湖南道县多金属矿可选性试验报告

湖南道县祥林铺多金属矿可选性试验报告湖南道县祥林铺矿区矽卡岩型多金属矿床，是一个白钨、萤石、钼、铋、锡等多金属共伴生的大型矿床。

通过选矿试验发现：钼铋可选性很差，几乎不具有回收价值，白钨与萤石矿有回收价值。

在合理药剂制度条件下进行浮选试验，白钨一次粗选的回收率可达84%以上，粗精矿品位可达3%以上，说明白钨的可浮性较好。

对萤石的进行了大量的试验研究，萤石回收率一直上不去，粗选的回收率总排徊在50%左右，尾矿品位大多在12%以上，需要对萤石进行工艺矿物学的研究，才能有效指导萤石的选矿试验研究。

1 原矿性质
1.1原矿多元素分析
表1 试样化学多元素分析结果 %
元素WO3Mo Bi CaF2TFe SiO2S Sn CaCO3
质量分数0.25 0.018 0.027 22.13 10.44 24.38 0.68 0.043 11.89 从表1可知，试样中的钨与萤石高于工业品位外，其伴生有益元素锡、铋、钼的含量均很低。

1.2主要矿物嵌布特征
钨矿物主要以白钨矿形式存在，试样中未发现黑钨矿，主要脉石矿物除石英、长石外，均为含钙的矿物，含钙矿物含量约占70%。

钼矿物大部分分布于白钨矿之中，大多以类质同象存在，被白钨矿包裹，X 光粉晶分析定为3R型辉钼矿。

铋矿物主要以辉铋矿形式存在，粒度极为细小，一般为0.0036×0.018毫米，且大多被方解石、白钨矿、萤石包裹。

铁矿物主要以钙铁榴石形式存在，磁铁矿与黄铁矿含量很少。

（注：矿物嵌布特征参考广东地质局的报告）
2选矿试验研究
根据矿石的工艺矿物学研究结果，钼与铋品位很低，并且开目粒度超细，首先探索钼与铋矿物的可浮选，考察是否具有回收价值。

白钨与萤石是主要回收对象，宜采用全浮选单一分选技术实现有用矿物的综合回收。

通过先对白钨矿的选别，再对萤石矿的选别；粗精矿进行加温精选，萤石粗精矿需要多次精选。

2.1浮选条件试验
条件试验方法采用传统的析因试验方法，单无试验在因素的前提下，变动一个元素，并将所得的试验数据分析确定最佳工艺参数。

2.1.1磨矿细度试验
图1 磨矿细度试验流程
表2磨矿细度试验：钼铋浮选段试验结果
磨矿细度/% （-200目）产品名称产率/%
品位/% 回收率/%
Mo Bi Mo Bi
80.71
K 4.53 0.150 0.460 26.23 59.25 X 95.47 0.020 0.015 73.77 40.75 合计100.00 0.026 0.035 100.00 100.00
87.56
K 3.59 0.200 0.500 42.70 55.40 X 96.41 0.010 0.015 57.30 44.60 合计100.00 0.017 0.032 100.00 100.00
91.95
K 3.29 0.200 0.640 40.52 52.16 X 96.71 0.010 0.020 59.48 47.84 合计100.00 0.016 0.040 100.00 100.00
93.08
K 4.22 0.200 0.470 46.83 67.42 X 95.78 0.010 0.010 53.17 32.58 合计100.00 0.018 0.029 100.00 100.00
96.79
K 3.48 0.200 0.540 41.87 39.33
X 96.52 0.010 0.030 58.13 60.67 合计100.00 0.017 0.048 100.00 100.00
Na2SiO3：600
SN-9：80
BK-205：20
试样
药剂用量：g/t
Na2CO3：2500
Na2SiO3：1000
ZL：200
H2SO4：1500
BK410：240
K（
K
K（CaF2）X（CaF
2）
表3 磨矿细度试验：钨浮选段试验结果
磨矿细度/%
（-200目）
产品名称WO3产率/% WO3品位/% WO3回收率/%
80.71
K 4.92 2.00 59.66 X 95.08 0.07 40.34 合计100.00 0.16 100.00
87.56
K 12.72 0.80 62.49 X 87.28 0.07 37.51 合计100.00 0.16 100.00
91.95
K 5.73 2.00 63.45 X 94.27 0.07 36.55 合计100.00 0.18 100.00
93.08
K 5.78 2.00 67.17 X 94.22 0.06 32.83 合计100.00 0.17 100.00
96.79
K 6.66 2.00 74.06 X 93.34 0.05 25.94 合计100.00 0.18 100.00
表4 磨矿细度试验：萤石浮选段试验结果
磨矿细度/%
（-200目）
产品名称CaF2产率/% CaF2品位/% CaF2回收率/%
80.71
K 38.64 30.34 57.57 X 61.36 14.08 42.43 合计100.00 20.36 100.00
87.56
K 34.45 27.91 54.71 X 65.55 12.14 45.29 合计100.00 17.57 100.00
91.95
K 44.51 29.13 66.38 X 55.49 11.83 33.62 合计100.00 19.53 100.00
93.08
K 40.65 30.83 63.49 X 59.35 12.14 36.51 合计100.00 19.74 100.00
96.79
K 38.36 30.34 63.36 X 61.64 10.92 36.64 合计100.00 18.37 100.00
从表2、表3可知，随着磨矿细度增加，钨与萤石的回收率随之提高，磨矿细度宜采用96.79%，从表1可知，钼铋的回收率与精矿品位很低。

