CN110860369A - 一种从稀土尾矿中回收超低品位稀土、萤石的选矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种从稀土尾矿中回收超低品位稀土、萤石的选矿方法，包括以下步骤：步骤1、对稀土尾矿进行稀土萤石混合浮选，得到品位合格的混合浮选精矿；步骤2、对步骤1得到的混合浮选精矿进行湿式磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿；步骤3、对步骤2得到的磁选尾矿进行萤石浮选，得到高品位的萤石精矿。本发明通过采用优先混浮稀土、萤石，得出萤石稀土混合精矿，萤石稀土混合精矿再磁选分离稀土，磁尾再分选萤石的联合工艺流程，从超低品位稀土、萤石尾矿中分选出高品位萤石精矿以及稀土精矿，磁尾再分选萤石时浮选浓度度5－25％，工艺适应性比较好，克服了现有选别流程工艺成本高、分选效果差、经济效益低等缺陷。

Description

一种从稀土尾矿中回收超低品位稀土、萤石的选矿方法

技术领域

本发明涉及稀土矿选矿技术领域，特别涉及一种从稀土尾矿中回收超低品位稀土、萤石的选矿方法。

背景技术

随着我国人口的增加和经济的发展，我国资源相对不足的矛盾将日益突出，坚持资源开发与节约并举，千方百计减少资源的占用与消耗，积极展开资源综合利用，是我国一项重大的技术经济政策，也是国民经济和社会发展中一项长远的战略方针，对于节约资源，改善环境，提高经济效益，促进经济增长方式由粗放型向集约型转变，实现资源优化配置和可持续发展都具有重要意义。

萤石又名氟石，是一种天然含氟矿物，其化学式CaF₂。萤石的用途极为广泛，可用于钢铁、炼铝、化工、水泥、玻璃、陶瓷、光学仪器等工业中。随着科技和国民经济的不断发展，萤石已成为现代工业中重要的矿物原料，许多发达国家把它作为一种重要的战略物资进行储备。虽然我国萤石资源丰富，分布广泛，储量居世界首位，但大部分萤石矿床是和其它的矿种伴生，随着我国工业化进程加快，单一、高品位萤石矿床不断开发利用，导致目前开发的萤石矿大多具有贫、细、杂等特点，开发利用难度大、经济效益差。在我国的经济发展中，萤石有着极重要的作业，研究萤石的选矿方法提高产品品位有着重要的现实意义。

目前在我国萤石的选矿方法主要是浮选选矿法。但萤石矿床类型较多，主要分为：⑴含硫化矿物的萤石矿，⑵石英萤石型萤石矿，⑶方解石萤石型萤石矿，⑷重晶石萤石型萤石矿。其选别方法均采用油酸钠作为捕收剂，而抑制剂则根据矿石类型选择进行分选。然而，目前受选矿技术的限制，开采的萤石矿均需要品位在35％以上，例如：①河南某萤石矿萤石品位49.57％；②甘肃金塔县萤石矿萤石品位49.51％；③内蒙古某萤石矿萤石品位63.93％；④湖南某萤石矿萤石品位51.33％等，绝大部分品位低的萤石矿难以开发。

在稀土矿选矿中，经选矿流程分选后，留下的尾矿中会含有2－5％的萤石，属于超低品位萤石矿，如采用萤石常规药剂油酸钠，选择常规工艺流程浮选，会有部分重晶石富集到萤石精矿中，无法达到萤石市场应用标准(品位85％)。同时，由于尾矿中脉石含量较高，如果采用常规酸性条件下的浮选工艺来浮选萤石，即采用酸性水玻璃进行抑制，则会由于酸性水玻璃抑制作用太强，萤石品位太低，而无法精选，并且脉石还会富集到萤石精矿中，无法达到萤石市场应用标准(品位85％)。另外，稀土尾矿中还含有1％左右的稀土，如果单选萤石，势必会造成资源浪费，与资源综合利用，可持续发展战略相违背，而如果优先选萤石或者稀土，势必会造成运行成本偏高，与选厂以经济效益为中心相违背。

