权利要求
1.一种从白钨粗精矿中常温
浮选回收白钨和萤石的方法，其特征是，具体包括下述步骤：
步骤(1)：磨矿浓缩脱药，取白钨粗精矿进行磨矿处理，使矿物充分解离，磨矿后矿浆通过机械搅拌或自然沉降方式脱除矿浆中残留的药剂，得到脱药后矿浆;
步骤(2)：常温白钨浮选，将步骤(1)得到的脱药后矿浆进入粗选浮选槽，向其中加入调整剂调整矿浆pH值至8～9，随后向其中依次加入抑制剂和
捕收剂，在常温条件下进行白钨粗选浮选，粗选浮选时间为5～8分钟，充分搅拌后刮泡，获得白钨粗选精矿和粗选
尾矿;
步骤(3)：白钨精选，将步骤(2)得到粗选精矿进入精选作业进行7次精选，每次精选得到的中矿依次返回上一作业，每次精选得到的精矿矿浆进入下一步精选流程，最终精选七产生的泡沫为最终产品白钨精矿;
步骤(4)：白钨扫选，将步骤(2)得到粗选尾矿进入扫选作业进行3次扫选，每次扫选得到的中矿依次返回上一作业，扫选三的尾矿进入后续萤石再选流程;
步骤(5)：萤石再选，将步骤(4)所得扫选尾矿调浆后进入萤石粗选浮选槽，向其中加入调整剂调整矿浆pH值至8～9，随后向其中依次加入抑制剂、捕收剂和起泡剂，在常温条件下进行萤石粗选浮选，粗选浮选时间为5～8分钟，充分搅拌后刮泡，得到萤石粗精矿和粗选尾矿;萤石粗精矿进入精选作业进行3～5次精选，每次精选得到的中矿依次返回上一作业，每次精选得到精矿矿浆进入下一步精选流程，最后一次精选得到精矿即为萤石精矿;粗选尾矿进入扫选作业，回收尾矿中残留的萤石，扫选中矿返回萤石粗选流程，扫选尾矿作为最终尾矿排出。
2.根据权利要求1所述的从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法，其特征是，步骤(3)中白钨精矿中WO3品位不低于32.95%，作业回收率不低于61.55%。
3.根据权利要求1所述的从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法，其特征是，步骤(5)中萤石精矿中CaF2品位不低于93.22%，作业回收率不低于51.25%。
4.根据权利要求1所述的从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法，其特征是，步骤(2)、步骤(3)、步骤(4)和步骤(5)均在常温条件下进行，浮选温度控制在10℃～30℃之间。
5.根据权利要求1所述的从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法，其特征是，步骤(1)中磨矿的细度为-0.074mm粒级颗粒质量占比为70%～80%。
6.根据权利要求1所述的从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法，其特征是，步骤(2)中调整剂是碳酸钠，碳酸钠的用量是2000～2500克/吨，抑制剂是盐化水玻璃，盐化水玻璃的用量是1500～2000克/吨，捕收剂是硝酸
铅羟戊酸配合物，硝酸铅羟戊酸配合物的用量是1000～1500克/吨。
7.根据权利要求1所述的从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法，其特征是，步骤(3)中，精选一和精选二分别加入盐化水玻璃和硝酸铅羟戊酸配合物，精选三、精选四和精选五分别加入盐化水玻璃，精选六和精选七阶段不添加药剂，通过搅拌和刮泡进一步提高精矿品位，精选一、精选二、精选三、精选四、精选五盐化水玻璃的用量分别是1400～1600克/吨、700～800克/吨、500～600克/吨、300～400克/吨、300～400克/吨，精选一和精选二硝酸铅羟戊酸配合物的用量是500～700克/吨、200～300克/吨。
8.根据权利要求1所述的从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法，其特征是，步骤(4)中，扫选一、扫选二和扫选三分别加入硝酸铅羟戊酸配合物，扫选一、扫选二和扫选三硝酸铅羟戊酸配合物的用量分别是600克/吨、400克/吨、200克/吨。
