CN111686925A - 一种低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺 - Google Patents

一种低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺 Download PDF

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Abstract

本发明属于矿产资源综合利用技术领域，具体涉及一种低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺；包括以下步骤：将低品位稀土矿原矿依次进行碎磨和调浆处理，然后采用混合浮选工艺进行预富集，得到稀土、萤石和重晶石的预富集混合精矿；将预富集混合精矿进行磁选，得到磁选精矿即为稀土精矿，磁选尾矿为萤石和重晶石分离给矿；将磁选尾矿浓缩调浆进行浮选分离，分别获得萤石精矿和重晶石粗精矿；将重晶石粗精矿经过螺旋溜槽重选，制得重晶石精矿和重选尾矿；将萤石精矿和重晶石精矿采用强磁选分选除杂，所得磁选精矿均为稀土精矿，磁选尾矿分别为萤石最终精矿和重晶石最终精矿；本发明通过多点回收稀土矿物，大幅度提高稀土矿物的回收率。

Description

一种低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺
技术领域
本发明涉及矿产资源综合利用技术领域，具体涉及一种低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺。
背景技术
我国已探明稀土氧化物工业储量为1859万t，约占世界已探明稀土储量的23.6％，轻、中、重稀土元素齐全。稀土工业矿物的种类很多，现阶段工业提取稀土金属最主要的三种矿物为独居石[(RE,Th,Y)PO4]、氟碳铈矿[RECO3F]和磷钇矿[(Y,RE)PO4]。稀土金属广泛的应用于清洁能源、国防科技、工业技术、电子产品等领域。我国萤石与重晶石的储量、开采量和出口量均为世界前列，是我国的传统优势矿种。截止2017年，我国萤石矿储量为4000万吨，居世界第三，单一矿床多，储量少，平均品位高，伴(共)生型矿床少，储量大，但品位低，选别难度大；截止2015年，我国重晶石矿石储量为10000万吨，居世界第一，其中约30％为共伴生矿床。在很大一部分矿床中，稀土常与萤石、重晶石共伴生，因此，提高低品位稀土矿中萤石、重晶石的综合利用水平，对实现我国资源综合利用具有积极作用，同时对发挥我国稀土、萤石、重晶石资源优势具有重大意义。
随着我国对“推进矿业绿色发展”的进一步深化，对矿山企业的节约与综合利用水平提出了更高的要求，因此，近年来大多数稀土矿山企业均不同程度的开展了稀土矿中萤石、重晶石资源开展了大量研究。目前，稀土选矿工艺多采用直接浮选、浮选-磁选，浮选所用捕收剂一般是H205(为羟肟酸类捕收剂)或其他羟肟酸类捕收剂。萤石重晶石资源综合利用多采用混合浮选-分离工艺，传统工艺一般采用抑重晶石浮萤石的工艺，在脂肪酸浮选体系中，采用水玻璃、淀粉、栲胶、硫酸盐、氯化铁等两种或者几种联合使用作为重晶石抑制剂，一般需要6～8次以上精选作业。
稀土矿捕收剂、制备方法及低品位难选稀土矿的选矿工艺(CN201310182174.X)专利中提供了一种低品位难选稀土矿浮选预富集-强磁选工艺，获得了较好的分选指标，与本发明所述工艺差异在于：⑴预富集目的矿物不同：本发明工艺预富集矿物中包含稀土、萤石、重晶石，实现综合回收，而CN201310182174.X中的预富集矿物主要是稀土矿物，对萤石重晶石没有回收。⑵预富集浮选所用药剂不同：本发明采用捕收剂为脂肪酸皂，而CN201310182174.X采用的捕收剂为羟肟酸类，还需要添加起泡剂，稳定性较差，药耗高且药剂单位成本高。⑶进入磁选给矿品位差异：本发明工艺磁选给矿REO品位5％左右，而CN201310182174.X磁选给矿REO品位30％～40％，说明本发明工艺磁选富集比高，效率高。
