权利要求
(1)浓密机浓缩作业：将摇床尾矿送入浓密机进行浓缩，得到浓密底流，浓密底流的浓度为25%～35%;
(2)旋流器分级作业：将浓密底流送入分级旋流器进行分级作业，得到旋流器沉砂粗粒级低品位矿料和旋流器溢流细粒级高品位矿料;其中分级作业过程中，分级溢流粒度-400目含量控制在70%以上，沉砂浓度控制在50%以上，溢流浓度控制在15%以下;
(3)将细粒级高品位矿料送入离心机进行脱泥处理，经脱泥后的矿料中-10um含量控制在10%以下;
(4)将脱泥后的矿料送入除硫浮选机进行浮选除硫操作，得到浮选精矿硫精矿和浮选尾矿;
其中，浮选除硫工艺流程为“一粗+二扫+二精”全浮选闭路流程，药剂制度为除硫活化剂400～500g/t，除硫捕收剂30～40g/t，起泡剂20～30g/t，除硫尾矿含硫品位控制在0.5%以下;
(5)磁选除铁作业：浮选尾矿进行磁选处理，得到磁选精矿作为铁精矿和除铁尾矿;
(6)旋流器浓缩作业：除铁尾矿送入浓缩旋流器进行浓缩，得到旋流器沉砂和旋流器溢流;
(7)锡石浮选作业：旋流器沉砂进入锡石浮选作业进行进一步的浮选操作，得到锡石粗精矿;所述锡石浮选作业中工艺流程为“二粗+三扫+二精”全浮选闭路流程;药剂制度为：锡石捕收剂400～800g/t，辅助调整剂100～200g/t，产出锡石粗精矿品位为2%～4%;
(8)离心机预先富集作业：将锡石粗精矿送入离心机进行预先富集，得到预先富集后的锡石粗精矿;
(9)摇床精选作业：将预先富集后的锡石粗精矿送入摇床进行精选，即得到高品位的锡精矿和锡富中矿。
2.根据权利要求1中所述的一种从摇床尾矿中回收细粒级锡石的选矿方法，其特征在于，所述离心机预先富集作业中工艺流程为“一粗+一精+一扫”闭路流程，给矿浓度10%～15%，预先富集作业精矿富集比为4～8倍，尾矿含锡品位控制在0.5%以下。
3.根据权利要求1中所述的一种从摇床尾矿中回收细粒级锡石的选矿方法，其特征在于，所述除硫活化剂为硫酸铜、硫酸或者是盐酸，硫酸铜使用前加水稀释至质量百分比浓度为5%～15%，硫酸和盐酸采用原液直接进行添加;所述除硫捕收剂为黄药类捕收剂或者是黑药类捕收剂，使用前加水稀释至质量百分比浓度为5%～15%;所述起泡剂为松醇油，采用原液直接进行添加。
4.根据权利要求1中所述的一种从摇床尾矿中回收细粒级锡石的选矿方法，其特征在于，所述锡石捕收剂为脂肪酸、胂酸、烷基羟肟酸或者是烷基磺化琥珀酸类，使用前按一定比例配入助溶剂氢氧化钠或碳酸钠，同时加水稀释至质量百分比浓度为5%～15%，辅助捕收剂为醇酯混合物，采用原液直接进行添加。
5.根据权利要求1中所述的一种从摇床尾矿中回收细粒级锡石的选矿方法，其特征在于，所述步骤(1)中摇床尾矿浓度为10%～15%;+200目粒级含量为20%～30%且锡品位为0.06%～0.1%;-200～+400目粒级含量20%-30%且锡品位为0.08%～0.1%;-400目粒级含量为40%～60%且锡品位为0.2%～0.3%。
6.根据权利要求5中所述的一种从摇床尾矿中回收细粒级锡石的选矿方法，其特征在于，所述方法能够使得最终得到的锡精品位大于35%，锡富中矿品位大于2.5%，且锡综合回收率大于65%。
说明书
技术领域
[0001]本申请涉及选矿技术领域，尤其涉及一种从摇床尾矿中回收细粒级锡石的选矿方法。
背景技术
[0002]在全球锡资源领域，中国以其丰富的储量占据显著地位，但资源的复杂性也带来了挑战。我国锡矿中，共伴生组分占比高达88%，单一锡矿仅占少数，且随着开采深入，锡石矿产逐渐显露出贫、细、杂的特性，这对锡石的提取与回收技术提出了更高要求。特别地，细粒级和微细粒级锡石因粒度小、嵌布紧密、伴生复杂，成为当前回收技术的难点。