并且白钨损失在钼铋粗精矿的回收率约5%，因此，宜采用不浮选钼铋矿。

2.1.2 水玻璃用量试验
图2 水玻璃用量试验流程
表5 水玻璃用量试验结果
水玻璃用量
/g.t -1
产品名称
WO 3产率/% WO 3品位/% WO 3回收率/% 1500
K 12.78 1.50 81.47 X 87.22 0.05 18.53 合计 100.00 0.24 100.00 2000
K
11.67 1.80 77.26 X 88.33 0.07 22.74 合计 100.00 0.27 100.00 2500
K
9.53 2.20 76.79 X 90.47 0.07 23.21 合计 100.00 0.27 100.00 3000
K
7.59 2.45 74.19 X 92.41 0.07 25.81 合计
100.00
0.25
100.00
2.1.3 碳酸钠用量试验
图3 碳酸钠用量试验流程
试样
药剂用量：
g/t
Na 2CO
3：变量 Na 2SiO 3：2000 ZL ：250 H 2SO 4：400 Na 2SiO 3：500 BK410：150 K K （CaF 2）
X （CaF 2）
试样
药剂用量：g/t
Na 2CO 3：2000 Na 2SiO 3：变量 ZL ：200 K 33）
表6碳酸钠用量试验：钨浮选段试验结果
碳酸钠用量
/g.t-1
产品名称WO3产率/% WO3品位/% WO3回收率/%
K 14.99 1.40 86.05 X 85.01 0.04 13.95 合计100.00 0.24 100.00
1000
K 13.68 1.60 83.53 X 86.32 0.05 16.47 合计100.00 0.26 100.00
2000
K 10.86 1.60 79.58 X 89.14 0.05 20.42 合计100.00 0.22 100.00
3000
K 7.84 2.10 69.07 X 92.16 0.08 30.93 合计100.00 0.24 100.00
表7 碳酸钠用量试验：萤石浮选段试验结果
碳酸钠用量
/g.t-1
产品名称CaF2产率/% CaF2品位/% CaF2回收率/%
K 21.74 30.34 36.27 X 78.26 14.81 63.73 合计100.00 18.19 100.00
1000
K 15.04 36.05 30.29 X 84.96 14.69 69.71 合计100.00 17.90 100.00
2000
K 20.14 30.71 32.59 X 79.86 16.02 67.41 合计100.00 18.98 100.00
3000
K 26.30 37.87 43.43 X 73.70 17.60 56.57 合计100.00 22.93 100.00
从表5可知，水玻璃用量从1500g/t增大到3000g/t，回收率有所的下降，精矿品位有所提高；从表6可知，碳酸钠用量从0增大到3000g/t，钨的回收率有所下降，精矿品位有所提高，萤石的回收率逐步提高。

