本发明属于尾矿环保处理技术领域，具体涉及一种从白钨尾矿中回收萤石的方法。
背景技术：
我国白钨矿与萤石共伴生矿石资源丰富，但是该资源中矿石组成复杂，白钨矿、萤石常与多种硫化矿、方解石等矿物紧密共生，呈细粒嵌布。由于矿物之间的晶型结构、物化性能相似，浮选过程相近，过程中彼此干扰，难以浮选分离。传统白钨矿优先浮选工艺，对后续萤石浮选影响较大，导致萤石浮选回收率低。嘉宇矿业有限责任公司东山选厂目前主要选别萤石-白钨混合矿，主要产品为白钨，其白钨选矿尾矿含有20％左右的萤石未有效利用，造成资源浪费，综合利用率不足。
传统白钨尾矿的处理方法为全尾矿浮选。李纪在《柿竹园白钨浮选尾矿综合回收萤石试验研究》中针对柿竹园白钨浮选尾矿，采取一次粗选、五次精选和两次扫选的浮选流程回收其中的萤石，萤石的回收率达到70.06％，精矿品位为94.31％。全尾矿浮选处理存在药剂成本高、环境影响大等问题，难以实现工业化应用，因此，寻找一种新的方法来处理白钨尾矿是十分有必要的。
技术实现要素：
针对现有的回收白钨尾矿中萤石工艺存在的缺陷，本发明的目的是提供一种从白钨尾矿中回收萤石的方法，该方法不仅成本低廉、环境友好而且萤石回收率高。
本发明一种从白钨尾矿中回收萤石的方法包括以下步骤：
(1)采用摇床重选富集萤石矿物，脱除白钨尾矿中的白钨矿、重晶石矿物；
(2)对步骤(1)获得的萤石矿物进行浮选，回收其中的萤石。
所述摇床重选采取一粗四精。所述浮选采用一粗二扫四精的浮选工艺流程回收其中的萤石，采用的药剂制度为：硫酸铝+水玻璃为混合抑制剂，质量比为5:10-8:10；硫酸为ph值调整剂；油酸为捕收剂。
萤石浮选一次粗选中，调节矿浆ph值至6～7之间，混合抑制剂相对原矿的添加量为2000-6000g/t，捕收剂相对原矿的添加量为50-200g/t。一次扫选、二次扫选中捕收剂相对原矿的添加量为20-100g/t。
一次精选和二次精选中混合抑制剂相对原矿的添加量为400～450g/t，最优为425g/t。三次精选中混合抑制剂相对原矿的添加量为100～150g/t，并加入硫酸调节矿浆ph值至6～7之间。四次精选中混合抑制剂相对原矿的添加量为50～100g/t，最优为75g/t。
本发明的技术方案采用重选-浮选联合工艺处理白钨尾矿，利用萤石与白钨矿、重晶石的密度差异，首先通过重选脱除白钨尾矿中的白钨矿、重晶石等矿物，再采取浮选工艺脱除矿浆中的方解石、石英等矿物，充分回收萤石。该工艺对于萤石品位为20.45％白钨尾矿，重选萤石的回收率可达到80.25％，最终可达到萤石精矿品位97.33％，综合回收率72.46％的指标。本发明的技术方案首先用重选的手段处理白钨尾矿，减少浮选阶段药剂的使用量，降低对环境的影响，同时提高了萤石的回收率，促进资源综合利用。
相对现有技术，本发明的技术方案带来的有益技术成果：(1)通过重选-浮选联合的方案，减少了药剂的使用量，有效降低生产成本，同时减轻了浮选流程的分离负担，简化浮选流程；(2)全流程注重资源综合利用，充分利用矿物性质，无其他副产品生成。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
本发明的技术方案主要基于对白钨尾矿的组成及物化性质进行了大量的研究，研究表明：萤石与白钨矿、方解石、重晶石等矿物的可浮性相似，直接浮选分离难度较大，但萤石与白钨矿、重晶石的密度差异明显(如表1)，因而可以采用重选优先富集萤石。
表1矿物的密度差异分析表
图1为工艺流程图，该发明主要采用重选-浮选联合的方法回收尾矿中的萤石，首先通过摇床重选方法(一粗四精)，富集萤石矿物；然后通过浮选方法(一粗四精二扫)获得萤石精矿。
实施例1
某白钨浮选尾矿含caf218.16％，caco32.07％，sio243.71％，经过一粗四精摇床重选，萤石的回收率达到71.26％，然后对经过重选处理的矿浆进行浮选。
