黑白钨矿及其共伴生有价金属的综合回收选矿工艺

权利要求

1.黑白钨矿及其共伴生有价金属的综合回收选矿工艺，其特征在于，包括如下步骤：

S1、将钨钼铜多金属矿进行破碎、磨矿和浮选，得到铜钼混合粗精矿和铜钼浮选尾矿；

S2、将所述铜钼混合粗精矿再经磨矿和浮钼抑铜分离得到钼精矿和铜精矿；

S3、将所述铜钼浮选尾矿进行分级，得到筛上物和筛下物；

S4、将所述筛上物进行重选，得到重选粗精矿和重选尾矿；

S5、将所述重选粗精矿再经磨矿、浮选，得到钨精矿1；

S6、将所述筛下物与所述重选尾矿进行磨矿、浮选，得到钨精矿2。

2.根据权利要求1所述黑白钨矿及其共伴生有价金属的综合回收选矿工艺，其特征在于，步骤S1中钨钼铜多金属矿破碎、磨矿至细度为-0.075mm占50％～60％。

3.根据权利要求1所述黑白钨矿及其共伴生有价金属的综合回收选矿工艺，其特征在于，步骤S1的浮选过程中，浮选矿浆浓度为30％～35％；选用的铜钼捕收剂为丁基黄药和乙硫氨酯，用量分别为80～90g/t和10～20g/t；选用的起泡剂为甲基异丁基甲醇，用量为20～30g/t；选用的脉石抑制剂为水玻璃，用量为1000～1300g/t。

4.根据权利要求1所述黑白钨矿及其共伴生有价金属的综合回收选矿工艺，其特征在于，步骤S2中磨矿至细度为-0.038mm占75％～80％。

5.根据权利要求1所述黑白钨矿及其共伴生有价金属的综合回收选矿工艺，其特征在于，步骤S2中浮钼抑铜分离的过程具体为：将铜钼混合粗精矿经磨矿后进行一次粗选，随后经多次精选得到钼精矿、经多次扫选得到铜精矿。

6.根据权利要求5所述黑白钨矿及其共伴生有价金属的综合回收选矿工艺，其特征在于，浮钼抑铜分离的过程中，矿浆浓度为30％～35％；粗选所用捕收剂为煤油，用量为10～20g/t；脉石抑制剂为水玻璃，用量为100～300g/t；精选硫化钼所用抑制剂为硫化钠，总用量为100～200g/t。

7.根据权利要求1所述黑白钨矿及其共伴生有价金属的综合回收选矿工艺，其特征在于，步骤S3中分级粒度为0.3mm。

8.根据权利要求1所述黑白钨矿及其共伴生有价金属的综合回收选矿工艺，其特征在于，步骤S5中磨矿至细度为-0.075mm占70％～75％。

9.根据权利要求1所述黑白钨矿及其共伴生有价金属的综合回收选矿工艺，其特征在于，步骤S5的浮选过程中，矿浆浓度为30％～35％；粗选所用捕收剂为氧化石蜡皂，用量为100～200g/t；起泡剂为松醇油，用量为15～30g/t；调整剂为碳酸钠，用量为100～200g/t；脉石抑制剂为水玻璃，用量为50～200g/t；精选所用捕收剂为氧化石蜡皂，总用量为50～100g/t。

10.根据权利要求1所述黑白钨矿及其共伴生有价金属的综合回收选矿工艺，其特征在于，步骤S6中磨矿至细度为-0.075mm占80％～85％；浮选过程中，矿浆浓度为30％～35％；粗选所用捕收剂为氧化石蜡皂，用量为100～200g/t；起泡剂用松醇油，用量为15～30g/t；调整剂用碳酸钠，用量为100～200g/t；脉石抑制剂用水玻璃，用量为100～200g/t；精选所用捕收剂为氧化石蜡皂，总用量为80～120g/t。

说明书

技术领域

本发明涉及选矿工艺技术领域，尤其涉及黑白钨矿及其共伴生有价金属的综合回收选矿工艺。

背景技术

高熔点、高比重、高硬度是钨的重要特性。钨是国民经济和现代国防不可替代的基础材料之一，是重要的战略物资，广泛应用于航空航天、机械制造、石油、新材料、国防工业等重要的领域。因此，各国对钨资源的开发利用都给予了高度重视。我国钨资源储量占世界的60％左右，但钨矿矿床类型复杂多样，以白钨矿和黑钨矿共生矿为主，多为细粒嵌布型，富矿少、品位低、矿物共生密切、组成复杂、选矿难度大。