9.根据权利要求1所述的从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法，其特征是，步骤(5)中，调整剂是碳酸钠，碳酸钠的用量是1000～2000克/吨，抑制剂是盐化水玻璃，盐化水玻璃的用量是500～1500克/吨，捕收剂是油酸，油酸用量为200～500克/吨，起泡剂是2号油，2号油的用量是20～40克/吨。
10.根据权利要求1所述的从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法，其特征是，步骤(5)中，每次精选过程中添加500-1000克/吨盐化水玻璃，以强化对残留脉石的抑制，扫选过程加入50-200克/吨油酸和2号油。
说明书
技术领域
[0001]本发明属于矿物加工技术领域，具体公开一种从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法。
背景技术
[0002]
白钨矿与萤石和碳酸钙均为含钙矿物，三者常共生于矽卡岩型白钨矿床中。由于白钨矿与萤石表面性质相似，均具有较高的表面活性和可浮性，在浮选过程中难以有效分离，成为选矿领域的技术难题。
[0003]现有白钨矿选矿工艺主要采用“加温浮选法”分离白钨与脉石矿物，例如，本申请申请人在先专利CN107790290B公开一种白钨粗精矿中回收萤石的选矿方法，该工艺通常在50℃～80℃条件下进行，通过加热破坏矿物表面的药剂吸附层，实现白钨与萤石等脉石矿物的分离。然而，加温浮选存在以下问题：一是能耗高，增加了生产成本;二是设备投资大，需要配备加热系统;三是操作环境恶劣，对工人健康不利;四是部分矿石在加温条件下易产生泥化，影响选别指标。
[0004]近年来，研究者尝试开发常温浮选工艺，采用高选择性抑制剂在常温下分离白钨与萤石，但白钨精矿WO3品位仅能达到20%−25%，回收率不足50%;萤石精矿CaF2品位也难以达到90%以上,存在分离效果差、精矿品位和回收率低的问题。
[0005]因此，开发一种在常温条件下高效分离白钨与萤石、同时获得高品位、高回收率精矿的选矿工艺，对于降低能耗、提高资源利用率具有重要意义。
发明内容
[0006]为了解决背景技术中问题，本发明公开一种从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法，实现在常温条件下对白钨粗精矿中白钨和萤石的高效回收，工艺流程简单、药剂制度温和、无需加温、能耗显著降低。
[0007]为实现上述发明目的，本发明采用下述技术方案：
一种从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法，具体包括下述步骤：
步骤(1)：磨矿浓缩脱药，取白钨粗精矿进行磨矿处理，使矿物充分解离，磨矿后矿浆通过机械搅拌或自然沉降方式脱除矿浆中残留的药剂，得到脱药后矿浆;
步骤(2)：常温白钨浮选，将步骤(1)得到的脱药后矿浆进入粗选浮选槽，向其中加入调整剂调整矿浆pH值至8～9，随后向其中依次加入抑制剂和捕收剂，在常温条件下进行白钨粗选浮选，粗选浮选时间为5～8分钟，充分搅拌后刮泡，获得白钨粗选精矿和粗选尾矿;
步骤(3)：白钨精选，将步骤(2)得到粗选精矿进入精选作业进行7次精选，每次精选得到的中矿依次返回上一作业，每次精选得到的精矿矿浆进入下一步精选流程，最终精选七产生的泡沫为最终产品白钨精矿;
步骤(4)：白钨扫选，将步骤(2)得到粗选尾矿进入扫选作业进行3次扫选，每次扫选得到的中矿依次返回上一作业，扫选三的尾矿进入后续萤石再选流程;
步骤(5)：萤石再选，将步骤(4)所得扫选尾矿调浆后进入萤石粗选浮选槽，向其中加入调整剂调整矿浆pH值至8～9，随后向其中依次加入抑制剂、捕收剂和起泡剂，在常温条件下进行萤石粗选浮选，粗选浮选时间为5～8分钟，充分搅拌后刮泡，得到萤石粗精矿和粗选尾矿;萤石粗精矿进入精选作业进行3～5次精选，每次精选得到的中矿依次返回上一作业，每次精选得到精矿矿浆进入下一步精选流程，最后一次精选得到精矿即为萤石精矿;粗选尾矿进入扫选作业，回收尾矿中残留的萤石，扫选中矿返回萤石粗选流程，扫选尾矿作为最终尾矿排出。
