CN114950737A - 一种方解石型萤石矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及选矿技术领域，具体涉及一种方解石型萤石矿的选矿方法。本发明提供的方解石型萤石矿的选矿方法，包括如下步骤：将方解石型萤石矿进行磨矿，加水配制成矿浆；将矿浆进行第一粗选；将第一次粗选精矿经过至少一次精选，得到粗精矿；将第一次粗选尾矿进行第二粗选，将第二次粗选精矿经过至少一次混合精选，得到混合精选精矿；将混合精选精矿进行再磨处理，再磨后的混合精选精矿经过一次混合精选，获得的尾矿经过至少一次扫选，得到次精矿；获得的精矿经过至少一次混合精选，得到细精矿；其中所述精选和混合精选处理中所用抑制剂为酸化水玻璃和栲胶。本发明提供的选矿方法解决了方解石型萤石矿分选困难，精矿品位低，回收率低的问题。
Description
技术领域
本发明涉及选矿技术领域，具体涉及一种方解石型萤石矿的选矿方法。
背景技术
萤石，又称氟石，是一种具备战略意义的非金属矿产资源，萤石属于不可再生资源，有“第二稀土”之称。随着经济飞速发展，对萤石需求量越来越大。我国是萤石资源大国，但贫矿多，富矿少，难选矿多，易选矿少，如何最大限度开发贫、细、杂、难选的伴生型萤石矿，已成为萤石行业发展亟待解决的关键问题。
自然界中萤石矿主要有以下几种类型：石英-萤石矿，硫化物-萤石矿，方解石-萤石矿，重晶石-萤石矿，硅质岩萤石矿，碳酸盐萤石矿。方解石型萤石属于难选矿，因为萤石与碳酸钙含有相同阳离子(钙离子)，可浮性极相似，难选程度主要根据萤石含量与碳酸钙含量的比值而定，比值愈小，愈难选。而现有常见的萤石选矿方法为浮选法，如上所述，由于碳酸钙与萤石在脂肪酸体系下可浮性相近，传统药剂体系与工艺流程下难以实现萤石的良好分离，且由于萤石解离度和结晶度的差异在浮选过程中易导致萤石粗颗粒过磨进而影响萤石收率和品位。
鉴于此，急需开发一种氟化钙品位高、综合回收率高的方解石型萤石矿的选矿方法，其具有重要现实意义，将带来重大经济价值。
发明内容
本发明的目的在于克服现有浮选法无法有效针对方解石型萤石矿进行选矿，导致精矿品位低，回收率低的缺陷，进而提供一种方解石型萤石矿的选矿方法。
为达到上述目的，本发明采用如下技术方案：
一种方解石型萤石矿的选矿方法，包括如下步骤：
1)将方解石型萤石矿进行磨矿，加水配制成矿浆；
2)将矿浆进行第一粗选，得到第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿；
3)将第一次粗选精矿经过至少一次精选，优选的，经过至少5次精选，得到粗精矿；
4)将第一次粗选尾矿进行第二粗选，得到第二次粗选精矿和第二次粗选尾矿；
5)将第二次粗选精矿经过至少一次混合精选，优选的，经过至少4次混合精选，得到混合精选精矿；
6)将混合精选精矿进行再磨处理，再磨后的混合精选精矿经过一次混合精选，获得的尾矿经过至少一次扫选，优选的，经过至少2次扫选，得到次精矿；获得的精矿经过至少一次混合精选，优选的，经过至少3次混合精选，得到细精矿；
其中所述精选和混合精选处理中所用抑制剂为酸化水玻璃和栲胶。
优选的，每次精选或每次混合精选处理中所述酸化水玻璃和栲胶的质量比为1：(0.1-0.9)。
优选的，所述精选和混合精选处理中所用抑制剂为酸化水玻璃、栲胶和腐殖酸钠，所述酸化水玻璃、栲胶和腐殖酸钠的质量比为1：(0.1-0.9)：(0.1-0.9)。
优选的，步骤2)中，所述第一粗选步骤为：将矿浆调节pH至7-8，然后向矿浆中加入栲胶，搅拌，再加入捕收剂，进行矿浆的第一粗选，得到第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿。
优选的，步骤2)中，所述栲胶的用量为300-500g/t，所述捕收剂的用量为600-800g/t。
优选的，步骤3)中，将第一次粗选精矿经过5次精选，得到粗精矿，第一次精选处理中加入50-200g/t的酸化水玻璃和20-100g/t的栲胶，其余4次精选处理中酸化水玻璃和栲胶的用量依次降低15-30g/t；
步骤4)中，所述第二粗选步骤为：向第一次粗选尾矿中加入栲胶，搅拌，再加入捕收剂，进行第一次粗选尾矿的第二粗选，得到第二次粗选精矿和第二次粗选尾矿；
步骤5)中，将第二次粗选精矿经过4次混合精选，得到混合精选精矿，第一次混合精选处理中栲胶的用量为80-100g/t，酸化水玻璃的用量为180-200g/t，第二次混合精选处理中栲胶的用量为60-85g/t，酸化水玻璃的用量为150-180g/t，第三次混合精选处理中栲胶的用量为40-60g/t，酸化水玻璃的用量为120-150g/t，第四次混合精选处理中栲胶的用量为20-40g/t，酸化水玻璃的用量为100-120g/t；
步骤6)中，将混合精选精矿磨矿至细度-200目含量为90％-98％，得到再磨后的混合精选精矿，再磨后的混合精选精矿经过第五次混合精选，获得的尾矿经过2次扫选，得到次精矿，第一次扫选过程中加入75-100g/t的捕收剂，第二次扫选过程中加入50-85g/t的捕收剂；第五次混合精选过程中获得的精矿再经过3次混合精选，得到细精矿，其中，第五次混合精选处理中栲胶的用量为40-60g/t，酸化水玻璃的用量为100-120g/t，捕收剂的用量为100-200g/t；第六次混合精选处理中栲胶的用量为30-55g/t，酸化水玻璃的用量为56-100g/t；第七次混合精选处理中栲胶的用量为20-40g/t，酸化水玻璃的用量为60-80g/t；第八次混合精选处理中栲胶的用量为0-20g/t，酸化水玻璃的用量为40-60g/t。
优选的，步骤3)中，将第一次粗选精矿经过5次精选，得到粗精矿，第一次精选处理中加入50-200g/t的酸化水玻璃、20-100g/t的栲胶和20-100g/t的栲腐殖酸钠，其余4次精选处理中酸化水玻璃、栲胶和腐殖酸钠的用量依次降低5-30g/t；
步骤5)中，将第二次粗选精矿经过4次混合精选，得到混合精选精矿，第一次混合精选处理中栲胶的用量为65-100g/t，酸化水玻璃的用量为180-200g/t，腐殖酸钠的用量为20-60g/t，第二次混合精选处理中栲胶的用量为60-80g/t，酸化水玻璃的用量为150-180g/t，腐殖酸钠的用量为20-60g/t，第三次混合精选处理中栲胶的用量为40-60g/t，酸化水玻璃的用量为120-150g/t，腐殖酸钠的用量为20-40g/t，第四次混合精选处理中栲胶的用量为15-40g/t，酸化水玻璃的用量为100-120g/t，腐殖酸钠的用量为10-20g/t；