综上所述，传统的低品位稀土矿中稀土、萤石、重晶石综合利用技术存在诸多问题，导致该类型资源的综合利用水平低。针对目前传统综合利用技术存在的缺点，一种使得低品位稀土回收率高，捕收剂成本低、实用性强，萤石、重晶石分离效率高，品质好的选矿工艺技术有待研究。
发明内容
本发明的目的是提出一种低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺，具有工艺流程短、环境污染小、原料便宜易得、可操作性强等优点。
本发明的技术目的是通过以下技术方案实现的：
一种低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺，包括以下步骤：
1)将低品位稀土矿原矿依次进行碎磨和调浆处理，然后采用混合浮选工艺进行预富集，得到稀土、萤石和重晶石的预富集混合精矿；
2)将预富集混合精矿进行磁选，得到磁选精矿即为稀土精矿，磁选尾矿为萤石和重晶石分离给矿；
3)将磁选尾矿浓缩调浆进行浮选分离，分别获得萤石精矿和重晶石粗精矿；
4)将重晶石粗精矿经过螺旋溜槽重选，制得重晶石精矿和重选尾矿；
5)将萤石精矿和重晶石精矿分别采用强磁选分选除杂，所得磁选精矿均为稀土精矿，磁选尾矿分别为萤石最终精矿和重晶石最终精矿。
进一步的，所述低品位稀土矿为REO品位低于2％，CaF2品位8～15％以及BaSO4品位10％～20％的共伴生矿。上述参数为最优范围，在该范围附近的参数亦可以实现；本发明所述低品位稀土矿为四川攀西地区境内低品位难回收的稀土矿，主要稀土矿物为氟碳铈矿，REO品位低于2％,伴生有萤石、重晶石；主要脉石矿物有石英、长石、白云石等，少量云母、钠铁闪石及黏土矿物等。
进一步的，步骤1)中，碎磨处理后原矿粒度为-200目占75-80％，调浆处理后矿浆的质量分数为25～35％。所述粒度和矿浆的质量分数可以依据矿物实际情况在上述范围内做适应性调整。
进一步的，步骤1)混合浮选工艺中，浮选药剂为捕收剂和调整剂；捕收剂用量为400-600g/t·原矿；调整剂为水玻璃，其用量为2000-2500g/t·原矿，模数为2.4～2.7。步骤1)中混合浮选工艺包括一粗一扫三精流程，浮选药剂还可以依据现有技术添加碳酸钠，浮选药剂的用量可以依据被处理矿物的实际情况在上述范围内适应性调整。
进一步的，步骤2)中磁选的磁场强度为1.0～1.2T。预富集混合精矿采用一粗一扫一精强磁选工艺，具体磁场参数可以在具体范围内做适应性调整。
进一步的，步骤3)浮选分离中，浮选药剂为捕收剂、酸化水玻璃和抑制剂；捕收剂用量为100～300g/t·给矿，酸化水玻璃用量为800～1200g/t·给矿，抑制剂用量为500～800g/t·给矿。步骤3)中浮选分离工艺包括一粗一扫五精流程，浮选药剂的用量和添加种类可以依据被处理矿物的实际情况在上述范围内适应性调整。
进一步的，所述捕收剂是将油酸和氢氧化钠按质量比1:0.15～0.2在70～80℃温度条件搅拌2～3小时制得。
进一步的，所述油酸为植物油酸、大豆油酸或红油酸。
进一步的，所述抑制剂由EDTA和六偏磷酸钠按49:1配置而成；酸化水玻璃由水玻璃与稀硫酸按1～2:1配置而成，水玻璃模数为2.4～2.7。EDTA和六偏磷酸钠的最优值为上述比例，可以依据实际情况适当调整。水玻璃与稀硫酸的比例可以在上述范围内适当调整。
进一步的，步骤5)中强磁选的磁场强度为1.0～1.2T。强磁选分选除杂为一粗一扫一精强磁选工艺，具体磁场参数可以依据实际情况在上述范围内适应性调整。
上述方案的的范围值均为最优值，可以依据本方案的其他参数及现有技术做适应性调整均可。
本发明通过步骤1)中混合浮选的选用和步骤5)中萤石重晶石精矿的除杂选用，通过混合浮选工艺所得预富集混合精矿具有回收率高的特征，采用磁选获得高品位稀土精矿，萤石精矿和重晶石精矿除杂可获得部分稀土精矿，通过多点回收稀土可实现稀土资源利用率大幅度提高。步骤1)中混合浮选采用脂肪酸为捕收剂，大幅度降低药剂成本及单耗，特别是浮选大幅度降低了含铁矿物的富集，对得到高品位稀土精矿提供了有利条件。
