CN112371344A - 一种高钙镁型含泥钨钼萤石矿综合回收选矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种高钙镁型含泥钨钼萤石矿综合回收选矿方法；采用先脱泥，脱泥后分易选和难选两类进行混浮钨钼萤石，混浮后分别抑制萤石浮选氧化钼和白钨矿，分离后的氧化钼白钨粗精矿精选获得氧化钼钨混合精矿，萤石精选异步抛尾，中矿再磨再选，获得高低品位双萤石精矿产品。消除了易泥化脉石对钨钼矿物浮选的影响，实现对易浮有用矿物和难浮有用矿物的分类浮选，对两类矿物分别进行分流分离分选，减少药剂用量，提高分离效果，提高了资源利用率。

Description

一种高钙镁型含泥钨钼萤石矿综合回收选矿方法

技术领域

本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种高钙镁型含泥钨钼萤石矿综合回收选矿方法。

背景技术

方解石、白云石这类含钙脉石与钼钨钙矿、白钨矿、萤石可浮性质相近，影响钨钼萤石的富集。蛇纹石类层状硅酸盐矿物，硬度低，易泥化，容易与有用矿物发生异相凝聚，在有用矿物表面形成矿泥罩盖；蒙脱石、高岭石等粘土矿物易水化膨胀，使矿浆粘度增大，浮选泡沫发粘，增加细泥罩盖和机械夹带，影响精矿品位和回收率。在钙镁脉石和易泥化脉石含量高，且有用矿物嵌存粒度细时，会大大增加氧化钼、钨和萤石的回收难度。目前，常用的方法是进行硫化矿浮选后，浮硫尾矿进行抑制萤石然后优浮氧化钼和白钨，或抑制白钨优浮萤石，或混浮钨钼萤石后再分离。但这些传统方法都存在一些弊端，优浮后活化困难，混浮后分离困难，药剂用量大，难以应对复杂多变的矿石性质，技术经济指标均不理想。因此，研发一种高效、稳定、适应性强的综合回收工艺，提高钨、钼和萤石的回收率，实现难选钨钼萤石多金属矿的充分利用具有重要意义。

发明内容

为了克服上述问题，本发明提供一种高钙镁型含泥钨钼萤石矿综合回收选矿方法，是一种含钨、钼、萤石、铁、方解石、白云石、蛇纹石、蒙脱石、高岭石等复杂多金属矿石中钼钨钙矿、白钨矿、萤石的综合回收方法，解决了钙镁脉石、含泥脉石含量高，且有用矿物嵌存粒度细的多金属矿中钨钼萤石难分离富集、回收率低的问题，且本发明方法钨、钼和萤石回收率高、稳定、适应性强，且环保高效。

本发明提供的技术方案包括以下步骤：

步骤一，脱泥：

以硫化钼浮选尾矿为原料，采用重选进行脱泥；

步骤二，分类分流分选：

向步骤一脱泥后的矿浆中加入调整剂一、抑制剂一、捕收剂一后进行第一次混浮粗选，得到混浮粗精矿一；在第一次混浮粗选后的尾矿浆中再次加入调整剂一、抑制剂一、捕收剂一进行第二次混浮粗选，得到混浮粗精矿二；将第二次混浮粗选后的尾矿浆进行两次混浮扫选，其两次混浮扫选中均加入捕收剂一，两次混浮扫选得到的混浮扫选精矿分别顺序返回，向第一次混浮扫选得到的混浮粗精矿一和第二次混浮扫选得到混浮粗精矿二中分别加入pH调整剂和抑制剂一，然后分别进行1次粗选、1～2次扫选和1～2次精选，分别获得氧化钼白钨粗精矿和萤石粗精矿；

步骤三，精选：

将步骤二获得的氧化钼白钨粗精矿合并，并进行加温精选获得氧化钼钨混合精矿；

将步骤二获得的萤石粗精矿合并，合并后进行再磨，向再磨后得到的矿浆中加入pH调整剂、活化剂、抑制剂二、捕收剂二，在pH范围8～9时进行萤石浮选粗选，并进行预精选2～3次、精选3～5次和扫选，其中每次预精选均添加pH调整剂、抑制剂三，每次精选均添加抑制剂三，每次预精选和精选的pH范围均为6～7，精选中矿顺序返回，预精选中矿和扫选精矿合并得到萤石中矿，精选获得高品位萤石精矿，扫选尾矿抛尾；