步骤6)中，将混合精选精矿磨矿至细度-200目含量为90％-98％，得到再磨后的混合精选精矿，再磨后的混合精选精矿经过第五次混合精选，获得的精矿再经过3次混合精选，得到细精矿，其中，第五次混合精选处理中栲胶的用量为40-60g/t，酸化水玻璃的用量为100-120g/t，腐殖酸钠的用量为15-60g/t，捕收剂的用量为100-200g/t；第六次混合精选处理中栲胶的用量为30-55g/t，酸化水玻璃的用量为56-100g/t，腐殖酸钠的用量为15-55g/t；第七次混合精选处理中栲胶的用量为20-40g/t，酸化水玻璃的用量为60-80g/t，腐殖酸钠的用量为5-30g/t；第八次混合精选处理中栲胶的用量为0-20g/t，酸化水玻璃的用量为40-60g/t，腐殖酸钠的用量为0-20g/t。
优选的，步骤4)中，所述栲胶的用量为100-200g/t，所述捕收剂的用量为100-300g/t。
优选的，还包括将第二次粗选尾矿经过至少一次扫选，优选的，经过至少2次扫选，得到尾矿的步骤。
优选的，将第二次粗选尾矿经过2次扫选，得到尾矿，第一次扫选过程中加入80-120g/t的捕收剂，第二次扫选过程中加入40-60g/t的捕收剂。
优选的，步骤3)中，每次精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业；
步骤5)和步骤6)中，每次混合精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业；
每次扫选过程中产生的精矿顺序返回至上一次作业。
优选的，步骤1)中在将方解石型萤石矿进行磨矿之前还包括将方解石型萤石矿进行破碎和筛分的步骤。
优选的，步骤1)中将方解石型萤石矿进行破碎、筛分至粒度为-40mm，然后将其磨矿至细度-200目含量为70％-80％，加水配制成质量浓度为28％-32％的矿浆。
优选的，所述捕收剂为油酸；所述酸化水玻璃由等质量分数的硫酸溶液和水玻璃按照体积比为1:1进行混合制备得到，所述硫酸溶液的质量分数为5％-10％，所述水玻璃的质量分数为5％-10％。
可选的，加入酸化水玻璃、栲胶和捕收剂之前需调浆2-3min。
可选的，刮泡时间根据浮选阶段有所不同，精选阶段浮选刮泡时间5-7min，扫选阶段刮泡时间3-5min，混合精选阶段刮泡时间2-4min。
本发明所述粗精矿的细度为-200目含量为70-90％，细精矿的细度为-200目含量大于90％，粗精矿和细精矿的氟化钙品位在96％以上，次精矿氟化钙品位在70-80％。
本发明所述抑制剂和捕收剂的用量指的是相对于方解石型萤石矿的使用量，例如，步骤2)中，所述栲胶的用量为300-500g/t，即每吨方解石型萤石矿加入栲胶300-500g；所述捕收剂的用量为600-800g/t，即每吨方解石型萤石矿加入捕收剂600-800g。
本发明的有益效果：
1)本发明提供的方解石型萤石矿的选矿方法，针对方解石型萤石难以浮选分离，根据矿物颗粒解离度与结晶度导致浮选速度差异采用两段粗选异步分段-细粒混合浮选再磨分离方法，利用异步浮选原理，根据不同的解离度具有不同浮选速度，通过对矿浆进行第一粗选，对第一次粗选精矿进行精选，从而获得结晶度较好萤石矿物颗粒，得到粗精矿，剩余结晶度较差萤石矿物颗粒通过二次粗选，并对第二次粗选精矿进行混合精选，得到混合精选精矿；将混合精选精矿进行再磨处理，再磨后的混合精选精矿再进行混合精选，得到细精矿；从而有效实现不同结晶度萤石颗粒分别有效回收，减少粗粒结晶度好的萤石颗粒过磨，实现粗细两个产品的回收，尽可能提高综合回收率且保证细精矿的品位，通过对再磨后的混合精选精矿进行混合精选后获得的尾矿进行扫选，又获得具有经济效益次精矿；在精选和混合精选处理中加入酸化水玻璃和栲胶，通过栲胶与酸化水玻璃的协同作用可有效抑制碳酸钙，剔除萤石精矿中碳酸钙，提高精矿的品位，使之达到合格精矿。
本发明通过上述步骤相互配合，并在精选和混合精选处理中加入酸化水玻璃和栲胶作为抑制剂，工艺和抑制剂相互配合，解决了方解石型萤石矿分选困难，精矿品位低，回收率低的问题，同时实现了产品粗细度分级，提高了产品综合回收率。
2)本发明提供的方解石型萤石矿的选矿方法，进一步的，所述精选和混合精选处理中所用抑制剂为酸化水玻璃、栲胶和腐殖酸钠，所述酸化水玻璃、栲胶和腐殖酸钠的质量比为1：(0.1-0.9)：(0.1-0.9)。本发明通过在精选和混合精选处理中加入酸化水玻璃、栲胶和腐殖酸钠，三者相互配合形成协同效应，可有效抑制方解石，提高粗精矿和细精矿萤石品位和回收率。
3)本发明提供的方解石型萤石矿的选矿方法，进一步的，步骤2)中，所述第一粗选步骤为：将矿浆调节pH至7-8，然后向矿浆中加入栲胶，搅拌，再加入捕收剂，进行矿浆的第一粗选，得到第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿。本发明在第一粗选过程中通过将矿浆pH调节成弱碱性，有利于萤石捕收浮选，而对方解石浮选影响不大；粗选过程采用栲胶抑制剂，栲胶可强烈吸附在方解石矿物颗粒表面形成亲水层，从而可有效抑制碳酸钙，实现方解石和萤石的分离。
附图说明
为了更清楚地说明本发明具体实施方式或现有技术中的技术方案，下面将对具体实施方式或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图是本发明的一些实施方式，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。
图1是本发明方解石型萤石矿的选矿工艺流程图。
具体实施方式
提供下述实施例是为了更好地进一步理解本发明，并不局限于所述最佳实施方式，不对本发明的内容和保护范围构成限制，任何人在本发明的启示下或是将本发明与其他现有技术的特征进行组合而得出的任何与本发明相同或相近似的产品，均落在本发明的保护范围之内。
实施例中未注明具体实验步骤或条件者，按照本领域内的文献所描述的常规实验步骤的操作或条件即可进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可以通过市购获得的常规试剂产品。
本发明以下实施例中所用酸化水玻璃由质量分数8％的硫酸溶液和质量分数8％的水玻璃按照体积比为1:1进行混合制备得到。
