选矿原工艺采用733发，即硫化矿采用钼铋硫全浮选和在高碱介质中，采用733浮钨。在原矿品味高于本次工业试验的情况下，733法与柿竹园法选矿指标对比结果如表一
表一 733法与柿竹园法选矿指标对比结果
项目 原矿品位 精矿品位 回收率
柿竹园钼、铋、钨、萤石多金属矿是以钨、铋为主，伴生有钼、锡、萤石、石榴石的多金属矿床。已探明的钨储量占全国可利用钨储量的27%，占世界钨储量的14%。铋储量占全国储量的74%。萤石占全国伴生萤石总储量的73%。钼占全国总储量的5%。锡占全国的14%。该矿是世界罕见的特大型矿床，也是我国正在开发中的有色金属矿产资源综合利用的重要基地。矿体分为Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ和Ⅴ四个矿带，各矿带之间没有明显界限，多呈渐变过渡状态。其中Ⅲ矿带是富矿段，是矿山前期生产和科研的主要对象。Ⅲ矿带富矿段矿石是卡岩---云英岩钨铋钼矿石。钨矿物有白钨矿、黑钨矿、假象半假象白钨矿和钨华。铋矿物有辉铋矿、自然矿、铋华和斜方辉铅铋矿等钼有辉钼矿和钼华。其他金属矿物有锡石、黄铜矿、斑铜矿、黄铁矿和磁铁矿等。非金属矿物有石榴石、萤石、方解石、石英、角闪石、绿泥石和云母等。原矿多元素分析、钨、钼、铋化学物相分析及原矿矿物相对含量分析结果如下。
原矿多元素分析结果
元素 含量% WO3 MO 0.48 Bi Sn 0.05 TFe 9.82 Mn 0.64 Pb 0.09 Zn Cu Be S 0.069 0.16 0.05 0.03 0.009 0.48 产品名称 钨 钼 铋 白钨精矿 钼精矿 铋精矿 总钨精矿 钼精矿 铋精矿 733法 0.56 0.10 0.17 67.32 46.99 29.91 54.11 83.17 60.32 柿竹园法 0.48 0.069 0.163 66.12 48.26 38.93 76.44 86.02 72.96 差值 +0.08 +0.031 +0.007 +1.2 -1.77 -9.02 -22.33 -2.85 -12.64 元素 含量%
P CaF2 CaCO3 TiO2 MgO SiO2 Al2O3 K2O Na2O Au 0.10 1.76 41.31 7.34 1.58 0.74 0.06 Ag 4.2 0.015 19.78 10.46 原矿钨化学相分析结果
相别 含量% 占率%
原矿钼化学相分析结果 相别 含量% 占有率%
原矿铋化学相分析结果
辉钼矿 0.063 91.70 白钨黑钨钨矿 0.32 矿 0.14 29.98 华 0.007 有68.52 总钨 0.467 1.50 100.00 白钨矿中含钼 0.0025 3.64 钼华 0.0032 4.66 总钼 0.0687 100.00 相别 含量% 占有率%
辉铋矿 0.126 74.56 自然铋 0.018 10.65 氧化铋 0.025 14.76 总铋 0.169 100.00 原矿物组成相对含量 矿物名称 含量% 矿物名称 含量%
硫化矿浮选
硫化矿浮选时先进行钼铋等可浮，添加少量煤油和2#油，经一次粗选，二次扫选，三次精选，得到钼铋混合精矿。钼铋混合精矿添加Na2S和水玻璃抑制铋，加煤油浮钼，进行钼铋分离，经一粗二扫五精得到钼精矿。钼铋分离尾矿加石灰浓缩
