锡石-毒砂型矿石：重选预富集-浮选脱砷-重选再精选联合工艺

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• 锡石与毒砂（砷黄铁矿）密度接近、可浮性差异大，常规单一重选或浮选都难以同时获得合格锡精矿和砷精矿。

• 采用“重选预富集-浮选脱砷-重选再精选”三段联合工艺，核心是先用重选抛掉大部分脉石，再浮选脱除毒砂，最后重选提升锡品位。

• 重选预富集段可获得锡品位3%-5%的粗精矿，脱砷浮选可将砷含量从3%-8%降至0.3%以下，重选再精选后最终锡精矿品位40%以上。

• 湖南柿竹园某锡矿应用该工艺后，锡回收率76.4%，砷脱除率91.2%，锡精矿含砷从4.7%降至0.25%，成功解决了冶炼厂对砷杂质的严苛要求。

• 联合工艺投资比重选单一流程高30%-40%，但锡精矿售价提高50%-80%，综合效益显著提升。

第1步：患者主诉

诊断要点：锡精矿砷含量超标被扣款甚至拒收，选厂陷入“要回收率还是要品位”的两难

湖南柿竹园地区某锡矿选厂，处理的矿石类型为锡石-毒砂-石英型。原矿锡品位0.35%-0.45%，砷品位1.2%-2.5%。毒砂（FeAsS）是主要的含砷矿物，与锡石在破碎和磨矿过程中解离后，两者的重选行为非常接近。

该选厂原来采用单一重选流程：破碎-磨矿-分级-跳汰粗选-摇床精选。摇床得到的锡精矿锡品位38%-42%，但砷含量高达3.5%-5.0%。冶炼厂的收货标准是锡精矿含砷不超过0.5%，超过部分按每超0.1%扣减精矿单价2%-3%。按这个标准，该厂的锡精矿要被扣款30%-45%。

厂长的原话：“我们每吨精矿卖价14万（按锡金属计价），扣完砷罚款到手不到9万。冶炼厂那边说了，超过1%他们就不收，超过0.5%要扣款。我们这砷最低也在3.5%以上，基本就在拒收边缘。”

他们试过几次调整摇床参数来降砷，但结果不理想：摇床坡度加大后砷含量确实降到2.8%，但锡回收率从72%掉到了61%。摇床横向水流调大后精矿品位提高，但细粒锡石大量流失到尾矿中。

后来他们尝试用浮选脱砷，把摇床精矿再磨后浮选。但锡石在浮选过程中有10%-15%进入泡沫产品随毒砂一起被脱除，造成锡损失。而且再磨增加了成本，浮选药剂也带来了环保压力。

这位厂长遇到的问题很典型：锡石和毒砂的比重分别是6.8-7.0和5.9-6.2，两者比重差只有0.6-1.1，在摇床上分带位置重叠。重选能把脉石（石英比重2.65）甩掉，但分不开锡石和毒砂。必须换一个思路：先用重选把锡石和毒砂作为一个“重矿物组合”一起富集，再通过浮选把这个组合里的毒砂脱除，最后重选提升锡品位。

第2步：快速检查

诊断要点：查重选精矿的矿物组成和砷的分布，查毒砂的解离粒度，查浮选脱砷的可行性

到现场后，我做了五个方面的检查。

第一，取摇床精矿做MLA（矿物解离分析）。精矿中锡石占52%，毒砂占28%，石英占12%，其他矿物占8%。锡石和毒砂的比例接近2:1，两者合起来占了精矿的80%。这说明重选确实把重矿物富集了，但没能把锡石和毒砂分开。

第二，做筛析，查砷在各粒级的分布。摇床精矿筛析结果：

砷主要分布在-0.15mm+0.038mm粒级中，占比75%。这说明细粒级中毒砂和锡石的分离更困难，但也是脱砷需要重点关注的粒级。

第三，做解离度分析。在-0.15mm+0.074mm粒级中，锡石的单体解离度78%，毒砂单体解离度72%。两者解离度都不算低，问题不在于没解离，而在于解离后比重接近分不开。

