錫石-硫化物型礦石的選礦工藝：重浮聯(lián)合流程詳解

錫石-硫化物型礦石是工業(yè)錫資源的主要類型之一。這類礦石的特點是：錫石與黃鐵礦、磁黃鐵礦、毒砂等硫化物緊密共生，單一的重選或單一的浮選都無法獲得理想指標。重選按密度分選錫石，但硫化物密度與錫石接近，重選難以徹底分離；浮選可以分離硫化物，但錫石可浮性差，直接浮選回收率低。

重浮聯(lián)合流程成為處理這類礦石的標準答案。核心邏輯是“先重后浮”或“先浮后重”，兩種路線各有適用條件。本文從礦石特性出發(fā)，系統(tǒng)詳解重浮聯(lián)合流程的設(shè)計原則、設(shè)備配置、藥劑制度和操作要點，并提供典型應(yīng)用案例。

一、錫石-硫化物型礦石的典型特征

這類礦石中，錫石以細粒浸染狀分布于硫化物基質(zhì)中。常見硫化物包括黃鐵礦、磁黃鐵礦、毒砂、閃鋅礦、方鉛礦等。礦石特征可歸納為三條：

錫石嵌布細度細

錫石粒度多在0.1-0.5mm之間，部分甚至細至0.05mm以下。這意味著需要細磨才能解離，但細磨又帶來錫石過磨的風(fēng)險。

硫化物含量高

硫化物含量通常在10-30%，高者可達50%。這些硫化物既是雜質(zhì)，也是潛在可回收的伴生資源。

錫石與硫化物密度差小

錫石密度6.4-7.1，黃鐵礦密度4.9-5.2，毒砂密度5.9-6.2。差值不足2個密度單位，重選分離難度遠大于錫石與石英的分離。

這三個特征決定了工藝流程的基本走向：必須浮選來分離硫化物，必須重選來回收錫石，兩者缺一不可。

二、兩種主流流程對比

重浮聯(lián)合流程有兩種基本形式：先重選后浮選、先浮選后重選。選擇哪一種取決于礦石中硫化物的含量和錫石與硫化物連生的緊密程度。

先重后浮流程

流程走向：破碎磨礦 → 重選（回收錫石）→ 重選尾礦浮選（回收硫化物）→ 重選精礦（如含硫高）再浮選脫硫

適用條件：

• 硫化物含量中等（10-25%）

• 錫石與硫化物解離較好

• 錫石嵌布粒度以中細粒為主（0.074-0.5mm）

先浮后重流程

流程走向：破碎磨礦 → 浮選（脫除硫化物）→ 浮選尾礦重選（回收錫石）

適用條件：

• 硫化物含量高（>25%）

• 硫化物可浮性好

• 錫石嵌布粒度細（<0.1mm）

兩種流程的核心區(qū)別在于重選和浮選的先后順序。先重后重能夠盡早回收錫石，減少過磨；先浮后重則可以避免錫石進入硫化物浮選的尾礦中損失。

三、先重后浮流程詳解

這是國內(nèi)錫礦山地區(qū)應(yīng)用最廣泛的流程，成熟可靠，操作經(jīng)驗豐富。以湖南省某錫礦選礦廠為例展開說明。

原礦性質(zhì)

• 錫品位0.55-0.70%，硫含量12-18%

• 錫石粒度0.1-0.4mm，部分與磁黃鐵礦連生

• 硫化物以磁黃鐵礦為主，黃鐵礦和毒砂次之

工藝流程

原礦經(jīng)兩段破碎至-12mm后進入粉礦倉。磨礦采用一段閉路磨礦，球磨機與螺旋分級機或高頻細篩構(gòu)成閉路，磨礦細度-0.074mm占60-65%。分級溢流進入重選段。

重選段采用“螺旋溜槽粗選+搖床精選”的標準配置。分級溢流（濃度25-30%）先進入螺旋溜槽（24-32臺），產(chǎn)出三產(chǎn)品：

• 精礦：錫品位4-6%，產(chǎn)率約3%

• 中礦：錫品位0.4-0.8%，返回磨機或單獨再選

• 尾礦：錫品位0.08-0.12%，進入尾礦

螺旋溜槽精礦進入搖床精選。搖床采用“一粗兩精”配置，產(chǎn)出最終錫精礦（錫品位42-45%）。搖床中礦返回粗選搖床，尾礦返回螺旋溜槽。

此時存在的問題是：螺旋溜槽精礦和搖床精礦中仍含有5-10%的硫化物（主要是磁黃鐵礦），影響錫精礦品質(zhì)。解決方法是增加浮選脫硫作業(yè)。

浮選脫硫作業(yè)

搖床精礦經(jīng)濃密機脫水后進入浮選系統(tǒng)。浮選采用一粗一掃的簡單流程，藥劑制度如下：

浮選泡沫產(chǎn)品為硫精礦（可外售或堆放），槽內(nèi)產(chǎn)品為最終錫精礦。脫硫后錫精礦錫品位可提升至46-48%，硫含量降至3%以下。

全流程指標

四、先浮后重流程詳解

先浮后重在處理高硫細粒錫石礦石時更有優(yōu)勢。以云南省某多金屬錫礦為例說明。

原礦性質(zhì)