得到的萤石中矿进行再磨，向再磨后的矿浆中添加捕收剂二，在pH范围8～9时进行萤石浮选粗选，并进行预精选、精选，其中预精选添加pH调整剂、抑制剂三，精选添加抑制剂三，预精选和精选pH范围为6～7，精选中矿顺序返回，粗选尾矿和预精选中矿直接抛尾，精选获得次品位萤石精矿。

所述步骤一中的硫化钼浮选尾矿原料包含钼钨钙矿、白钨矿、萤石，还包含易上浮脉石、易泥化脉石；所述易上浮脉石、易泥化脉石包含方解石、白云石镁碳酸盐矿物，以及滑石、绿泥石、云母、蛇纹石、蒙脱石、高岭石易泥化矿物的一种或多种。

所述步骤一中重选采用的脱泥设备为水力旋流器、斜板浓密机、脱泥斗、浓密机、摇床他高效脱泥设备；脱泥粒度为-10μm。

所述步骤二中调整剂一为碳酸钠、硫酸铝、六偏磷酸钠中的一种或多种，第一次混浮粗选加入的调整剂一用量为1000～2000g/t，第二次混浮粗选加入的调整剂一用量为200～800g/t；

抑制剂一为水玻璃、羧甲基纤维素钠、单宁酸、腐殖酸钠中的一种或多种，第一次混浮粗选加入的抑制剂一用量为1500～2500g/t，第二次混浮粗选加入的抑制剂一用量为2000～3000g/t；向得到的混浮粗精矿一中加入抑制剂一用量为200～600g/t，向得到的混浮粗精矿二中加入抑制剂一用量为400～1000g/t，两次混浮扫选时加入的捕收剂一用量均为40～100g/t；

捕收剂一为731氧化石蜡皂、733氧化石蜡皂、油酸、改性油酸、十二烷基硫酸钠、塔尔油、羟肟酸钠、改性脂肪酸中的一种或多种，第一次混浮粗选加入的捕收剂一总用量为50～100g/t，第二次混浮粗选加入捕收剂一总用量为150～300g/t；

pH调整剂为氢氧化钠、碳酸钠中的一种或两种，pH调整剂用量以控制矿浆pH值≥12为宜。

所述步骤一脱泥产率为5～15％。

所述步骤二中第一次混浮粗选时控制矿浆pH值为8～9.5，控制第二次混浮粗选时矿浆pH值为9～10。

所述步骤三氧化钼白钨粗精矿加温精选采用彼得罗夫法进行，具体为：向步骤二合并的氧化钼白钨粗精矿中添加水玻璃3000～7000g/t，于90～95℃下搅拌40～60min，然后进行1次粗选、3～5次精选、2～3次扫选。