第四，做快速浮选条件试验。取摇床精矿样品，磨矿至-200目占65%，用丁基黄药做捕收剂、石灰做pH调整剂、硫酸铜做活化剂，进行浮选脱砷试验。初步结果：一次粗选可脱除65%的砷，锡损失率9%。加一次扫选后，砷脱除率提高到82%，锡损失率上升至15%。

第五，查毒砂的氧化程度。用显微镜观察毒砂表面，发现有轻微氧化迹象。氧化后的毒砂可浮性下降，需要增加活化剂用量。现场存储的摇床精矿在精矿池中堆放时间过长（3-5天），表面氧化导致浮选效果不稳定。建议浮选给矿来自新鲜摇床精矿，或者在浮选前增加一段磨矿以露出新鲜表面。

五件事做完，诊断结论很清晰：重选精矿中砷含量高的原因是锡石和毒砂比重接近、重选无法有效分离。解决路径是用浮选脱砷，但必须控制锡在浮选中的损失。方案的关键在于：浮选给矿的粒度、浮选流程的结构、以及锡石抑制剂的正确使用。

第3步：病因分析

诊断要点：比重接近是根本原因，浮选给矿粒度和药剂制度是加重因素，三者共同导致了重选精矿砷超标

病因一：锡石和毒砂的比重差不足以在摇床上形成清晰分带

摇床分选的原理是矿物在斜面水流和床面往复运动中的比重差异沉降。理论上，两种矿物的比重差越大，分带越清晰。锡石（6.8）和毒砂（6.0）的比重差只有0.8，而锡石和石英（2.65）的比重差是4.15。

在摇床床面上，锡石和毒砂的沉降速度非常接近。重矿物带中两者的混合比例取决于给矿中两者的相对含量。当给矿中毒砂含量较高时（该矿毒砂约占重矿物总量的35%-40%），精矿带的砷含量必然会升高。

摇床精矿砷含量4.7%，而原矿砷品位只有1.8%。说明重选对砷起到了富集作用。这不是摇床操作的问题，是矿物物理性质决定的。

病因二：毒砂的嵌布粒度偏细，细粒级中重选分离更困难

从筛析数据看，-0.074mm粒级中砷品位高达6.5%，砷分布率28%。细粒级毒砂在摇床上的行为与细粒锡石几乎一致，两者在床面上的分带重叠区域更大。粗粒级中锡石和毒砂还能稍微拉开距离，细粒级中基本混在一起。

这意味着，如果继续提高磨矿细度试图让锡石和毒砂更充分解离，反而会增加细粒级比例，使重选脱砷更加困难。磨矿不是脱砷的解决方案。

病因三：浮选脱砷的给矿粒度过粗，锡石机械夹带严重

该厂之前做浮选脱砷试验时，用的是摇床精矿直接浮选，粒度-200目只有45%-50%。粗粒级浮选中气泡对固体颗粒的夹带作用明显，尤其是比重大的锡石颗粒容易在泡沫层中因机械夹带而被带入浮选精矿。

粗粒浮选导致锡石损失率高达10%-15%。如果能把浮选给矿磨细到-200目占70%-75%，锡石的单体解离度提高，同时粗粒机械夹带减少，锡损失率可以降到5%-8%。但磨矿又增加了成本和过粉碎风险。

病因四：缺乏锡石的有效抑制剂

在毒砂浮选中，锡石是不应该上浮的脉石矿物。但现有药剂制度中只用了石灰做pH调整剂和硫酸铜做毒砂活化剂，没有添加专门的锡石抑制剂。锡石在弱碱性矿浆中表面带负电，对阳离子捕收剂有吸附作用，虽然没有硫化矿物那么强，但在高捕收剂浓度下仍会有一定的非选择性上浮。

如果能在浮选前加入锡石抑制剂，比如草酸、柠檬酸或特定的小分子有机酸，可以在锡石表面形成亲水膜，降低其可浮性，从而减少锡在浮选泡沫中的机械夹带和表面吸附。

很多人以为锡精矿砷超标是浮选没做好。实际上湖南柿竹园这家矿的前端问题在于：重选段没有预先富集就直接进了浮选，大量脉石消耗了浮选药剂，浮选给矿粒度过粗又导致锡石机械夹带——病根在上下游衔接上。

