CN111715398A

CN111715398A - 一种从稀土尾矿中高效回收稀土、萤石和重晶石的方法

Info

Publication number: CN111715398A
Application number: CN202010587745.8A
Authority: CN
Inventors: 喻福涛; 余新文; 杨晓军; 马翔; 何婷
Original assignee: Chengdu Comprehensive Rock And Mineral Testing Center Of Sichuan Geological And Mineral Exploration And Development Bureau
Current assignee: Chengdu Comprehensive Rock And Mineral Testing Center Of Sichuan Geological And Mineral Exploration And Development Bureau
Priority date: 2020-06-24
Filing date: 2020-06-24
Publication date: 2020-09-29
Anticipated expiration: 2040-06-24
Also published as: CN111715398B

Abstract

本发明属于节能环保技术领域，提供了一种从稀土尾矿中高效回收稀土、萤石和重晶石的方法。具体为：(1)向尾矿矿浆中加入水玻璃100～600g/t，重晶石抑制剂50～400g/t，稀土和萤石捕收剂100～400g/t，搅拌调浆；(2)进行混合浮选初选、扫选和精选作业，得到浮选精选精矿和浮选精选尾矿；(3)对浮选精选精矿进行强磁选初选和扫选作业，得到强磁尾矿即为最终萤石精矿；(4)将强磁精矿进行稀土重选粗选和扫选作业，得到稀土重选精矿即为最终稀土精矿；(5)将浮选精选尾矿进行重晶石重选粗选、扫选、精选和扫精作业，得到重晶石重选精矿即为最终重晶石精矿。本发明方法很好解决了矿石中的稀土、萤石和重晶石的回收难问题，所得目标矿物的品位高、且回收率高。

Description

一种从稀土尾矿中高效回收稀土、萤石和重晶石的方法

技术领域

本发明属于节能环保技术领域，涉及金属/非金属资源清洁开发与利用领域以及尾矿污染治理技术领域，尤其涉及降低尾矿污染物处理能耗、保护环境、矿物高值化处理技术领域，具体涉及一种从稀土尾矿中高效回收稀土、萤石和重晶石的方法，以解决现有尾矿中。

背景技术

选矿行业中产生了大量的尾矿，而尾矿中含有一部分可以回收利用的金属或非金属，这些物质存在于尾矿中不仅会造成生态环境污染，而且还会造成资源的浪费。稀土广泛应用于电子、军事、石油化工、新能源等领域。稀土矿产资源的开发受技术限制，产生了大量含稀土、萤石和重晶石的尾矿，这些尾矿资源不仅造成了资源浪费，而且存在较大的环境污染风险，一直倍受环保领域的关注。同时涉及稀土尾矿的处理大多需要采用高温流态化焙烧作业，其能耗极大，选矿成本极高，如何降低稀土尾矿污染物处理的能耗，实现矿物的高值化处理，一直是选矿人员研发的重点。

萤石(CaF₂)是工业氟元素的主要来源，因熔点低等特性广泛用于钢铁、炼铝、化工、水泥、玻璃、陶瓷、铸石、光学仪器等领域，是稀缺性、国家“战略性资源”。

我国稀土资源十分丰富，但开发利用过程中通常遵循先富后贫、先易后难的原则。上世纪开发稀土矿产资源过程中，受开发技术影响，仅回收了矿石中的稀土，且稀土矿产资源的综合回收率普遍在40～60％，大量的稀土和共伴生的萤石、重晶石等矿产资源被排入尾矿库，造成资源浪费和存在环境风险。随着现代工业的高速发展和选冶新技术、新设备和新药剂的应用，尾矿中有用矿产资源的高效利用成为了可能。

在矿石回收过程中，稀土常采用磁浮、重浮、重磁浮等工艺，萤石采用浮选工艺，重晶石采用重选、重浮、全浮等工艺。但目前的工艺仅涉及从稀土尾矿中回收稀土或萤石，或是仅针对两种尾矿产品，而难以同时将这三种目标矿物都回收出来，且目前同时回收两种产品的回收率已经较低，难以有效保证精矿品位的同时还能提高目标矿物的回收率。

中国专利CN110860369A公布的一种从稀土尾矿中回收超低品位稀土、萤石的选矿方法，主要步骤大致是：S1、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粗精矿；S2、对浮选混合粗精矿进行湿式磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿；S3、对S2得到的磁选尾矿进行萤石浮选，得到萤石精矿。上述专利缺点有：(1)未进行矿石中的重晶石回收；(2)直接对磁选尾矿进行浮选作业，这个过程中，需对矿浆进行浓缩，提高浮选浓度，增加了流程复杂程度； (3)磁选精矿仍需多级精选才能获得稀土精矿，设备多，选矿成本高，且最终难以同时兼顾稀土精矿的品位和回收率。

专利CN108480037A中涉及一种从伴生多金属矿物的铁尾矿中回收铁、稀土、萤石和铌的选矿方法，其是以白云鄂博尾矿为原料，进行弱磁选和强磁选预富集，将预富集精矿进行流态化焙烧，将焙烧得到的焙烧产物进行弱磁选作业，从而得到弱磁精矿和含有稀土的弱磁尾矿；再对弱磁尾矿进行稀土浮选作业，最终得到稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿，然后利用稀土浮选尾矿经酸浸工艺后得到富铌渣及酸洗尾矿，同时对预富集的强磁尾矿进行萤石浮选作业得到萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿。该专利方法虽然能从尾矿中回收多种有用元素，但是其工艺流程复杂，特别是需要进行高温流态化焙烧和酸洗操作，其焙烧温度高达500～ 900℃，实际生产上极难应用，使用成本较高，操作难度大。而且即使该选矿方法采用了极难实施且工艺成本极大的高温流态化焙烧作业，所浮选出来的稀土精矿品位也仅达到65％以上，回收率仅为75％以上，萤石精矿品位和回收率分别为90％以上和80％以上，但仍有待提高，另一方面，该方法仍然无法从稀土尾矿中回收重晶石。

中国专利CN108176517A中虽然提及了一种重晶石矿石的选矿工艺，但是该方法无法解决从稀土矿中高效回收重晶石的问题，且其中记载，重晶石选矿方法的选择受矿石类型、原矿性质、矿山规模，以及用途等的影响较大，难以采用统一方法从不同矿石中选择出重晶石。

上述选矿方法分别涉及稀土中部分尾矿的回收利用，但仍存在诸多回收方面的不利影响，而要想从稀土尾矿中同时回收利用这三种尾矿的难度极高，目前未有某一工艺能够很好利用，同时这种回收利用率极低，基本没有生产效益。