所述步骤三中每次萤石预精选添加的pH调整剂均为硫酸、盐酸中的一种，用量以控制pH为6～7；

活化剂为碳酸钠，用量为200～400g/t；

抑制剂二为水玻璃、硫酸铝、单宁酸、腐殖酸钠、栲胶中的一种或多种，抑制剂二用量为400～1000g/t；

捕收剂二为油酸、改性油酸、731氧化石蜡皂、733氧化石蜡皂中的一种，用量为20～100g/t；

抑制剂三为酸化水玻璃和CG1206，其中两次预精选和精选中加入的抑制剂三用量均为50～400g/t。

所述CG1206由单宁酸、硫酸铝、改性羧甲基纤维素混合钠配制而成。

所述酸化水玻璃是将硫酸与水玻璃按体积比为1:4的比例混合配制而成。

本发明的有益效果：

本发明先脱泥再混浮钨钼萤石，可大幅消除易泥化脉石对钨钼矿物浮选的影响，减轻中矿产率，提高钨钼萤石品位和回收率；通过“弱抑制弱捕收，强抑制强捕收”实现易浮有用矿物和难浮有用矿物的分类浮选，对两类矿物分别进行分离分选，大幅减少药剂用量，可有效避免大量药剂对有用矿物的误抑制和对易浮含钙脉石的误捕收，保障氧化钼钨与萤石的分离效果，提高其回收率；萤石精选异步抛尾，中矿再磨再选，获得高低品位双萤石精矿产品，提高了资源利用率。与相同原料目前生产常规浮选比较，氧化钼钨混合精矿中钼、钨品位提高了1～2％、2～3％，回收率分别提高了3～5％、2～3％；并综合回收了萤石，萤石精矿品位分别可达90～94％、75～85％，萤石总回收率可达到30～40％。

附图说明

图1为本发明方法的流程图。

具体实施方式

下面结合技术原理对本发明作进一步说明：

本发明针对易浮钙镁脉石和易泥化脉石(尤其是含大量方解石、白云石、滑石、绿泥石、云母、蛇纹石、蒙脱石、高岭石等易浮和易泥化脉石矿物)含量高，且有用矿物嵌存粒度细的硫化钼浮选尾矿，采用先脱泥，脱泥后分易选和难选两类混浮钨钼萤石，混浮后分别抑制萤石浮选氧化钼和白钨矿，分离后分离后的氧化钼白钨粗精矿、萤石粗精矿分别精选，获得氧化钼钨混合精矿和萤石精矿。

本发明的技术原理：

对钨钼萤石复杂多金属矿石经硫化钼浮选所得的尾矿，通过脱除易泥化矿物形成的微细泥，减轻泥的异相凝聚、泥化罩盖、机械夹带对精矿品位和回收率的影响。脱泥后通过药剂组合对具有不同可浮性差异的目的矿物进行分类浮选，弱抑制下，可浮性好的钼钨钙矿、白钨矿、萤石迅速上浮，另外，微细粒有用矿物在弱抑制时比强抑制时有更好的可浮性；强抑制时，大量易浮含钙脉石被抑制，结合强捕收，大量难上浮、上浮慢的贫连生有用矿物获得回收。易选钨钼萤石采用弱抑制弱捕收，获取高品位混浮粗精矿；对难选钨钼萤石采用强抑制强捕收，提高对贫连生目的矿物的回收，并对这部分粗精矿进行再磨，增加目的矿物的解离，有效提高其回收率。混浮粗精矿分别进行分离，减少抑制剂用量，保障分离时钨钼和萤石回收率。萤石精选时，异步抑制抛尾，粗选在碱性条件下抛尾硅酸盐脉石，精选在弱酸性下抛尾含钙镁碳酸盐脉石；萤石预精选后精选获得高品位萤石精矿，预精选中矿再磨再选，获得次品位萤石精矿，大幅提高其经济效益。

本发明提供的技术方案包括以下步骤：

步骤一，脱泥：

以硫化钼浮选尾矿为原料，采用重选进行脱泥；

步骤二，分类分流分选：

向步骤一脱泥后的矿浆中加入调整剂一、抑制剂一、捕收剂一后进行第一次混浮粗选，浮选氧化钼、白钨矿和萤石，得到混浮粗精矿一；在第一次混浮粗选后的尾矿浆中再次加入调整剂一、抑制剂一、捕收剂一进行第二次混浮粗选，浮选氧化钼、白钨矿和萤石，得到混浮粗精矿二；将第二次混浮粗选后的尾矿浆进行两次混浮扫选，其两次混浮扫选中均加入捕收剂一，两次混浮扫选得到的混浮扫选精矿分别顺序返回上一作业，向第一次混浮扫选得到的混浮粗精矿一和第二次混浮扫选得到混浮粗精矿二中分别加入pH调整剂和抑制剂一，然后分别进行1次粗选、1～2次扫选和1～2次精选，实现氧化钼白钨与萤石的分离，分别获得氧化钼白钨粗精矿和萤石粗精矿；其中混浮粗精矿二可根据钨钼矿物解离的情况在分离前选择进行再磨或不磨。