从水玻璃与碳酸钠条件试验结果可分析出：碳酸钠用量应控制在1000 g/t以内，浮完钨后再加适量的碳酸钠有利于萤石的浮选。

水玻璃用量不宜太低，也不宜太高。

2.1.4 硫酸用量试验
图4 硫酸用量试验流程
表8 硫酸用量对萤石浮选的影响试验结果
硫酸用量/g.t -1
产品名称
CaF 2产率/% CaF 2品位/% CaF 2回收率/%
0 K
21.58 32.04 37.33 X 78.42 14.80 62.67 合计 100.00 18.52 100.00 200 K
21.23 32.76 35.90 X 78.77 15.77 64.10 合计 100.00 19.38 100.00 600 K
25.91 32.04 43.49 X 74.09 14.56 56.51 合计 100.00 19.09 100.00 1000 K
31.75 31.31 53.11 X
68.25
12.86 46.89
合计
100.00
18.72
100.00
从表8可知，随着硫酸用量的增大，萤石的回收率随之提高。

从以上所有萤石试验结果可以看出，萤石的回收率一直很低，尾矿品位大多在12%以上。

可能的原因有：细度不够、药剂制度不合理、矿石本身可浮性差等，为了探究其原因，接下来进行萤石专项探索试验。

试样
药剂用量：
g/t
Na 2CO 3：2000
Na 2SiO 3：2000 ZL ：400 H 2SO 4：变量 Na 2SiO 3：1000 BK410：180
K K （CaF 2）
X （CaF 2）
2.2 萤石专项探索试验
为了提高萤石的回收率前脱药、原矿直接浮萤石、加大捕收剂与活化剂用量、减小抑制剂用量、寻找最佳的pH 值、提高磨矿细度等方式进行探究萤石的可浮性。

图5 萤石探索试验流程 图6 萤石探索试验流程
图8 萤石探索试验流程
图7 萤石探索试验流程 图9 萤石探索试验流程
Na 2CO 3：3000
Na 2SiO 3：1600
ZL ：120 试样
药剂用量：g/t
K K （CaF 2）
X （CaF 2）
Na 2CO 3：800 H 2SO 4：500 BK410：180
Na 2CO 3：400
Na 2SiO 3：500 BK410：300
试样
药剂用量：g/t
K （CaF 2）
X （CaF 2）
BK410：60
：60 M （CaF 2）
H 2SO 4：变量
Bk410：300
试样
药剂用量：g/t
K （CaF 2） X （CaF 2）
H 2SO 4：变量
Na 2SiO 3：1000 BK410：300
试样
药剂用量：g/t
K （CaF 2）
X （CaF 2） BK410：60
：60
M （CaF 2）
H 2SO 4：1000
Bk410：300
试样
药剂用量：g/t
K （CaF 2） X （CaF 2）
表9 萤石专顶探索试验结果
试验流程试验条件产品名称CaF2产率/% CaF2品位/% CaF2回收率/%
见图5 浮钨后脱药
K 29.10 37.02 53.46
X 70.90 13.23 46.54
合计100.00 20.15 100.00 浮钨后未脱
药
K 30.19 33.74 52.44
X 69.81 13.23 47.56
合计100.00 19.42 100.00
见图6
磨矿时间22
分钟（-200
目占96.67%)
K 32.91 32.53 54.83
M 9.40 20.88 10.05
X 57.68 11.89 35.12
合计100.00 19.53 100.00
磨矿时间32
分钟
K 36.08 33.74 56.69
M 13.76 21.60 13.84
X 50.16 12.62 29.48
合计100.00 21.48 100.00
见图7 H2SO4：2000
K 15.48 54.67 38.03
M 12.62 30.65 17.39
X 71.90 13.80 44.59
合计100.00 22.25 100.00 H2SO4：4000
K 15.73 51.56 37.14
M 10.60 35.51 17.23
X 73.67 13.53 45.63
合计100.00 21.84 100.00 H2SO4：6000
K 17.43 55.69 44.32
M 11.99 17.38 9.52
X 70.58 14.32 46.16
合计100.00 21.90 100.00
见图8
H2SO4：0
K 24.78 38.07 41.93
X 75.22 17.37 58.07
合计100.00 22.50 100.00 H2SO4：1000
K 27.39 45.47 53.64
X 72.61 14.82 46.36
合计100.00 23.21 100.00 H2SO4：2000
K 22.26 48.28 47.42
X 77.74 15.33 52.58
合计100.00 22.67 100.00
见图9 常温水浮选
K 27.39 45.47 53.64
X 72.61 14.82 46.36
合计100.00 23.21 100.00 热水浮选
K 26.10 47.26 55.23
X 73.90 13.53 44.77
合计100.00 22.33 100.00
萤石专项探索试验结果表明：通过浮萤石前脱药、原矿直接浮萤石、加大捕收剂与活化剂用量、减小抑制剂用量、在不同矿浆pH 值条件下、提高磨矿细度、热水浮选法等均没有有效提高萤石的回收率，粗选的回收率均在60%以下。