实施例1
本实施例提供一种方解石型萤石矿的选矿方法，包括如下步骤：
(1)破碎磨矿作业：
将方解石型萤石原矿(CaF2品位为42.21％，CaCO3品位为28.52％)进行破碎、筛分至粒度为-40mm，然后将其在球磨机中磨矿至细度-200目含量为73％，加水配制成质量浓度为29％的矿浆；
(2)第一次粗选作业：
向矿浆中加入碳酸钠，调节pH至7.5成弱碱性，然后向矿浆中加入抑制剂栲胶(栲胶用量350g/t)，调浆搅拌3min，再加入油酸(油酸用量800g/t)，进行矿浆的第一粗选，得到第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿；
(3)粗粒精选作业：
将第一次粗选精矿经过5次精选，精选过程中加入酸化水玻璃与栲胶，得到粗精矿，第一次精选(粗精一)处理中加入200g/t的酸化水玻璃和100g/t的栲胶，随着精选次数逐渐增加，酸化水玻璃与栲胶用量逐渐降低，其余4次精选处理中酸化水玻璃和栲胶的用量依次降低20g/t；每次精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业的给矿；
(4)第二次粗选作业：
向第一次粗选尾矿中加入栲胶(栲胶用量100g/t)，调浆搅拌3min，再加入油酸(油酸用量200g/t)，进行第一次粗选尾矿的第二粗选，得到第二次粗选精矿和第二次粗选尾矿；
(5)扫选作业：
将第二次粗选尾矿经过2次扫选，得到尾矿，第一次扫选过程中加入100g/t的油酸，第二次扫选过程中加入50g/t的油酸，以减少萤石的损失，提高萤石回收率，每次扫选过程中产生的精矿顺序返回至上一次作业给矿；
(6)混合浮选：
将第二次粗选精矿经过4次混合精选，不断提高精矿品位至92％，得到混合精选精矿，其中，第一次混合精选(混精Ⅰ)处理中栲胶的用量为85g/t，酸化水玻璃的用量为180g/t，随着精选次数增加，药剂用量逐步减少，第二次混合精选(混精Ⅱ)处理中栲胶的用量为80g/t，酸化水玻璃的用量为170g/t，第三次混合精选(混精Ⅲ)处理中栲胶的用量为50g/t，酸化水玻璃的用量为120g/t，第四次混合精选(混精Ⅳ)处理中栲胶的用量为25g/t，酸化水玻璃的用量为110g/t；每次混合精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业的给矿；
(7)再磨分离：
将混合精选精矿在球磨机中磨矿至细度-200目含量为90％，得到再磨后的混合精选精矿，再磨后的混合精选精矿经过第五次混合精选(混精Ⅴ)，获得的精矿再经过3次混合精选，得到细精矿，其中，第五次混合精选(混精Ⅴ)处理中栲胶的用量为55g/t，酸化水玻璃的用量为110g/t，油酸的用量为110g/t；第六次混合精选(混精Ⅵ)处理中栲胶的用量为45g/t，酸化水玻璃的用量为56g/t；第七次混合精选(混精Ⅶ)处理中栲胶的用量为25g/t，酸化水玻璃的用量为75g/t；第八次混合精选(混精Ⅷ)处理中栲胶的用量为10g/t，酸化水玻璃的用量为58g/t；每次混合精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业；
(8)混合精扫：
再磨后的混合精选精矿经过第五次混合精选获得的尾矿经过2次扫选，以减少萤石的损失，得到次精矿，其中第一次扫选过程中加入87g/t的油酸，第二次扫选过程中加入75g/t的油酸；每次扫选过程中产生的精矿顺序返回至上一次作业给矿。
最后获得粗精矿氟化钙品位97.29％，粗精矿的细度为-200目含量为72.73％；细精矿氟化钙品位96.63％，细精矿的细度为-200目含量为92.51％；次精矿氟化钙品位75.30％，粗精矿、细精矿和次精矿的综合回收率86.52％。
实施例2
本实施例提供一种方解石型萤石矿的选矿方法，包括如下步骤：
(1)破碎磨矿作业：
将方解石型萤石原矿(CaF2品位为41.62％，CaCO3品位为31.72％)进行破碎、筛分至粒度为-40mm，然后将其在球磨机中磨矿至细度-200目含量为72％，加水配制成质量浓度为31.9％的矿浆；
(2)第一次粗选作业：
向矿浆中加入碳酸钠，调节pH至8成弱碱性，然后向矿浆中加入抑制剂栲胶(栲胶用量300g/t)，调浆搅拌3min，再加入油酸(油酸用量750g/t)，进行矿浆的第一粗选，得到第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿；
(3)粗粒精选作业：
将第一次粗选精矿经过5次精选，精选过程中加入酸化水玻璃与栲胶，得到粗精矿，第一次精选(粗精一)处理中加入200g/t的酸化水玻璃和65g/t的栲胶，随着精选次数逐渐增加，酸化水玻璃与栲胶用量逐渐降低，其余4次精选处理中酸化水玻璃和栲胶的用量依次降低15g/t；每次精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业的给矿；
(4)第二次粗选作业：
向第一次粗选尾矿中加入栲胶(栲胶用量160g/t)，调浆搅拌3min，再加入油酸(油酸用量180g/t)，进行第一次粗选尾矿的第二粗选，得到第二次粗选精矿和第二次粗选尾矿；
(5)扫选作业：
将第二次粗选尾矿经过2次扫选，得到尾矿，第一次扫选过程中加入100g/t的油酸，第二次扫选过程中加入50g/t的油酸，以减少萤石的损失，提高萤石回收率，每次扫选过程中产生的精矿顺序返回至上一次作业给矿；
(6)混合浮选：
将第二次粗选精矿经过4次混合精选，不断提高精矿品位至94％，得到混合精选精矿，其中，第一次混合精选(混精Ⅰ)处理中栲胶的用量为90g/t，酸化水玻璃的用量为170g/t，随着精选次数增加，药剂用量逐步减少，第二次混合精选(混精Ⅱ)处理中栲胶的用量为70g/t，酸化水玻璃的用量为150g/t，第三次混合精选(混精Ⅲ)处理中栲胶的用量为60g/t，酸化水玻璃的用量为120g/t，第四次混合精选(混精Ⅳ)处理中栲胶的用量为35g/t，酸化水玻璃的用量为115g/t；每次混合精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业的给矿；
(7)再磨分离：