本发明的发明机理在于：
本发明首先在常温条件下对稀土、萤石、重晶石主要有价矿物进行预富集，得到预富集混合精矿，三者的回收率均高于85％；预富集混合精矿进行磁选得到磁选精矿即稀土精矿，强磁尾矿(萤石重晶石分离给矿)中含有1％～2％的稀土矿物会通过萤石和重晶石分离分别富集于萤石重晶石精矿，会影响萤石重晶石精矿品质，需要对萤石重晶石精矿用磁选除杂，磁选精矿为稀土次精矿，次精矿和磁选精矿混合得最终稀土精矿，通过多点回收大大提高了稀土的回收率；萤石重晶石分离给矿通过浮选分离得到萤石精矿和重晶石粗精矿，重晶石粗精矿经过螺旋重选得到重选精矿即为重晶石精矿，重选尾矿为最终尾矿。
本发明的有益效果：
1、通过本发明提供的选矿工艺，以低品位稀土矿为原矿，可得到合格的稀土精矿，本工艺采用多点回收稀土矿物，REO回收率较现有工艺有较大程度的提高；
2、本发明在以低品位稀土矿为原矿进行预富集时，采用混合浮选，大大提高了分选效率，采用脂肪酸皂为捕收剂，提高了药剂的适应性，药剂单耗低、药剂成本低，同时与常规磁-浮工艺相比，含铁矿物富集程度大幅度降低，对磁选分选低富集稀土矿物(REO含量不足2％)提供了有利条件；
3、本发明采用强磁选对萤石、重晶石精矿进行除杂，有效的提高稀土回收率，提高了萤石、重晶石精矿品质，实现了对低品位稀土矿的综合利用水平，具有较好的社会效益、经济效益。
附图说明
图1为本发明工艺流程图；
图2为常规工艺流程图。
具体实施方式
下面通过实施例对本发明的技术效果进行具体描述。有必要在此指出的是以下实施例只是用于对本发明进行进一步的说明，不能理解为对本发明保护范围的限制，该领域的技术熟练人员根据上述发明内容所做出的一些非本质的改进和调整，仍属于本发明的保护范围。下述实施例中所用的试剂等，如无特殊说明，均可从商业途径得到。
实施例1
本实施例选用四川冕宁某低品位稀土矿为原料，其稀土REO品位1.51％，CaF2品位12.54％，BaSO4品位10.60％，磨矿细度为-0.074mm含量75％，浮选浓度30％。
对比实施例1-1
采用常规工艺：对于低品位稀土矿，分选稀土一般采用磁选预富集后再浮选-磁选工艺；磁选尾矿浓缩后进行萤石重晶石混合精选后分离，经过一粗一扫七精流程，得到合格的萤石精矿和重晶石粗精矿，重晶石粗精矿经重选获得合格重晶石精矿。
原料经碎磨后，经磁选预富集，磁选精矿经浓缩至后用实验室XFD型小型浮选机经一粗一扫三精流程，在常温条件下进行稀土浮选试验，其药剂制度为：水玻璃1500g/t，稀土捕收剂H205用量1500g/t，2#油40g/t；扫选水玻璃用量300g/t，捕收剂H205用量600g/t，2#油20g/t；精一水玻璃300g/t，捕收剂H205用量300g/t；精二水玻璃150g/t，捕收剂H205用量100g/t；精三空白。
磁选尾矿浓缩后在常温下经一粗一扫三精流程，进行萤石、重晶石混合浮选试验，其药剂制度为：粗选水玻璃1500g/t·给矿，碳酸钠1000g/t·给矿，羧甲基纤维素50g/t·给矿，捕收剂油酸400g/t·给矿；扫选改性水玻璃500g/t·给矿，捕收剂油酸150g/t·给矿；精一改性水玻璃300g/t·给矿，羧甲基纤维素20g/t·给矿；精二改性水玻璃100g/t·给矿；精三空白。
萤石、重晶石混合精矿采用实验室XFD型小型浮选机经一粗一扫七精流程，在常温条件下进行萤石、重晶石浮选分离试验，其药剂制度为：粗选淀粉用量500g/t·给矿，NaSO4用量500g/t·给矿，捕收剂油酸100g/t·给矿；扫选淀粉用量100g/t·给矿，NaSO4用量100g/t·给矿，捕收剂油酸50g/t·给矿；精一淀粉用量200g/t·给矿，NaSO4用量200g/t·给矿；精二淀粉用量150g/t·给矿，NaSO4用量150g/t·给矿，捕收剂油酸50g/t·给矿；精三淀粉用量100g/t·给矿，NaSO4用量100g/t·给矿；精四淀粉用量50g/t·给矿，NaSO4用量50g/t·给矿，捕收剂油酸50g/t·给矿；精五淀粉用量50g/t·给矿，NaSO4用量50g/t·给矿；精六淀粉用量50g/t·给矿，NaSO4用量50g/t·给矿，捕收剂油酸50g/t·给矿；精选七NaSO4用量50g/t·给矿。