通过现有技术的研究发现，稀土矿、萤石、重晶石的矿石界面性质相似，在浮选体系下，浮选药剂对三者均有一定程度的捕收(活化)或抑制作用，三者的富集提纯并不能靠现有简单的选矿作业即可完成，只能尝试通过多次反复的精选作业来实现。然而众所周知的是，在三者的闭路选矿过程中，多次精选作业虽然可提高精矿产品的质量，但必然会影响精矿的回收率，进行多次精选作业虽然理论上可获得精矿质量高的三种尾矿产品，但是实际回收过程中相应精矿产品的回收率极低，市场价值较低；同理，进行多次扫选作业虽理论上可提高精矿回收率，但必会影响精矿品质。因此，对于尾矿中同时回收稀土、萤石和重晶石矿而言，单靠多次的精扫选作业，现有方法是难以在保证回收率的同时获得合格的精矿产品，精扫作业难以有效平衡，所得产品的品质和回收率均不高，在此现有技术中难以实现将稀土尾矿中的稀土、萤石和重晶石同时进行高效回收的方法，目前目标矿物的品位和回收率难以同时保证。

如中国专利CN10722288A中对强磁选尾矿进行一粗三精浮选，最后得到的稀土精矿REO品位为50.5％，但回收率仅达到30％；对稀土浮选尾矿采用一粗八精浮选得到的CaF2萤石精矿品位为93％，但回收率仅为49.5％。

综上所述，对于目前的选矿技术而言，难以从稀土尾矿中同时高效富集回收稀土、萤石和重晶石，如何解决现有技术存在的回收效率低、回收成本高、且精矿品位不高的问题，成为本发明亟待解决的技术问题。

发明内容

本发明的目的就是为了解决上述技术问题，而提供一种从稀土尾矿中高效回收稀土、萤石和重晶石的方法。本发明方法能够高效从稀土尾矿中同时富集回收稀土、萤石和重晶石，通过本发明的药剂选择以及相应的选矿步骤，能够对矿物中各种脉石矿物进行选择性抑制，降低了药剂的用量，提高了所得稀土、萤石和重晶石精矿的品位，且三种矿物的回收率高，选矿成本也得以大幅度降低。

为了实现上述目的，本发明提供的一种从稀土尾矿中高效回收稀土、萤石和重晶石的方法，其包括以下步骤：

(1)将稀土尾矿磨细至-0.075mm含量为55～75％，加水配制成浓度为 25～40％的矿浆；

(2)向步骤(1)所得矿浆中逐次加入水玻璃100～600g/t，重晶石抑制剂 50～400g/t，稀土和萤石捕收剂100～400g/t，进行搅拌调浆；所述水玻璃由酸化水玻璃和盐化水玻璃按质量比1:2组成，所述的重晶石抑制剂是由栲胶和鞣酸按质量比3:1组成；

(3)对步骤(2)所得物进行混合浮选粗选作业——混合粗精矿脱泥作业— —混合浮选扫选作业——混合浮选精选作业，得到浮选精选精矿和浮选精选尾矿；将浮选精选尾矿进入混合浮选扫选作业，得到扫选尾矿为最终浮选尾矿；将浮选精选精矿进行步骤(4)的选矿作业；

(4)将步骤(3)所得浮选精选精矿进行强磁粗选作业和强磁扫选作业，得到强磁精矿和强磁尾矿；强磁尾矿即为最终萤石精矿，将强磁精矿进行步骤(5) 的选矿作业；

(5)将步骤(4)所得强磁精矿进行稀土重选粗选作业和稀土重选扫选作业，得到稀土重选精矿和稀土重选尾矿；稀土重选精矿即为最终稀土精矿，稀土重选尾矿返回步骤(3)的强磁粗选作业；

(6)将步骤(3)所得最终浮选尾矿进行重晶石重选粗选作业——重晶石重选扫选作业——重晶石重选精选作业——重晶石重选扫精作业，得到重晶石重选精矿和重晶石重选尾矿；重晶石重选精矿即为最终重晶石精矿，重晶石重选尾矿返回重晶石重选扫选作业，得到最终尾矿。

本发明采用上述方法能够高效获得稀土精矿、萤石精矿和重晶石精矿，且所得精矿的品位高，回收率高，解决了现有选矿工艺无法有效针对这三种精矿进行高效回收的难题，解决了在回收上述三种精矿时品位和回收率无法同时保证的矛盾。本发明采用的方法参考的原理如下：

稀土：弱磁性，莫氏硬度4～4.5，性脆，密度4.72～5.12g/cm³，比重4.7-5.1；萤石，无磁性，莫氏硬度4，比重3.00-3.25；重晶石，无磁性，莫氏硬度3～3.5，比重4.0～4.6。对于三者的同时富集提纯，可以通过特定浮选药剂统一处理，使得能够优先富集得到稀土和萤石，并利用重晶石性脆、易磨易碎性质，在粗选泡沫辅以机械脱泥工艺，抛出粗选夹带细粒重晶石，有利于保证稀土和萤石精矿品质。浮选获得的稀土萤石混合精矿，再进一步利用二者磁性和比重较大差异，结合特定的浮选药剂，分别获得萤石和稀土精矿；浮选尾矿，利用重晶石与脉石矿物比重差异通过重选工艺获得合格重晶石精矿产品。

本发明经过长期的研究摸索，进行了大量的药剂选择配比以及工艺步骤优化工作，才最终实现了本发明的选矿效果。发明人首先确定了矿浆中的药剂用量及浓度，在此基础上在特定浮选药剂的作用下优先富集得到稀土和萤石，利用重晶石性脆、易磨易碎性质，在粗选泡沫辅以机械脱泥工艺，抛出粗选夹带细粒重晶石，有利于保证稀土和萤石精矿品质。通过本发明的浮选药剂浮选获得的稀土萤石混合精矿，进一步利用二者磁性和比重较大的差异，在一定药剂处理下，能够分别获得萤石和稀土精矿，二者的品位高、回收率高；对于浮选尾矿，利用重晶石与脉石矿物比重差异大，通过重选工艺最终获得合格的重晶石精矿产品，保证了重晶石精矿的品位和高回收率。

本发明选用的重晶石抑制剂不仅对重晶石具有较强的抑制能力，同时对天青石等脉石矿物也具有较强抑制能力，重晶石抑制剂的选择对于重晶石精矿的品位和回收率效果更佳。

本发明方法的独特之处是通过在原矿磨矿过程中还同时添加稀土和萤石矿捕收剂，使其不断地与磨矿新解离出的矿物颗粒表面及时接触和在稀土和萤石矿物表面选择性吸附，控制搅拌调浆转速和时间，延长捕收剂作用时间，降低矿浆温度对捕收剂的影响，强化捕收剂矿化效果，有利于后序添加抑制剂对重晶石及脉石矿物的选择性抑制，降低药剂单耗，从而得到含稀土和萤石品位相对较高的粗选混合精矿。

本发明在浮选萤石的同时实现了高效富集稀土，与常规优选稀土工艺相比，可降低回收稀土设备处理规模及生产成本，实现稀土萤石的精准高效联选。

进一步的是，步骤(1)中所述的稀土尾矿是指含有稀土、萤石、重晶石的尾矿，且三者中的至少一种达到伴生矿最低工业品位要求。一般的工业品位要求为稀土品位至少达到0.1％、萤石品位至少达到15％、重晶石品位在15％以上，本发明只需要其中之一达到最低工业品位要求即可。