从表9可分析出：浮选钨后脱药稍有一点改善，因如应用生产成本高，不宜采用；萤石热水浮选比常温水浮选的粗精矿的品位与回收率均高3%左右，因如应用生产成本高，不宜采用；从浮选流程图6、图7、图8，萤石浮选的pH 值4～9范围内，当pH 值为6或8.5时分选指标较好，加碳酸钠与硫酸均可以提高萤石上浮的产率，或许可以认为适量的硫酸或碳酸钠可以活化萤石。

2.3 综合探索试验
综合探索试验是为了找出影响白钨与萤石浮选的主要因素及因素之间交互作用，寻找出合理的搭配。

2.3.1 综合探索试验系列(一)
根据以上试验结果分析出碳酸钠用量不宜太多，最宜在1000g/t 以内，但如碳酸钠用量小，矿浆pH 值低，上浮产率会变得很大，钨粗精矿品位大幅度的下降，因此采用加大水玻璃用量。

因此本次综合探索试验一方面在浮钨前试探碳酸钠用量的变量（在1000g/t ）对钨与萤石指标的变化，另一方面在浮完钨后再适当的加碳酸钠，看能否提高萤石的回收率。

图10综合探索试验流程 图11综合探索试验流程
Na 2CO 3
：1000
Na 2SiO 3：3000 ZL ：200 试样
药剂用量：g/t
K K （CaF 2）
X （CaF 2）
Na 2CO 3：400 Na 2SiO 3：500 BK410：240
Na 2
CO 3：1000 Na 2SiO 3：3000 ZL ：200 试样
药剂用量：g/t
K K （CaF 2）
X （CaF 2）
Na 2CO 3：400 H 2SO 4：500 Na 2SiO 3：500 BK410：240
图12 综合探索试验流程 图13 综合探索试验流程
图14 综合探索试验流程 图15 综合探索试验流程
Na 2CO 3
：500
Na 2SiO 3：3000 ZL ：200 试样
药剂用量：g/t
K K （CaF 2）
X （CaF 2）
Na 2CO 3：400 H 2SO 4：2000 BK410：
240
Na 2SiO 3：3000
ZL ：200 试样
药剂用量：
g/t
K K （CaF 2）
X （CaF 2）
Na 2CO 3：400 H 2SO 4：2000 BK410：240
Na 2CO
3：2500
Na 2SiO 3：1500 ZL ：200 试样
药剂用量：
g/t K K （CaF 2）
X （CaF 2）
H 2SO 4：1600 BK410：180
Na 2SiO 3：2000 ZL ：200 试样
药剂用量：g/t
K K （CaF 2）
X （CaF 2）
Na 2CO 3：600 H 2SO 4：1600 BK410：240
表10 综合探索试验系列（一）：钨浮选段试验结果
试验流程产品名称WO3产率/% WO3品位/% WO3回收率/%
见图10
K 6.69 3.10 88.10 X 93.31 0.03 11.90 合计100.00 0.24 100.00
见图11
K 6.64 3.00 87.68 X 93.36 0.03 12.32 合计100.00 0.23 100.00
见图12
K 6.48 3.00 77.60 X 93.52 0.06 22.40 合计100.00 0.25 100.00
见图13
K 8.07 2.50 78.53 X 91.93 0.06 21.47 合计100.00 0.26 100.00
见图14
K 10.10 1.90 81.02 X 89.90 0.05 18.98 合计100.00 0.24 100.00
见图15
K 18.80 1.00 88.53
X 81.20 0.03 11.47
合计100.00 0.21 100.00 表11 综合探索试验系列（一）：萤石浮选段试验结果
试验流程产品名称CaF2产率/% CaF2品位/% CaF2回收率/%
见图10
K 19.89 38.58 36.58 X 80.11 16.61 63.42 合计100.00 20.98 100.00
见图11
K 27.05 43.43 54.80 X 72.95 13.28 45.20 合计100.00 21.44 100.00
见图12
K 25.05 42.66 49.03 X 74.95 14.82 50.97 合计100.00 21.79 100.00
见图13
K 27.93 40.88 52.55 X 72.07 14.31 47.45 合计100.00 21.73 100.00
见图14
K 31.07 35.77 53.43 X 68.93 14.05 46.57 合计100.00 20.80 100.00
见图15
K 28.23 36.82 50.76 X 71.77 14.05 49.24 合计100.00 20.48 100.00