中国专利CN109821649A公开了一种稀土尾矿中分选萤石的方法，该方法的主要步骤大致为：S1、混合浮选，采用一粗两精浮选工艺对稀土尾矿进行混合浮选，得到混合浮选精矿；S2、萤石浮选、采用一粗七精浮选工艺对混合浮选精矿进行萤石浮选；S3、磁选，采用磁场对萤石浮选精矿进行磁选，得到品位88％以上的萤石磁选精矿；S4、摇床重选，采用一粗两精重选工艺对萤石磁选精矿进行摇床重选，得到品位大于95％的萤石精矿。上述专利有缺点：(1)流程偏长，效率低。混合浮选和萤石浮选达11次浮选作业，且混合浮选未说明除萤石之外的矿物是什么。(2)萤石选别效果不好。入选的萤石达25％，已经是较高品位，但是，萤石精矿品位为95％，未达到市场欢迎的97％；(3)工艺流程描述错误。流程图中混合浮选和萤石浮选作业的尾矿返回本作业是不合理的，每个浮选作业都是目的矿物的富集或杂质的分离，因此，没有尾矿选矿工艺是不可能的；(4)磁选工艺效率不高。采用的磁选工艺仅是除杂，磁选效果不好，萤石精矿品位不高，但增加了流程的复杂性程度。

发明内容

本发明的发明目的在于：针对上述存在的问题，提供一种从稀土尾矿中回收超低品位稀土、萤石的选矿方法，通过利用萤石、稀土、重晶石及脉石在酸碱性条件下可分选的特性，采用优先混浮稀土、萤石，得出萤石稀土混合精矿，萤石稀土混合精矿再磁选分离稀土，磁尾再分选萤石的联合工艺流程，从超低品位稀土、萤石尾矿中分选出高品位萤石精矿以及稀土精矿，将尾矿资源化利用，得到高品质的稀土、萤石资源，由此减低了运行成本，减少了尾矿排放，增加了企业效益，克服了现有选别流程工艺成本高、分选效果差、经济效益低的缺陷。

本发明采用的技术方案如下：一种从稀土尾矿中得到高品位萤石的方法，其特征在于，包括以下步骤：

步骤1、对稀土尾矿进行稀土萤石混合浮选，得到品位合格的混合浮选精矿；

步骤2、对步骤1得到的混合浮选精矿进行湿式磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿；

步骤3、对步骤2得到的磁选尾矿进行萤石浮选，得到高品位的萤石精矿。

在上述工艺中，先对稀土尾矿进行混合浮选，以优先富集萤石和稀土，除去大部分的脉石、重晶石等杂质，然后通过磁选的方式分离稀土精矿，大幅减少稀土精矿在萤石浮选时对萤石浮选效率和品位的影响，最后通过磁尾浮选出萤石精矿，由此从含1％以下超低品位稀土和含2－5％萤石的尾矿中分选出品位REO65％以上的高品位稀土精矿和品位97％以上的高品位萤石精矿，尾矿得到了充分的资源化利用，减低了运行成本，减少了尾矿排放，增加了企业效益，解决了现有技术的不足。

在本发明中，为了提高混合浮选的浮选效果，使混合浮选的精矿的品位达到湿式磁选的入选设计要求，先对稀土尾矿进行混合浮选粗选，得到混合粗选浮选精矿和混合粗选浮选尾矿，混合粗选浮选精矿则进行一次或多次混合精选浮选后，得到品位合格的混合浮选精矿。通过粗选和精选相结合的方式，粗选流程可以去除大部分杂质，而每一次精选浮选都能提高混合浮选精矿的品位，由此在选别成本未明显增加的情况下，杂质含量被进一步降低，提高了混合浮选精矿的品位。进一步，对于混合粗选浮选尾矿来说，混合粗选浮选尾矿经过1－3次浮选扫选后，扫选尾矿直接作为最终尾矿，扫选精矿则返回浮选精选流程中继续浮选，这样可进一步提高稀土和萤石的回收率。