进一步的是，步骤(2)中所述的水玻璃是指模数在2.5～3.0的水玻璃，所述水玻璃中酸化水玻璃是水玻璃与硫酸以摩尔比5:1混合，其pH＝2，所述盐化水玻璃是水玻璃与硫酸铝以摩尔比4:1混合，其pH＝9。本发明的水玻璃抑制剂的模数控制在该范围内较佳。

进一步的是，步骤(2)中所述的捕收剂是指油酸、乳化油酸、皂化油酸、羟肟酸中的一种或几种药剂的组合。

进一步的是，步骤(3)中所述混合浮选粗选作业的具体步骤为：对经过搅拌调浆的稀土尾矿样，在浮选设备中进行粗选作业，得到粗选稀土和萤石精矿以及粗选尾矿，粗选稀土和萤石精矿作为下一步混合粗精矿脱泥作业的原料，而粗选尾矿作为稀土和萤石扫选的原料。

进一步的是，步骤(3)中所述混合粗精矿脱泥作业的具体步骤为：将粗选稀土和萤石精矿加入机械脱泥设备，脱去-0.038mm矿泥，+0.038mm进入下一步混合浮选精选作业的原料，-0.038mm矿泥返回混合浮选粗选作业。

进一步的是，步骤(3)中所述混合浮选扫选作业的具体步骤为：以粗选尾矿作为稀土和萤石扫选作业原料，加入到扫选槽中进行扫选作业，首先搅拌调浆，并加入稀土和萤石捕收剂30～60g/t，进行扫选Ⅰ作业，扫选Ⅰ得到扫选Ⅰ精矿和扫选Ⅰ尾矿，扫选Ⅰ精矿返回到粗选作业中，扫选Ⅰ尾矿加入到扫选Ⅱ作业中，搅拌调浆，同样加入稀土和萤石捕收剂20～50g/t，进行扫选Ⅱ作业，扫选Ⅱ得到扫选Ⅱ精矿和扫选Ⅱ尾矿，扫选Ⅱ精矿返回到扫选Ⅰ作业中，扫选Ⅱ尾矿为最终浮选尾矿，最终浮选尾矿作为下一步重选重晶石的原料。

进一步的是，步骤(3)中所述混合浮选精选作业的具体步骤为：以粗选稀土和萤石精矿作为原料，首先搅拌调浆，加入水玻璃50～200g/t、重晶石抑制剂 100～400g/t进行精选Ⅰ作业，精选Ⅰ作业得到精选Ⅰ精矿和精选Ⅰ尾矿，精选Ⅰ 精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅰ尾矿进入扫选Ⅰ作业；

精选Ⅰ精矿进入精选Ⅱ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃30～150g/t、重晶石抑制剂50～200g/t然后进行精选Ⅱ作业，得到精选Ⅱ精矿和精选Ⅱ尾矿，其中精选Ⅱ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅱ尾矿返回精选Ⅰ作业；

精选Ⅱ精矿进入精选Ⅲ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃30～120g/t、重晶石抑制剂30～150g/t然后进行精选Ⅲ作业，得到精选Ⅲ精矿和精选Ⅲ尾矿，其中精选Ⅲ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅲ尾矿返回精选Ⅱ作业；

精选Ⅲ精矿进入精选Ⅳ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃30～100g/t、重晶石抑制剂20～100g/t然后进行精选Ⅳ作业，得到精选Ⅳ精矿和精选Ⅳ尾矿，其中精选Ⅳ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅳ尾矿返回精选Ⅲ作业；

精选Ⅳ精矿进入精选Ⅴ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃20～80g/t、重晶石抑制剂20～50g/t然后进行精选Ⅴ作业，得到精选Ⅴ精矿和精选Ⅴ尾矿，其中精选 Ⅴ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅴ尾矿返回精选Ⅳ作业；

精选Ⅴ精矿进入精选Ⅵ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃20～50g/t、重晶石抑制剂0～30g/t然后进行精选Ⅵ作业，得到精选Ⅵ精矿和精选Ⅵ尾矿，其中精选 Ⅵ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅵ尾矿返回精选Ⅴ作业；

精选Ⅵ精矿进入精选Ⅶ作业，首先搅拌调浆，不加入任何药剂进行空白精选，得到精选Ⅶ精矿和精选Ⅶ尾矿，其中精选Ⅶ精矿作为进一步萤石和稀土分离的原料，精选Ⅶ尾矿返回精选Ⅵ作业。

进一步的是，步骤(4)中所述强磁粗选作业的具体步骤为：以混合浮选精选Ⅶ精矿为原料，加入磁选设备中，控制矿浆浓度20～30％、磁场强度1.0～1.4T 进行强磁选，得到弱磁性的强磁选精矿和非磁性的强磁选尾矿，其中，强磁选精矿作为下一步重选稀土的原料，强磁选尾矿为下一步强磁扫选的原料。

进一步的是，步骤(4)中所述强磁扫选作业的具体步骤为：以强磁选尾矿为原料，控制矿浆浓度20～30％、磁场强度1.0～1.4T进行强磁扫选，得到弱磁性的强磁选精矿和非磁性的强磁选尾矿，其中，强磁扫选精矿与强磁粗选的强磁精矿合并作为下一步重选稀土的原料，强磁扫选尾矿为最终萤石精矿。

进一步的是，步骤(5)中所述稀土重选粗选作业的具体步骤为：以强磁粗选和强磁扫选的强磁精矿为原料，利用重选设备进行重选作业，得到的稀土重选粗选精矿和稀土重选粗选尾矿，稀土重选粗选精矿作为稀土精矿，稀土重选粗选尾矿作为下一步重选扫选的入料。

进一步的是，步骤(5)中所述稀土重选扫选作业的具体步骤为：以稀土重选粗选尾矿为原料，利用重选设备进行重选作业，得到稀土重选扫选精矿与稀土重选扫选尾矿，稀土重选扫选精矿与稀土重选粗选精矿合并作为最终稀土精矿，稀土重选扫选尾矿返回强磁粗选作业。

进一步的是，步骤(6)中所述重晶石重选粗选作业的具体步骤为：以最终浮选尾矿为原料，利用重选设备进行重选作业，得到的重晶石重选粗选精矿、重晶石重选粗选中矿和重晶石重选粗选尾矿，重晶石重选粗选精矿作为下一步重晶石重选精选的入料，重晶石重选粗选中矿作为下一步重晶石重选扫选的入料，重晶石重选粗选尾矿作为尾矿。

进一步的是，步骤(6)中所述重晶石重选扫选作业的具体步骤为：以重晶石重选粗选作业的中矿为原料，利用重选设备进行重选作业，得到的重晶石重选扫选精矿和重晶石重选扫选尾矿，重晶石重选扫选精矿作为下一步重晶石重选扫精作业的入料，重晶石重选扫选尾矿与重晶石重选粗选尾矿合并作为最终尾矿。

进一步的是，步骤(6)中所述重晶石重选精选作业的具体步骤为：以重晶石重选粗选作业的精矿为原料，利用重选设备进行重选作业，得到的重晶石重选精选精矿和重晶石重选精选尾矿，重晶石重选精选精矿作为重晶石精矿，重晶石重选精选尾矿与重选扫选精矿合并作为下一步重晶石重选扫精作业的原料。