白钨矿 0.39 萤石 19.76 黑钨矿 0.17 石榴石 27.32 辉钼矿 0.11 绿泥石、 绿帘石 3.66 辉铋矿 0.13 辉石 3.84 黄铁矿磁黄铁矿 0.86 岭土 25.46 5.06 2.78 其它 10.46 角闪石、 石英、长石、高磁铁矿 方解石 脱水后，用水玻璃抑硅，SN-9#浮铋，进行铋脱硅浮选，经一粗二扫二精得到铋精矿和铋中矿。从实验结果看出钼比较好选，只用少量煤油和2#油作捕收剂就可得到很好的浮选指标。钼铋分离和铋精矿脱硅分离效果好钼铋精矿品位和回收率都高。为进一步回收自然铋和氧化铋，消除黄铁矿对钨浮选的影响，钼铋等浮尾矿用碳酸钠调浆，以作捕收剂、2#油为起泡剂进行铋硫浮选，经一次粗选、二次精选和二次扫选得到铋硫混合精矿，铋硫混合精矿用石灰作抑制剂进行铋硫分离得到铋精矿2和硫精矿。 影响选矿指标的因素分析
本次工业试验采用的柿竹园法钨钼铋复杂多金属矿选矿新工艺流程合理，工艺过程稳定，技术指标良好。除了工艺本身的参数外，还有许多其它因素对选矿指标产生影响， 1、
矿石性质对选矿指标的影响
柿竹园有色金属矿矿石类型多样，矿物种类繁多，嵌布粒度较细，钨矿物与萤石等含钙脉石矿物可浮性相近，浮选分离难，属难选矿石。从白钨矿石类型看，有不同类型的矿石需要不同的选矿工艺条件。除脉石组份外，钨矿物本身也对过程有影响。黑白钨矿物可浮性不一样，要求的工艺条件也不相同。 2、
磨矿细度对选矿指标的影响
柿竹园矿石中，铋矿物嵌布粒度较细，而钨矿物粒度呈粗细不均匀嵌布。硫化矿浮选要求相对细磨，钨矿物则采用阶段磨选较好。 浮选矿浆浓度对选矿指标的影响
硫化矿浮选和钨浮选都需要适宜的矿浆浓度。钨浮选的矿浆浓度过稀，钨矿物往往上浮不良，尾矿中可明显看到黑钨矿，有时甚至是白钨矿；矿浆浓度过高，药剂用量显得不足，不仅尾矿品位升高，且脉石矿物上浮，钨粗选选择性差。 3、硫化矿浮选工艺条件对后续钨浮选作业的影响
柿竹园矿石含硫一般为0.4~0.6%，但近几年明显偏高。目前添加少量的黄药、硫氮——9#和少量2#油进行铋硫混浮，但在弱碱性介质条件下，少量药剂往往难以让黄铁矿这类可浮性较差的的硫化物充分浮游。硫黄铁矿往往进入钨浮选作业，在中性介质中被螯合捕收剂强力捕收而进入钨粗精矿，进而最终影响钨精矿质量。目前为确保最终白钨精矿质量，在白钨精矿盐酸酸浸脱磷后，又曾设单槽脱硫作业。
4、柿竹园法浮钨新工艺几个主要因素对钨选矿指标的影响 （1）硝铅用量对钨选矿指标的影响
采用螯合捕收剂时，硝铅对钨矿物的浮选有良好的活化作用。不加硝铅时，钨矿基本不浮，加到一定程度时才开始上浮，但过量不仅对回收率的提高无多大好处反而会降低钨粗精矿的品位。
（2）水玻璃与硫酸铅用量对钨选矿指标的影响
水玻璃和多价金属盐配用往往可以增强水玻璃的抑制作用和改善抑制选择性。本工艺采用的混合抑制剂，对萤石等含钙脉石矿物有良好的选择抑制作用。通常水玻璃与硫酸铝用量有一定的适宜范围，水玻璃1200g/t~2000g/t，相应硫酸铝用量为226g/t~377g/t时，钨上浮较好，此时脉石也受到较好抑制。钨粗选作业富集比通常可达50倍，有时甚至可达100倍以上，硫酸铝与水玻璃比例在1：5时为好。 （3）CF、GYB和OS——2对钨选矿指标的影响