[0008]进一步地，所述从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法，步骤(3)中白钨精矿中WO3品位不低于32.95%，作业回收率不低于61.55%。
[0009]进一步地，所述从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法，步骤(5)中萤石精矿中CaF2品位不低于93.22%，作业回收率不低于51.25%。
[0010]进一步地，所述从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法，步骤(2)、步骤(3)、步骤(4)和步骤(5)均在常温条件下进行，浮选温度控制在10℃～30℃之间。
[0011]进一步地，所述从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法，步骤(1)中磨矿的细度为-0.074mm粒级颗粒质量占比为70%～80%。
[0012]进一步地，所述从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法，步骤(2)中调整剂是碳酸钠，碳酸钠的用量是2000～2500克/吨，抑制剂是盐化水玻璃，盐化水玻璃的用量是1500～2000克/吨，捕收剂是硝酸铅羟戊酸配合物，硝酸铅羟戊酸配合物的用量是1000～1500克/吨。
[0013]进一步地，所述从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法，步骤(3)中，精选一和精选二分别加入盐化水玻璃和硝酸铅羟戊酸配合物，精选三、精选四和精选五分别加入盐化水玻璃，精选六和精选七阶段不添加药剂，通过搅拌和刮泡进一步提高精矿品位，精选一、精选二、精选三、精选四、精选五盐化水玻璃的用量分别是1400～1600克/吨、700～800克/吨、500～600克/吨、300～400克/吨、300～400克/吨，精选一和精选二硝酸铅羟戊酸配合物的用量是500～700克/吨、200～300克/吨。
[0014]进一步地，所述从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法，步骤(4)中，扫选一、扫选二和扫选三分别加入硝酸铅羟戊酸配合物，扫选一、扫选二和扫选三硝酸铅羟戊酸配合物的用量分别是600克/吨、400克/吨、200克/吨。
[0015]进一步地，所述从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法，步骤(5)中，调整剂是碳酸钠，碳酸钠的用量是1000～2000克/吨，抑制剂是盐化水玻璃，盐化水玻璃的用量是500～1500克/吨，捕收剂是油酸，油酸用量为200～500克/吨，起泡剂是2号油，2号油的用量是20～40克/吨。
[0016]进一步地，所述从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法，步骤(5)中，每次精选过程中添加500-1000克/吨盐化水玻璃，以强化对残留脉石的抑制，扫选过程加入50-200克/吨油酸和2号油。
[0017]与现有技术相比，本发明的有益效果是：
1、本发明采用盐化水玻璃与硝酸铅羟戊酸配合物的药剂组合替代实验室小试中的传统药剂，配合磨矿浓缩脱药预处理，实现了在常温条件下对白钨粗精矿中白钨和萤石的高效回收，无需加温或酸浸处理，显著降低能耗;
2、本发明回收得到白钨精矿WO3品位达32.95%以上，作业回收率达61.55%以上;萤石精矿CaF2品位达93.22%以上，作业回收率达51.25%以上，实现了伴生资源的综合回收利用;