对比实施例1-2
采用本发明技术：将低品位稀土矿原矿进行碎磨和调浆处理，然后采用混合浮选工艺进行预富集-磁选，得到磁选精矿即为稀土精矿；磁选尾矿浓缩后进行萤石重晶石分离分别获得萤石精矿和重晶石粗精矿；重晶石粗精矿经过螺旋溜槽重选得重晶石精矿和重选尾矿；萤石精矿和重晶石精矿分别进行磁选分选，所得磁选精矿为可作为稀土精矿，磁选尾矿为萤石、重晶石最终精矿。
原料经碎磨和调浆处理后，采用实验室XFD型小型浮选机经一粗一扫三精流程，在常温条件下进行稀土浮选试验，捕收剂脂肪酸皂由植物油酸氢氧化钠按质量比1:0.15皂化所得，其药剂制度为：粗选碳酸钠1200g/t，水玻璃1500g/t，捕收剂用量400g/t；扫选碳酸钠400g/t，水玻璃用量500g/t，捕收剂用量100g/t；精一水玻璃300g/t；精二水玻璃150g/t；精三空白。
预富集混合精矿采用一粗一扫一精强磁选工艺，粗选扫选磁场场强1.2T，精选磁场场强1.0T，获得强磁选精矿即为稀土精矿，强磁选尾矿浓缩后为萤石重晶石分离给矿。
萤石、重晶石混合给矿采用实验室XFD型小型浮选机经一粗一扫五精流程，在常温条件下进行萤石、重晶石浮选分离试验，捕收剂脂肪酸皂由大豆油酸氢氧化钠按质量比1:0.2皂化所得，而重晶石抑制剂由EDTA和六偏磷酸钠按49:1配置而成，酸化玻璃是由水玻璃与稀硫酸按1:1配制而成；其药剂制度为：粗选酸化水玻璃500g/t·给矿，重晶石抑制剂用量300g/t·给矿；扫选酸化水玻璃150g/t·给矿，重晶石抑制剂用量100g/t·给矿，捕收剂150g/t·给矿；精一酸化水玻璃150g/t·给矿，重晶石抑制剂用量100g/t·给矿；精二酸化水玻璃100g/t·给矿，重晶石抑制剂用量50g/t·给矿；精三酸化水玻璃100g/t·给矿，重晶石抑制剂用量50g/t·给矿；精四酸化水玻璃100g/t·给矿，重晶石抑制剂用量50g/t·给矿；精五空白。通过给段浮选获得萤石精矿和重晶石粗精矿。
重晶石粗精矿经螺旋重选分离得到重晶石精矿和重选尾矿。
萤石重晶石精矿除杂，将萤石重晶石精矿经一粗一扫一精强磁选工艺，粗选扫选磁场场强1.2T，精选磁场场强1.0T，获得强磁选精矿即为稀土次精矿，尾矿分别为萤石和重晶石最终精矿。试验数据见表1。
实施例2
本实施例选用四川德昌某低品位稀土矿为原料，其稀土REO 1.24品位％，CaF2品位9.62％，BaSO4品位14.76％，磨矿细度为-0.074mm含量78％，浮选浓度30％。
对比实施例2-1
采用常规工艺：对于低品位稀土矿，分选稀土一般采用磁选预富集后再浮选-磁选工艺；磁选尾矿浓缩后进行萤石重晶石混合精选后分离，经过一粗一扫七精流程，得到合格的萤石精矿和重晶石粗精矿，重晶石粗精矿经重选获得合格重晶石精矿。
原料经碎磨后，经磁选预富集，磁选精矿经浓缩至后用实验室XFD型小型浮选机经一粗一扫三精流程，在常温条件下进行稀土浮选试验，其药剂制度为：水玻璃1500g/t，稀土捕收剂H205用量1500g/t，2#油40g/t；扫选水玻璃用量300g/t，捕收剂H205用量600g/t，2#油20g/t；精一水玻璃300g/t，捕收剂H205用量300g/t；精二水玻璃150g/t，捕收剂H205用量100g/t；精三空白。
磁选尾矿浓缩后在常温下经一粗一扫三精流程，进行萤石、重晶石混合浮选试验，其药剂制度为：粗选水玻璃1500g/t·给矿，碳酸钠1000g/t·给矿，羧甲基纤维素50g/t·给矿，捕收剂油酸400g/t·给矿；扫选改性水玻璃500g/t·给矿，捕收剂油酸150g/t·给矿；精一改性水玻璃300g/t·给矿，羧甲基纤维素20g/t·给矿；精二改性水玻璃100g/t·给矿；精三空白。