[0003]在矿物加工与选矿技术领域，锡石的回收，特别是细粒级及微细粒锡石的回收，构成了一项重大的技术挑战与经济考验。传统的选矿方法多以物理方法的重选技术为主，特别是摇床因其富集比高且能直接产出精矿，被广泛用于锡石的分选，但在处理细粒级锡石时存在明显局限性，受粒级分布、处理量、占地面积及回收率等多重因素制约，尤其是对-400目以下粒级的锡石回收效果大打折扣。加之锡石性脆易碎，在破碎与磨矿过程中产生的大量微细粒锡石，因其粒度细微、嵌布紧密、伴生复杂且泥质含量高，进一步增加了回收难度，导致资源利用率低下，经济效益不佳。
[0004]浮选作为另一种重要的选矿方法，基于矿物表面物理化学性质的差异进行分离富集，对于微细粒锡石的回收具有潜在优势。然而，单一浮选法在处理高铁高硫高泥的锡石矿时，存在药耗量大、生产成本高、浮选精矿品位低、生产流程复杂等问题，对于泥化严重的锡石选别效果不理想。因此，单一的重选或浮选方法均难以经济高效地解决高铁高硫高泥的细粒级锡石回收问题。
发明内容
[0005]为解决或部分解决相关技术中存在的问题，本申请提供了一种从摇床尾矿中回收细粒级锡石的选矿方法，该方法采用浓密机浓缩-旋流器分级-离心机脱泥-浮选除硫-磁选除铁-旋流器浓缩-锡石浮选-立式离心机预先富集-摇床精选的组合工艺流程回收细粒级锡石，得到锡精品位大于35%、锡富中矿品位大于2.5%，锡综合回收率大于65%的技术指标。本发明为锡石嵌布粒度粗细不均，单体解离度差，高铁高硫高泥的细粒级锡石高效回收提供了技术支持。
[0006]本发明的具体步骤如下：
[0007](1)浓密机浓缩作业：将摇床尾矿送入浓密机进行浓缩，溢流水返回生产循环利用，底流进入分级旋流器进行分级。
[0008](2)旋流器分级作业：将步骤1中浓缩后的底流送入分级旋流器进行分级，分离出粗粒级低品位矿料和细粒级高品位矿料，旋流器沉砂粗粒级低品位矿料直接丢尾，旋流器溢流细粒级高品位矿料进入脱泥作业。
[0009](3)离心机脱泥作业：将步骤2中分级旋流器溢流细粒级矿料送入离心机进行脱泥处理，去除矿料中的泥质成分(直接丢尾)，底流进入浮选除硫作业。
[0010](4)浮选除硫作业：将步骤3中脱泥后的矿料送入除硫浮选机进行浮选除硫操作，分离出锡石和硫等矿物，浮选精矿作为硫精矿，浮选尾矿进入磁选除铁作业。
[0011](5)磁选除铁作业：将步骤4中除硫浮选尾矿进入磁选作业，进行磁选处理，去除铁质杂质，磁选精矿作为铁精矿，磁选尾矿进入旋流器浓缩作业。
[0012](6)旋流器浓缩作业：将步骤5中除铁尾矿送入浓缩旋流器进行浓缩，提高锡石浮选入选浓度，旋流器沉砂进入锡石浮选作业，旋流器溢流返回离心机脱泥作业。
[0013](7)锡石浮选作业：将步骤6中旋流器沉砂送入锡石浮选作业进行进一步的浮选操作，得到锡石粗精矿，浮选尾矿直接丢尾。
[0014](8)离心机预先富集作业：将锡石粗精矿送入离心机进行预先富集，离心机预先富集作业精矿进入摇床精选，离心机预先富集尾矿直接丢尾。
[0015](9)摇床精选作业：将步骤8中离心机预先富集后的精矿送入摇床进行精选，产出锡精矿和锡富中矿2种产品。
[0016]进一步地，步骤1中所述的浓密机浓缩作业，所述的浓密机，采用NXZ型中心传动高效浓密机;所述的摇床尾矿，浓度为10%～15%，+200目粒级含量为20%～30%、锡品位为0.06%～0.1%，-200～+400目粒级含量20%～30%、锡品位为0.08%～0.1%，-400目粒级含量为40%～60%、锡品位为0.2%～0.3%，矿料经过浓密机浓缩后，浓度为25%～35%。
[0017]进一步地，步骤2中所述的旋流器分级作业，所述的旋流器，采用φ250mm水力旋流器，分级溢流粒度-400目含量控制在70%以上。