含有钨钼铜的多金属硫化矿中矿物种类多，组成复杂，品位低。辉钼矿和钨矿性脆易过粉碎，应采取阶段磨矿，多段选别的工艺。国内外分选黑白钨矿及伴生多金属硫化矿现常采用“重选富集钨矿-重选尾矿分步浮选多金属硫化精矿”或“分步浮选多金属硫化精矿-浮选尾矿分级重选富集钨矿”。上述工艺的主要缺点如下：一、需要充分磨矿以使得矿物单体解离，但如果过磨则产生大量细泥，影响后续选别流程；二、重选富集钨矿手段较为单一，细粒堪布级别钨矿回收率不高，从而导致钨矿总体回收率不高；三、分步浮选多金属硫化矿药剂用量大。因此，有必要探索寻找有效选矿工艺，达到综合回收钨钼铜的目的。

发明内容

有鉴于此，有必要提供黑白钨矿及其共伴生有价金属的综合回收选矿工艺，用以解决现有技术中现有的选矿工艺细粒堪布级别钨矿回收率不高、药剂用量大的技术问题。

本发明提供一种黑白钨矿及其共伴生有价金属的综合回收选矿工艺，包括如下步骤：

S1、将钨钼铜多金属矿进行破碎、磨矿和浮选，得到铜钼混合粗精矿和铜钼浮选尾矿；

S2、将上述铜钼混合粗精矿再经磨矿和浮钼抑铜分离得到钼精矿和铜精矿；

S3、将上述铜钼浮选尾矿进行分级，得到筛上物和筛下物；

S4、将上述筛上物进行重选，得到重选粗精矿和重选尾矿；

S5、将上述重选粗精矿再经磨矿、浮选，得到钨精矿1；

S6、将上述筛下物与上述重选尾矿进行磨矿、浮选，得到钨精矿2。

与现有技术相比，本发明的有益效果为：

本发明的选矿工艺，可以有效避免矿石的过粉碎，逐步实现单体解离，在确保回收率的前提下，得到合格的钨精矿、钼精矿、铜精矿，从而充分回收矿石中的有价元素，提高资源的综合利用率。

本发明的选矿工艺工艺流程简单、药剂用量小、生产成本低。

附图说明

图1是本发明提供的钨矿及其共伴生有价金属的综合回收选矿工艺一实施方式的工艺流程图；

图2是对比例1提供的选矿工艺流程图；

图3是对比例2提供的选矿工艺流程图；

图4是对比例3提供的选矿工艺流程图；

图5是对比例4提供的“重选富集钨矿-重选尾矿分步浮选多金属硫化精矿”工艺流程图；

图6是对比例5提供的“分步浮选多金属硫化精矿-浮选尾矿分级重选富集钨矿”工艺流程图。

具体实施方式

为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合附图及实施例，对本发明进行进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。

请参阅图1，本发明提供一种黑白钨矿及其共伴生有价金属的综合回收选矿工艺，包括如下步骤：

S1、将钨钼铜多金属矿进行破碎、磨矿和浮选，得到铜钼混合粗精矿和铜钼浮选尾矿。本发明通过步骤S1可避免和防止矿石过磨，尽可能的保证了钼、铜的回收。

S2、将上述铜钼混合粗精矿再经磨矿和浮钼抑铜分离得到钼精矿和铜精矿。本发明通过步骤S2可使辉钼矿进一步的单体解离，从而得到合格的钼精矿和铜精矿。

S3、将上述铜钼浮选尾矿进行分级，得到筛上物和筛下物。

S4、将上述筛上物进行重选，得到重选粗精矿和重选尾矿。

S5、将上述重选粗精矿再经磨矿、浮选，得到钨精矿1。本发明通过步骤S5可促使钨进一步单体解离，对钨能收早收；通过分级、重选、阶段磨矿、多段选别最大可能的回收了钨。

S6、将上述筛下物与上述重选尾矿进行磨矿、浮选，得到钨精矿2。

本发明中，对选用的钨钼铜多金属矿中钨、钼、铜的含量不作限制，本领域技术人员可以根据实际情况采用本发明的工艺处理不同的钨钼铜多金属矿。在本发明的一些具体实施方式中，钨钼铜多金属矿的钨含量为0.01％～10％，钼含量为0.01％～10％、铜含量为0.01％～10％。