进一步，为了提高稀土和萤石的回收率，在对混合粗选浮选精矿进行混合精选浮选时，得到的混合精选浮选尾矿返回上一级浮选工艺中继续混合浮选，由此形成浮选闭路循环，稀土和萤石的回收率得到提高。

在本发明中，为了提高湿式磁选的磁选效果，在步骤2中，先对混合浮选精矿进行湿式磁选粗选，得到粗选磁选精矿和粗选磁选尾矿，然后再对粗选磁选精矿进行一次或多次湿式磁选精选，最终得到品位合格的稀土精矿。通过粗选和精选相结合的方式，粗选磁选流程可以从混合浮选金矿中选别出大部分的稀土精矿，而每一次精选流程都能提高精选磁选精矿的品位，从而得到高品位的稀土精矿。

进一步，为了提高稀土的回收率，粗选磁选尾矿经湿式磁选扫选后得到扫选尾矿和扫选精矿，扫选尾矿作为最终的磁选尾矿，扫选精矿则经过一次或多次湿式磁选精选后，最终得到品位合格的稀土精矿。通过设置扫选流程，其不仅可以提高稀土的回收率，还能减少稀土对后续萤石浮选的影响。

为了进一步提高稀土的回收率，湿式磁选精选得到的精选尾矿返回上一级湿式磁选工艺中继续磁选，由此形成磁选闭路循环，稀土的回收率得到进一步提高。

在本发明中，为了提高萤石浮选的浮选效果，在步骤3中，先对磁选尾矿进行萤石浮选粗选，得到萤石粗选浮选精矿和萤石粗选浮选尾矿，萤石粗选浮选精矿则进行一次或多次精选浮选后，得到品位合格的萤石精矿，得到的萤石精选浮选尾矿则返回上一级浮选工艺中继续浮选。与上述混合浮选工艺的浮选原理大致相同，通过粗选和精选相结合的方式，提高了浮选效果和浮选效率，在得到高品位萤石精矿的同时，还保证了萤石精矿的回收率。进一步，对于萤石粗选浮选尾矿来说，混合粗选浮选尾矿经过1－3次浮选扫选后，扫选尾矿直接作为最终尾矿，扫选精矿则返回浮选精选流程中继续浮选，这样可进一步提高萤石的回收率。

进一步，本发明还包括一种从稀土尾矿中回收超低品位稀土、萤石的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：

步骤1、对稀土尾矿进行稀土萤石混合浮选，得到品位合格的混合浮选精矿；

步骤2、对步骤1得到的混合浮选精矿进行湿式磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿，磁选精矿即为稀土精矿；

步骤3、对步骤2得到的磁选尾矿进行萤石浮选，得到的浮选精矿即为萤石精矿。

进一步，稀土尾矿经混合粗选浮选和混合精选浮选后得到混合浮选精矿，混合浮选精矿经湿式磁选粗选后得到粗选磁选精矿和粗选磁选尾矿，粗选磁选精矿经过湿式磁选精选后，得到的磁选精矿即为品位合格的稀土精矿，粗选磁选尾矿经过扫选后得到最终的磁选尾矿，磁选尾矿经萤石粗选浮选和萤石精选浮选后，得到的浮选精矿即为品位合格的萤石精矿。

进一步，稀土尾矿粗选浮选的浮选尾矿和磁选尾矿粗选浮选的萤石尾矿作为最终尾矿，精选浮选时的浮选尾矿则返回上一级浮选工艺中继续浮选，湿式磁选精选时的磁选尾矿也返回上一级磁选工艺中继续磁选。