2.3.2 综合探索试验系列(二)
图16 综合探索试验流程图 图17 综合探索试验流程
表12 综合探索试验系列（二）：白钨浮选段试验结果
试验流程
试验条件
产品名称
WO 3产率/% WO 3品位/% WO 3回收率/% 见图16 Na 2SiO
3：1000
K
9.06 2.00 84.68 M 8.98 0.26 10.91 X 81.96 0.04 15.32 合计 100.00 0.21 100.00 Na 2SiO 3：1500
K
6.61 2.30 85.67 M 8.60 0.48 23.26 X 84.79 0.03 14.33 合计 100.00 0.18 100.00 Na 2SiO 3：200
K
5.72 3.10
83.31 M 5.55 0.34 8.87 X 88.74 0.04 16.69 合计
100.00
0.21
100.00
Na 2CO 3：200
Na 2SiO 3：变量 ZL ：100
试样
药剂用量：g/t
K （WO 3）
ZL ：20 K （CaF 2）
2） BK410：60
：60
Na 2CO 3：600 H 2SO 4：1200 BK410：240 M 2 Na 2CO 3：200 Na 2SiO 3：2000 ZL ：100 试样
药剂用量：g/t
K （WO 3）
ZL ：20 K （CaF 2）
2）
BK410：60 ：60 Na 2CO 3：变量 H 2SO 4：1200 BK410：240 M 2
表13 综合探索试验系列（二）：萤石浮选段试验结果
试验流程试验条件产品名称CaF2产率/% CaF2品位/% CaF2回收率/%
见图16 Na2SiO3：1000
K（WO3）9.71 53.19 21.94
M（WO3）9.62 54.93 22.46
K（CaF2）30.88 20.69 27.14
M（CaF2） 4.32 17.88 3.28
X（CaF2）45.47 13.03 25.17
合计100.00 23.54 100.00 Na2SiO3：1500
K（WO3）7.08 54.16 15.93
M（WO3）9.21 62.33 23.86
K（CaF2）27.61 25.40 29.15
M（CaF2） 4.64 19.42 3.74
X（CaF2）51.47 12.77 27.32
合计100.00 24.06 100.00 Na2SiO3：2000
K（WO3） 5.72 54.16 13.68
M（WO3） 5.55 62.33 15.29
K（CaF2）36.09 25.40 40.52
M（CaF2） 2.69 19.42 2.31
X（CaF2）49.95 12.77 28.19
合计100.00 22.62 100.00
见图17
Na2CO3：0
K（WO3） 5.28 53.39 12.12
M（WO3） 5.94 60.55 15.46
K（CaF2）27.42 32.53 38.33
M（CaF2）7.08 20.88 6.35
X（CaF2）54.29 11.89 27.74
合计100.00 23.27 100.00 Na2CO3：600
K（WO3） 5.72 54.16 13.68
M（WO3） 5.55 62.33 15.29
K（CaF2）36.09 25.40 40.52
M（CaF2） 2.69 19.42 2.31
X（CaF2）49.95 12.77 28.19
合计100.00 22.62 100.00
综合试验结果表明，在合理的药剂剂制度条件下，白钨粗选的回收率可达到88%以上，粗精矿品位可达3%以上；然而萤石尾矿一直排徊在12%以上，萤石的回收率还是很低。

从表达13可知，适量的碳酸钠可以提高萤石的回收率；但精矿品位下降幅度较大。

从表13还知，钨粗精矿与扫选精矿中萤石的回收率很高，且萤石精矿品位很高，但随着水玻璃的用量增大，钨精矿中萤石的回收率随之降低。

2.4 流程试验
2.4.1 钨萤石全浮流程试验
表14 钨萤石全浮试验结果
产品名称 产率/% 品位/% 回收率/%
WO 3 CaF2 WO 3
CaF2 K 1.66 0.70 89.41 4.96 6.47 MK 17.81 0.68 48.37 51.85 37.61 MX 11.77 0.74 32.44 37.30 16.68 X 68.77 0.02 13.07 5.89 39.25 合计
100.00
0.23
22.90
100.00
100.00
从表14可知，钨跑扫选的精矿当中，是因粗选pH 为酸性，如果钨萤石全浮的pH 值调到8.5，萤石多次精选的尾矿浓缩进行加温，钨萤石全浮工艺可能是可行的。