步骤三，精选：

将步骤二获得的氧化钼白钨粗精矿合并，并进行加温精选获得氧化钼钨混合精矿；

将步骤二获得的萤石粗精矿合并，合并后进行再磨，向再磨后得到的矿浆中加入pH调整剂、活化剂、抑制剂二、捕收剂二，在pH范围8～9时进行萤石浮选粗选，并进行预精选2～3次、精选3～5次和扫选，其中每次预精选均添加pH调整剂、抑制剂三，每次精选均添加抑制剂三，每次预精选和精选的pH范围均为6～7，精选中矿顺序返回，预精选中矿和扫选精矿合并得到萤石中矿，精选获得高品位萤石精矿，扫选尾矿抛尾；

得到的萤石中矿根据萤石的解离情况进行再磨，向再磨后的矿浆中添加捕收剂二，在pH范围8～9时进行萤石浮选粗选，并进行预精选、精选，其中预精选添加pH调整剂、抑制剂三，精选添加抑制剂三，预精选和精选pH范围为6～7，精选中矿顺序返回，粗选尾矿和预精选中矿直接抛尾，精选获得次品位萤石精矿。

所述步骤一中的硫化钼浮选尾矿原料包含钼钨钙矿、白钨矿、萤石，还包含易上浮脉石、易泥化脉石；所述易上浮脉石、易泥化脉石包含方解石、白云石镁碳酸盐矿物，以及滑石、绿泥石、云母、蛇纹石、蒙脱石、高岭石易泥化矿物的一种或多种；钨钼矿物嵌存粒度细，萤石嵌存粒度微细。

所述步骤一中重选采用的脱泥设备为水力旋流器、斜板浓密机、脱泥斗、浓密机、摇床他高效脱泥设备；脱泥粒度为-10μm，也可视原料情况降低脱泥粒度或选择不脱泥。

所述步骤二中调整剂一为碳酸钠、硫酸铝、六偏磷酸钠中的一种或多种，第一次混浮粗选加入的调整剂一用量为1000～2000g/t，第二次混浮粗选加入的调整剂一用量为200～800g/t；

抑制剂一为水玻璃、羧甲基纤维素钠、单宁酸、腐殖酸钠中的一种或多种，第一次混浮粗选加入的抑制剂一用量为1500～2500g/t，第二次混浮粗选加入的抑制剂一用量为2000～3000g/t；向得到的混浮粗精矿一中加入抑制剂一用量为200～600g/t，向得到的混浮粗精矿二中加入抑制剂一用量为400～1000g/t，两次混浮扫选时加入的捕收剂一用量均为40～100g/t；

捕收剂一为731氧化石蜡皂、733氧化石蜡皂、油酸、改性油酸、十二烷基硫酸钠、塔尔油、羟肟酸钠、改性脂肪酸中的一种或多种，第一次混浮粗选加入的捕收剂一总用量为50～100g/t，第二次混浮粗选加入捕收剂一总用量为150～300g/t；

混浮粗精矿一和混浮粗精矿二进行分离时的pH调整剂为氢氧化钠、碳酸钠中的一种或两种，pH调整剂用量以控制矿浆pH值≥12为宜；

所述g/t为步骤一中每吨硫化钼浮选尾矿干矿加入物质的克数。

所述步骤一脱泥产率为5～15％。

所述步骤二中第一次混浮粗选时控制矿浆pH值为8～9.5，控制第二次混浮粗选时矿浆pH值为9～10。

所述步骤三氧化钼白钨粗精矿加温精选采用彼得罗夫法进行，具体为：向步骤二合并的氧化钼白钨粗精矿中添加水玻璃3000～7000g/t，于90～95℃下保温搅拌40～60min，然后进行1次粗选、3～5次精选、2～3次扫选。