在本发明中，混合浮选粗选时，加入的浮选药剂包括：稀土/萤石混合捕收剂0.8－1.5kg/t，2.3－2.5模数水玻璃0.8－1.5kg/t，消泡剂20－50g/t，重晶石抑制剂0.8－1.5kg/t。萤石浮选粗选时，加入的浮选药剂包括：重晶石抑制剂1－3kg/t，萤石捕收剂300－800g/t，萤石浮选一次精选浮选重晶石抑制剂80－150g/t，二次精选重晶石抑制剂30－80g/t，三次及以上精选重晶石抑制剂5－15g/t。各浮选流程主要药剂添加量如表1所示。

表1各浮选流程主要药剂添加量一览表

进一步，在本发明中，为了解决微细级稀土和萤石的浮选问题和高矿泥量影响的问题，以提高混合浮选的效果和效率，在本发明中，混合浮选时采用的捕收剂为稀土萤石混合捕收剂，具体为：复合脂肪酸类捕收剂FCF－1，通过该捕收剂所创造的协同浮选效应，对萤石和稀土进行选择性絮团混合浮选，即使在抚恤阿浓度低至5％时，萤石和稀土的上浮速率也是极佳的，进而解决了微细级稀土和萤石的浮选问题和高矿泥量影响的问题。当然，其也可以采用现有混合浮选工艺的混合捕收剂，只是混合浮选效果不及上述稀土萤石混合捕收剂的使用效果。

进一步，在本发明中，湿式磁选时，湿式强磁设备的转环直径选用1.25－2.5m的规格，介质盒选用0.8－1.5mm的规格，磁场梯度则一般为1.2－1.5T。

进一步，在本发明中，对于稀土品位在1％以下、萤石品位在2－5％的稀土尾矿来说，混合浮选的工艺流程一般为：1次粗选→1－3扫选和4次及以上精选，目前用1次粗选+1次扫选+5次精选的混合浮选工艺流程，就能将其初步富集为稀土品位在15％以上、萤石品位在30％以上的稀土萤石混合浮选精矿，混合浮选效果显著；进一步，湿式磁选的工艺流程为：1次粗选→1－3次扫选和1－2次强磁精选，目前用1次粗选+1次扫选+粗选/扫选精矿合并1次精选的湿式磁选工艺流程，就能从上述稀土萤石混合浮选精矿中分选出品位在65％以上、稀土回收率在85％以上的合格稀土精矿产品，磁选分选效果显著；进一步，萤石浮选的工艺流程为：1次粗选、1－3次扫选和5－7次精选，目前用1次粗选+1次扫选+7次精选的萤石浮选工艺流程，就能从上述磁选尾矿中分选出品位在97％以上、萤石回收率在80％以上的高品位萤石精矿，浮选效果显著。

本发明的选矿方法，相对于背景技术中专利CN109821649A的选矿方法来说，主要由以下优势：

(1)混合浮选工艺浮选萤石稀土，流程短，效率高，为了更好的回收稀土，采用混合浮选工艺浮选萤石稀土，利用浮选药剂的协同效应有效的回收稀土和萤石；

(2)高效的利用磁选工艺回收稀土，通过对萤石稀土混合精矿采用磁选工艺分离稀土，有效的将弱磁性矿物稀土与萤石、石英等非磁性矿物分离，从而得到高品位的稀土精矿；

(3)磁尾回收萤石，矿浆浓度度5－25％，实现了低浓度浮选，工艺适应性较好。

综上所述，由于采用了上述技术方案，本发明的有益效果是：

1、本发明通过利用萤石、稀土、重晶石及脉石在酸碱性条件下可分选的特性，采用优先混浮稀土、萤石，得出萤石稀土混合精矿，萤石稀土混合精矿再磁选分离稀土，磁尾再分选萤石的联合工艺流程，从超低品位稀土、萤石尾矿中分选出高品位萤石精矿以及稀土精矿，克服了现有选别流程工艺成本高、分选效果差、经济效益低等缺陷；