H 2SO 4：2000 BK410：240
试样
药剂用量：g/t
萤石浮选
BK410：60 ：60 K
水玻璃：200
钨萤石全浮试验流程
2.4.2 钨萤石全浮流程试验
Na 2CO 3
：1000 Na 2SiO 3：3000 ZL ：200
试样
药剂用量：g/t
K （WO 3）
萤石浮选
ZL ：40
MX （CaF2）
BK410：60 ：60 Na 2CO 3：400 H 2SO 4：1400 Na 2SiO 3：500 BK410：240
K （CaF2）
水玻璃：100
）
表15 钨优先浮试验：钨浮选段试验结果
产品名称WO3产率/% WO3品位/% WO3回收率/%
K（WO3） 5.62 3.50 84.67
MX（WO3） 5.34 0.36 8.28
X（WO3）89.04 0.04 15.33
合计100.00 0.23 100.00
表16 钨优先浮试验：萤石浮选段试验结果
产品名称CaF2产率/% CaF2品位/% CaF2回收率/%
K（WO3） 5.62 43.43 10.39
MX（WO3） 5.34 56.71 12.90
K（CaF2） 3.97 63.86 10.80
MK（CaF2）21.10 29.38 26.40
MX（CaF2）16.69 19.69 13.99
X（CaF2）47.27 12.68 25.52 合计100.00 23.49 100.00
从表15、表16可知，碳酸钠用量为1000 g/t，水玻璃用量为3000g/t，钨浮选试验标较好，且钨浮选时萤石的上浮率也减少。

可以提高萤石的回收率。

从表16可知，钨粗精矿与扫选精矿中富集的萤石精矿品位很高，回收率也达到23.29%，钨加温精选的尾矿需要考虑萤石的回收，不然萤石损失很大。

从钨萤石全浮流程与钨优先浮选流程的试验结果比较可知，钨萤石全浮流程获得最终精矿品位高于钨优先浮选流程所获得精矿品位，很大可能的原因是可浮性好的萤石大多富集到钨粗精矿与钨扫选精矿中，留下难浮的萤石。

致使精矿品位难以合格。

3结语
（1）该矿的硬度很大，且有用矿物开目粒度很细，磨矿细度要达到-200目占96%左右，碎矿与磨矿成本会很高。

（2）在合理药剂制度条件下进行浮选试验，钨一次粗选的回收率可达84%以上，粗精矿品位为3%左右；因加温精选工艺很成熟，没有对钨加
温精选进行试验研究，根据经验，白钨加温精选在保证精矿品位达到
65%的回收率可以获得95%以上，因此，该矿的白钨的选矿回收率应
可以达到80%以上。

（3）本试验对萤石的进行了大量的研究，萤石回收率一直上不去，粗选的回收率总排徊在50%左右，尾矿品位大多在12%以上。

可能是该矿的
萤石的可浮性差，也可能萤石选矿试验研究不够，因此对萤石的工艺
矿物学需要进行研究，才能有效的指导选矿试验的进行。

（4）该矿直接浮萤石获得粗精矿品位在50%左右，但先浮钨后萤石获得的粗精矿品位在32%左右，很大的可能原因是可浮性好的萤石富集到了
钨粗精矿中；钨萤石全浮流程获得最终精矿品位高于钨优先浮选流程
所获得精矿品位验证了这一点。

（5）本试验研究了钨萤石全浮与优先浮钨工艺流程，钨萤石全浮有利于提高萤石的回收率与精矿品位，萤石精选的尾矿浓缩后再进行钨的分
选；优先浮钨有利于提高钨的回收率与精矿品位，但钨粗精矿里富集
了高达50%的萤石，且这部分萤石可浮性较好，一方面可能给白钨加
温精选带来一定难度；另一方面大量的萤石损失白钨粗精矿中，白温
尾矿需要考虑萤石的回收。

选择哪一种工艺流程需要进一步详细的研
究才能确定。

（6）钼大部分呈类质同象存在于白钨矿之中，考虑钨精矿冶炼过程综合回收；铋以嵌布粒度极细形式存在，锡主要以类质同象存在钙铁榴石之
中，钼、铋、锡通过选矿难以回收。

（7）由于试验时间的有限，未详细进行钨与萤石的精选条件试验，有待于下一步深入详细的选矿试验研究。