所述步骤三中每次萤石预精选添加的pH调整剂均为硫酸、盐酸中的一种，用量以控制pH为6～7；

活化剂为碳酸钠，用量为200～400g/t；

抑制剂二为水玻璃、硫酸铝、单宁酸、腐殖酸钠、栲胶中的一种或多种，抑制剂二用量为400～1000g/t；

捕收剂二为油酸、改性油酸、731氧化石蜡皂、733氧化石蜡皂中的一种，用量为20～100g/t；

抑制剂三为酸化水玻璃和CG1206，其中两次预精选和精选中加入的抑制剂三用量均为50～400g/t，每次作业酌情添加。

所述g/t为步骤一中每吨硫化钼浮选尾矿干矿加入物质的克数。

所述CG1206由单宁酸、硫酸铝、改性羧甲基纤维素混合钠配制而成。

所述酸化水玻璃是将硫酸与水玻璃按体积比为1:4的比例混合配制而成。

实施例1

给矿1为河南某钨钼萤石多金属矿硫化钼浮选尾矿，Mo品位为0.8％，WO₃品位为0.12％，CaF₂品位为10.23％尾矿细度为-0.074mm含80％。硫化钼浮选尾矿主要有用矿物为钼钨钙矿、白钨矿、萤石；有用矿物嵌存粒度以微细粒为主，-0.045占64％；方解石和白云石高达28％，蛇纹石含9％，蒙脱石含3％。

试验流程如图1。

(1)浮硫尾矿脱泥：以硫化钼浮选尾矿为原料，采用水力旋流器脱除6％的泥。

(2)分类分流分选：向步骤(1)所述脱泥后矿浆中加碳酸钠1500g/t(即每吨步骤1中硫化钼浮选尾矿干矿添加1500克，下同)、硫酸铝300g/t、六偏磷酸钠80g/t，水玻璃2000g/t，捕收剂731氧化石蜡皂50g/t，羟肟酸钠10g/t，搅拌后进行第一次混浮粗选，浮选氧化钼、白钨矿和萤石，得到混浮粗精矿1；在第一次粗选后尾矿浆中再次加入硫酸铝300g/t，水玻璃2600g/t，捕收剂731氧化石蜡皂200g/t，羟肟酸钠20g/t，搅拌后进行第二次混浮粗选，浮选氧化钼、白钨矿和萤石，得到混浮粗精矿2；两次混浮扫选分别加入捕收剂731氧化石蜡皂60g/t、40g/t，扫选精矿分别顺序返回；对混浮粗精矿1、混浮粗精矿2分别加入氢氧化钠200g/t、400g/t、水玻璃400g/t、800g/t，分别进行氧化钼白钨与萤石的分离，分离时pH值≥12，分别获得氧化钼白钨粗精矿和萤石粗精矿，其中混浮粗精矿2分离前由-0.045含80％磨至-0.045mm含90％。

(3)精选：对步骤(2)中获得的氧化钼白钨粗精矿进行合并，按彼得罗夫法加温精选获得氧化钼钨混合精矿；对步骤(2)中获得的萤石粗精矿进行合并，合并后进行再磨至-0.038mm含90％，向进一步细磨后的矿浆中加入硫酸100g/t，调整pH值为7；然后添加碳酸钠200g/t、水玻璃800g/t、油酸40g/t，此时pH范围8～9时进行萤石浮选粗选，并进行2次预精选、4次精选和1次扫选，扫选后获得尾矿1，预精选添加硫酸20～80g/t，预精选和精选添加酸化水玻璃50～400g/t、CG1206 10～50g/t，预精选和精选pH范围6～7，4次精选获得高品位萤石精矿，精选中矿顺序返回，2次预精选中矿和1次扫选精矿合并为萤石中矿；萤石中矿根据进行再磨至-0.038mm含92％，再磨后的萤石中矿添加碳酸钠100g/t、油酸20g/t，此时pH值≈8进行萤石浮选粗选，并进行2次预精选、4次精选和扫选，预精选添加硫酸20～80g/t，预精选和精选添加酸化水玻璃50～400g/t、CG1206 10～50g/t，预精选和精选pH范围6～7，4次精选获得次品位萤石精矿，精选中矿顺序返回，粗选后获得萤石尾矿2，2次预精选获得萤石尾矿3、萤石尾矿4。

