本發明屬于尾礦環保處理技術領域，具體涉及一種從白鎢尾礦中回收螢石的方法。
背景技術：
我國白鎢礦與螢石共伴生礦石資源豐富，但是該資源中礦石組成復雜，白鎢礦、螢石常與多種硫化礦、方解石等礦物緊密共生，呈細粒嵌布。由于礦物之間的晶型結構、物化性能相似，浮選過程相近，過程中彼此干擾，難以浮選分離。傳統白鎢礦優先浮選工藝，對后續螢石浮選影響較大，導致螢石浮選回收率低。嘉宇礦業有限責任公司東山選廠目前主要選別螢石-白鎢混合礦，主要產品為白鎢，其白鎢選礦尾礦含有20％左右的螢石未有效利用，造成資源浪費，綜合利用率不足。
傳統白鎢尾礦的處理方法為全尾礦浮選。李紀在《柿竹園白鎢浮選尾礦綜合回收螢石試驗研究》中針對柿竹園白鎢浮選尾礦，采取一次粗選、五次精選和兩次掃選的浮選流程回收其中的螢石，螢石的回收率達到70.06％，精礦品位為94.31％。全尾礦浮選處理存在藥劑成本高、環境影響大等問題，難以實現工業化應用，因此，尋找一種新的方法來處理白鎢尾礦是十分有必要的。
技術實現要素：
針對現有的回收白鎢尾礦中螢石工藝存在的缺陷，本發明的目的是提供一種從白鎢尾礦中回收螢石的方法，該方法不僅成本低廉、環境友好而且螢石回收率高。
本發明一種從白鎢尾礦中回收螢石的方法包括以下步驟：
(1)采用搖床重選富集螢石礦物，脫除白鎢尾礦中的白鎢礦、重晶石礦物；
(2)對步驟(1)獲得的螢石礦物進行浮選，回收其中的螢石。
所述搖床重選采取一粗四精。所述浮選采用一粗二掃四精的浮選工藝流程回收其中的螢石，采用的藥劑制度為：硫酸鋁+水玻璃為混合抑制劑，質量比為5:10-8:10；硫酸為ph值調整劑；油酸為捕收劑。
螢石浮選一次粗選中，調節礦漿ph值至6～7之間，混合抑制劑相對原礦的添加量為2000-6000g/t，捕收劑相對原礦的添加量為50-200g/t。一次掃選、二次掃選中捕收劑相對原礦的添加量為20-100g/t。
一次精選和二次精選中混合抑制劑相對原礦的添加量為400～450g/t，最優為425g/t。三次精選中混合抑制劑相對原礦的添加量為100～150g/t，并加入硫酸調節礦漿ph值至6～7之間。四次精選中混合抑制劑相對原礦的添加量為50～100g/t，最優為75g/t。
本發明的技術方案采用重選-浮選聯合工藝處理白鎢尾礦，利用螢石與白鎢礦、重晶石的密度差異，首先通過重選脫除白鎢尾礦中的白鎢礦、重晶石等礦物，再采取浮選工藝脫除礦漿中的方解石、石英等礦物，充分回收螢石。該工藝對于螢石品位為20.45％白鎢尾礦，重選螢石的回收率可達到80.25％，最終可達到螢石精礦品位97.33％，綜合回收率72.46％的指標。本發明的技術方案首先用重選的手段處理白鎢尾礦，減少浮選階段藥劑的使用量，降低對環境的影響，同時提高了螢石的回收率，促進資源綜合利用。
相對現有技術，本發明的技術方案帶來的有益技術成果：(1)通過重選-浮選聯合的方案，減少了藥劑的使用量，有效降低生產成本，同時減輕了浮選流程的分離負擔，簡化浮選流程；(2)全流程注重資源綜合利用，充分利用礦物性質，無其他副產品生成。
附圖說明
圖1為本發明的工藝流程圖。
具體實施方式
本發明的技術方案主要基于對白鎢尾礦的組成及物化性質進行了大量的研究，研究表明：螢石與白鎢礦、方解石、重晶石等礦物的可浮性相似，直接浮選分離難度較大，但螢石與白鎢礦、重晶石的密度差異明顯(如表1)，因而可以采用重選優先富集螢石。
表1礦物的密度差異分析表
圖1為工藝流程圖，該發明主要采用重選-浮選聯合的方法回收尾礦中的螢石，首先通過搖床重選方法(一粗四精)，富集螢石礦物；然后通過浮選方法(一粗四精二掃)獲得螢石精礦。
實施例1
某白鎢浮選尾礦含caf218.16％，caco32.07％，sio243.71％，經過一粗四精搖床重選，螢石的回收率達到71.26％，然后對經過重選處理的礦漿進行浮選。