CF和GYB两种捕收剂都是螯合类捕收剂，可用于钨锡金属氧化物及稀土氧化物的浮选，相对而言，CF对白钨矿的捕收力稍好，而GYB对黑钨矿的捕收能力稍强，两种药剂共用，可实现黑白钨矿的共同浮选，确保得到高的钨选矿回收率。实验结果表明，CF和GYB的适宜用量为350g/t~450g/t。OS——2是钨浮选的辅助捕收剂和起泡剂，其用量过低，钨矿物难以上浮，用量过大会使泡沫厚实变白，萤石等脉石矿物大量上浮，影响钨粗精矿品位和给下续白钨加温精选作业带来困难，适宜用量应在35g/t~70g/t。 5、影响白钨加温精选的因素
为确保白钨精矿质量，采用了水玻璃和硫化钠组合抑制剂代替原“彼德洛夫”法的单一水玻璃，强化了选择性脱药剂的效果对萤石，方解石，石榴石，磁铁矿和磁黄铁矿的抑制，在一定程度上，对白钨矿还有一定的活化作用，从而扩大了白钨矿与非目的矿物可浮性的差异，改善了分选性能。水玻璃适宜用量为80~140kg/t给矿。白钨加温浮选中，要保持适宜的矿浆浓度。浓度过稀不仅影响钨作业回收率，且导致白钨精矿品位不高。在加温精选中，有时要补加少量的捕收剂，如733等，因用量不大，这部分捕收剂可选择性的吸附在白钨精矿的表面，而不会造成脉石矿物上浮。
6、影响黑钨细泥浮选选矿指标的因素
白钨加温精选尾矿经摇床选别后，摇床尾矿即为黑钨细泥给矿，有效的回收黑钨细泥对提高总钨回收率有重要的意义。活化经加温脱药失去可浮性的黑钨矿并使与脉石矿物有效分离是该作业的技术关键。
黑钨细泥浮选采用的药剂制度与钨粗选基本相同，只是在钨细泥浮选时添加氟硅酸钠加强对脉石的抑制。适当的添加氟硅酸钠不仅可以加强对脉石的抑制，而且对黑钨矿浮游有活化作用，而过量的氟硅酸钠会使黑钨矿受到抑制。另外，钨细泥浮选作业给矿量少，每天只开机2——3小时，当浮选过程刚刚正常，浮选给矿就没有了，而每天浮选结束后还用大量水清洗槽子防止压槽，因此浮选过程波动很大，在一定程度上影响了选矿指标。如现场能解决钨细泥存储矿问题，则可视矿石量2天或3天进行一次细泥浮选。延长每次黑钨细泥浮选时间，有利于浮选过程稳定，并可能进一步提高钨浮选指标。
十，经济效益分析 1，1000吨选矿年经济效益
选矿厂的经济效益按日处理量1000吨，每年生产330天计算，产品的价格按现销售价格计算，主要由产品的产值和车间的生产成本来计算经济效益。1000吨原矿的产值和车间生产成本分别见下表：
1000吨原矿产品产值 产品名称 原矿品位 钼精矿 铋精矿 白钨精矿 黑钨精矿 合计 产量 公斤/每吨原矿 WO3 0.48% MO 0.069% BI 0.163% 0.594 1.189 4.0187 （WO3 65%） 1.6209 (WO3 65%)
1000吨矿车间生产成本 项目 原矿 药剂： 水玻璃 g/t 硫化钠 碳酸钠 煤油 2#油 SN——9 石灰 活性炭 硝酸铅 硫酸铝 单耗 6130 561 228 186 32 33 5008 6 568 270 单价，元/吨 700 2000 1500 2780 6500 12000 200 4000 6000 900 总耗，元/吨原矿 38.25 4.291 1.122 0.342 0.517 0.208 0.396 1.002 0.024 3.408 0.243 86.02 72.96 54.49 21.95 44.3 44 18 16 26.314 52.316 72.337 25.934 176.901 回收率 % 单价 元/公斤 产值 元/吨原矿