将混合精选精矿在球磨机中磨矿至细度-200目含量为95％，得到再磨后的混合精选精矿，再磨后的混合精选精矿经过第五次混合精选(混精Ⅴ)，获得的精矿再经过3次混合精选，得到细精矿，其中，第五次混合精选(混精Ⅴ)处理中栲胶的用量为58g/t，酸化水玻璃的用量为112g/t，油酸的用量为119g/t；第六次混合精选(混精Ⅵ)处理中栲胶的用量为50g/t，酸化水玻璃的用量为58g/t；第七次混合精选(混精Ⅶ)处理中栲胶的用量为25g/t，酸化水玻璃的用量为75g/t；第八次混合精选(混精Ⅷ)处理中栲胶的用量为15g/t，酸化水玻璃的用量为55g/t；每次混合精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业；
(8)混合精扫：
再磨后的混合精选精矿经过第五次混合精选获得的尾矿经过2次扫选，以减少萤石的损失，得到次精矿，其中第一次扫选过程中加入82g/t的油酸，第二次扫选过程中加入85g/t的油酸；每次扫选过程中产生的精矿顺序返回至上一次作业给矿。
最后获得粗精矿氟化钙品位96.72％，粗精矿的细度为-200目含量为73.72％；细精矿氟化钙品位96.84％，细精矿的细度为-200目含量为91.72％；次精矿氟化钙品位81.62％，粗精矿、细精矿和次精矿的综合回收率85.42％。
实施例3
本实施例提供一种方解石型萤石矿的选矿方法，包括如下步骤：
(1)破碎磨矿作业：
将方解石型萤石原矿(CaF2品位为38.52％，CaCO3品位为26.82％)进行破碎、筛分至粒度为-40mm，然后将其在球磨机中磨矿至细度-200目含量为76％，加水配制成质量浓度为30％的矿浆；
(2)第一次粗选作业：
向矿浆中加入碳酸钠，调节pH至7.1成弱碱性，然后向矿浆中加入抑制剂栲胶(栲胶用量500g/t)，调浆搅拌3min，再加入油酸(油酸用量800g/t)，进行矿浆的第一粗选，得到第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿；
(3)粗粒精选作业：
将第一次粗选精矿经过5次精选，精选过程中加入酸化水玻璃与栲胶，得到粗精矿，第一次精选(粗精一)处理中加入80g/t的酸化水玻璃和62g/t的栲胶，随着精选次数逐渐增加，酸化水玻璃与栲胶用量逐渐降低，其余4次精选处理中酸化水玻璃和栲胶的用量依次降低15g/t；每次精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业的给矿；
(4)第二次粗选作业：
向第一次粗选尾矿中加入栲胶(栲胶用量100g/t)，调浆搅拌3min，再加入油酸(油酸用量300g/t)，进行第一次粗选尾矿的第二粗选，得到第二次粗选精矿和第二次粗选尾矿；
(5)扫选作业：
将第二次粗选尾矿经过2次扫选，得到尾矿，第一次扫选过程中加入100g/t的油酸，第二次扫选过程中加入50g/t的油酸，以减少萤石的损失，提高萤石回收率，每次扫选过程中产生的精矿顺序返回至上一次作业给矿；
(6)混合浮选：
将第二次粗选精矿经过4次混合精选，不断提高精矿品位至94％，得到混合精选精矿，其中，第一次混合精选(混精Ⅰ)处理中栲胶的用量为85g/t，酸化水玻璃的用量为180g/t，随着精选次数增加，药剂用量逐步减少，第二次混合精选(混精Ⅱ)处理中栲胶的用量为80g/t，酸化水玻璃的用量为170g/t，第三次混合精选(混精Ⅲ)处理中栲胶的用量为50g/t，酸化水玻璃的用量为120g/t，第四次混合精选(混精Ⅳ)处理中栲胶的用量为25g/t，酸化水玻璃的用量为110g/t；每次混合精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业的给矿；
(7)再磨分离：
将混合精选精矿在球磨机中磨矿至细度-200目含量为96％，得到再磨后的混合精选精矿，再磨后的混合精选精矿经过第五次混合精选(混精Ⅴ)，获得的精矿再经过3次混合精选，得到细精矿，其中，第五次混合精选(混精Ⅴ)处理中栲胶的用量为55g/t，酸化水玻璃的用量为120g/t，油酸的用量为110g/t；第六次混合精选(混精Ⅵ)处理中栲胶的用量为55g/t，酸化水玻璃的用量为85g/t；第七次混合精选(混精Ⅶ)处理中栲胶的用量为20g/t，酸化水玻璃的用量为75g/t；第八次混合精选(混精Ⅷ)处理中栲胶的用量为12g/t，酸化水玻璃的用量为50g/t；每次混合精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业；
(8)混合精扫：
再磨后的混合精选精矿经过第五次混合精选获得的尾矿经过2次扫选，以减少萤石的损失，得到次精矿，其中第一次扫选过程中加入75g/t的油酸，第二次扫选过程中加入62g/t的油酸；每次扫选过程中产生的精矿顺序返回至上一次作业给矿。
最后获得粗精矿氟化钙品位97.32％，粗精矿的细度为-200目含量为72.51％；细精矿氟化钙品位96.21％，细精矿的细度为-200目含量为94.21％；次精矿氟化钙品位82.53％，粗精矿、细精矿和次精矿的综合回收率84.73％。
实施例4
本实施例提供一种方解石型萤石矿的选矿方法，包括如下步骤：
(1)破碎磨矿作业：
将方解石型萤石原矿(CaF2品位为39.21％，CaCO3品位为32.13％)进行破碎、筛分至粒度为-40mm，然后将其在球磨机中磨矿至细度-200目含量为80％，加水配制成质量浓度为32％的矿浆；
(2)第一次粗选作业：
向矿浆中加入碳酸钠，调节pH至7.1成弱碱性，然后向矿浆中加入抑制剂栲胶(栲胶用量350g/t)，调浆搅拌3min，再加入油酸(油酸用量600g/t)，进行矿浆的第一粗选，得到第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿；
(3)粗粒精选作业：
将第一次粗选精矿经过5次精选，精选过程中加入酸化水玻璃与栲胶，得到粗精矿，第一次精选(粗精一)处理中加入170g/t的酸化水玻璃和100g/t的栲胶，随着精选次数逐渐增加，酸化水玻璃与栲胶用量逐渐降低，其余4次精选处理中酸化水玻璃和栲胶的用量依次降低21g/t；每次精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业的给矿；
(4)第二次粗选作业：
向第一次粗选尾矿中加入栲胶(栲胶用量140g/t)，调浆搅拌3min，再加入油酸(油酸用量150g/t)，进行第一次粗选尾矿的第二粗选，得到第二次粗选精矿和第二次粗选尾矿；
(5)扫选作业：