3、本发明工艺流程简单，便于操作与控制，易于工业化推广。
附图说明
[0018]图1是本发明从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨实验流程图;
图2是本发明中从白钨扫选尾矿中回收萤石实验流程图。
具体实施方式
实施例1
[0019]本实施例中实验原料为洛钼集团提供的白钨粗精矿，主要含有WO3、萤石CaF2及碳酸钙等矿物成分，其中WO3品位为1.24%，CaF2品位为13.14%，CaCO3品位为46.29%，实验中用到的其他试剂均是市售药剂。
[0020]一种从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法，具体包括下述步骤：
磨矿浓缩脱药：取白钨粗精矿进行磨矿处理，磨矿的细度为-0.074mm粒级质量占比为80%，使矿物充分解离，磨矿后的矿浆进入浓缩脱药工序，浓缩后矿浆质量浓度为40%，通过机械搅拌或自然沉降方式脱除矿浆中残留的药剂，得到脱药后矿浆;
常温白钨浮选：将脱药后矿浆进入粗选浮选槽，先向其中加入调整剂碳酸钠，调整矿浆pH值至8，碳酸钠的用量是2250克/吨，随后向其中依次加入抑制剂盐化水玻璃AlSBL和捕收剂硝酸铅羟戊酸配合物GYP，盐化水玻璃的用量是1875克/吨，硝酸铅羟戊酸配合物的用量是1200克/吨，在30℃条件下进行白钨粗选浮选，粗选浮选时间为8分钟，充分搅拌后刮泡，获得白钨粗选精矿和粗选尾矿;
白钨精选：在30℃条件下，将常温白钨浮选得到的白钨粗选精矿进入精选作业进行7次精选，其中，精选一加入1500克/吨盐化水玻璃和600克/吨硝酸铅羟戊酸配合物，浮选时间约6分钟;精选二加入750克/吨盐化水玻璃和300克/吨硝酸铅羟戊酸配合物，浮选时间约5分钟;精选三加入562.5克/吨盐化水玻璃，浮选时间约5分钟;精选四加入375克/吨盐化水玻璃，浮选时间约4分钟;精选五加入375克/吨盐化水玻璃，浮选时间约4分钟;精选六和精选七阶段不添加药剂，通过搅拌和刮泡进一步提高精矿品位，每次精选得到的中矿依次返回上一作业，每次精选得到的精矿矿浆进入下一步精选流程，最终精选七产生的泡沫为最终产品白钨精矿，白钨精矿中WO3品位达到32.95%，作业回收率为61.55%;
白钨扫选：在30℃条件下，将常温白钨浮选得到的粗选尾矿进入扫选作业进行3次扫选，扫选一加入600克/吨硝酸铅羟戊酸配合物，扫选时间约6分钟;扫选二加入400克/吨硝酸铅羟戊酸配合物，扫选时间约5分钟;扫选三加入200克/吨硝酸铅羟戊酸配合物，扫选时间约4分钟，每次扫选得到的中矿依次返回上一作业，扫选三的尾矿进入后续萤石再选流程，尾矿中萤石CaF2原矿品位约为13.14%，碳酸钙含量约为46.29%，尾矿中的WO3品位为0.044%，WO3损失率仅2.43%;
萤石再选：将所得扫选尾矿调浆后进入萤石粗选浮选槽，向其中加入调整剂碳酸钠调整矿浆pH值至8，碳酸钠的用量是1800克/吨，随后向其中依次加入抑制剂、捕收剂和起泡剂，抑制剂是盐化水玻璃，盐化水玻璃的用量是1000克/吨，捕收剂是油酸，油酸用量为300克/吨，起泡剂是2号油，2号油的用量是30克/吨，在30℃条件下进行萤石粗选浮选，粗选浮选时间为8分钟，充分搅拌后刮泡，得到萤石粗精矿和粗选尾矿;萤石粗精矿进入精选作业进行5次精选，逐级提高精矿品位，每次精选过程中添加800克/吨盐化水玻璃以强化对残留脉石的抑制，每次精选得到的中矿依次返回上一作业，每次精选得到精矿矿浆进入下一步精选流程，最后一次精选得到精矿即为萤石精矿，萤石精矿中CaF2品位达到93.22%，作业回收率51.25%;粗选尾矿进入扫选作业，扫选过程加入100克/吨油酸和2号油回收尾矿中残留的萤石，扫选中矿返回萤石粗选流程，扫选尾矿作为最终尾矿排出，最终尾矿中CaF2品位为1.82%，回收率3.20%。
实施例2
[0021]本实施例采用另一矿区的白钨粗精矿为原料，其中WO3品位为1.56%，CaF2品位为15.82%。