2、本发明的选矿工艺，能从2－5％品位萤石、1％以下的稀土、含泥高、成份复杂的超低品位稀土尾矿中，分选出高品位稀土精矿和萤石精矿，使稀土尾矿得到充分资源化利用，增加了企业效益，降低了运行成本，减少了尾矿排放，有效促进了企业的节能减排改革。

附图说明

图1是本发明的一种从稀土尾矿中回收超低品位稀土、萤石的选矿方法工艺流程示意图；

图2是本发明的选矿方法设备联系示意图。

图中标记：1、4、9为搅拌桶，2为混合粗选浮选机组，3为混合精选浮选机组，5为粗选湿式强磁选机，6为扫选湿式强磁选机，7为精选湿式强磁选机，8、12为浓密池，10为萤石粗选浮选机组，11为萤石精选浮选机组。

具体实施方式

下面结合附图，对本发明作详细的说明。

为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合附图及实施例，对本发明进行进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。

如图1所示，一种从稀土尾矿中得到高品位萤石的方法，包括以下步骤：

步骤1、对稀土尾矿进行稀土萤石混合浮选，得到品位合格的混合浮选精矿(例如可以是稀土品位在15％以上的混合浮选精矿)；

步骤2、对混合浮选精矿进行湿式磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿；

步骤3、对磁选尾矿进行萤石浮选，即得到高品位的萤石精矿。

在上述方法中，为了提高混合浮选的浮选效果，先对稀土尾矿进行混合浮选粗选，得到混合粗选浮选精矿和混合粗选浮选尾矿，混合粗选浮选精矿则进行一次或多次混合精选浮选后，即得到品位合格的混合浮选精矿，混合精选浮选的次数一般为4次以上，其主要受实际浮选的效果和设计的浮选指标决定。对于混合粗选浮选尾矿，其可以直接作为最终尾矿，也可以通过浮选扫选的方式来回收混合粗选浮选尾矿内少量的稀土和萤石，以提高稀土和萤石的回收率。进一步，为了进一步提高稀土和萤石的回收率，得到的混合精选浮选尾矿则返回上一级浮选工艺中继续混合浮选，由此形成浮选闭路循环，稀土和萤石的回收率得到有效提高。

相应地，在上述方法中，为了得到品位合格的稀土精矿，先对混合浮选精矿进行湿式磁选粗选，得到粗选磁选精矿和粗选磁选尾矿，然后再对粗选磁选精矿进行一次或多次湿式磁选精选，最终得到品位合格的稀土精矿，精选次数一般为1－2次。通过粗选和精选相结合的方式，粗选磁选流程可以从混合浮选金矿中选别出大部分的稀土精矿，而每一次精选流程都能提高精选磁选精矿的品位，从而得到高品位的稀土精矿。

在上述中，为了提高湿式磁选的磁选效果，在尽可能的将混合浮选精矿中的稀土精矿分选出来的同时，提高萤石和稀土的回收率，粗选磁选尾矿经湿式磁选扫选后得到扫选尾矿和扫选精矿，扫选尾矿作为最终的磁选尾矿，扫选精矿则经过一次或多次湿式磁选精选后，最终得到品位合格的稀土精矿，同样地，扫选次数和精选次数根据实际扫选效果进行选择，一般地，扫选次数为1－3次，精选次数为1－2次。进一步地，为了进一步提高稀土的回收率，湿式磁选精选得到的精选尾矿返回上一级湿式磁选工艺中继续磁选，由此形成磁选闭路循环，稀土的回收率得到进一步提高。