将第二次粗选尾矿经过2次扫选，得到尾矿，第一次扫选过程中加入120g/t的油酸，第二次扫选过程中加入60g/t的油酸，以减少萤石的损失，提高萤石回收率，每次扫选过程中产生的精矿顺序返回至上一次作业给矿；
(6)混合浮选：
将第二次粗选精矿经过4次混合精选，不断提高精矿品位至94％，得到混合精选精矿，其中，第一次混合精选(混精Ⅰ)处理中栲胶的用量为80g/t，酸化水玻璃的用量为200g/t，随着精选次数增加，药剂用量逐步减少，第二次混合精选(混精Ⅱ)处理中栲胶的用量为60g/t，酸化水玻璃的用量为180g/t，第三次混合精选(混精Ⅲ)处理中栲胶的用量为40g/t，酸化水玻璃的用量为150g/t，第四次混合精选(混精Ⅳ)处理中栲胶的用量为35g/t，酸化水玻璃的用量为120g/t；每次混合精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业的给矿；
(7)再磨分离：
将混合精选精矿在球磨机中磨矿至细度-200目含量为96％，得到再磨后的混合精选精矿，再磨后的混合精选精矿经过第五次混合精选(混精Ⅴ)，获得的精矿再经过3次混合精选，得到细精矿，其中，第五次混合精选(混精Ⅴ)处理中栲胶的用量为60g/t，酸化水玻璃的用量为100g/t，油酸的用量为101g/t；第六次混合精选(混精Ⅵ)处理中栲胶的用量为35g/t，酸化水玻璃的用量为90g/t；第七次混合精选(混精Ⅶ)处理中栲胶的用量为30g/t，酸化水玻璃的用量为80g/t；第八次混合精选(混精Ⅷ)处理中栲胶的用量为20g/t，酸化水玻璃的用量为40g/t；每次混合精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业；
(8)混合精扫：
再磨后的混合精选精矿经过第五次混合精选获得的尾矿经过2次扫选，以减少萤石的损失，得到次精矿，其中第一次扫选过程中加入100g/t的油酸，第二次扫选过程中加入50g/t的油酸；每次扫选过程中产生的精矿顺序返回至上一次作业给矿。
最后获得粗精矿氟化钙品位96.41％，粗精矿的细度为-200目含量为75.72％；细精矿氟化钙品位96.14％，细精矿的细度为-200目含量为92.61％；次精矿氟化钙品位73.72％，粗精矿、细精矿和次精矿的综合回收率85.72％。
实施例5
本实施例提供一种方解石型萤石矿的选矿方法，包括如下步骤：
(1)破碎磨矿作业：
将方解石型萤石原矿(CaF2品位为42.21％，CaCO3品位为28.52％)进行破碎、筛分至粒度为-40mm，然后将其在球磨机中磨矿至细度-200目含量为73％，加水配制成质量浓度为29％的矿浆；
(2)第一次粗选作业：
向矿浆中加入碳酸钠，调节pH至7.5成弱碱性，然后向矿浆中加入抑制剂栲胶(栲胶用量350g/t)，调浆搅拌3min，再加入油酸(油酸用量800g/t)，进行矿浆的第一粗选，得到第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿；
(3)粗粒精选作业：
将第一次粗选精矿经过5次精选，精选过程中加入酸化水玻璃与栲胶，得到粗精矿，第一次精选(粗精一)处理中加入200g/t的酸化水玻璃、100g/t的栲胶和100g/t的腐殖酸钠，随着精选次数逐渐增加，酸化水玻璃、栲胶和腐殖酸钠用量逐渐降低，其余4次精选处理中酸化水玻璃、栲胶和腐殖酸钠的用量依次降低20g/t；每次精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业的给矿；
(4)第二次粗选作业：
向第一次粗选尾矿中加入栲胶(栲胶用量100g/t)，调浆搅拌3min，再加入油酸(油酸用量200g/t)，进行第一次粗选尾矿的第二粗选，得到第二次粗选精矿和第二次粗选尾矿；
(5)扫选作业：
将第二次粗选尾矿经过2次扫选，得到尾矿，第一次扫选过程中加入100g/t的油酸，第二次扫选过程中加入50g/t的油酸，以减少萤石的损失，提高萤石回收率，每次扫选过程中产生的精矿顺序返回至上一次作业给矿；
(6)混合浮选：
将第二次粗选精矿经过4次混合精选，不断提高精矿品位至92％，得到混合精选精矿，其中，第一次混合精选(混精Ⅰ)处理中栲胶的用量为85g/t，酸化水玻璃的用量为180g/t，腐殖酸钠的用量为85g/t，随着精选次数增加，药剂用量逐步减少，第二次混合精选(混精Ⅱ)处理中栲胶的用量为80g/t，酸化水玻璃的用量为170g/t，腐殖酸钠的用量为80g/t，第三次混合精选(混精Ⅲ)处理中栲胶的用量为50g/t，酸化水玻璃的用量为120g/t，腐殖酸钠的用量为50g/t，第四次混合精选(混精Ⅳ)处理中栲胶的用量为25g/t，酸化水玻璃的用量为110g/t，腐殖酸钠的用量为25g/t；每次混合精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业的给矿；
(7)再磨分离：
将混合精选精矿在球磨机中磨矿至细度-200目含量为90％，得到再磨后的混合精选精矿，再磨后的混合精选精矿经过第五次混合精选(混精Ⅴ)，获得的精矿再经过3次混合精选，得到细精矿，其中，第五次混合精选(混精Ⅴ)处理中栲胶的用量为55g/t，酸化水玻璃的用量为110g/t，腐殖酸钠的用量为55g/t，油酸的用量为110g/t；第六次混合精选(混精Ⅵ)处理中栲胶的用量为45g/t，酸化水玻璃的用量为56g/t，腐殖酸钠的用量为45g/t，；第七次混合精选(混精Ⅶ)处理中栲胶的用量为25g/t，腐殖酸钠的用量为25g/t，酸化水玻璃的用量为75g/t；第八次混合精选(混精Ⅷ)处理中栲胶的用量为10g/t，腐殖酸钠的用量为10g/t，酸化水玻璃的用量为58g/t；每次混合精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业；
(8)混合精扫：
再磨后的混合精选精矿经过第五次混合精选获得的尾矿经过2次扫选，以减少萤石的损失，得到次精矿，其中第一次扫选过程中加入87g/t的油酸，第二次扫选过程中加入75g/t的油酸；每次扫选过程中产生的精矿顺序返回至上一次作业给矿。
最后获得粗精矿氟化钙品位97.82％，粗精矿的细度为-200目含量为72.14％；细精矿氟化钙品位97.51％，细精矿的细度为-200目含量为92.17％；次精矿氟化钙品位76.71％，粗精矿、细精矿和次精矿的综合回收率90.41％。
实施例6