进一步的是，步骤(6)中所述重晶石重选扫精作业的具体步骤为：以重晶石重选精选尾矿和重选扫选精矿为原料，利用重选设备进行重选作业，得到的重晶石重选扫精精矿和重晶石重选扫精尾矿，重晶石重选扫精精矿与重晶石重选精选精矿合并作为最终重晶石精矿，重晶石重选扫精尾矿返回重晶石重选扫选作业。

进一步的是，步骤(1)中先对稀土尾矿进行筛分、擦洗和脱泥操作，然后加入磨矿设备进行磨细。

进一步的是，步骤(1)中所述筛分操作为采用筛分设备将稀土尾矿进行筛分，除去外来物；所述擦洗操作为将筛下的稀土尾矿加入擦洗设备中，控制擦洗浓度60～80％，擦洗时间5～30min，擦洗转速500～3000r/min；所述脱泥操作为采用脱泥设备进行脱泥，脱去-0.038mm矿泥。

进一步的是，所述的筛分设备是指工业机型的各种固定条筛、辊轴筛、振动筛设备其中的一种或两种以上设备的组合。

进一步的是，所述的擦洗设备是指工业机型的各种机械擦洗、水力擦洗、槽式擦洗设备其中的一种或两种以上设备的组合。

进一步的是，所述的脱泥设备是指工业机型的各种旋流器、分级机、振动筛、脱泥槽设备其中的一种或两种以上设备的组合。

进一步的是，所述的磨矿设备是指工业机型的各种自磨机、半自磨机、棒磨机、球磨机设备其中的一种或两种以上设备的组合。

进一步的是，所述搅拌调浆的操作于搅拌设备中进行，设置搅拌转速1500～3000r/min，搅拌时间3～10min。

进一步的是，所述的搅拌设备是指工业机型的各种机械搅拌、水力搅拌、磁力搅拌设备其中的一种或两种以上设备的组合。

进一步的是，所述的浮选设备是指各种工业机型的浮选机、浮选柱中的一种或两种以上设备的组合。

进一步的是，所述的磁选设备是指各种工业机型的湿选强磁场磁选机。

进一步的是，所述的重选设备是指各种工业机型的摇床、螺旋溜槽、圆盘旋振器中的一种或两种以上设备的组合。

与现有技术相比，本发明的有益效果如下：

(1)本发明提出了一种从稀土尾矿中能够同时高效回收稀土、萤石和重晶石的方法，通过在原矿磨矿过程中添加水玻璃和重晶石抑制剂的同时，还一并添加稀土和萤石矿捕收剂，使其不断地与磨矿新解离出的矿物颗粒表面及时接触和在稀土和萤石矿物表面选择性吸附，控制搅拌调浆转速和时间，延长捕收剂作用时间，降低矿浆温度对捕收剂的影响，强化捕收剂矿化效果，有利于后序添加抑制剂对重晶石及脉石矿物的选择性抑制，解决了现有捕收剂作用时间长、药剂单耗大、受温度影响大的问题，从而得到含稀土和萤石品位相对较高的粗选混合精矿。

(2)本发明提出的一种稀土尾矿回收稀土、萤石和重晶石的方法，在浮选萤石的同时高效富集了稀土，与常规优选稀土工艺相比，可降低回收稀土设备处理规模及生产成本，实现稀土萤石的精准高效联选。

(3)本发明提出的一种稀土尾矿回收稀土、萤石和重晶石的方法，根据矿石特性，充分回收了矿石中的稀土、萤石和重晶石，所得各自精矿的品位和回收率高，达到了尾矿资源最大化利用。本发明的新工艺技术清洁高效、经济合理，容易实现大规模技术改造及产业化，具有十分显著的经济效益和社会效益。

(4)本发明提出的一种稀土尾矿回收稀土、萤石和重晶石的方法，能够在选矿过程中很好除去粘附在矿石表面的泥质组分，减少后续作业药剂的消耗，降低矿泥对浮选环境的影响，解决了现有尾矿历史堆存过程中原生或次生矿泥、铁锰细泥等在矿石界面的粘附、氧化问题。

附图说明

图1为本发明实施例的选矿工艺流程图。

具体实施方式

为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合实施例对本发明进行具体描述，有必要指出的是，以下实施例仅仅用于对本发明进行解释和说明，并不用于限定本发明。本领域技术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。

实施例1

以TREO(稀土氧化物总量)含量为0.7％、CaF₂含量25％、BaSO₄含量20％的稀土尾矿为原料，回收稀土尾矿中的稀土、萤石和重晶石，其选矿工艺流程图如图1所示，具体步骤如下：

(1)筛分：采用筛分设备将稀土尾矿进行筛分，除去树枝等外来物；

(2)擦洗：将筛下的稀土尾矿加入擦洗设备中，控制擦洗浓度70％，擦洗时间10min，擦洗转速1000r/min；

(3)脱泥：采用脱泥设备进行脱泥，脱去-0.038mm矿泥；

(4)磨矿：对稀土尾矿，采用棒磨机或球磨机进行闭路磨矿作业，同时在磨机中加入稀土和萤石捕收剂600g/t，将稀土尾矿磨至-0.075mm含量61.0％；

(5)搅拌调浆：对经过磨矿的稀土尾矿样，添加水至矿浆浓度35％，后逐次加入水玻璃600g/t，重晶石抑制剂400g/t，稀土和萤石捕收剂200g/t，采用变频搅拌桶，搅拌转速2000r/min，搅拌时间8min；

(6)混合浮选粗选作业：对经过搅拌调浆的稀土尾矿样，在浮选设备中进行粗选作业，该作业得到粗选稀土和萤石精矿和粗选尾矿，粗选稀土和萤石精矿作为进一步稀土和萤石精选的原料，而粗选尾矿作为稀土和萤石扫选的原料；

(7)混合粗精矿脱泥作业：粗选稀土和萤石精矿加入机械脱泥设备，脱去 -0.038mm矿泥，+0.038mm进入下一步混合浮选精选作业的原料，-0.038mm矿泥返回混合浮选粗选作业；

(8)混合浮选扫选作业：以粗选尾矿作为稀土和萤石扫选作业原料，加入到扫选槽中进行扫选作业，首先搅拌调浆(以下涉及的搅拌调浆均同上步骤)，并加入稀土和萤石捕收剂50g/t，进行扫选Ⅰ作业，扫选Ⅰ得到扫选Ⅰ精矿和扫选Ⅰ尾矿，扫选Ⅰ精矿返回到粗选作业中，扫选Ⅰ尾矿加入到扫选Ⅱ作业中，搅拌调浆，同样加入稀土和萤石捕收剂30g/t，进行扫选Ⅱ作业，扫选Ⅱ得到扫选 Ⅱ精矿和扫选Ⅱ尾矿，扫选Ⅱ精矿返回到扫选Ⅰ作业中，扫选Ⅱ尾矿为最终浮选尾矿，最终浮选尾矿作为下一步重选重晶石的原料；