本实施方式中，步骤S1中钨钼铜多金属矿破碎、磨矿至细度为-0.075mm占50％～60％。

本实施方式中，步骤S1的浮选过程中，浮选矿浆浓度为30％～35％；选用的铜钼捕收剂为丁基黄药和乙硫氨酯，用量分别为80～90g/t和10～20g/t；选用的起泡剂为甲基异丁基甲醇，用量为20～30g/t；选用的脉石抑制剂为水玻璃，用量为1000～1300g/t。

本实施方式中，步骤S2中磨矿至细度为-0.038mm占75％～80％。

本实施方式中，步骤S2中浮钼抑铜分离的过程具体为：将铜钼混合粗精矿经磨矿后进行一次粗选，随后经多次精选得到钼精矿、经多次扫选得到铜精矿。进一步地，矿浆浓度为30％～35％；粗选所用捕收剂为煤油，用量为10～20g/t；脉石抑制剂为水玻璃，用量为100～300g/t；精选硫化钼所用抑制剂为硫化钠，总用量为100～200g/t。更进一步地，精选次数为三到五次；扫选次数为二到四次。

本实施方式中，步骤S3中分级粒度为0.3mm，所用设备为高频筛。

本实施方式中，步骤S4中筛上物通过摇床进行重选得到重选粗精矿和重选尾矿，摇床倾角为2～4°。

本实施方式中，步骤S5中磨矿至细度为-0.075mm占70％～75％。

本实施方式中，步骤S5的浮选过程中，矿浆浓度为30％～35％；粗选所用捕收剂为氧化石蜡皂，用量为100～200g/t；起泡剂为松醇油，用量为15～30g/t；调整剂为碳酸钠，用量为100～200g/t；脉石抑制剂为水玻璃，用量为50～200g/t；精选所用捕收剂为氧化石蜡皂，总用量为50～100g/t；扫选不加药。进一步地，浮选过程中，精选次数为三到五次，扫选一次。

本实施方式中，步骤S6中磨矿至细度为-0.075mm占80％～85％。

本实施方式中，步骤S6中，浮选矿浆浓度为30％～35％；粗选所用捕收剂为氧化石蜡皂，用量为100～200g/t；起泡剂用松醇油，用量为15～30g/t；调整剂用碳酸钠，用量为100～200g/t；脉石抑制剂用水玻璃，用量为100～200g/t；精选所用捕收剂为氧化石蜡皂，总用量为80～120g/t；扫选不加药。浮选过程中，精选次数为三到六次，扫选次数为二到三次。

本发明中，需要说明的是，上述药剂用量均是针对各阶段矿粉给料的重量进行计算的。

实施例1

江西某矿体，矿石含钨0.119％、钼0.1％、铜0.2％，原矿用量为300g。

选矿工艺包括如下步骤：

(1)矿石破碎后磨矿至细度为-0.075mm占55％，随后经一次粗选得到铜钼混合粗精矿和铜钼浮选尾矿；其中，浮选矿浆浓度为30％；铜钼捕收剂为丁基黄药和乙硫氨酯，用量分别为85g/t和15g/t；起泡剂为甲基异丁基甲醇，用量为25g/t；脉石抑制剂为水玻璃，用量为1200g/t；

(2)将上述铜钼混合粗精矿再经磨矿至细度为-0.038mm占77％，随后采用浮钼抑铜分离，经一次粗选，四次精选得到钼精矿、三次扫选得到铜精矿；其中，浮选矿浆浓度为30％；粗选所用捕收剂为煤油，用量为15g/t，脉石抑制剂为水玻璃，用量为200g/t；精选硫化钼所用抑制剂为硫化钠，总用量为150g/t；扫选不加药；

(3)将上述铜钼浮选尾矿经高频筛分级，分+0.3mm和-0.3mm两个级别，得到筛上物和筛下物；

(4)将上述筛上物通过摇床重选得到重选粗精矿和重选尾矿；其中，摇床倾角为3°；

(5)将上述重选粗精矿磨矿至细度为-0.075mm占73％，随后经一次粗选、四次精选、一次扫选，得到钨精矿1；其中，浮选矿浆浓度为30％；粗选所用捕收剂为氧化石蜡皂，用量为100g/t；起泡剂为松醇油，用量为20g/t；调整剂为碳酸钠，用量为100g/t；脉石抑制剂为水玻璃，用量为100g/t；精选所用捕收剂为氧化石蜡皂，总用量为70g/t；扫选不加药；