本实施例提供一种方解石型萤石矿的选矿方法，包括如下步骤：
(1)破碎磨矿作业：
将方解石型萤石原矿(CaF2品位为41.62％，CaCO3品位为29.31％)进行破碎、筛分至粒度为-40mm，然后将其在球磨机中磨矿至细度-200目含量为74％，加水配制成质量浓度为29.5％的矿浆；
(2)第一次粗选作业：
向矿浆中加入碳酸钠，调节pH至7.6成弱碱性，然后向矿浆中加入抑制剂栲胶(栲胶用量340g/t)，调浆搅拌3min，再加入油酸(油酸用量790g/t)，进行矿浆的第一粗选，得到第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿；
(3)粗粒精选作业：
将第一次粗选精矿经过5次精选，精选过程中加入酸化水玻璃与栲胶，得到粗精矿，第一次精选(粗精一)处理中加入200g/t的酸化水玻璃、80g/t的栲胶和20g/t的腐殖酸钠，随着精选次数逐渐增加，其余4次精选处理中酸化水玻璃的用量依次降低20g/t，栲胶的用量依次降低15g/t，腐殖酸钠的用量依次降低5g/t；每次精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业的给矿；
(4)第二次粗选作业：
向第一次粗选尾矿中加入栲胶(栲胶用量110g/t)，调浆搅拌3min，再加入油酸(油酸用量180g/t)，进行第一次粗选尾矿的第二粗选，得到第二次粗选精矿和第二次粗选尾矿；
(5)扫选作业：
将第二次粗选尾矿经过2次扫选，得到尾矿，第一次扫选过程中加入100g/t的油酸，第二次扫选过程中加入50g/t的油酸，以减少萤石的损失，提高萤石回收率，每次扫选过程中产生的精矿顺序返回至上一次作业给矿；
(6)混合浮选：
将第二次粗选精矿经过4次混合精选，不断提高精矿品位至92％，得到混合精选精矿，其中，第一次混合精选(混精Ⅰ)处理中栲胶的用量为75g/t，酸化水玻璃的用量为180g/t，腐殖酸钠的用量为25g/t，随着精选次数增加，药剂用量逐步减少，第二次混合精选(混精Ⅱ)处理中栲胶的用量为65g/t，酸化水玻璃的用量为170g/t，腐殖酸钠的用量为20g/t，第三次混合精选(混精Ⅲ)处理中栲胶的用量为40g/t，酸化水玻璃的用量为120g/t，腐殖酸钠的用量为18g/t，第四次混合精选(混精Ⅳ)处理中栲胶的用量为15g/t，酸化水玻璃的用量为110g/t，腐殖酸钠的用量为10g/t；每次混合精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业的给矿；
(7)再磨分离：
将混合精选精矿在球磨机中磨矿至细度-200目含量为90％，得到再磨后的混合精选精矿，再磨后的混合精选精矿经过第五次混合精选(混精Ⅴ)，获得的精矿再经过3次混合精选，得到细精矿，其中，第五次混合精选(混精Ⅴ)处理中栲胶的用量为40g/t，酸化水玻璃的用量为110g/t，腐殖酸钠的用量为15g/t，油酸的用量为110g/t；第六次混合精选(混精Ⅵ)处理中栲胶的用量为30g/t，酸化水玻璃的用量为56g/t，腐殖酸钠的用量为10g/t，；第七次混合精选(混精Ⅶ)处理中栲胶的用量为20g/t，腐殖酸钠的用量为8g/t，酸化水玻璃的用量为75g/t；第八次混合精选(混精Ⅷ)处理中栲胶的用量为5g/t，腐殖酸钠的用量为5g/t，酸化水玻璃的用量为58g/t；每次混合精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业；
(8)混合精扫：
再磨后的混合精选精矿经过第五次混合精选获得的尾矿经过2次扫选，以减少萤石的损失，得到次精矿，其中第一次扫选过程中加入87g/t的油酸，第二次扫选过程中加入75g/t的油酸；每次扫选过程中产生的精矿顺序返回至上一次作业给矿。
最后获得粗精矿氟化钙品位97.52％，粗精矿的细度为-200目含量为72.18％；细精矿氟化钙品位97.38％，细精矿的细度为-200目含量为92.61％；次精矿氟化钙品位73.28％，粗精矿、细精矿和次精矿的综合回收率89.52％。
实施例7
本实施例提供一种方解石型萤石矿的选矿方法，包括如下步骤：
(1)破碎磨矿作业：
将方解石型萤石原矿(CaF2品位为41.62％，CaCO3品位为29.31％)进行破碎、筛分至粒度为-40mm，然后将其在球磨机中磨矿至细度-200目含量为74％，加水配制成质量浓度为29.5％的矿浆；
(2)第一次粗选作业：
向矿浆中加入碳酸钠，调节pH至7.6成弱碱性，然后向矿浆中加入抑制剂栲胶(栲胶用量340g/t)，调浆搅拌3min，再加入油酸(油酸用量790g/t)，进行矿浆的第一粗选，得到第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿；
(3)粗粒精选作业：
将第一次粗选精矿经过5次精选，精选过程中加入酸化水玻璃与栲胶，得到粗精矿，第一次精选(粗精一)处理中加入200g/t的酸化水玻璃、100g/t的栲胶，随着精选次数逐渐增加，其余4次精选处理中酸化水玻璃的用量依次降低20g/t，栲胶的用量依次降低20g/t；每次精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业的给矿；
(4)第二次粗选作业：
向第一次粗选尾矿中加入栲胶(栲胶用量110g/t)，调浆搅拌3min，再加入油酸(油酸用量180g/t)，进行第一次粗选尾矿的第二粗选，得到第二次粗选精矿和第二次粗选尾矿；
(5)扫选作业：
将第二次粗选尾矿经过2次扫选，得到尾矿，第一次扫选过程中加入100g/t的油酸，第二次扫选过程中加入50g/t的油酸，以减少萤石的损失，提高萤石回收率，每次扫选过程中产生的精矿顺序返回至上一次作业给矿；
(6)混合浮选：
将第二次粗选精矿经过4次混合精选，不断提高精矿品位至92％，得到混合精选精矿，其中，第一次混合精选(混精Ⅰ)处理中栲胶的用量为100g/t，酸化水玻璃的用量为180g/t，随着精选次数增加，药剂用量逐步减少，第二次混合精选(混精Ⅱ)处理中栲胶的用量为85g/t，酸化水玻璃的用量为170g/t，第三次混合精选(混精Ⅲ)处理中栲胶的用量为58g/t，酸化水玻璃的用量为120g/t，第四次混合精选(混精Ⅳ)处理中栲胶的用量为25g/t，酸化水玻璃的用量为110g/t；每次混合精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业的给矿；