选矿指标：泥中Mo、WO₃、CaF₂分别为2.46％、6.51％、4.32％，氧化钼钨混合精矿中Mo、WO₃品位分别为17.23％、25.03％，回收率分别为26.07％、53.23％；高品位萤石精矿、次品位萤石精矿CaF₂品位分别为93.24％、81.03％，回收率分别为17.63％、21.85％。

实例2

与实例1不同点在于，给矿2为河南某钨钼萤石多金属矿硫化钼浮选尾矿，Mo品位为0.76％，WO₃品位为0.10％，CaF₂品位为9.8％尾矿细度为-0.074mm含80％。硫化钼浮选尾矿主要有用矿物为钼钨钙矿、白钨矿、萤石；有用矿物堪布粒度以细粒为主，-0.045占47％；方解石和白云石含27％，蛇纹石含8％，蒙脱石含3％。

实施的不同点在于，脱泥后分易选和难选两类混浮钨钼萤石，混浮后的混浮粗精矿2在分离前不进行再磨。

混浮后分别抑制萤石浮选氧化钼和白钨矿，分离后的氧化钼白钨粗精矿、萤石粗精矿分别精选，获得氧化钼钨混合精矿和萤石精矿，药剂添加、pH值控制与实施例一相同。

选矿指标：泥中Mo、WO₃、CaF₂分别为2.32％、5.84％、4.03％，氧化钼钨混合精矿中Mo、WO₃品位分别为16.08％、24.17％，回收率分别为25.35％、53.08％；高品位萤石精矿、次品位萤石精矿CaF₂品位分别为91.03％、78.64％，回收率分别为15.84％、22.38％。

Claims (10)

1.一种高钙镁型含泥钨钼萤石矿综合回收选矿方法，其特征在于包括如下步骤：

步骤一，脱泥：

以硫化钼浮选尾矿为原料，采用重选进行脱泥；

步骤二，分类分流分选：

向步骤一脱泥后的矿浆中加入调整剂一、抑制剂一、捕收剂一后进行第一次混浮粗选，得到混浮粗精矿一；在第一次混浮粗选后的尾矿浆中再次加入调整剂一、抑制剂一、捕收剂一进行第二次混浮粗选，得到混浮粗精矿二；将第二次混浮粗选后的尾矿浆进行两次混浮扫选，其两次混浮扫选中均加入捕收剂一，两次混浮扫选得到的混浮扫选精矿分别顺序返回，向第一次混浮扫选得到的混浮粗精矿一和第二次混浮扫选得到混浮粗精矿二中分别加入pH调整剂和抑制剂一，然后分别进行1次粗选、1～2次扫选和1～2次精选，分别获得氧化钼白钨粗精矿和萤石粗精矿；

步骤三，精选：

将步骤二获得的氧化钼白钨粗精矿合并，并进行加温精选获得氧化钼钨混合精矿；

将步骤二获得的萤石粗精矿合并，合并后进行再磨，向再磨后得到的矿浆中加入pH调整剂、活化剂、抑制剂二、捕收剂二，在pH范围8～9时进行萤石浮选粗选，并进行预精选2～3次、精选3～5次和扫选，其中每次预精选均添加pH调整剂、抑制剂三，每次精选均添加抑制剂三，每次预精选和精选的pH范围均为6～7，精选中矿顺序返回，预精选中矿和扫选精矿合并得到萤石中矿，精选获得高品位萤石精矿，扫选尾矿抛尾；

得到的萤石中矿进行再磨，向再磨后的矿浆中添加捕收剂二，在pH范围8～9时进行萤石浮选粗选，并进行预精选、精选，其中预精选添加pH调整剂、抑制剂三，精选添加抑制剂三，预精选和精选pH范围为6～7，精选中矿顺序返回，粗选尾矿和预精选中矿直接抛尾，精选获得次品位萤石精矿。