• 錫品位0.45-0.60%，硫含量28-35%

• 錫石粒度極細，-0.074mm占75%

• 硫化物主要為黃鐵礦和磁黃鐵礦，與錫石嵌布關(guān)系復(fù)雜

工藝流程

磨礦細度-0.074mm占80-85%。磨礦產(chǎn)品首先進入浮選段，脫除大部分硫化物。

浮選采用“一粗兩掃”流程，藥劑以硫酸為pH調(diào)整劑（pH5.5-6.0），丁基黃藥和乙硫氮為組合捕收劑。浮選泡沫為混合硫精礦，槽內(nèi)產(chǎn)品為脫硫尾礦。

脫硫尾礦中錫品位富集至0.8-1.2%，進入重選段。重選段采用“分級重選”策略：先用旋流器分級，粗粒級（+0.038mm）進入搖床重選，細粒級（-0.038mm）進入離心機回收。

由于錫石粒度極細，搖床和離心機的回收率受限。為提高細粒錫石回收率，在重選后增加浮選段——即先浮后重再浮的三段流程。

三段式流程

1. 第一段浮選：脫除大部分硫化物，避免硫化物干擾后續(xù)重選

2. 重選段：回收粗中粒錫石

3. 第二段浮選（錫石浮選）：回收重選尾礦中的微細粒錫石

最終指標：錫總回收率可達85-90%，其中重選段占60-65%，錫石浮選段占20-25%。

五、重浮聯(lián)合流程的關(guān)鍵設(shè)備配置

以下為年產(chǎn)30萬噸規(guī)模的典型設(shè)備配置清單。

破碎磨礦段

重選段

浮選段

六、藥劑制度的核心要點

在錫石-硫化物型礦石中，浮選的主要任務(wù)是脫硫而非浮錫。藥劑制度的設(shè)計圍繞“高效抑制錫石、充分浮出硫化物”展開。

pH值控制

硫化物浮選的最佳pH在5.5-6.5之間。硫酸是最常用的pH調(diào)整劑，用量800-1500g/t。需要注意的是，過低的pH會溶解部分錫石，造成金屬損失，pH低于4.5時應(yīng)避免。

捕收劑選擇

丁基黃藥是最基礎(chǔ)的硫化物捕收劑，對黃鐵礦、磁黃鐵礦捕收能力強。對于毒砂含量高的礦石，可添加乙硫氮或BK301等選擇性更好的捕收劑。

典型組合：

• 以黃鐵礦為主：丁基黃藥 100-150g/t

• 含毒砂高：丁基黃藥 80g/t + 乙硫氮 40g/t

• 含磁黃鐵礦高：丁基黃藥 120-180g/t（磁黃鐵礦需要更強捕收）

抑制劑使用

錫石浮選脫硫中，不需要刻意抑制錫石，因為錫石在酸性條件下天然可浮性差。但要注意避免添加石灰。石灰會使礦漿呈堿性，錫石表面活化，反而容易進入泡沫產(chǎn)品造成損失。

起泡劑

2#油用量30-50g/t即可。起泡劑過多會導(dǎo)致泡沫發(fā)黏，夾帶錫石。

七、操作中的常見問題與對策

問題一：重選精礦含硫降不下來

原因分析：錫石與硫化物連生體未充分解離，或硫化物以微細粒包裹形式存在于錫石中。

對策：

• 檢查磨礦細度，適當提高-0.074mm占比

• 對重選精礦進行再磨后浮選，單獨處理

• 采用“重選精礦再磨—浮選脫硫—搖床再選”的循環(huán)流程

問題二：浮選脫硫時錫石損失大

原因分析：pH值過低或起泡劑用量過大，導(dǎo)致錫石被機械夾帶進入泡沫。

對策：

• 控制pH不低于5.0

• 降低起泡劑用量，必要時換用低黏度起泡劑

• 在浮選槽中增加沖洗水，減少夾帶

問題三：硫精礦中錫含量高

原因分析：錫石與硫化物連生體直接進入泡沫產(chǎn)品。

對策：

• 對硫精礦進行再磨再浮

• 增加掃選段，回收硫精礦中的錫石連生體

• 或?qū)⒘蚓V并入重選系統(tǒng)再處理

八、兩種流程的選擇依據(jù)

九、典型應(yīng)用案例

案例一：云南省某大型錫礦

該礦錫石-磁黃鐵礦型礦石，原礦錫品位0.58%，硫品位16%。采用先重后浮流程：重選段回收率82%，浮選脫硫后錫精礦品位從42%提升至47%。全流程錫總回收率88.5%。年處理量45萬噸，年增效益約1800萬元。

案例二：緬甸某錫礦

該礦為高硫細粒錫石礦石，硫含量32%，錫石-0.074mm占80%。采用先浮后重再浮三段流程。第一段浮選脫硫后尾礦錫品位富集至1.1%；重選段回收率55%；錫石浮選段將總回收率提升至82%。相比原單一重選流程，回收率提升18個百分點。

錫石-硫化物型礦石的選礦工藝：重浮聯(lián)合流程詳解的核心在于“分工協(xié)作”——重選做它在行的（回收錫石），浮選做它在行的（分離硫化物）。兩種方法不是互相替代，而是互相補充。選對流程順序，配好藥劑參數(shù)，控制好磨礦細度，就能在這個難題面前交出合格的答卷。