浮選工藝采取一次粗選、四次精選和兩次掃選的流程，其中一次精選和兩次掃選的中礦順序返回，二、三、四次精選中礦合一返回。一次粗選中首先調整礦漿ph值至6-7間，混合抑制劑(硫酸鋁與水玻璃的質量比為5:10)相對原礦的添加量為2000g/t，捕收劑油酸相對原礦的添加量為100g/t。兩次掃選中油酸相對原礦的添加量為20g/t。一、二、三、四次精選過程中混合抑制劑相對原礦的添加量分別為400g/t、400g/t、100g/t、50g/t，在三次精選過程中重新用硫酸調整礦漿ph值至6-7間。最終獲得螢石精礦品位97.24％，回收率70.56％的試驗指標。
實施例2
某白鎢浮選尾礦含caf220.45％，caco310.79％，sio242.02％，經過一粗四精搖床重選，螢石的回收率達到80.25％，然后對經過重選處理的礦漿進行浮選。
浮選工藝采取一次粗選、四次精選和兩次掃選的流程，其中一次精選和兩次掃選的中礦順序返回，二、三、四次精選中礦合一返回。一次粗選中首先調整礦漿ph值至6-7間，混合抑制劑(硫酸鋁與水玻璃的質量比為7:10)相對原礦的添加量為5000g/t，捕收劑油酸相對原礦的添加量為80g/t。兩次掃選中油酸相對原礦的添加量為60g/t。一、二、三、四次精選過程中混合抑制劑相對原礦的添加量分別為410g/t、440g/t、110g/t、75g/t，在三次精選過程中重新用硫酸調整礦漿ph值至6-7間。最終獲得螢石精礦品位97.12％，回收率71.55％的試驗指標。
實施例3
某白鎢浮選尾礦含caf220.45％，caco310.79％，sio242.02％，經過一粗四精搖床重選，螢石的回收率達到80.25％，然后對經過重選處理的礦漿進行浮選。
浮選工藝采取一次粗選、四次精選和兩次掃選的流程，其中一次精選和兩次掃選的中礦順序返回，二、三、四次精選中礦合一返回。一次粗選中首先調整礦漿ph值至6-7間，混合抑制劑(硫酸鋁與水玻璃的質量比為6:10)相對原礦的添加量為4000g/t，捕收劑油酸相對原礦的添加量為50g/t。兩次掃選中油酸相對原礦的添加量為20g/t。一、二、三、四次精選過程中混合抑制劑相對原礦的添加量分別為425g/t、425g/t、125g/t、75g/t，在三次精選過程中重新用硫酸調整礦漿ph值至6-7間。最終獲得螢石精礦品位97.33％，回收率72.46％的試驗指標。
實施例4
某白鎢浮選尾礦含caf225.46％，caco34.21％，sio240.76％，經過一粗四精搖床重選，螢石的回收率達到83.34％，對經過重選處理的礦漿進行浮選。
浮選工藝采取一次粗選、四次精選和兩次掃選的流程，其中一次精選和兩次掃選的中礦順序返回，二、三、四次精選中礦合一返回。一次粗選中首先調整礦漿ph值至6-7間，混合抑制劑(硫酸鋁與水玻璃的質量比為8:10)相對原礦的添加量為6000g/t，捕收劑油酸相對原礦的添加量為100g/t。兩次掃選中油酸相對原礦的添加量為80g/t。一、二、三、四次精選過程中混合抑制劑相對原礦的添加量分別為450g/t、450g/t、150g/t、100g/t，在三次精選過程中重新用硫酸調整礦漿ph值至6-7間。最終獲得螢石精礦品位97.01％，回收率69.77％的試驗指標。
實施例5
某白鎢浮選尾礦含caf225.46％，caco34.21％，sio240.76％，經過一粗四精搖床重選，螢石的回收率達到83.34％，對經過重選處理的礦漿進行浮選。
浮選工藝采取一次粗選、四次精選和兩次掃選的流程，其中一次精選和兩次掃選的中礦順序返回，二、三、四次精選中礦合一返回。一次粗選中首先調整礦漿ph值至6-7間，混合抑制劑(硫酸鋁與水玻璃的質量比為7:10)相對原礦的添加量為5000g/t，捕收劑油酸相對原礦的添加量為200g/t。兩次掃選中油酸相對原礦的添加量為100g/t。一、二、三、四次精選過程中混合抑制劑相對原礦的添加量分別為430g/t、420g/t、125g/t、75g/t，在三次精選過程中重新用硫酸調整礦漿ph值至6-7間。最終獲得螢石精礦品位96.99％，回收率70.33％的試驗指標。