(9)混合浮选精选作业：以粗选稀土和萤石精矿作为原料，首先搅拌调浆，加入水玻璃200g/t、重晶石抑制剂300g/t进行精选Ⅰ作业，精选Ⅰ作业得到精选 Ⅰ精矿和精选Ⅰ尾矿，精选Ⅰ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅰ尾矿进入扫选 Ⅰ作业；

精选Ⅰ精矿进入精选Ⅱ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃150g/t、重晶石抑制剂200g/t然后进行精选Ⅱ作业，得到精选Ⅱ精矿和精选Ⅱ尾矿，其中精选Ⅱ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅱ尾矿返回精选Ⅰ作业；

精选Ⅱ精矿进入精选Ⅲ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃100g/t、重晶石抑制剂120g/t然后进行精选Ⅲ作业，得到精选Ⅲ精矿和精选Ⅲ尾矿，其中精选Ⅲ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅲ尾矿返回精选Ⅱ作业；

精选Ⅲ精矿进入精选Ⅳ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃80g/t、重晶石抑制剂100g/t然后进行精选Ⅳ作业，得到精选Ⅳ精矿和精选Ⅳ尾矿，其中精选Ⅳ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅳ尾矿返回精选Ⅲ作业；

精选Ⅳ精矿进入精选Ⅴ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃60g/t、重晶石抑制剂50g/t然后进行精选Ⅴ作业，得到精选Ⅴ精矿和精选Ⅴ尾矿，其中精选Ⅴ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅴ尾矿返回精选Ⅳ作业；

精选Ⅴ精矿进入精选Ⅵ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃50g/t、重晶石抑制剂20g/t然后进行精选Ⅵ作业，得到精选Ⅵ精矿和精选Ⅵ尾矿，其中精选Ⅵ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅵ尾矿返回精选Ⅴ作业；

(10)强磁粗选作业：以混合浮选精选Ⅶ精矿为原料，控制矿浆浓度25％、磁场强度1.3T进行强磁选，得到弱磁性的强磁选精矿和非磁性的强磁选尾矿，其中，强磁选精矿作为下一步重选稀土的原料，强磁选尾矿为下一步强磁扫选的原料；

(11)强磁扫选作业：以强磁选尾矿为原料，控制矿浆浓度20％、磁场强度 1.3T进行强磁扫选，得到弱磁性的强磁选精矿和非磁性的强磁选尾矿，其中，强磁扫选精矿与强磁粗选的强磁精矿合并作为下一步重选稀土的原料，强磁扫选尾矿为最终萤石精矿；

(12)稀土重选粗选作业：以强磁粗选和强磁扫选的强磁精矿为原料，利用重选设备进行重选作业，得到的稀土重选粗选精矿和稀土重选粗选尾矿，稀土重选粗选精矿作为稀土精矿，稀土重选粗选尾矿作为下一步重选扫选的入料。

(13)稀土重选扫选作业：以稀土重选粗选尾矿为原料，利用重选设备进行重选作业，得到稀土重选扫选精矿与稀土重选扫选尾矿，稀土重选扫选精矿与稀土重选粗选精矿合并作为最终稀土精矿，稀土重选扫选尾矿返回强磁粗选作业。

(14)重晶石重选粗选作业具体是指：以最终浮选尾矿为原料，利用重选设备进行重选作业，得到的重晶石重选粗选精矿、重晶石重选粗选中矿和重晶石重选粗选尾矿，重晶石重选粗选精矿作为下一步重晶石重选精选的入料，重晶石重选粗选中矿作为下一步重晶石重选扫选的入料，重晶石重选粗选尾矿作为尾矿。

(15)重晶石重选扫选作业：以重晶石重选粗选作业的中矿为原料，利用重选设备进行重选作业，得到的重晶石重选扫选精矿和重晶石重选扫选尾矿，重晶石重选扫选精矿作为下一步重晶石重选扫精作业的入料，重晶石重选扫选尾矿与重晶石重选粗选尾矿合并作为最终尾矿。

(16)重晶石重选精选作业具体是指：以重晶石重选粗选作业的精矿为原料，利用重选设备进行重选作业，得到的重晶石重选精选精矿和重晶石重选精选尾矿，重晶石重选精选精矿作为重晶石精矿，重晶石重选精选尾矿与重选扫选精矿合并作为下一步重晶石重选扫精作业的原料。

(17)重晶石重选扫精作业：以重晶石重选精选尾矿和重选扫选精矿为原料，利用重选设备进行重选作业，得到的重晶石重选扫精精矿和重晶石重选扫精尾矿，重晶石重选扫精精矿与重晶石重选精选精矿合并作为最终重晶石精矿，重晶石重选扫精尾矿返回重晶石重选扫选作业。

上述选矿步骤中，其中的水玻璃模数为2.6；是由酸化水玻璃和盐化水玻璃按质量比1:2组成，酸化水玻璃是水玻璃与硫酸以摩尔比5:1混合，其pH＝2，盐化水玻璃是水玻璃与硫酸铝以摩尔比4:1混合，其pH＝9；其中的重晶石抑制剂是由栲胶和鞣酸按质量比3:1组成；其中的稀土和萤石捕收剂选用油酸。

按照本发明的上述选矿方法，最终稀土精矿TREO(稀土氧化物总量)品位 64％，回收率82％；萤石精矿CaF₂品位97％，回收率83％；重晶石精矿BaSO₄品位91％，回收率65％。

实施例2

以TREO(稀土氧化物总量)含量为1.0％、CaF₂含量30％、BaSO₄含量35％的稀土尾矿为原料，回收稀土尾矿中的稀土、萤石和重晶石，其选矿工艺流程图如图1所示，具体步骤如下：

(3)脱泥：采用脱泥设备进行脱泥，脱去-0.038mm矿泥；

(4)磨矿：对稀土尾矿，采用棒磨机或球磨机进行闭路磨矿作业，同时在磨机中加入稀土和萤石捕收剂600g/t，将稀土尾矿磨至-0.075mm含量63.0％；

(5)搅拌调浆：对经过磨矿的稀土尾矿样，添加水至矿浆浓度30％，后逐次加入水玻璃600g/t，重晶石抑制剂500g/t，稀土和萤石捕收剂200g/t，采用变频搅拌桶，搅拌转速2000r/min，搅拌时间10min；

(8)混合浮选扫选作业：以粗选尾矿作为稀土和萤石扫选作业原料，加入到扫选槽中进行扫选作业，首先搅拌调浆，并加入稀土和萤石捕收剂50g/t，进行扫选Ⅰ作业，扫选Ⅰ得到扫选Ⅰ精矿和扫选Ⅰ尾矿，扫选Ⅰ精矿返回到粗选作业中，扫选Ⅰ尾矿加入到扫选Ⅱ作业中，搅拌调浆，同样加入稀土和萤石捕收剂 30g/t，进行扫选Ⅱ作业，扫选Ⅱ得到扫选Ⅱ精矿和扫选Ⅱ尾矿，扫选Ⅱ精矿返回到扫选Ⅰ作业中，扫选Ⅱ尾矿为最终浮选尾矿，最终浮选尾矿作为下一步重选重晶石的原料；