(7)再磨分离：
将混合精选精矿在球磨机中磨矿至细度-200目含量为90％，得到再磨后的混合精选精矿，再磨后的混合精选精矿经过第五次混合精选(混精Ⅴ)，获得的精矿再经过3次混合精选，得到细精矿，其中，第五次混合精选(混精Ⅴ)处理中栲胶的用量为55g/t，酸化水玻璃的用量为110g/t，油酸的用量为110g/t；第六次混合精选(混精Ⅵ)处理中栲胶的用量为40g/t，酸化水玻璃的用量为56g/t；第七次混合精选(混精Ⅶ)处理中栲胶的用量为28g/t，酸化水玻璃的用量为75g/t；第八次混合精选(混精Ⅷ)处理中栲胶的用量为10g/t，酸化水玻璃的用量为58g/t；每次混合精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业；
(8)混合精扫：
再磨后的混合精选精矿经过第五次混合精选获得的尾矿经过2次扫选，以减少萤石的损失，得到次精矿，其中第一次扫选过程中加入87g/t的油酸，第二次扫选过程中加入75g/t的油酸；每次扫选过程中产生的精矿顺序返回至上一次作业给矿。
最后获得粗精矿氟化钙品位96.82％，粗精矿的细度为-200目含量为72.81％；细精矿氟化钙品位96.21％，细精矿的细度为-200目含量为91.82％；次精粉氟化钙品位78.92％，粗精矿、细精矿和次精矿的综合回收率87.52％。
对比例1
本实施例提供一种方解石型萤石矿的选矿方法，包括如下步骤：
(1)破碎磨矿作业：
将方解石型萤石原矿(CaF2品位为41.62％，CaCO3品位为29.31％)进行破碎、筛分至粒度为-40mm，然后将其在球磨机中磨矿至细度-200目含量为74％，加水配制成质量浓度为29.5％的矿浆；
(2)第一次粗选作业：
向矿浆中加入碳酸钠，调节pH至7.6成弱碱性，然后向矿浆中加入抑制剂栲胶(栲胶用量340g/t)，调浆搅拌3min，再加入油酸(油酸用量790g/t)，进行矿浆的第一粗选，得到第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿；
(3)粗粒精选作业：
将第一次粗选精矿经过5次精选，精选过程中加入酸化水玻璃与栲胶，得到粗精矿，第一次精选(粗精一)处理中加入200g/t的酸化水玻璃、100g/t的腐殖酸钠，随着精选次数逐渐增加，其余4次精选处理中酸化水玻璃的用量依次降低20g/t，腐殖酸钠的用量依次降低20g/t；每次精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业的给矿；
(4)第二次粗选作业：
向第一次粗选尾矿中加入栲胶(栲胶用量110g/t)，调浆搅拌3min，再加入油酸(油酸用量180g/t)，进行第一次粗选尾矿的第二粗选，得到第二次粗选精矿和第二次粗选尾矿；
(5)扫选作业：
将第二次粗选尾矿经过2次扫选，得到尾矿，第一次扫选过程中加入100g/t的油酸，第二次扫选过程中加入50g/t的油酸，以减少萤石的损失，提高萤石回收率，每次扫选过程中产生的精矿顺序返回至上一次作业给矿；
(6)混合浮选：
将第二次粗选精矿经过4次混合精选，不断提高精矿品位至92％，得到混合精选精矿，其中，第一次混合精选(混精Ⅰ)处理中腐殖酸钠的用量为100g/t，酸化水玻璃的用量为180g/t，随着精选次数增加，药剂用量逐步减少，第二次混合精选(混精Ⅱ)处理中腐殖酸钠的用量为85g/t，酸化水玻璃的用量为170g/t，第三次混合精选(混精Ⅲ)处理中腐殖酸钠的用量为58g/t，酸化水玻璃的用量为120g/t，第四次混合精选(混精Ⅳ)处理中腐殖酸钠的用量为25g/t，酸化水玻璃的用量为110g/t；每次混合精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业的给矿；
(7)再磨分离：
将混合精选精矿在球磨机中磨矿至细度-200目含量为90％，得到再磨后的混合精选精矿，再磨后的混合精选精矿经过第五次混合精选(混精Ⅴ)，获得的精矿再经过3次混合精选，得到细精矿，其中，第五次混合精选(混精Ⅴ)处理中腐殖酸钠的用量为55g/t，酸化水玻璃的用量为110g/t，油酸的用量为110g/t；第六次混合精选(混精Ⅵ)处理中腐殖酸钠的用量为40g/t，酸化水玻璃的用量为56g/t；第七次混合精选(混精Ⅶ)处理中腐殖酸钠的用量为28g/t，酸化水玻璃的用量为75g/t；第八次混合精选(混精Ⅷ)处理中腐殖酸钠的用量为10g/t，酸化水玻璃的用量为58g/t；每次混合精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业；
(8)混合精扫：
再磨后的混合精选精矿经过第五次混合精选获得的尾矿经过2次扫选，以减少萤石的损失，得到次精矿，其中第一次扫选过程中加入87g/t的油酸，第二次扫选过程中加入75g/t的油酸；每次扫选过程中产生的精矿顺序返回至上一次作业给矿。
最后获得粗精矿氟化钙品位94.62％，粗精矿的细度为-200目含量为71.82％；细精矿氟化钙品位94.82％，细精矿的细度为-200目含量为92.81％；次精矿氟化钙品位75.72％，粗精矿、细精矿和次精矿的综合回收率81.83％。
显然，上述实施例仅仅是为清楚地说明所作的举例，而并非对实施方式的限定。对于所属领域的普通技术人员来说，在上述说明的基础上还可以做出其它不同形式的变化或变动。这里无需也无法对所有的实施方式予以穷举。而由此所引伸出的显而易见的变化或变动仍处于本发明创造的保护范围之中。
Claims (14)
1.一种方解石型萤石矿的选矿方法，其特征在于，包括如下步骤：
1)将方解石型萤石矿进行磨矿，加水配制成矿浆；
2)将矿浆进行第一粗选，得到第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿；
3)将第一次粗选精矿经过至少一次精选，得到粗精矿；
4)将第一次粗选尾矿进行第二粗选，得到第二次粗选精矿和第二次粗选尾矿；
5)将第二次粗选精矿经过至少一次混合精选，得到混合精选精矿；
6)将混合精选精矿进行再磨处理，再磨后的混合精选精矿经过一次混合精选，获得的尾矿经过至少一次扫选，得到次精矿；获得的精矿经过至少一次混合精选，得到细精矿；
其中所述精选和混合精选处理中所用抑制剂为酸化水玻璃和栲胶。