[0022]具体操作步骤参照实施例1，区别在于工艺参数及药剂制度如下：
磨矿浓缩脱药：取白钨粗精矿进行磨矿处理，磨矿的细度为-0.074mm粒级颗粒质量占比为75%，使矿物充分解离，磨矿后的矿浆进入浓缩脱药工序，通过机械搅拌与自然沉降方式，充分脱除矿浆中残留的药剂，得到脱药后矿浆，若不进行该脱药步骤，残留药剂将严重干扰白钨与萤石的分离，导致精矿品位及回收率显著下降;
常温白钨浮选：将脱药后矿浆进入粗选浮选槽，先向其中加入调整剂碳酸钠，调整矿浆pH值至8，碳酸钠的用量是2000克/吨，随后向其中依次加入抑制剂盐化水玻璃AlSBL和捕收剂硝酸铅羟戊酸配合物GYP，盐化水玻璃的用量是1550克/吨，硝酸铅羟戊酸配合物的用量是1000克/吨，在30℃条件下进行白钨粗选浮选，粗选浮选时间为5分钟，充分搅拌后刮泡，获得白钨粗选精矿和粗选尾矿;
白钨精选：在30℃条件下，将常温白钨浮选得到的白钨粗选精矿进入精选作业进行7次精选，其中，精选一加入1400克/吨盐化水玻璃和500克/吨硝酸铅羟戊酸配合物，浮选时间约4分钟;精选二加入700克/吨盐化水玻璃和220克/吨硝酸铅羟戊酸配合物，浮选时间约4分钟;精选三加入500克/吨盐化水玻璃，浮选时间约3分钟;精选四加入300克/吨盐化水玻璃，浮选时间约3分钟;精选五加入300克/吨盐化水玻璃，浮选时间约3分钟;精选六和精选七阶段不添加药剂，通过搅拌和刮泡进一步提高精矿品位，每次精选得到的中矿依次返回上一作业，每次精选得到的精矿矿浆进入下一步精选流程，最终精选七产生的泡沫为最终产品白钨精矿，白钨精矿中WO3品位达到33.21%，作业回收率为62.34%;
白钨扫选：在30℃条件下，将常温白钨浮选得到的粗选尾矿进入扫选作业进行3次扫选，扫选一加入600克/吨硝酸铅羟戊酸配合物，扫选时间约4分钟;扫选二加入400克/吨硝酸铅羟戊酸配合物，扫选时间约4分钟;扫选三加入200克/吨硝酸铅羟戊酸配合物，扫选时间约3分钟，每次扫选得到的中矿依次返回上一作业，扫选三的尾矿进入后续萤石再选流程;
萤石再选：将所得扫选尾矿调浆后进入萤石粗选浮选槽，向其中加入调整剂碳酸钠调整矿浆pH值至8，碳酸钠的用量是1100克/吨，随后向其中依次加入抑制剂、捕收剂和起泡剂，抑制剂是盐化水玻璃，盐化水玻璃的用量是500克/吨，捕收剂是油酸，油酸用量为200克/吨，起泡剂是2号油，2号油的用量是20克/吨，在30℃条件下进行萤石粗选浮选，粗选浮选时间为5分钟，充分搅拌后刮泡，得到萤石粗精矿和粗选尾矿;萤石粗精矿进入精选作业进行5次精选，逐级提高精矿品位，每次精选过程中添加500克/吨盐化水玻璃以强化对残留脉石的抑制，每次精选得到的中矿依次返回上一作业，每次精选得到精矿矿浆进入下一步精选流程，最后一次精选得到精矿即为萤石精矿，萤石精矿中CaF2品位达到93.85%，作业回收率52.17%;粗选尾矿进入扫选作业，扫选过程加入50克/吨油酸和2号油回收尾矿中残留的萤石，扫选中矿返回萤石粗选流程，扫选尾矿作为最终尾矿排出，最终尾矿中CaF2品位为1.82%，回收率3.20%。
实施例3
[0023]本实施例采用与实施例1相同的原料，WO3品位1.24%，CaF2品位13.14%，区别在于白钨浮选和萤石浮选过程均在15℃的低温条件下进行，以验证本发明工艺在较低常温环境下的适应性。
[0024]磨矿浓缩脱药：取白钨粗精矿进行磨矿处理，磨矿的细度为-0.074mm粒级质量占比为80%，使矿物充分解离，磨矿后的矿浆进入浓缩脱药工序，进入
浓密机浓缩脱药，浓缩后矿浆质量浓度为40%，通过机械搅拌或自然沉降方式脱除矿浆中残留的药剂，得到脱药后矿浆;
常温白钨浮选：将脱药后矿浆进入粗选浮选槽，先向其中加入调整剂碳酸钠，调整矿浆pH值至9，碳酸钠的用量是2500克/吨，随后向其中依次加入抑制剂盐化水玻璃AlSBL和捕收剂硝酸铅羟戊酸配合物GYP，盐化水玻璃的用量是2000克/吨，硝酸铅羟戊酸配合物的用量是1500克/吨，在15℃条件下进行白钨粗选浮选，粗选浮选时间为8分钟，充分搅拌后刮泡，获得白钨粗选精矿和粗选尾矿;