(6)将上述重选尾矿与上述筛下物磨矿至细度为-0.075mm占83％，随后经一次粗选、五次精选、三次扫选，得到钨精矿2；其中，浮选矿浆浓度为30％；粗选所用捕收剂为氧化石蜡皂，用量为200g/t；起泡剂为松醇油，用量为20g/t；调整剂为碳酸钠，用量为150g/t；脉石抑制剂为水玻璃，用量为150g/t；精选所用捕收剂为氧化石蜡皂，总用量为100g/t；扫选不加药。

实施例2

内蒙某矿体，矿石含钨0.13％、钼0.09％、铜0.30％，原矿用量为300g。

选矿工艺包括如下步骤：

(1)矿石破碎后磨矿至细度为-0.075mm占60％，随后经一次粗选得到铜钼混合粗精矿和铜钼浮选尾矿；其中，浮选矿浆浓度为30％；铜钼捕收剂为丁基黄药和乙硫氨酯，用量分别为80g/t和20g/t；起泡剂为甲基异丁基甲醇，用量为30g/t；脉石抑制剂为水玻璃，用量为1000g/t；

(2)将上述铜钼混合粗精矿再经磨矿至细度为-0.038mm占80％，随后采用浮钼抑铜分离，经一次粗选，四次精选得到钼精矿、三次扫选得到铜精矿；其中，浮选矿浆浓度为30％；粗选所用捕收剂为煤油，用量为10g/t，脉石抑制剂为水玻璃，用量为100g/t；精选硫化钼所用抑制剂为硫化钠，总用量为200g/t；扫选不加药；

(3)将上述铜钼浮选尾矿经高频筛分级，分+0.3mm和-0.3mm两个级别，得到筛上物和筛下物；

(4)将上述筛上物通过摇床重选得到重选粗精矿和重选尾矿；其中，摇床倾角为4°；

(5)将上述重选粗精矿磨矿至细度为-0.075mm占70％，随后经一次粗选、四次精选、一次扫选，得到钨精矿1；其中，浮选矿浆浓度为35％；粗选所用捕收剂为氧化石蜡皂，用量为150g/t；起泡剂为松醇油，用量为30g/t；调整剂为碳酸钠，用量为150g/t；脉石抑制剂为水玻璃，用量为50g/t；精选所用捕收剂为氧化石蜡皂，总用量为100g/t；扫选不加药；

(6)将上述重选尾矿与上述筛下物磨矿至细度为-0.075mm占85％，随后经一次粗选、五次精选、三次扫选，得到钨精矿2；其中，浮选矿浆浓度为35％；粗选所用捕收剂为氧化石蜡皂，用量为100g/t；起泡剂为松醇油，用量为30g/t；调整剂为碳酸钠，用量为100g/t；脉石抑制剂为水玻璃，用量为200g/t；精选所用捕收剂为氧化石蜡皂，总用量为80g/t；扫选不加药。

实施例3

辽宁某矿体，矿石含钨0.113％、钼0.082％、铜0.35％，原矿用量为300g。

选矿工艺包括如下步骤：

(1)矿石破碎后经磨至细度为-0.075mm占50％，随后经一次粗选得到铜钼混合粗精矿和铜钼浮选尾矿；其中，浮选矿浆浓度为35％；铜钼捕收剂为丁基黄药和乙硫氨酯，用量分别为90g/t和10g/t；起泡剂为甲基异丁基甲醇，用量为20g/t；脉石抑制剂为水玻璃，用量为1300g/t；

(2)将上述铜钼混合粗精矿再经磨矿至细度为-0.038mm占75％，随后采用浮钼抑铜分离，经一次粗选，四次精选得到钼精矿、三次扫选得到铜精矿；其中，浮选矿浆浓度为35％；粗选所用捕收剂为煤油，用量为20g/t，脉石抑制剂为水玻璃，用量为300g/t；精选硫化钼所用抑制剂为硫化钠，总用量为100g/t；扫选不加药；

(3)将上述铜钼浮选尾矿经高频筛分级，分+0.3mm和-0.3mm两个级别，得到筛上物和筛下物；

(4)将上述筛上物通过摇床重选得到重选粗精矿和重选尾矿；其中，摇床倾角为2°；

(5)将上述重选粗精矿磨矿至细度为-0.075mm占75％，随后经一次粗选、四次精选、一次扫选，得到钨精矿1；其中，浮选矿浆浓度为30％；粗选所用捕收剂为氧化石蜡皂，用量为200g/t；起泡剂为松醇油，用量为15g/t；调整剂为碳酸钠，用量为200g/t；脉石抑制剂为水玻璃，用量为200g/t；精选所用捕收剂为氧化石蜡皂，总用量为50g/t；扫选不加药；