相应地，为了提高萤石浮选的浮选效果，在步骤3中，先对磁选尾矿进行萤石浮选粗选，得到萤石粗选浮选精矿和萤石粗选浮选尾矿，萤石粗选浮选精矿则进行一次或多次精选浮选后，得到品位合格的萤石精矿，得到的萤石精选浮选尾矿则返回上一级浮选工艺中继续浮选。与上述混合浮选工艺的浮选原理大致相同，通过粗选和精选相结合的方式，提高了浮选效果和浮选效率，在得到高品位萤石精矿的同时，还保证了萤石精矿的回收率。进一步，对于萤石粗选浮选尾矿来说，混合粗选浮选尾矿经过1－3次浮选扫选后，扫选尾矿直接作为最终尾矿，扫选精矿则返回浮选精选流程中继续浮选，这样可进一步提高萤石的回收率。本萤石浮选工艺实现了5－25％的低浓度浮选，提高了工艺的适应性。

值得提出地是，本发明所涉及的浮选和磁选工艺流程中，浮选机组和磁选机组的参数设定均按照现有选矿标准执行，均是本领域技术人员的基本基础知识，因此在此不再赘述，而浮选过程中加入的浮选药剂，除稀土萤石混合捕收剂不属于现有技术外，其他类型的浮选药剂均是浮选技术领域中常用的浮选药剂，只是在本发明中添加量不同而已，因此，在此也不再赘述。

实施例1

以四川省某氟碳铈矿为例，经稀土选矿流程分选后，留下的稀土尾矿中含稀土、萤石、重晶石、石英、碳酸盐及其它脉石，稀土含量仅为1％以下，萤石含量仅为2％－5％，且含泥量高，组成复杂，相比其它萤石矿，品位仅为其1/10。图2为稀土萤石联合选矿方法的设备联系示意图，图中，设备的个数和流程仅为示意用，并不代表实际的设备个数和流程。

如图2所示，稀土尾矿经搅拌桶1搅拌混合后流入混合粗选浮选机组2中，经混合粗选浮选机组作业后，混合粗选浮选尾矿自流进入泵池，通过泵池进入后续工序，例如扫选浮选，混合粗选浮选精矿流入混合精选浮选机组3内进行精选，精选次数为5次，得到混合精选浮选精矿，精选过程中的混合精选浮选尾矿则返回上一级浮选机组中继续浮选，混合精选浮选精矿经泵输送至搅拌筒4中，经搅拌后自流进入粗选湿式强磁选机5中进行粗选，得到粗选磁选精矿和粗选磁选尾矿，粗选磁选精矿进入精选湿式强磁选机7中进行精选，得到精选磁选精矿和精选磁选尾矿，精选磁选精矿自流进入泵池，用泵输送至浓密池8中，精选磁选尾矿返回粗选湿式强磁选机5中继续磁选，粗选磁选尾矿自流进入扫选湿式强磁选机6中进行扫选，得到扫选磁选精矿和扫选磁选尾矿，扫选精矿输送至精选湿式强磁选机7中精选，扫选尾矿自流进图搅拌筒9中，经搅拌后自流进入萤石粗选浮选机组10中浮选，经萤石粗选浮选机组10作业后，粗选尾矿自流进入泵池，粗选精矿流入萤石精选浮选机组11中进行精选，精选次数为7次，得到萤石精矿，萤石精矿自流进入浓密池12中，精选过程中的萤石精选浮选尾矿则返回上一级浮选机组中继续浮选。

在上述工艺流程中，混合浮选工艺流程将稀土品位在1％以下、萤石品位在2－5％的稀土尾矿初步富集为稀土品位在15％以上、萤石品位在30％以上的稀土萤石混合浮选精矿，混合浮选效果显著，磁选工艺流程从上述稀土萤石混合浮选精矿中分选出品位在65％以上的合格稀土精矿产品，稀土回收率在85％以上，磁选分选效果显著，萤石浮选的工艺流程从上述磁选尾矿中分选出品位在97％以上的高品位萤石精矿，萤石回收率在80％以上，浮选效果显著。

本发明的选矿工艺，能从2－5％品位萤石、1％以下的稀土、含泥高、成份复杂的难分选稀土尾矿中，分选出高品位稀土精矿和萤石精矿，使稀土尾矿得到充分资源化利用，增加了企业效益，降低了运行成本，减少了尾矿排放，有效促进了企业的节能减排改革。