2.根据权利要求1所述的方解石型萤石矿的选矿方法，其特征在于，每次精选或每次混合精选处理中所述酸化水玻璃和栲胶的质量比为1：(0.1-0.9)。
3.根据权利要求1或2所述的方解石型萤石矿的选矿方法，其特征在于，所述精选和混合精选处理中所用抑制剂为酸化水玻璃、栲胶和腐殖酸钠，所述酸化水玻璃、栲胶和腐殖酸钠的质量比为1：(0.1-0.9)：(0.1-0.9)。
4.根据权利要求1-3任一项所述的方解石型萤石矿的选矿方法，其特征在于，步骤2)中，所述第一粗选步骤为：将矿浆调节pH至7-8，然后向矿浆中加入栲胶，搅拌，再加入捕收剂，进行矿浆的第一粗选，得到第一次粗选精矿和第一次粗选尾矿。
5.根据权利要求1-4任一项所述的方解石型萤石矿的选矿方法，其特征在于，步骤2)中，所述栲胶的用量为300-500g/t，所述捕收剂的用量为600-800g/t。
6.根据权利要求1-5任一项所述的方解石型萤石矿的选矿方法，其特征在于，步骤3)中，将第一次粗选精矿经过5次精选，得到粗精矿，第一次精选处理中加入50-200g/t的酸化水玻璃和20-100g/t的栲胶，其余4次精选处理中酸化水玻璃和栲胶的用量依次降低15-30g/t；
步骤4)中，所述第二粗选步骤为：向第一次粗选尾矿中加入栲胶，搅拌，再加入捕收剂，进行第一次粗选尾矿的第二粗选，得到第二次粗选精矿和第二次粗选尾矿；
步骤5)中，将第二次粗选精矿经过4次混合精选，得到混合精选精矿，第一次混合精选处理中栲胶的用量为80-100g/t，酸化水玻璃的用量为180-200g/t，第二次混合精选处理中栲胶的用量为60-85g/t，酸化水玻璃的用量为150-180g/t，第三次混合精选处理中栲胶的用量为40-60g/t，酸化水玻璃的用量为120-150g/t，第四次混合精选处理中栲胶的用量为20-40g/t，酸化水玻璃的用量为100-120g/t；
步骤6)中，将混合精选精矿磨矿至细度-200目含量为90％-98％，得到再磨后的混合精选精矿，再磨后的混合精选精矿经过第五次混合精选，获得的尾矿经过2次扫选，得到次精矿，第一次扫选过程中加入75-100g/t的捕收剂，第二次扫选过程中加入50-85g/t的捕收剂；第五次混合精选过程中获得的精矿再经过3次混合精选，得到细精矿，其中，第五次混合精选处理中栲胶的用量为40-60g/t，酸化水玻璃的用量为100-120g/t，捕收剂的用量为100-200g/t；第六次混合精选处理中栲胶的用量为30-55g/t，酸化水玻璃的用量为56-100g/t；第七次混合精选处理中栲胶的用量为20-40g/t，酸化水玻璃的用量为60-80g/t；第八次混合精选处理中栲胶的用量为0-20g/t，酸化水玻璃的用量为40-60g/t。
7.根据权利要求1-6任一项所述的方解石型萤石矿的选矿方法，其特征在于，
步骤3)中，将第一次粗选精矿经过5次精选，得到粗精矿，第一次精选处理中加入50-200g/t的酸化水玻璃、20-100g/t的栲胶和20-100g/t的栲腐殖酸钠，其余4次精选处理中酸化水玻璃、栲胶和腐殖酸钠的用量依次降低5-30g/t；
步骤5)中，将第二次粗选精矿经过4次混合精选，得到混合精选精矿，第一次混合精选处理中栲胶的用量为65-100g/t，酸化水玻璃的用量为180-200g/t，腐殖酸钠的用量为20-60g/t，第二次混合精选处理中栲胶的用量为60-80g/t，酸化水玻璃的用量为150-180g/t，腐殖酸钠的用量为20-60g/t，第三次混合精选处理中栲胶的用量为40-60g/t，酸化水玻璃的用量为120-150g/t，腐殖酸钠的用量为20-40g/t，第四次混合精选处理中栲胶的用量为15-40g/t，酸化水玻璃的用量为100-120g/t，腐殖酸钠的用量为10-20g/t；
步骤6)中，将混合精选精矿磨矿至细度-200目含量为90％-98％，得到再磨后的混合精选精矿，再磨后的混合精选精矿经过第五次混合精选，获得的精矿再经过3次混合精选，得到细精矿，其中，第五次混合精选处理中栲胶的用量为40-60g/t，酸化水玻璃的用量为100-120g/t，腐殖酸钠的用量为15-60g/t，捕收剂的用量为100-200g/t；第六次混合精选处理中栲胶的用量为30-55g/t，酸化水玻璃的用量为56-100g/t，腐殖酸钠的用量为15-55g/t；第七次混合精选处理中栲胶的用量为20-40g/t，酸化水玻璃的用量为60-80g/t，腐殖酸钠的用量为5-30g/t；第八次混合精选处理中栲胶的用量为0-20g/t，酸化水玻璃的用量为40-60g/t，腐殖酸钠的用量为0-20g/t。
8.根据权利要求1-7任一项所述的方解石型萤石矿的选矿方法，其特征在于，步骤4)中，所述栲胶的用量为100-200g/t，所述捕收剂的用量为100-300g/t。
9.根据权利要求1-8任一项所述的方解石型萤石矿的选矿方法，其特征在于，还包括将第二次粗选尾矿经过至少一次扫选，得到尾矿的步骤。
10.根据权利要求1-9任一项所述的方解石型萤石矿的选矿方法，其特征在于，将第二次粗选尾矿经过2次扫选，得到尾矿，第一次扫选过程中加入80-120g/t的捕收剂，第二次扫选过程中加入40-60g/t的捕收剂。
11.根据权利要求1-10任一项所述的方解石型萤石矿的选矿方法，其特征在于，步骤3)中，每次精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业；
步骤5)和步骤6)中，每次混合精选过程中产生的尾矿顺序返回到上一次作业；
每次扫选过程中产生的精矿顺序返回至上一次作业。
12.根据权利要求1-11任一项所述的方解石型萤石矿的选矿方法，其特征在于，步骤1)中在将方解石型萤石矿进行磨矿之前还包括将方解石型萤石矿进行破碎和筛分的步骤。
13.根据权利要求1-12任一项所述的方解石型萤石矿的选矿方法，其特征在于，步骤1)中将方解石型萤石矿进行破碎、筛分至粒度为-40mm，然后将其磨矿至细度-200目含量为70％-80％，加水配制成质量浓度为28％-32％的矿浆。
14.根据权利要求1-13任一项所述的方解石型萤石矿的选矿方法，其特征在于，所述捕收剂为油酸；所述酸化水玻璃由等质量分数的硫酸溶液和水玻璃按照体积比为1:1进行混合制备得到，所述硫酸溶液的质量分数为5％-10％，所述水玻璃的质量分数为5％-10％。
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