(6)将上述重选尾矿与上述筛下物磨矿至细度为-0.075mm占80％，随后经一次粗选、五次精选、三次扫选，得到钨精矿2；其中，浮选矿浆浓度为30％；粗选所用捕收剂为氧化石蜡皂，用量为150g/t；起泡剂为松醇油，用量为15g/t；调整剂为碳酸钠，用量为200g/t；脉石抑制剂为水玻璃，用量为100g/t；精选所用捕收剂为氧化石蜡皂，总用量为120g/t；扫选不加药。

对比例1

矿石来源同实施例1，原矿用量为300g。

请参阅图2，对比例1与实施例1的区别仅在于：对比例1的步骤(1)中，矿石破碎后磨矿至细度为-0.075mm占70％。

对比例2

矿石来源同实施例1，原矿用量为300g。

请参阅图3，对比例2与实施例1的区别仅在于：对比例2未进行分级过程，具体选矿工艺包括如下步骤：

(1)矿石破碎后磨矿至细度为-0.075mm占55％，随后经一次粗选得到铜钼混合粗精矿和铜钼浮选尾矿；其中，浮选矿浆浓度为30％；铜钼捕收剂为丁基黄药和乙硫氨酯，用量分别为85g/t和15g/t；起泡剂为甲基异丁基甲醇，用量为25g/t；脉石抑制剂为水玻璃，用量为1200g/t；

(2)将上述铜钼混合粗精矿再经磨矿至细度为-0.038mm占77％，随后采用浮钼抑铜分离，经一次粗选，四次精选得到钼精矿、三次扫选得到铜精矿；其中，浮选矿浆浓度为30％；粗选所用捕收剂为煤油，用量为15g/t，脉石抑制剂为水玻璃，用量为200g/t；精选硫化钼所用抑制剂为硫化钠，总用量为150g/t；扫选不加药；

(3)将上述铜钼浮选尾矿通过摇床重选得到重选粗精矿和重选尾矿，摇床倾角为3°；

(4)将上述重选粗精矿磨矿至细度为-0.075mm占73％，随后经一次粗选、四次精选、一次扫选，得到钨精矿1；其中，浮选矿浆浓度为30％；粗选所用捕收剂为氧化石蜡皂，用量为100g/t；起泡剂为松醇油，用量为20g/t；调整剂为碳酸钠，用量为100g/t；脉石抑制剂为水玻璃，用量为100g/t；精选所用捕收剂为氧化石蜡皂，总用量为70g/t；扫选不加药；

(5)将上述重选尾矿进行磨矿，细度为-0.075mm占83％，随后经一次粗选、五次精选、三次扫选，得到钨精矿2；其中，浮选矿浆浓度为30％；粗选所用捕收剂为氧化石蜡皂，用量为200g/t；起泡剂为松醇油，用量为20g/t；调整剂为碳酸钠，用量为150g/t；脉石抑制剂为水玻璃，用量为150g/t；精选所用捕收剂为氧化石蜡皂，总用量为100g/t；扫选不加药。

对比例3

矿石来源同实施例1，原矿用量为300g。

请参阅图4，对比例3与实施例1的区别仅在于：对比例3未进行重选过程，具体选矿工艺包括如下步骤：

(1)矿石破碎后磨矿至细度为-0.075mm占55％，随后经一次粗选得到铜钼混合粗精矿和铜钼浮选尾矿；其中，浮选矿浆浓度为30％；铜钼捕收剂为丁基黄药和乙硫氨酯，用量分别为85g/t和15g/t；起泡剂为甲基异丁基甲醇，用量为25g/t；脉石抑制剂为水玻璃，用量为1200g/t；

(2)将上述铜钼混合粗精矿再经磨矿至细度为-0.038mm占77％，随后采用浮钼抑铜分离，经一次粗选，四次精选得到钼精矿、三次扫选得到铜精矿；其中，浮选矿浆浓度为30％；粗选所用捕收剂为煤油，用量为15g/t，脉石抑制剂为水玻璃，用量为200g/t；精选硫化钼所用抑制剂为硫化钠，总用量为150g/t；扫选不加药；