以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (10)

1.一种从稀土尾矿中得到高品位萤石的方法，其特征在于，包括以下步骤：

步骤1、对稀土尾矿进行稀土萤石混合浮选，得到品位合格的混合浮选精矿；

步骤2、对步骤1得到的混合浮选精矿进行湿式磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿；

步骤3、对步骤2得到的磁选尾矿进行萤石浮选，得到高品位的萤石精矿。

2.如权利要求1所述的从稀土尾矿中得到高品位萤石的方法，其特征在于，在步骤1中，先对稀土尾矿进行混合浮选粗选，得到混合粗选浮选精矿和混合粗选浮选尾矿，混合粗选浮选精矿则进行一次或多次混合精选浮选后，得到品位合格的混合浮选精矿。

3.如权利要求2所述的从稀土尾矿中得到高品位萤石的方法，其特征在于，在对混合粗选浮选精矿进行混合精选浮选时，得到的混合精选浮选尾矿则返回上一级浮选工艺中继续混合浮选。

4.如权利要求1或2所述的从稀土尾矿中得到高品位萤石的方法，其特征在于，在步骤2中，先对混合浮选精矿进行湿式磁选粗选，得到粗选磁选精矿和粗选磁选尾矿，然后再对粗选磁选精矿进行一次或多次湿式磁选精选，最终得到品位合格的稀土精矿。

5.如权利要求4所述的从稀土尾矿中得到高品位萤石的方法，其特征在于，粗选磁选尾矿经湿式磁选扫选后得到扫选尾矿和扫选精矿，扫选尾矿作为最终的磁选尾矿，扫选精矿则经过一次或多次湿式磁选精选后，最终得到品位合格的稀土精矿。

6.如权利要求5所述的从稀土尾矿中得到高品位萤石的方法，其特征在于，湿式磁选精选得到的精选尾矿返回上一级湿式磁选工艺中继续磁选。

7.如权利要求6所述的从稀土尾矿中得到高品位萤石的方法，其特征在于，在步骤3中，先对磁选尾矿进行萤石浮选粗选，得到萤石粗选浮选精矿和萤石粗选浮选尾矿，萤石粗选浮选精矿则进行一次或多次精选浮选后，得到品位合格的萤石精矿，得到的萤石精选浮选尾矿则返回上一级浮选工艺中继续浮选。

8.一种从稀土尾矿中回收超低品位稀土、萤石的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：

步骤1、对稀土尾矿进行稀土萤石混合浮选，得到品位合格的混合浮选精矿；

步骤2、对步骤1得到的混合浮选精矿进行湿式磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿，磁选精矿即为稀土精矿；

步骤3、对步骤2得到的磁选尾矿进行萤石浮选，得到的浮选精矿即为萤石精矿。

9.如权利要求8所述的从稀土尾矿中回收超低品位稀土、萤石的选矿方法，其特征在于，稀土尾矿经混合粗选浮选和混合精选浮选后得到混合浮选精矿，混合浮选精矿经湿式磁选粗选后得到粗选磁选精矿和粗选磁选尾矿，粗选磁选精矿经过湿式磁选精选后，得到的磁选精矿即为品位合格的稀土精矿，粗选磁选尾矿经过扫选后得到最终的磁选尾矿，磁选尾矿经萤石粗选浮选和萤石精选低矿浆浓度浮选后，得到的浮选精矿即为品位合格的萤石精矿。

10.如权利要求9所述的从稀土尾矿中回收超低品位稀土、萤石的选矿方法，其特征在于，稀土尾矿粗选浮选的浮选尾矿和磁选尾矿粗选浮选的萤石尾矿作为最终尾矿，精选浮选时的浮选尾矿则返回上一级浮选工艺中继续浮选，湿式磁选精选时的磁选尾矿也返回上一级磁选工艺中继续磁选。

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