(9)混合浮选精选作业：以粗选稀土和萤石精矿作为原料，首先搅拌调浆，加入水玻璃300g/t、重晶石抑制剂400g/t进行精选Ⅰ作业，精选Ⅰ作业得到精选 Ⅰ精矿和精选Ⅰ尾矿，精选Ⅰ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅰ尾矿进入扫选 Ⅰ作业；

精选Ⅰ精矿进入精选Ⅱ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃200g/t、重晶石抑制剂200g/t然后进行精选Ⅱ作业，得到精选Ⅱ精矿和精选Ⅱ尾矿，其中精选Ⅱ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅱ尾矿返回精选Ⅰ作业；

精选Ⅱ精矿进入精选Ⅲ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃100g/t、重晶石抑制剂150g/t然后进行精选Ⅲ作业，得到精选Ⅲ精矿和精选Ⅲ尾矿，其中精选Ⅲ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅲ尾矿返回精选Ⅱ作业；

精选Ⅲ精矿进入精选Ⅳ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃100g/t、重晶石抑制剂120g/t然后进行精选Ⅳ作业，得到精选Ⅳ精矿和精选Ⅳ尾矿，其中精选Ⅳ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅳ尾矿返回精选Ⅲ作业；

精选Ⅳ精矿进入精选Ⅴ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃80g/t、重晶石抑制剂60g/t然后进行精选Ⅴ作业，得到精选Ⅴ精矿和精选Ⅴ尾矿，其中精选Ⅴ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅴ尾矿返回精选Ⅳ作业；

精选Ⅴ精矿进入精选Ⅵ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃60g/t、重晶石抑制剂30g/t然后进行精选Ⅵ作业，得到精选Ⅵ精矿和精选Ⅵ尾矿，其中精选Ⅵ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅵ尾矿返回精选Ⅴ作业；

上述选矿步骤中，其中的水玻璃采用模数在3.0的水玻璃，水玻璃由酸化水玻璃和盐化水玻璃按质量比1:2组成；其中的重晶石抑制剂是由栲胶和鞣酸按质量比3:1组成；其中的捕收剂采用乳化油酸。

按照本发明的上述选矿方法，最终稀土精矿TREO(稀土氧化物总量)品位 66％，回收率84％；萤石精矿CaF₂品位97％，回收率85％；重晶石精矿BaSO₄品位92％，回收率67％。

实施例3

以TREO(稀土氧化物总量)含量为0.5％、CaF₂含量18％、BaSO₄含量40％的稀土尾矿为原料，回收稀土尾矿中的稀土、萤石和重晶石，其选矿工艺流程图如图1所示，具体步骤如下：

(3)脱泥：采用脱泥设备进行脱泥，脱去-0.038mm矿泥；

(4)磨矿：对稀土尾矿，采用棒磨机或球磨机进行闭路磨矿作业，同时在磨机中加入稀土和萤石捕收剂600g/t，将稀土尾矿磨至-0.075mm含量65.0％；

(5)搅拌调浆：对经过磨矿的稀土尾矿样，添加水至矿浆浓度38％，后逐次加入水玻璃600g/t，重晶石抑制剂600g/t，稀土和萤石捕收剂100g/t，采用变频搅拌桶，搅拌转速2000r/min，搅拌时间10min；

(8)混合浮选扫选作业：以粗选尾矿作为稀土和萤石扫选作业原料，加入到扫选槽中进行扫选作业，首先搅拌调浆，并加入稀土和萤石捕收剂50g/t，进行扫选Ⅰ作业，扫选Ⅰ得到扫选Ⅰ精矿和扫选Ⅰ尾矿，扫选Ⅰ精矿返回到粗选作业中，扫选Ⅰ尾矿加入到扫选Ⅱ作业中，搅拌调浆，同样加入稀土和萤石捕收剂 20g/t，进行扫选Ⅱ作业，扫选Ⅱ得到扫选Ⅱ精矿和扫选Ⅱ尾矿，扫选Ⅱ精矿返回到扫选Ⅰ作业中，扫选Ⅱ尾矿为最终浮选尾矿，最终浮选尾矿作为下一步重选重晶石的原料；

(9)混合浮选精选作业：以粗选稀土和萤石精矿作为原料，首先搅拌调浆，加入水玻璃200g/t、重晶石抑制剂350g/t进行精选Ⅰ作业，精选Ⅰ作业得到精选 Ⅰ精矿和精选Ⅰ尾矿，精选Ⅰ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅰ尾矿进入扫选 Ⅰ作业；

精选Ⅰ精矿进入精选Ⅱ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃200g/t、重晶石抑制剂240g/t然后进行精选Ⅱ作业，得到精选Ⅱ精矿和精选Ⅱ尾矿，其中精选Ⅱ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅱ尾矿返回精选Ⅰ作业；

精选Ⅳ精矿进入精选Ⅴ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃60g/t、重晶石抑制剂60g/t然后进行精选Ⅴ作业，得到精选Ⅴ精矿和精选Ⅴ尾矿，其中精选Ⅴ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅴ尾矿返回精选Ⅳ作业；

精选Ⅴ精矿进入精选Ⅵ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃50g/t、重晶石抑制剂30g/t然后进行精选Ⅵ作业，得到精选Ⅵ精矿和精选Ⅵ尾矿，其中精选Ⅵ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅵ尾矿返回精选Ⅴ作业；

上述选矿步骤中，其中的水玻璃模数为2.8，水玻璃由酸化水玻璃和盐化水玻璃按质量比1:2组成，重晶石抑制剂是由栲胶和鞣酸按质量比3:1组成；其中的捕收剂采用乳化油酸。

按照本发明的上述选矿方法，最终稀土精矿TREO(稀土氧化物总量)品位 67％，回收率84％；萤石精矿CaF₂品位97％，回收率81％；重晶石精矿BaSO₄品位92％，回收率64％。

对比例1

按照实施例1的方法，其中步骤(5)的搅拌调浆过程中添加的药剂仅选择水玻璃600g/t，稀土和萤石捕收剂200g/t。最终稀土精矿TREO(稀土氧化物总量)品位56％，回收率67％；萤石精矿CaF₂品位85％，回收率74％；重晶石精矿BaSO₄品位82％，回收率61％。

对比例2

按照实施例1的方法，其中步骤(5)的搅拌调浆过程中添加的药剂仅选择水玻璃600g/t，重晶石抑制剂400g/t，稀土和萤石捕收剂200g/t在步骤(9)中加入。最终稀土精矿TREO(稀土氧化物总量)品位59％，回收率79％；萤石精矿CaF₂品位91％，回收率78％；重晶石精矿BaSO₄品位88％，回收率50％。

对比例3

按照实施例1的方法，其中步骤(5)的搅拌调浆过程添加的药剂中水玻璃仅由酸化水玻璃组成。最终稀土精矿TREO(稀土氧化物总量)品位55％，回收率74％；萤石精矿CaF₂品位79％，回收率69％；重晶石精矿BaSO₄品位87％，回收率53％。

