”工艺，即包括“磁选预富集、钽铌浮选粗扫选、钽铌浮选精选、钽铌浮选精矿横流皮带选别”步骤，钽铌浮选采用传统硝酸铅活化-苯乙烯膦酸捕收剂作为药剂方案，其中步骤(1)“磁选预富集”与方案一相同，其他步骤具体如下：
[0065](2)钽铌浮选粗扫选：将步骤(1)中所得的强磁精矿产品进行钽铌浮选粗选作业，粗选调浆时依次加入碳酸钠、300g/t羧甲基纤维素、400g/t硝酸铅、400g/t苯乙烯膦酸(捕收剂)及20g/t的2号油;调浆后进入浮选槽中进行粗选作业，并对粗选作业得到尾矿进行两次扫选作业(中矿顺序返回)的闭路浮选后得到钽铌浮选粗精矿和浮选尾矿;其中第一次扫选作业加入150g/t的苯乙烯膦酸捕收剂，第二次扫选作业加入60g/t的苯乙烯膦酸捕收剂。
[0066](3)钽铌浮选精选：将步骤(2)中得到的钽铌浮选粗精矿进行精选作业，精选调浆时加入100g/t羧甲基纤维素，调浆后进入浮选槽中进行浮选精选，经过四次精选作业(中矿顺序返回)的闭路浮选后得到钽铌精矿。
[0067](4)钽铌浮选精矿横流皮带选别：将步骤(3)中所得的钽铌浮选精矿产品作为给矿进行间断式横流皮带精选，采用一次粗选作业和一次(粗选中矿)扫选作业，得到最终的钽铌精矿产品。
[0068]以上步骤(2)和(3)中，各药剂用量均是相对于细泥原矿的用量。
[0069]方案三：该方案为传统的“磁-重”工艺，包括“磁选预富集、钽铌离心机重选、横流皮带精选”步骤，其中步骤(1)“磁选预富集”与方案一相同，其他步骤具体如下：
[0070](2)钽铌离心机重选：将步骤(1)中所得的强磁精矿产品进行离心机重选，离心机选别给矿浓度为24%，离心机选别采用一次粗选作业、两次扫选作业，将其精矿合并进行一次精选作业后得到离心机精矿产品;
[0071](3)横流皮带精选：将步骤(2)中所得的离心机精矿产品作为给矿进行间断式横流皮带选别，其选别采用一次粗选作业和一次(粗选中矿)扫选作业，得到最终的钽铌精矿产品。
[0072]表2不同选别方案技术指标(%)
[0073]
[0074]
[0075]采用本发明的钽铌回收方案，最终获得(Ta,Nb)2O5含量为31.26%，相对于细泥原矿的总回收率为42.84%的钽铌精矿。采用该方案所获得的技术指标优于传统的“磁-浮-重”和“磁-重”工艺，且经济效益更显著。
[0076]以上所述仅是本发明的较佳实施例而已，并非对本发明作任何形式上的限制，虽然本发明已以较佳实施例揭露如上，然而并非用以限定本发明，任何熟悉本发明的技术人员在不脱离本发明技术方案范围内，当可利用上述提示的技术内容作出些许更动或修饰为等同变化的等效实施例，但凡是未脱离本发明技术方案的内容，依据本发明的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与修饰，均仍属于本发明方案的范围内。
说明书附图(1)
