本发明涉及从磁铁矿和稀土选矿尾矿中综合回收弱磁性铁、稀土和萤石的选矿方法，属于矿产资源综合利用技术领域。
背景技术：
内蒙古白云鄂博矿为铁、稀土、铌和萤石等复杂多金属共生矿，原矿中铁矿物主要为强磁性磁铁矿和弱磁性赤褐铁矿，稀土矿物为氟碳铈矿和独居石。目前，由于技术经济和矿业市场多重因素影响，大部分小型选矿厂只从原矿中选出强磁性磁铁矿以及容易浮选回收的稀土矿物，大部分弱磁性铁矿物、稀土和萤石都会损失于尾矿中，尾矿中全铁tfe品位20%左右、稀土reo品位4~5%和萤石caf2品位22%左右，不仅造成有用资源的浪费，而且金属矿物在尾矿库中长期浸泡作用下易解离释放出大量金属离子，造成环境污染。目前，弱磁性铁矿选矿技术主要在单一铁矿选矿中有应用，稀土浮选也主要针对入选品位较高（reo8%左右）的稀土矿，低品位稀土矿选矿研究较少，而白云鄂博尾矿中萤石更是长年没有得以有效利用，因此，开发弱磁性铁、稀土和萤石选矿工艺方法对尾矿综合利用意义重大。
技术实现要素：
本发明的目的为提供一种从磁铁矿和稀土选矿尾矿中综合回收弱磁性铁、稀土和萤石的选矿方法，以实现尾矿资源的综合回收利用。为了解决现有技术中存在的问题，本发明给出一种从磁铁矿和稀土选矿尾矿中综合回收弱磁性铁、稀土和萤石的选矿方法，具体步骤如下：
（1）利用湿式高梯度强磁选机选出尾矿中的弱磁性铁矿物，磁场强度为0.6~0.8t，得到tfe品位35~38%的强磁选铁精矿；
（2）将强磁选铁精矿用球磨机磨细至-45μm占80~85%，烘干后配入重量比0.18:1~0.2:1的活性炭，在焙烧温度700~750℃条件下磁化焙烧60~90分钟，得到磁化焙烧产物；
（3）将磁化焙烧产物用棒磨机磨2~3分钟进行解离打散，在1200~1300gs磁场条件下利用滚筒式磁选机进行弱磁选，得到tfe品位55~58%的弱磁选精矿；
（4）将弱磁选精矿利用磁选柱进行精选，磁选柱精选条件为上升水流110~140ml/s、周期3s、磁场强度700~850gs，得到tfe品位60~62%的最终铁精矿；
（5）将强磁选尾矿用球磨机磨细至-45μm占80~85%后进行一粗三精稀土浮选试验，粗选条件：矿浆浓度40~45%、矿浆温度60~65℃、ph调至8~9、捕收剂邻羟基萘甲羟肟酸用量2~2.5kg/t、抑制剂模数2.2~2.4的水玻璃用量7~8kg/t，每次精选捕收剂和抑制剂用量在上一步浮选用量基础上减半，得到reo品位48~52%的稀土精矿；
（6）将稀土浮选尾矿磨细至-37μm占80~85%后进行一粗八精萤石浮选试验，粗选条件：矿浆浓度35~40%、矿浆温度55~60℃、ph调至9~9.5、捕收剂油酸钠用量1.5~2kg/t、抑制剂酸化水玻璃用量5~6kg/t，每次精选抑制剂用量在上次基础上减半，第4次精选加入0.7~1kg/t的捕收剂、其它精选不加捕收剂，得到caf2品位92~94%的萤石浮选精矿。
作为优选的技术方案，酸化水玻璃采用质量浓度10%的盐酸与浓度10%、模数为2.2~2.4的水玻璃按重量比0.5:1~0.7:1配置。
本发明取得了显著的技术效果，具体为：本发明以磁铁矿和稀土选矿尾矿为原料，采用高梯度磁选机强磁选—磨矿—磁化焙烧—滚筒式磁选机弱磁选—磁选柱精选得到tfe品位60~62%的最终铁精矿，强磁选尾矿采用磨矿—邻羟基萘甲羟肟酸为捕收剂、水玻璃为抑制剂一粗三精浮选得到reo品位48~52%的稀土精矿，稀土浮选尾矿采用磨矿—油酸钠为捕收剂、酸化水玻璃为抑制剂一粗八精浮选得到得到caf2品位92~94%的萤石精矿，得到了能直接销售的铁、稀土和萤石精矿，实现了对尾矿中有用资源的综合利用。
附图说明
图1为本发明尾矿中弱磁性铁、稀土和萤石综合回收的工艺流程图。
具体实施方式
实施例：
内蒙古白云鄂博地区某一磁铁矿和稀土选矿尾矿，尾矿中tfe品位21.6%、reo品位4.85%和caf2品位22.5%。将该尾矿在磁场强度0.7t下利用高梯度磁选机进行强磁选，强磁选铁精矿用球磨机磨细至-45μm占82%，烘干后配入重量比0.18:1的活性炭，在焙烧温度720℃条件下磁化焙烧80分钟，将磁化焙烧产物用棒磨机磨2分钟进行解离打散，在1250gs磁场条件下利用滚筒式磁选机进行弱磁选，得到tfe品位56%的弱磁选精矿，将弱磁选精矿利用磁选柱进行精选，磁选柱精选条件为上升水流120ml/s、周期3s、磁场强度780gs，得到tfe品位61.2%、回收率65%的最终铁精矿；将强磁选尾矿用球磨机磨细至-45μm占83%后进行一粗三精稀土浮选试验，粗选条件：矿浆浓度43%、矿浆温度62℃、ph调至8.5、捕收剂邻羟基萘甲羟肟酸用量2.3kg/t、抑制剂模数2.3的水玻璃用量7.5kg/t，每次精选捕收剂和抑制剂用量在上一步浮选用量基础上减半，得到reo品位50.5%、回收率30%的稀土精矿；将稀土浮选尾矿磨细至-37μm占83%后进行一粗八精萤石浮选试验，粗选条件：矿浆浓度38%、矿浆温度58℃、ph调至9.3、捕收剂油酸钠用量2kg/t、抑制剂酸化水玻璃用量5.5kg/t，每次精选抑制剂用量在上次基础上减半，第4次精选加入1kg/t的捕收剂、其它精选不加捕收剂，得到caf2品位93%、回收率49.5%的萤石浮选精矿。