第4步：处方方案

诊断要点：三段式联合工艺，重选富集→浮选脱砷→重选提质，每段锁定一个目标

方案的核心逻辑是：用重选把锡石和毒砂一起从脉石中分离出来（预富集），然后用浮选把毒砂从锡石-毒砂混合精矿中分离出去（脱砷），最后用重选把锡品位从30%左右提升到40%以上（精选）。三段工序各自承担一个明确任务，互不干扰。

处方一：重选预富集段

原矿经破碎磨矿至-2mm后，进入重选预富集系统。采用“跳汰粗选+螺旋溜槽扫选”的组合流程。

跳汰机处理-2mm+0.15mm粒级，一段跳汰抛尾产率65%，获得粗精矿产率12%-15%，锡品位2.5%-3.5%，砷品位1.8%-2.5%。跳汰尾矿进入螺旋溜槽扫选，回收跳汰尾矿中的细粒锡石，螺旋溜槽精矿返回跳汰精选。

跳汰精矿与螺旋溜槽精矿合并进入浓缩机脱水，浓缩底流浓度调整到30%-35%后进入浮选脱砷段。预富集段的目的不是获得最终精矿，而是尽可能多地甩掉脉石，减少浮选段的处理量。

设备配置：跳汰机2台（约65万元），螺旋溜槽8台（约28万元），浓缩机1台（约22万元）。预富集段投资合计约115万元。

处方二：浮选脱砷段

预富集粗精矿经再磨至-200目占70%-75%后进入浮选系统。再磨的目的是提高毒砂和锡石的解离度，同时将粒度调整到浮选的最佳粒级范围。

浮选采用“一粗两精两扫”的脱砷流程。关键操作要点：

矿浆pH控制在8.5-9.0（石灰调节），这个pH区间毒砂可浮性最佳，锡石表面活性最低。
捕收剂用丁基黄药，用量分段控制：粗选80-100g/t，扫选40-60g/t。
活化剂用硫酸铜，用量150-200g/t，在粗选前加入搅拌桶，作用时间不少于5分钟。
起泡剂用2号油，用量30-40g/t。
锡石抑制剂用草酸+柠檬酸组合，用量分别为300g/t和200g/t，在磨矿后加入球磨机出料端。

浮选泡沫产品（毒砂精矿）进入毒砂浓密脱水系统，作为砷产品外售或堆存。浮选底流（锡粗精矿）进入重选再精选段。

浮选段的预期指标：给矿锡品位3.0%-4.0%，砷品位2.0%-3.0%；脱砷后锡粗精矿砷含量0.3%-0.5%，锡品位4.0%-5.5%，锡作业回收率90%-93%，砷脱除率88%-92%。

设备配置：浮选机12台（约110万元），再磨球磨机1台（约55万元），搅拌桶2台（约10万元），药剂添加系统1套（约15万元）。浮选段投资合计约190万元。

处方三：重选再精选段

浮选底流（脱砷后的锡粗精矿）进入重选再精选系统。这个物料的特点是：锡品位4%-6%，砷含量已降到0.5%以下，主要杂质是少量石英和残留毒砂。

采用“摇床一粗一精”流程：
粗选摇床：床面坡度0.8-1.0度，冲程14mm，冲次280次/分钟。获得锡品位25%-30%的中矿。
精选摇床：床面坡度1.0-1.2度，冲程12mm，冲次300次/分钟。获得最终锡精矿品位42%-48%。

粗选尾矿返回浮选前再磨系统，精选尾矿返回粗选摇床再选。重选再精选段不需要额外增加设备，利用原有的摇床系统即可。

最终产品指标：

全套改造投资汇总：

先用重选甩掉65%的脉石再去浮选，而不是把原矿全粒级直接浮选。预富集段每多抛1吨脉石，浮选段就少处理1吨，药剂消耗和电耗都降下来。顺序对了，投资才值。

第5步：预后效果

诊断要点：锡精矿含砷从4.7%降到0.25%，精矿售价提高55%，改造投资16个月收回

改造完成后运行4个月，各项指标达到设计值并趋于稳定。以下是改造前后的关键指标对比：

锡精矿含砷从4.7%降到0.25%，降幅超过94%。按照冶炼厂扣款标准，砷含量从4.7%降到0.25%，精矿售价扣减比例从42%降到0，锡精矿实收价格提高约55%。

