1.一种高萤石含量浮选尾矿中萤石综合回收的高效选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：
a)将浮选尾矿进行分级，得到分级溢流矿浆与分级沉砂；
b)将步骤a)得到的分级沉砂进行磨矿，得到细磨矿浆；
c)将步骤a)得到的分级溢流矿浆与b)中细磨矿浆混合，得到萤石预选粗精矿；
d)将步骤c)得到的萤石预选粗精矿进行浓缩脱水，获得浓缩底流矿浆；
e)将步骤d)得到的浓缩底流矿浆加入活化剂、调整剂和捕收剂，搅拌后进行萤石浮选粗选，得到萤石粗精矿；
f)将步骤e)得到的萤石粗精矿加入抑制剂A进行一段精选脱除硅酸盐类与碳酸盐类脉石矿物，得到萤石精矿A；
g)将步骤f)得到的萤石精A精矿加入抑制剂B进行二段精选脱钙，得到萤石精矿B与精选中矿A，精选中矿A返回进行所述一段精选；
h)将步骤g)得到的萤石精矿B加入抑制剂C进行三段精选提质降杂，得到萤石精矿C与精选中矿B，精选中矿B返回进行所述二段精选；
i)将步骤h)中萤石精矿C进行强磁选除杂，得到的非磁性产品为萤石精矿。
2.根据权利要求1所述的浮选尾矿中萤石综合回收的高效选矿方法，其特征在于，步骤a)中，所述浮选尾矿中包含的萤石质量含量为20％～30％、方解石质量含量为10％～30％、石榴子石质量含量为20％～30％；所述浮选尾矿中萤石单体的解离度为40％～70％。
3.根据权利要求1所述的浮选尾矿中萤石综合回收的高效选矿方法，其特征在于，步骤a)中，所述分级采用旋流器组进行分级，分级粒度包括0.030mm、0.038mm、0.045mm、0.075mm中的一种；步骤b)中，所述分级沉砂采用艾砂磨或塔磨机进行细磨，使细磨矿浆中细度为‑
0.038mm粒级的颗粒质量含量≥50％。
4.根据权利要求1所述的浮选尾矿中萤石综合回收的高效选矿方法，其特征在于，步骤c)中，将步骤a)得到的分级溢流矿浆与b)中细磨矿浆混合后进行预先脱除浮选尾矿中含铁硅酸盐矿物、脉石矿物的预选抛尾操作，得到萤石预选粗精矿；所述预选抛尾的工艺包括磁选、重介质选矿或重选；
步骤d)中，所述细磨矿浆与分级溢流矿浆混合进行浓缩脱水后底流矿浆质量浓度为
25％～55％，底流矿浆中细度为‑0.038mm粒级的颗粒质量含量占≥70％；
步骤i)中，所述强磁选除杂采用的强磁选设备为高梯度强磁选机或超导磁选机，磁场强度为1.0T‑5.0T，强磁选段数为1‑3次，磁性产品经浓缩脱水后返回至步骤b)的磨矿段细磨再选。
5.根据权利要求1所述的浮选尾矿中萤石综合回收的高效选矿方法，其特征在于，步骤e)中，所述活化剂为离子型萤石活化剂CYNH，具体包括以下重量份的原料组成：氟化钠1‑30份，单氟磷酸钠1‑30份，氯化钙1‑100份；所述调整剂包括碳酸钠、水玻璃、改性水玻璃、六偏磷酸钠、硫酸铝、羧甲基纤维素、腐殖酸钠、单宁、栲胶、糊精中的一种或几种的组合；所述捕收剂包括油酸、油酸钠、氧化石蜡皂、十二烷基磺酸/硫酸钠、塔尔油、CY‑03中的一种或几种的组合。
6.根据权利要求5所述的浮选尾矿中萤石综合回收的高效选矿方法，其特征在于，所述离子型萤石活化剂CYNH的用量为600‑800g/t；所述调整剂为碳酸钠，其用量为400‑600g/t；
所述捕收剂为CY‑03，其用量为400‑800g/t，其中CY‑03为长链脂肪酸经皂化后与氧化石蜡皂、乙二醇以3:0.1～0.5:1～1.5的重量比溶解配制成溶液后得到。
7.根据权利要求1‑6中任一项所述的浮选尾矿中萤石综合回收的高效选矿方法，其特征在于，所述一段精选至少包含2次精选，二段精选至少包含2次精选，三段精选至少包含3次精选。
8.根据权利要求1‑6中任一项所述的浮选尾矿中萤石综合回收的高效选矿方法，其特征在于，采用的抑制剂A、B、C选自盐酸、水玻璃、六偏磷酸钠、硫酸铝、羧甲基纤维素、糊精、单宁、栲胶、酸化水玻璃、氟硅酸钠、CYY‑01中的一种或几种的组合；所述酸化水玻璃由硫酸和水玻璃按质量比1:4混合后得到，所述CYY‑01包括以下重量份的原料组成：聚丙烯酸50‑
100份，聚天冬氨酸1‑30份，聚马来酸1‑20份。
9.根据权利要求8所述的浮选尾矿中萤石综合回收的高效选矿方法，其特征在于，采用的所述抑制剂A、抑制剂C为酸化水玻璃和氟硅酸钠的组合抑制剂；采用的抑制剂B为盐酸和CYY‑01的组合抑制剂。
10.根据权利要求9所述的浮选尾矿中萤石综合回收的高效选矿方法，其特征在于，所述酸化水玻璃和氟硅酸钠的组合抑制剂中，酸化水玻璃的用量为60‑80g/t、氟硅酸钠的用量为60‑80g/t；所述盐酸和CYY‑01的组合抑制剂中，盐酸的用量为200‑800g/t，CYY‑01的用量为60‑80g/t。