萤石、重晶石混合精矿采用实验室XFD型小型浮选机经一粗一扫七精流程，在常温条件下进行萤石、重晶石浮选分离试验，其药剂制度为：粗选淀粉用量500g/t·给矿，NaSO4用量500g/t·给矿，捕收剂油酸100g/t·给矿；扫选淀粉用量100g/t·给矿，NaSO4用量100g/t·给矿，捕收剂油酸50g/t·给矿；精一淀粉用量200g/t·给矿，NaSO4用量200g/t·给矿；精二淀粉用量150g/t·给矿，NaSO4用量150g/t·给矿，捕收剂油酸50g/t·给矿；精三淀粉用量100g/t·给矿，NaSO4用量100g/t·给矿；精四淀粉用量50g/t·给矿，NaSO4用量50g/t·给矿，捕收剂油酸50g/t·给矿；精五淀粉用量50g/t·给矿，NaSO4用量50g/t·给矿；精六淀粉用量50g/t·给矿，NaSO4用量50g/t·给矿，捕收剂油酸50g/t·给矿；精选七NaSO4用量50g/t·给矿。
对比实施例2-2
采用本发明技术：将低品位稀土矿原矿进行碎磨和调浆处理，然后采用混合浮选工艺进行预富集-磁选，得到磁选精矿即为稀土精矿；磁选尾矿浓缩后进行萤石重晶石分离分别获得萤石精矿和重晶石粗精矿；重晶石粗精矿经过螺旋溜槽重选得重晶石精矿和重选尾矿；萤石精矿和重晶石精矿分别进行磁选分选，所得磁选精矿为可作为稀土精矿，磁选尾矿为萤石、重晶石最终精矿。
原料经碎磨和调浆处理后，采用实验室XFD型小型浮选机经一粗一扫三精流程，在常温条件下进行稀土浮选试验，捕收剂脂肪酸皂由植物油酸氢氧化钠按质量比1:0.15皂化所得，其药剂制度为：粗选碳酸钠1200g/t，水玻璃1500g/t，捕收剂脂肪酸皂用量400g/t；扫选碳酸钠400g/t，水玻璃用量500g/t，捕收剂脂肪酸皂用量100g/t；精一水玻璃300g/t；精二水玻璃150g/t；精三空白。
预富集混合精矿采用一粗一扫一精强磁选工艺，粗选扫选磁场场强1.2T，精选磁场场强1.0T，获得强磁选精矿即为稀土精矿，强磁选尾矿浓缩后为萤石重晶石分离给矿。
萤石、重晶石混合给矿采用实验室XFD型小型浮选机经一粗一扫五精流程，在常温条件下进行萤石、重晶石浮选分离试验，捕收剂脂肪酸皂由大豆油酸氢氧化钠按质量比1:0.2皂化所得，而重晶石抑制剂由EDTA和六偏磷酸钠按49:1配置而成，酸化玻璃是由水玻璃与稀硫酸按2:1配制而成，其药剂制度为：粗选酸化水玻璃500g/t·给矿，重晶石抑制剂用量300g/t·给矿；扫选酸化水玻璃150g/t·给矿，重晶石抑制剂用量100g/t·给矿，捕收剂150g/t·给矿；精一酸化水玻璃150g/t·给矿，重晶石抑制剂用量100g/t·给矿；精二酸化水玻璃100g/t·给矿，重晶石抑制剂用量50g/t·给矿；精三酸化水玻璃100g/t·给矿，重晶石抑制剂用量50g/t·给矿；精四酸化水玻璃100g/t·给矿，重晶石抑制剂用量50g/t·给矿；精五空白。通过给段浮选获得萤石精矿和重晶石粗精矿。
重晶石粗精矿经螺旋重选分离得到重晶石精矿和重选尾矿。
萤石重晶石精矿除杂，将萤石重晶石精矿经一粗一扫一精强磁选工艺，粗选扫选磁场场强1.2T，精选磁场场强1.0T，获得强磁选精矿即为稀土次精矿，尾矿分别为萤石和重晶石最终精矿。试验数据见表1。
表1对比实施例试验数据
Figure BDA0002493531850000071
Figure BDA0002493531850000081
通过上述试验数据可看出，通过本发明提供的选矿工艺技术，以低品位稀土矿为原矿，采用混合浮选进行预富集，大大提高了分选效率，同时采用多点回收稀土矿物，REO回收率较现有工艺有较大程度的提高；本发明采用混合浮选预富集，所用捕收剂为脂肪酸皂类，该类药剂单耗低、药剂成本低，适应性强，同时与常规磁-浮工艺相比，含铁矿物富集程度大幅度降低，对磁选分选低富集稀土矿物(REO含量不足2％)提供了有利条件；本发明采用强磁选对萤石、重晶石精矿进行除杂，有效的提高稀土回收率，提高了萤石、重晶石精矿品质，实现了对低品位稀土矿的综合利用水平，具有较好的社会效益、经济效益。
