具体元素分析：含硫5%,磁铁8.2%，白钨0.26%，黒钨0.05%，锡0.15%，萤石21%，(含碳酸钙2.5%)
一。多金属回收面临的困难
1.有价值的元素品位都较低，属于生产边界品位，但是只有对每种产品都进行回收才有可观的利润。
2.镶嵌粒度细，钨，锡，萤石在-200目。并选80%时有部分矿石未单体解离，对精矿质量影响非常大。
3.白钨同萤石的分选非常困难，一般常规办法采用先浮选钨，白钨与萤石难以分离，白钨粗精矿只有在1.5%以下(含萤石70%以上)钨加温精选数量太大，生产成本大幅度提高。其次，白钨粗选时带走大量萤石，而且本身萤石品位只有21%，带走约7~8%。在萤石浮选时，入选原矿就只有13~14%，难以浮选出合格萤石精矿。
4.萤石浮选阶段时，只有13%~14%。萤石要生产出品位94%以上合格产品难度非常大，并且碳酸钙难以抑制。
5.硫和铁必须提前回收，否则影响萤石质量，有害元素超标。
6.从小试验检测尾矿，没有得到锡，只有微细粒黒钨，锡，回收率非常低。
二。根据以上矿石性质，分析后做了大量小型试验。
1.先浮硫铁，然后浮选白钨，磁铁然后浆浓缩再浮萤石，最好尾矿用重介质摇床进行回收黒钨，锡。
这种方法：优点是，可以综合回收硫，铁，钨，锡，萤石，而且回收率高。
缺点是，生产成本高，设备利用率低，维修时间增加，萤石有部分进入钨精选阶段，影响适应的精选矿质量和回收。
2.先浮选硫铁，然后磁铁，然后用重介质提前进行锡，钨回收尾矿浓缩后进入萤石浮选阶段，钨锡再进行浮选。
优点：降低了成本，减少了设备维修时间，增加萤石回收率和精矿质量。
缺点：降低了白钨回收率约20%
三。根据(二)试验对比，采用第一种试验方案进行分选。
1.控制浓度40%左右，细度-200目占100%。先浮选出硫化矿物。由于矿石药剂没有消失，逐渐采用药剂脱药法：活性碳，硫化钠。然后进行浮选：加丁胺黑药，丁黄药。经过一粗一扫，二精。硫化矿大部分可以浮出。
2.白钨浮选阶段：必须抑制住大量萤石，此阶段关键之处是抑制剂的选择，经过反复小试，可以使钨精矿达到3~4%(含萤石50~60%)采用流程：一粒二精三扫。增加水玻璃用量至2.8KG/吨。抑制剂采用六泉偏磷酸钠与丹宁酸配合使用。尾矿可以控制在0.06~0.08%
3.钨尾矿进入磁选阶段，用冶磁选机磁出精矿第一级用800高斯磁选机磁出精矿进入第二级。500磁选机磁出铁精矿53%以上。
4.磁选矿用汞送入浓缩池脱水浓缩，控制浓度35%进入萤石浮选阶段，萤石浮选最关键的是如何活化萤石，如何抑制二氧化硅和碳酸钙。原矿品位不高时。原矿品位不高时，碳酸钙更难抑制住。确定流程，一粒二扫六精，活化剂：硝酸铅，捕吸剂：731，油酸。抑制剂;丹宁酸，六泉偏磷酸钠，糊精。
试验：五次精选：萤石：94%，二氧化硅0.8%，碳化钙：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，采用摇床回收率很低，采用新技术地毯回收，中矿再用浮选法回收，
论证：1.经过反复对比试验，可以判定此尾矿有综合回收价值，可以选出以下合格产品：硫35% 磁铁53% 白钨40% 萤石94% 钨锡混合精矿20%
2.采用第一张试验方案效果较好，回收率较高，其中钨回收70% 萤石85%产率较高
3.尾矿储量大约30万吨，尾矿价格较低20元/吨。生产成本不高 130元/吨。处理量大，利润可观
4.最大障碍是处理尾矿技术不成熟，经反复试验，目前技术较成熟，指标稳定。
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