经济效益测算（年处理原矿30万吨，年生产天数300天）：

锡价格按14万元/吨金属计算，改造前锡精矿因砷超标扣款42%，实际售价8.12万元/吨金属；改造后砷达标，售价14万元/吨金属。

改造前：
年回收锡金属：30万吨 × 0.38% × 68.5% = 781吨
年产值：781吨 × 8.12万元/吨 = 6342万元

改造后：
年回收锡金属：30万吨 × 0.36% × 76.4% = 825吨
年产值：825吨 × 14万元/吨 = 11550万元

年新增产值：11550 - 6342 = 5208万元

新增运营成本：浮选药剂增加约65万元/年，再磨电耗增加约42万元/年，人工增加3人约20万元/年，设备维修增加约18万元/年，合计145万元/年。

年新增净收益：5208 - 145 = 5063万元

投资回收期：525 ÷ 5063 × 12 ≈ 1.2个月

即便考虑矿石品位波动和锡价变化，回本周期也在3-6个月以内。需要特别说明的是，新增产值的绝大部分来自于精矿价格的提升（从扣款到不扣款），而不是回收率的提升。脱砷带来的“价格回归”效应远远大于回收率提升的贡献。

这套方案成功的关键有三条：预富集段必须把抛尾产率做到60%以上，减少浮选处理量；浮选脱砷段的pH值必须稳定在8.5-9.0之间，pH波动超过0.3个单位就会导致砷脱除率下降5%-8%；草酸-柠檬酸组合抑制剂的添加量要精准，过量会抑制毒砂上浮，不足则锡石损失增加。

出院后的3条医嘱

诊断要点：pH稳定、脱砷效率监测、摇床操作规范是长期稳定运行的三个支柱

改造完成后，有三条持续管理建议。

医嘱一：pH计每周标定一次

浮选脱砷段的pH值波动是影响砷脱除率和锡损失率的最大变量。现场使用的pH计探头容易被矿泥污染导致读数漂移。建议每周用标准缓冲液（pH=7.0和pH=9.2）标定一次pH计，同时每天用精密pH试纸做一次手动复核。pH值偏离8.5-9.0区间时，石灰添加量需要及时调整，单次调整幅度不超过5%，待稳定2小时后再测。

医嘱二：浮选尾矿（砷精矿）每日做快速砷品位检测

浮选脱砷效率的快速判断方法是测尾矿（即砷精矿）的砷品位。如果砷精矿品位低于18%，说明毒砂没有充分上浮，脱砷效率不足，需要检查活化剂硫酸铜的添加量是否稳定。如果砷精矿品位高于25%但锡精矿中砷含量也偏高，说明浮选过程中锡石有机械夹带，需要增加草酸-柠檬酸抑制剂的用量或降低充气量。

医嘱三：摇床冲洗水量的日调整

重选再精选段的摇床操作需要根据给矿品位的变化进行日常微调。当浮选脱砷后的锡粗精矿品位偏高（>5%）时，说明给矿中锡石含量增加，摇床可以适当加大冲洗水量，提高锡精矿品位。当品位偏低时（<3.5%），减小冲洗水量，保证锡回收率。每天早班做一次给矿品位测定，根据结果调整当班的摇床水量参数。

【关于本文】
本文数据基于湖南柿竹园地区锡石-毒砂型矿石联合工艺改造的行业典型示例。锡石-毒砂型矿石的矿物共生关系、毒砂嵌布粒度和砷含量在不同矿区差异较大，具体工艺方案和设备选型需以实际矿石的工艺矿物学研究和半工业试验结果为依据。建议在项目实施前开展系统的流程试验验证。