以上实施例仅为本发明的优选实施例而已，仅用于说明本发明的技术方案而非限制，本领域技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明的宗旨和范围，其均应涵盖在本发明的保护范围当中。

Claims (10)

1.一种低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺，其特征在于：包括以下步骤：
1)将低品位稀土矿原矿依次进行碎磨和调浆处理，然后采用混合浮选工艺进行预富集，得到稀土、萤石和重晶石的预富集混合精矿；
2)将预富集混合精矿进行磁选，得到磁选精矿即为稀土精矿，磁选尾矿为萤石和重晶石分离给矿；
3)将磁选尾矿浓缩调浆进行浮选分离，分别获得萤石精矿和重晶石粗精矿；
4)将重晶石粗精矿经过螺旋溜槽重选，制得重晶石精矿和重选尾矿；
5)将萤石精矿和重晶石精矿分别采用强磁选分选除杂，所得磁选精矿均为稀土精矿，磁选尾矿分别为萤石最终精矿和重晶石最终精矿。
2.根据权利要求1所述的低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺，其特征在于，所述低品位稀土矿为REO品位低于2％，CaF2品位8～15％以及BaSO4品位10％～20％的共伴生矿。
3.根据权利要求1所述的低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺，其特征在于，步骤1)中，碎磨处理后原矿粒度为-200目占75-80％，调浆处理后矿浆的质量分数为25～35％。
4.根据权利要求1所述的低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺，其特征在于，步骤1)混合浮选工艺中，浮选药剂为捕收剂和调整剂；捕收剂用量为400-600g/t·原矿；调整剂为水玻璃，其用量为2000-2500g/t·原矿，模数为2.4～2.7。
5.根据权利要求1所述的低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺，其特征在于，步骤2)中磁选的磁场强度为1.0～1.2T。
6.根据权利要求1所述的低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺，其特征在于，步骤3)浮选分离中，浮选药剂为捕收剂、酸化水玻璃和抑制剂；捕收剂用量为100～300g/t·给矿，酸化水玻璃用量为800～1200g/t·给矿，抑制剂用量为500～800g/t·给矿。
7.根据权利要求4或6所述的低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺，其特征在于，所述捕收剂是将油酸和氢氧化钠按质量比1:0.15～0.2在70～80℃温度条件搅拌2～3小时制得。
8.根据权利要求7所述的低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺，其特征在于，所述油酸为植物油酸、大豆油酸或红油酸。
9.根据权利要求6所述的低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺，其特征在于，所述抑制剂由EDTA和六偏磷酸钠按49:1配置而成；酸化水玻璃由水玻璃与稀硫酸按1～2:1配置而成，水玻璃模数为2.4～2.7。
10.根据权利要求1所述的低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺，其特征在于，步骤5)中强磁选的磁场强度为1.0～1.2T。
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