(3)将上述铜钼浮选尾矿经高频筛分级，分+0.3mm和-0.3mm两个级别，得到筛上物和筛下物；

(4)将上述筛上物磨矿至细度为-0.075mm占73％，随后经一次粗选、四次精选、一次扫选，得到钨精矿1；其中，浮选矿浆浓度为30％；粗选所用捕收剂为氧化石蜡皂，用量为100g/t；起泡剂为松醇油，用量为20g/t；调整剂为碳酸钠，用量为100g/t；脉石抑制剂为水玻璃，用量为100g/t；精选所用捕收剂为氧化石蜡皂，总用量为70g/t；扫选不加药；

(5)将上述筛下物磨矿至细度为-0.075mm占83％，随后经一次粗选、五次精选、三次扫选，得到钨精矿2；其中，浮选矿浆浓度为30％；粗选所用捕收剂为氧化石蜡皂，用量为200g/t；起泡剂为松醇油，用量为20g/t；调整剂为碳酸钠，用量为150g/t；脉石抑制剂为水玻璃，用量为150g/t；精选所用捕收剂为氧化石蜡皂，总用量为100g/t；扫选不加药。

对比例4

矿石来源同实施例1，原矿用量为300g。

请参阅图5，选矿工艺包括如下步骤：

(1)矿石破碎后磨矿至细度为-0.074mm占70％，随后经重选得到重选钨粗精矿和重选尾矿；其中，重选所用的设备为摇床；

(2)将上述重选钨粗精矿经一次粗选、四次精选、一次扫选，得到钨精矿；其中，矿浆浓度为30％，加碳酸钠150g/t、硫化钠1000g/t、水玻璃800g/t、脂肪酸皂50g/t；

(3)将上述重选尾矿再磨至-0.074mm占90％，随后采用煤油和O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯进行铜钼混选，经四次精选得到铜钼混合精矿；其中，矿浆浓度为30％，煤油和O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯的用量分别为320g/t和20g/t；采用水玻璃为抑制剂，用量为1800g/t，抑制矿石中的脉石矿物；

(4)将上述铜钼混合精矿进行再磨，磨矿细度为-0.045mm占90％，随后进行铜钼分离，矿浆浓度为30％，铜钼分离采用硫化钠进行脱药，用量为800g/t；采用巯基乙酸钠进行铜的抑制，用量为40g/t；采用水玻璃为脉石抑制剂，用量为200g/t；采用煤油进行钼的捕收，用量为20g/t；分离精选次数为四次，得到的中矿顺序返回，经过分离得到最终的铜精矿和钼精矿。

对比例5

矿石来源同实施例1，原矿用量为300g。

请参阅图6，选矿工艺包括如下步骤：

(1)矿石破碎后磨矿至细度为-0.075mm占63％，随后经浮选得到钼精矿和钼浮选尾矿；其中，采用水玻璃为抑制剂，用量为1200g/t，采用煤油做辉钼矿的捕收，用量为180g/t；

(2)将上述钼浮选尾矿再磨至-0.074mm占90％，随后经一次粗选、三次精选和一次扫选得到铜精矿和铜浮选尾矿：其中，矿浆浓度为30％，粗选添加生石灰1500g/t、丁基黄药100g/t、乙硫氨酯13.0g/t、水玻璃300g/t，搅拌五分钟；三次精选：精选一、精选二和精选三分别添加生石灰200g/t、200g/t和100g/t，搅拌四分钟；一次扫选不添加药剂，搅拌两分钟；

(3)将上述铜浮选尾矿经高频筛分级，分+0.4mm和-0.4mm两个级别，分别重选；+0.4mm部分选用跳汰机重选得到钨精矿1；跳汰尾矿再磨至-0.075mm 70％～75％，返回高频筛；-0.4mm部分选用摇床进行重选，得到钨精矿2。

对上述实施例1～3和对比例1～5中所得钨精矿、钼精矿和铜精矿的品位和回收率总结如下：

表1

与现有技术相比，本发明的有益效果为：

(1)阶段磨矿、阶段选别可以逐步实现单体解离，有效避免辉钼矿和钨矿过磨导致的细泥过量及能耗偏高等问题，在确保回收率的前提下，得到合格的钼精矿及钨精矿；

(2)优先混合浮选硫化精矿再浮钼抑铜分离，可有效降低浮选所用药剂用量，减少浮选药剂成本；

(3)钨矿采用重-浮联合选别工艺，可最大程度提高钨精矿品位以及各粒度级别钨矿的综合回收率；

(4)充分回收了矿石中的钨、钼、铜有价元素，钨、钼、铜的回收率较传统选矿工艺均有所上升，提高了资源的综合利用率。

以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。