对比例4

按照实施例1的方法，其中步骤(5)的搅拌调浆过程添加的药剂中水玻璃仅由酸化水玻璃组成，重晶石抑制剂选用淀粉替换。最终稀土精矿TREO(稀土氧化物总量)品位54％，回收率75％；萤石精矿CaF₂品位75％，回收率70％；重晶石精矿BaSO₄品位82％，回收率55％。

对比例5

按照实施例1的方法，其中步骤(5)的搅拌调浆过程添加的药剂水玻璃中酸化水玻璃和盐化水玻璃的重量比组成为1：1。最终稀土精矿TREO(稀土氧化物总量)品位58％，回收率79％；萤石精矿CaF₂品位88％，回收率76％；重晶石精矿BaSO₄品位87％，回收率58％。

对比例6

按照实施例2的方法，其中步骤(8)中进行三次扫选作业，步骤(9)中仅进行到精选V作业，无后续的精选Ⅵ和精选Ⅶ作业。最终稀土精矿TREO(稀土氧化物总量)品位55％，回收率60％；萤石精矿CaF₂品位90％，回收率62％；重晶石精矿BaSO₄品位85％，回收率48％。

对比例7

按照实施例2的方法，其中步骤(11)去掉，仅进行步骤(10)的强磁粗选作业，然后直接进行步骤(12)的稀土重选粗选作业。最终稀土精矿TREO(稀土氧化物总量)品位50％，回收率61％；萤石精矿CaF₂品位82％，回收率59％；重晶石精矿BaSO₄品位85％，回收率51％。

对比例8

按照实施例3的方法，其中不进行步骤(16)的重晶石重选精选作业和步骤 (17)的重晶石重选扫精作业。最终稀土精矿TREO(稀土氧化物总量)品位 56％，回收率59％；萤石精矿CaF₂品位90％，回收率58％；重晶石精矿BaSO₄品位85％，回收率49％。

对比例9

按照实施例3的方法，其中舍弃步骤(9)的精选Ⅶ作业，直接将精选Ⅵ精矿作为进一步萤石和稀土分离的原料，将精选Ⅵ尾矿返回精选Ⅴ作业；舍弃步骤 (16)的重晶石重选精选作业，直接以步骤(15)所得重晶石重选扫选精矿为原料进行步骤(17)作业。最终稀土精矿TREO(稀土氧化物总量)品位53％，回收率61％；萤石精矿CaF₂品位89％，回收率60％；重晶石精矿BaSO₄品位81％，回收率51％。

对比例10

按照实施例1的方法舍弃步骤(7)的混合粗精矿脱泥作业，直接进入下一步混合浮选精选作业的原料。最终稀土精矿TREO(稀土氧化物总量)品位50％，回收率55％；萤石精矿CaF₂品位88％，回收率62％；重晶石精矿BaSO₄品位86％，回收率52％。

对比例11

按照实施例2的方法，不进行步骤(7)作业，直接进行后续的选矿作业。最终稀土精矿TREO(稀土氧化物总量)品位46％，回收率68％；萤石精矿CaF₂品位82％，回收率66％；重晶石精矿BaSO₄品位79％，回收率63％。

对比例12

按照实施例2的方法，在步骤(8)中进行三次扫选作业得到扫选尾矿，将其作为进一步重选重晶石的原料；在步骤(9)中在精选Ⅶ作业之后再进行一次精选作业，得到的精选精矿作为进一步萤石和稀土分离的原料。最终稀土精矿TREO(稀土氧化物总量)品位67％，回收率76％；萤石精矿CaF₂品位98％，回收率75％；重晶石精矿BaSO₄品位93％，回收率52％。

Claims

1.一种从稀土尾矿中高效回收稀土、萤石和重晶石的方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：

(1)将稀土尾矿磨细至-0.075mm含量为55～75％，加水配制成浓度为25～40％的矿浆；

(2)向步骤(1)所得矿浆中逐次加入水玻璃100～600g/t，重晶石抑制剂50～400g/t，稀土和萤石捕收剂100～400g/t，进行搅拌调浆；所述水玻璃由酸化水玻璃和盐化水玻璃按质量比1:2组成，所述的重晶石抑制剂是由栲胶和鞣酸按质量比3:1组成；

(3)对步骤(2)所得物进行混合浮选粗选作业——混合粗精矿脱泥作业——混合浮选扫选作业——混合浮选精选作业，得到浮选精选精矿和浮选精选尾矿；将浮选精选尾矿进入混合浮选扫选作业，得到扫选尾矿为最终浮选尾矿；将浮选精选精矿进行步骤(4)的选矿作业；

(4)将步骤(3)所得浮选精选精矿进行强磁粗选作业和强磁扫选作业，得到强磁精矿和强磁尾矿；强磁尾矿即为最终萤石精矿，将强磁精矿进行步骤(5)的选矿作业；

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)中所述的稀土尾矿是指含有稀土、萤石、重晶石的尾矿，且三者中至少有一种达到伴生矿最低工业品位要求。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)中所述的水玻璃是指模数在2.5～3.0的水玻璃，所述水玻璃中酸化水玻璃是水玻璃与硫酸以摩尔比5:1混合，其pH＝2，所述盐化水玻璃是水玻璃与硫酸铝以摩尔比4:1混合，其pH＝9；优选的，步骤(2)中所述的稀土和萤石捕收剂是指油酸、乳化油酸、皂化油酸、羟肟酸中的一种或几种药剂的组合。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)中所述混合浮选粗选作业的具体步骤为：

对经过搅拌调浆的稀土尾矿样，在浮选设备中进行粗选作业，得到粗选稀土和萤石精矿以及粗选尾矿，粗选稀土和萤石精矿作为下一步混合粗精矿脱泥作业的原料，而粗选尾矿作为稀土和萤石扫选的原料；

优选的，步骤(3)中所述混合粗精矿脱泥作业的具体步骤为：

将粗选稀土和萤石精矿加入机械脱泥设备，脱去-0.038mm矿泥，+0.038mm进入下一步混合浮选精选作业的原料，-0.038mm矿泥返回混合浮选粗选作业；

优选的，步骤(3)中所述混合浮选扫选作业的具体步骤为：

以粗选尾矿作为稀土和萤石扫选作业原料，加入到扫选槽中进行扫选作业，首先搅拌调浆，并加入稀土和萤石捕收剂30～60g/t，进行扫选Ⅰ作业，扫选Ⅰ得到扫选Ⅰ精矿和扫选Ⅰ尾矿，扫选Ⅰ精矿返回到粗选作业中，扫选Ⅰ尾矿加入到扫选Ⅱ作业中，搅拌调浆，同样加入稀土和萤石捕收剂20～50g/t，进行扫选Ⅱ作业，扫选Ⅱ得到扫选Ⅱ精矿和扫选Ⅱ尾矿，扫选Ⅱ精矿返回到扫选Ⅰ作业中，扫选Ⅱ尾矿为最终浮选尾矿，最终浮选尾矿作为下一步重选重晶石的原料。

