该尾矿是柿竹园矿，经过多金属浮选，磁选后的尾矿粒度细(-200目占80%)矿石性质复杂，有价值元素多，对分选造成很大困难。

具体元素分析:硫5%，磁铁8.2%，白钨矿0.26%，鲕状钨0.05%，锡0.15%，萤石21%(含碳酸钙2.5%)。

一个。多金属回收的困难

1.有价值的元素品位低，属于截止品位，但只有回收每一个产品，才有可观的利润。

2.细镶嵌粒度，钨、锡、萤石在-200目。当浓度为80%时，部分矿石未解离，对精矿质量影响很大。

3.白钨矿和萤石很难分离。一般常规方法是先浮钨，但白钨矿和萤石很难分离。只有当白钨矿粗精矿在1.5%以下(含萤石70%以上)时，加热清洗的钨量过大，大大增加了生产成本。其次，白钨矿粗选带走大量萤石，其萤石品位仅为21%，带走约7~8%。萤石浮选时，原矿精选率仅为13~14%，很难浮选出合格的萤石精矿。

4.在萤石的浮选阶段，只有13%~14%。萤石很难生产出品位94%以上的合格产品，碳酸钙很难压制。

5.硫和铁必须提前回收，否则会影响萤石质量，有害元素超标。

6.从尾矿小试来看，不含锡，只有细鲕状钨和锡，回收率很低。

两个。根据上述矿石性质，经过分析，做了大量的小型试验。

1.先浮硫化铁，再浮白钨矿，再用磁铁精矿，再浮萤石。最好用重介质摇床从尾矿中回收钨和锡。

该方法具有综合回收硫、铁、钨、锡和萤石的优点，回收率高。

缺点是:生产成本高，设备利用率低，维修时间增加，部分萤石进入钨选矿阶段，影响合适的精选矿质量和回收率。

2.先浮选硫铁，再浮选磁铁，再用重介质预先浮选锡，选矿回收钨尾矿和萤石，再浮选钨和锡。

优点:降低成本，缩短设备维修时间，提高萤石回收率和精矿质量。

缺点:白钨矿回收率降低20%左右

三个。根据(2)实验对比，采用第一种实验方案进行排序。

1.浓度控制在40%左右，-200目细度占100%。硫化物矿物首先被浮出来。因为矿石药剂没有消失，所以逐渐采用了药剂去除方法:活性炭和硫化钠。然后进行浮选:加入丁胺黑粉和丁黄药。粗略一扫，两个精。大多数硫化物矿石可以浮出来。

2.白钨矿浮选阶段:必须抑制大量萤石，这个阶段的重点是抑制剂的选择。经过反复小试，钨精矿可达3~4%(含萤石50~60%)。流程:一粒二精三扫。将硅酸钠的量增加到2.8千克/吨。抑制剂六全偏磷酸钠与单宁酸联合使用。尾矿可以控制在0.06-0.08%。

3.钨尾矿进入磁选阶段，第一阶段精矿用冶金磁选机磁选，第二阶段用800高斯磁选机磁选。500磁选机可分选53%以上的铁精矿。

4.磁选矿用的汞送入浓缩池脱水浓缩，控制浓度35%进入萤石浮选阶段。萤石浮选最重要的是如何活化萤石，如何抑制二氧化硅和碳酸钙。当原矿品位不高时。当原矿品位不高时，碳酸钙更难压制。确定工艺，一片二扫六提取物，活化剂:硝酸铅，吸气剂:731，油酸。抑制剂；单宁酸、六全偏磷酸钠、糊精。

试验:五精:萤石:94%，硅石:0.8%，电石:1.3%，尾矿:3.6%。

5.最后，尾矿进入重介质阶段:

由于矿石粒度细，摇床回收、新工艺地毯回收、中矿浮选回收回收率很低。

论据:1。经过反复对比试验，判断该尾矿具有综合回收价值，可选择以下合格产品:硫35%磁铁53%白钨矿40%萤石94%钨锡混合精矿20%。

2.试验方案一效果好，回收率高，钨中萤石回收率70%，回收率85%。

3.尾矿储量约30万吨，尾矿价格低:20元/吨。生产成本不高，130元/吨。加工能力大，利润可观。

4.最大的障碍是不成熟的尾矿处理技术。经过反复测试，目前技术成熟，指标稳定。