2.根据权利要求1所述的一种高钙镁型含泥钨钼萤石矿综合回收选矿方法，其特征在于所述步骤一中的硫化钼浮选尾矿原料包含钼钨钙矿、白钨矿、萤石，还包含易上浮脉石、易泥化脉石；所述易上浮脉石、易泥化脉石包含方解石、白云石镁碳酸盐矿物，以及滑石、绿泥石、云母、蛇纹石、蒙脱石、高岭石易泥化矿物的一种或多种。

3.根据权利要求2所述的一种高钙镁型含泥钨钼萤石矿综合回收选矿方法，其特征在于所述步骤一中重选采用的脱泥设备为水力旋流器、斜板浓密机、脱泥斗、浓密机、摇床他高效脱泥设备；脱泥粒度为-10μm。

4.根据权利要求3所述的一种高钙镁型含泥钨钼萤石矿综合回收选矿方法，其特征在于所述步骤二中调整剂一为碳酸钠、硫酸铝、六偏磷酸钠中的一种或多种，第一次混浮粗选加入的调整剂一用量为1000～2000g/t，第二次混浮粗选加入的调整剂一用量为200～800g/t；

抑制剂一为水玻璃、羧甲基纤维素钠、单宁酸、腐殖酸钠中的一种或多种，第一次混浮粗选加入的抑制剂一用量为1500～2500g/t，第二次混浮粗选加入的抑制剂一用量为2000～3000g/t；向得到的混浮粗精矿一中加入抑制剂一用量为200～600g/t，向得到的混浮粗精矿二中加入抑制剂一用量为400～1000g/t，两次混浮扫选时加入的捕收剂一用量均为40～100g/t；

捕收剂一为731氧化石蜡皂、733氧化石蜡皂、油酸、改性油酸、十二烷基硫酸钠、塔尔油、羟肟酸钠、改性脂肪酸中的一种或多种，第一次混浮粗选加入的捕收剂一总用量为50～100g/t，第二次混浮粗选加入捕收剂一总用量为150～300g/t；

pH调整剂为氢氧化钠、碳酸钠中的一种或两种，pH调整剂用量以控制矿浆pH值≥12为宜。

5.根据权利要求4所述的一种高钙镁型含泥钨钼萤石矿综合回收选矿方法，其特征在于所述步骤一脱泥产率为5～15％。

6.根据权利要求5所述的一种高钙镁型含泥钨钼萤石矿综合回收选矿方法，其特征在于所述步骤二中第一次混浮粗选时控制矿浆pH值为8～9.5，控制第二次混浮粗选时矿浆pH值为9～10。

7.根据权利要求6所述的一种高钙镁型含泥钨钼萤石矿综合回收选矿方法，其特征在于所述步骤三氧化钼白钨粗精矿加温精选采用彼得罗夫法进行，具体为：向步骤二合并的氧化钼白钨粗精矿中添加水玻璃3000～7000g/t，于90～95℃下搅拌40～60min，然后进行1次粗选、3～5次精选、2～3次扫选。

8.根据权利要求7所述的一种高钙镁型含泥钨钼萤石矿综合回收选矿方法，其特征在于所述步骤三中每次萤石预精选添加的pH调整剂均为硫酸、盐酸中的一种，用量以控制pH为6～7；活化剂为碳酸钠，用量为200～400g/t；

抑制剂二为水玻璃、硫酸铝、单宁酸、腐殖酸钠、栲胶中的一种或多种，抑制剂二用量为400～1000g/t；

捕收剂二为油酸、改性油酸、731氧化石蜡皂、733氧化石蜡皂中的一种，用量为20～100g/t；

抑制剂三为酸化水玻璃和CG1206，其中两次预精选和精选中加入的抑制剂三用量均为50～400g/t。

9.根据权利要求8所述的一种高钙镁型含泥钨钼萤石矿综合回收选矿方法，其特征在于所述CG1206由单宁酸、硫酸铝、改性羧甲基纤维素混合钠配制而成。

10.根据权利要求9所述的一种高钙镁型含泥钨钼萤石矿综合回收选矿方法，其特征在于所述酸化水玻璃是将硫酸与水玻璃按体积比为1:4的比例混合配制而成。

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