5.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，步骤(3)中所述混合浮选精选作业的具体步骤为：

以粗选稀土和萤石精矿作为原料，首先搅拌调浆，加入水玻璃50～200g/t、重晶石抑制剂100～400g/t，进行精选Ⅰ作业，精选Ⅰ作业得到精选Ⅰ精矿和精选Ⅰ尾矿，精选Ⅰ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅰ尾矿进入扫选Ⅰ作业；

精选Ⅰ精矿进入精选Ⅱ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃30～150g/t、重晶石抑制剂50～200g/t，然后进行精选Ⅱ作业，得到精选Ⅱ精矿和精选Ⅱ尾矿，其中精选Ⅱ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅱ尾矿返回精选Ⅰ作业；

精选Ⅱ精矿进入精选Ⅲ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃30～120g/t、重晶石抑制剂30～150g/t，然后进行精选Ⅲ作业，得到精选Ⅲ精矿和精选Ⅲ尾矿，其中精选Ⅲ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅲ尾矿返回精选Ⅱ作业；

精选Ⅲ精矿进入精选Ⅳ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃30～100g/t、重晶石抑制剂20～100g/t，然后进行精选Ⅳ作业，得到精选Ⅳ精矿和精选Ⅳ尾矿，其中精选Ⅳ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅳ尾矿返回精选Ⅲ作业；

精选Ⅳ精矿进入精选Ⅴ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃20～80g/t、重晶石抑制剂20～50g/t，然后进行精选Ⅴ作业，得到精选Ⅴ精矿和精选Ⅴ尾矿，其中精选Ⅴ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅴ尾矿返回精选Ⅳ作业；

精选Ⅴ精矿进入精选Ⅵ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃20～50g/t、重晶石抑制剂0～30g/t，然后进行精选Ⅵ作业，得到精选Ⅵ精矿和精选Ⅵ尾矿，其中精选Ⅵ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅵ尾矿返回精选Ⅴ作业；

6.根据权利要求5所述的方法，其特征在于，步骤(4)中所述强磁粗选作业的具体步骤为：

以混合浮选精选Ⅶ精矿为原料，加入磁选设备中，控制矿浆浓度20～30％、磁场强度1.0～1.4T进行强磁选，得到弱磁性的强磁选精矿和非磁性的强磁选尾矿，其中，强磁选精矿作为下一步重选稀土的原料，强磁选尾矿为下一步强磁扫选的原料；

优选的，步骤(4)中所述强磁扫选作业的具体步骤为：

以强磁选尾矿为原料，控制矿浆浓度20～30％、磁场强度1.0～1.4T进行强磁扫选，得到弱磁性的强磁选精矿和非磁性的强磁选尾矿，其中，强磁扫选精矿与强磁粗选的强磁精矿合并作为下一步重选稀土的原料，强磁扫选尾矿为最终萤石精矿。

7.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，步骤(5)中所述稀土重选粗选作业的具体步骤为：

以强磁粗选和强磁扫选的强磁精矿为原料，利用重选设备进行重选作业，得到的稀土重选粗选精矿和稀土重选粗选尾矿，稀土重选粗选精矿作为稀土精矿，稀土重选粗选尾矿作为下一步重选扫选的入料。

优选的，步骤(5)中所述稀土重选扫选作业的具体步骤为：

以稀土重选粗选尾矿为原料，利用重选设备进行重选作业，得到稀土重选扫选精矿与稀土重选扫选尾矿，稀土重选扫选精矿与稀土重选粗选精矿合并作为最终稀土精矿，稀土重选扫选尾矿返回强磁粗选作业。

8.根据权利要求7所述的方法，其特征在于，步骤(6)中所述重晶石重选粗选作业的具体步骤为：

以最终浮选尾矿为原料，利用重选设备进行重选作业，得到的重晶石重选粗选精矿、重晶石重选粗选中矿和重晶石重选粗选尾矿，重晶石重选粗选精矿作为下一步重晶石重选精选的入料，重晶石重选粗选中矿作为下一步重晶石重选扫选的入料，重晶石重选粗选尾矿作为尾矿；

优选的，步骤(6)中所述重晶石重选扫选作业的具体步骤为：

以重晶石重选粗选作业的中矿为原料，利用重选设备进行重选作业，得到的重晶石重选扫选精矿和重晶石重选扫选尾矿，重晶石重选扫选精矿作为下一步重晶石重选扫精作业的入料，重晶石重选扫选尾矿与重晶石重选粗选尾矿合并作为最终尾矿；

优选的，步骤(6)中所述重晶石重选精选作业的具体步骤为：

以重晶石重选粗选作业的精矿为原料，利用重选设备进行重选作业，得到的重晶石重选精选精矿和重晶石重选精选尾矿，重晶石重选精选精矿作为重晶石精矿，重晶石重选精选尾矿与重选扫选精矿合并作为下一步重晶石重选扫精作业的原料；

优选的，步骤(6)中所述重晶石重选扫精作业的具体步骤为：

以重晶石重选精选尾矿和重选扫选精矿为原料，利用重选设备进行重选作业，得到的重晶石重选扫精精矿和重晶石重选扫精尾矿，重晶石重选扫精精矿与重晶石重选精选精矿合并作为最终重晶石精矿，重晶石重选扫精尾矿返回重晶石重选扫选作业。

9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)中先对稀土尾矿进行筛分、擦洗和脱泥操作，然后加入磨矿设备进行磨细；优选的，步骤(1)中所述筛分操作为采用筛分设备将稀土尾矿进行筛分，除去外来物；所述擦洗操作为将筛下的稀土尾矿加入擦洗设备中，控制擦洗浓度60～80％，擦洗时间5～30min，擦洗转速500～3000r/min；所述脱泥操作为采用脱泥设备进行脱泥，脱去-0.038mm矿泥；优选的，所述的筛分设备是指工业机型的各种固定条筛、辊轴筛、振动筛设备中的一种或两种以上设备的组合；

优选的，所述的擦洗设备是指工业机型的各种机械擦洗、水力擦洗、槽式擦洗设备中的一种或两种以上设备的组合；优选的，所述的脱泥设备是指工业机型的各种旋流器、分级机、振动筛、脱泥槽设备中的一种或两种以上设备的组合；优选的，所述的磨矿设备是指工业机型的各种自磨机、半自磨机、棒磨机、球磨机设备中的一种或两种以上设备的组合；优选的，所述搅拌调浆的操作于搅拌设备中进行，设置搅拌转速1500～3000r/min，搅拌时间3～10min；优选的，所述的搅拌设备是指工业机型的各种机械搅拌、水力搅拌、磁力搅拌设备中的一种或两种以上设备的组合。

10.根据权利要求9所述的方法，其特征在于，所述的浮选设备是指各种工业机型的浮选机、浮选柱中的一种或两种以上设备的组合；优选的，所述的磁选设备是指各种工业机型的湿选强磁场磁选机；优选的，所述的重选设备是指各种工业机型的摇床、螺旋溜槽、圆盘旋振器中的一种或两种以上设备的组合。