白钨精选：在15℃条件下，将常温白钨浮选得到的白钨粗选精矿进入精选作业进行7次精选，其中，精选一加入1600克/吨盐化水玻璃和700克/吨硝酸铅羟戊酸配合物，浮选时间约4分钟;精选二加入800克/吨盐化水玻璃和300克/吨硝酸铅羟戊酸配合物，浮选时间约5分钟;精选三加入600克/吨盐化水玻璃，浮选时间约5分钟;精选四加入400克/吨盐化水玻璃，浮选时间约4分钟;精选五加入400克/吨盐化水玻璃，浮选时间约4分钟;精选六和精选七阶段不添加药剂，通过搅拌和刮泡进一步提高精矿品位，每次精选得到的中矿依次返回上一作业，每次精选得到的精矿矿浆进入下一步精选流程，最终精选七产生的泡沫为最终产品白钨精矿，白钨精矿中WO3品位达到32.18%，作业回收率为60.22%;
白钨扫选：在15℃条件下，将常温白钨浮选得到的粗选尾矿进入扫选作业进行3次扫选，扫选一加入600克/吨硝酸铅羟戊酸配合物，扫选时间约6分钟;扫选二加入400克/吨硝酸铅羟戊酸配合物，扫选时间约5分钟;扫选三加入200克/吨硝酸铅羟戊酸配合物，扫选时间约4分钟，每次扫选得到的中矿依次返回上一作业，扫选三的尾矿进入后续萤石再选流程，尾矿中萤石CaF2原矿品位约为13.14%，碳酸钙含量约为46.29%，尾矿中的WO3品位为0.044%，WO3损失率仅2.43%;
萤石再选：将所得扫选尾矿调浆后进入萤石粗选浮选槽，向其中加入调整剂碳酸钠调整矿浆pH值至9，碳酸钠的用量是2000克/吨，随后向其中依次加入抑制剂、捕收剂和起泡剂，抑制剂是盐化水玻璃，盐化水玻璃的用量是1500克/吨，捕收剂是油酸，油酸用量为500克/吨，起泡剂是2号油，2号油的用量是40克/吨，在15℃条件下进行萤石粗选浮选，粗选浮选时间为5～8分钟，充分搅拌后刮泡，得到萤石粗精矿和粗选尾矿;萤石粗精矿进入精选作业进行5次精选，逐级提高精矿品位，每次精选过程中添加1000克/吨盐化水玻璃以强化对残留脉石的抑制，每次精选得到的中矿依次返回上一作业，每次精选得到精矿矿浆进入下一步精选流程，最后一次精选得到精矿即为萤石精矿，萤石精矿中CaF2品位达到92.56%，作业回收率50.38%;粗选尾矿进入扫选作业，扫选过程加入180克/吨油酸和2号油回收尾矿中残留的萤石，扫选中矿返回萤石粗选流程，扫选尾矿作为最终尾矿排出。
[0025]实施例1结果表明，采用盐化水玻璃与硝酸铅羟戊酸配合物的药剂组合替代实验室小试中的传统药剂，配合磨矿浓缩脱药预处理，在常温条件下，钨精矿WO3品位达到32.95%，萤石精矿CaF2品位达到93.22%，验证了本发明药剂制度的可行性。
[0026]实施例2结果表明，采用盐化水玻璃与硝酸铅羟戊酸配合物的药剂组合，配合磨矿浓缩脱药预处理，对不同来源的白钨粗精矿均具有良好的适应性，选别指标稳定。
[0027]实施例3结果表明，本发明在15℃的较低常温条件下仍能保持较好的选别指标，白钨精矿WO3品位维持在32%以上，萤石精矿CaF2品位维持在92%以上。
[0028]实施例1～3结果表明说明，采用盐化水玻璃与硝酸铅羟戊酸配合物的药剂体系在10℃～30℃较宽的温度范围内均具有优异的分离选择性和适应性，工艺温度适应性广，显著优于传统需加温至50℃以上的浮选工艺。
[0029]最后说明的是，以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非限制，本领域普通技术人员对本发明的技术方案所做的其他修改或者等同替换，只要不脱离本发明技术方案的精神和范围，均应涵盖在本发明的权利要求范围当中。
说明书附图(2)
声明：
“从白钨粗精矿中常温浮选回收白钨和萤石的方法” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：北方有色网
来源：洛阳栾川钼业集团股份有限公司, 中南大学
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2026年08月06日 ~ 08日 