浮选工艺采取一次粗选、四次精选和两次扫选的流程，其中一次精选和两次扫选的中矿顺序返回，二、三、四次精选中矿合一返回。一次粗选中首先调整矿浆ph值至6-7间，混合抑制剂(硫酸铝与水玻璃的质量比为5:10)相对原矿的添加量为2000g/t，捕收剂油酸相对原矿的添加量为100g/t。两次扫选中油酸相对原矿的添加量为20g/t。一、二、三、四次精选过程中混合抑制剂相对原矿的添加量分别为400g/t、400g/t、100g/t、50g/t，在三次精选过程中重新用硫酸调整矿浆ph值至6-7间。最终获得萤石精矿品位97.24％，回收率70.56％的试验指标。
实施例2
某白钨浮选尾矿含caf220.45％，caco310.79％，sio242.02％，经过一粗四精摇床重选，萤石的回收率达到80.25％，然后对经过重选处理的矿浆进行浮选。
浮选工艺采取一次粗选、四次精选和两次扫选的流程，其中一次精选和两次扫选的中矿顺序返回，二、三、四次精选中矿合一返回。一次粗选中首先调整矿浆ph值至6-7间，混合抑制剂(硫酸铝与水玻璃的质量比为7:10)相对原矿的添加量为5000g/t，捕收剂油酸相对原矿的添加量为80g/t。两次扫选中油酸相对原矿的添加量为60g/t。一、二、三、四次精选过程中混合抑制剂相对原矿的添加量分别为410g/t、440g/t、110g/t、75g/t，在三次精选过程中重新用硫酸调整矿浆ph值至6-7间。最终获得萤石精矿品位97.12％，回收率71.55％的试验指标。
实施例3
某白钨浮选尾矿含caf220.45％，caco310.79％，sio242.02％，经过一粗四精摇床重选，萤石的回收率达到80.25％，然后对经过重选处理的矿浆进行浮选。
浮选工艺采取一次粗选、四次精选和两次扫选的流程，其中一次精选和两次扫选的中矿顺序返回，二、三、四次精选中矿合一返回。一次粗选中首先调整矿浆ph值至6-7间，混合抑制剂(硫酸铝与水玻璃的质量比为6:10)相对原矿的添加量为4000g/t，捕收剂油酸相对原矿的添加量为50g/t。两次扫选中油酸相对原矿的添加量为20g/t。一、二、三、四次精选过程中混合抑制剂相对原矿的添加量分别为425g/t、425g/t、125g/t、75g/t，在三次精选过程中重新用硫酸调整矿浆ph值至6-7间。最终获得萤石精矿品位97.33％，回收率72.46％的试验指标。
实施例4
某白钨浮选尾矿含caf225.46％，caco34.21％，sio240.76％，经过一粗四精摇床重选，萤石的回收率达到83.34％，对经过重选处理的矿浆进行浮选。
浮选工艺采取一次粗选、四次精选和两次扫选的流程，其中一次精选和两次扫选的中矿顺序返回，二、三、四次精选中矿合一返回。一次粗选中首先调整矿浆ph值至6-7间，混合抑制剂(硫酸铝与水玻璃的质量比为8:10)相对原矿的添加量为6000g/t，捕收剂油酸相对原矿的添加量为100g/t。两次扫选中油酸相对原矿的添加量为80g/t。一、二、三、四次精选过程中混合抑制剂相对原矿的添加量分别为450g/t、450g/t、150g/t、100g/t，在三次精选过程中重新用硫酸调整矿浆ph值至6-7间。最终获得萤石精矿品位97.01％，回收率69.77％的试验指标。
实施例5
某白钨浮选尾矿含caf225.46％，caco34.21％，sio240.76％，经过一粗四精摇床重选，萤石的回收率达到83.34％，对经过重选处理的矿浆进行浮选。
浮选工艺采取一次粗选、四次精选和两次扫选的流程，其中一次精选和两次扫选的中矿顺序返回，二、三、四次精选中矿合一返回。一次粗选中首先调整矿浆ph值至6-7间，混合抑制剂(硫酸铝与水玻璃的质量比为7:10)相对原矿的添加量为5000g/t，捕收剂油酸相对原矿的添加量为200g/t。两次扫选中油酸相对原矿的添加量为100g/t。一、二、三、四次精选过程中混合抑制剂相对原矿的添加量分别为430g/t、420g/t、125g/t、75g/t，在三次精选过程中重新用硫酸调整矿浆ph值至6-7间。最终获得萤石精矿品位96.99％，回收率70.33％的试验指标。