[0018]进一步地，步骤3中所述的离心机脱泥作业，所述的离心机，采用Falcon离心机，离心机转速、节流阀压力等参数被精准控制、经过离心机脱泥后，矿料中-10um含量控制在10%以下，脱泥作业锡损失率8%以下。
[0019]进一步地，步骤4中所述的浮选除硫作业，工艺流程为“一粗+二扫+二精”全浮选闭路流程，粗选、扫选一、扫选二、精选一采用浮选机作为选别设备，精选二采用浮选柱作为选别设备，入选浓度调控至40%～45%之间，药剂制度为：除硫活化剂400～500g/t，除硫捕收剂30～40g/t，起泡剂20～30g/t，除硫尾矿含硫品位控制在0.5%以下。
[0020]进一步地，步骤5中所述的磁选除铁作业，所述的磁选机，采用半逆流湿式永磁磁选机，磁场强度200～500mT。
[0021]进一步地，步骤6中所述的旋流器浓缩作业，采用φ75mm水力旋流器，沉砂浓度控制在50%以上，溢流浓度控制在15%以下。
[0022]进一步地，步骤7中所述的锡石浮选作业，工艺流程为“二粗+三扫+二精”全浮选闭路流程，选别设备均采用浮选机作为选别设备，入选浓度调控至50%-55%之间，药剂制度为：锡石捕收剂400～800g/t，辅助调整剂100～200g/t，产出锡石粗精矿品位为2%～4%之间。
[0023]进一步地，步骤8中所述的离心机预先富集作业，所述的离心机，采用SL型离心机，离心机的转速、给矿时间和矿料流量、漂洗水量、冲洗水量等参数被精确控制，工艺流程为“一粗+一精+一扫”闭路流程，给矿浓度10%～15%之间，预先富集作业精矿富集比为4～8倍，尾矿含锡品位控制在0.5%以下。
[0024]进一步地，步骤9中所述的摇床精选作业，所述的摇床，为云锡摇床，床面类型有细砂床、刻槽床和微细泥床;单列摇床共计7张摇床，按矿流方向1～3#为细砂床、4～6#为刻槽床、7#为微细泥摇床进行配置;配套的水力分级箱为云锡水力分级箱，与摇床一一对应，通过渡槽连城一体(整体坡度为3度)，1～2#型号为YX-150,3～4#型号为YX-200，5#型号为YX-400,6～7#型号为YX-600;锡石粗精矿经过摇床精选后产出含锡品位大于35%的锡精矿和含锡品位大于2.5%的锡富中矿。
[0025]进一步地，步骤4中所述的浮选除硫作业，所述的除硫活化剂可为硫酸铜、硫酸、盐酸等，硫酸铜使用前加水稀释至质量百分比浓度为5%～15%，硫酸和盐酸采用原液直接进行添加;所述的除硫捕收剂可为黄药类捕收剂、黑药类捕收剂或其他捕收剂，使用前加水稀释至质量百分比浓度为5%～15%;所述的起泡剂为松醇油，采用原液直接进行添加。
[0026]进一步地，步骤7中所述的锡石浮选作业，所述的锡石捕收剂可为脂肪酸、胂酸、烷基羟肟酸、烷基磺化琥珀酸类等，使用前按一定比例配入助溶剂(氢氧化钠或碳酸钠)使之更好的溶解于水中，同时加水稀释至质量百分比浓度为5%～15%，所述的辅助捕收剂为醇酯混合物，采用原液直接进行添加。
[0027]本申请的有益效果是：
[0028](1)本发明的“旋流器分级+离心机脱泥”创新联合工艺，相较于传统单一旋流器方法，实现了工艺流程的精简与优化，不仅确保了分级粒度精准满足浮选高标准，更彻底去除了泥矿物，有效解决了旋流器机械夹带导致的锡石流失难题。此外，该工艺集成了旋流器分级、离心机脱泥、浮选除硫与磁选除铁等先进预处理技术，构建了一套高效联合预处理体系，显著削弱了矿泥、硫矿物及磁性矿物对锡石选别流程的干扰，保障了后续回收工艺的高效稳定运行。同时，实现了药剂单耗的显著降低，达成了成本效益的双重提升。
[0029](2)本发明运用旋流器对磁选尾矿进行高效浓缩，一举攻克了锡石浮选过程中因入选浓度低及次生泥干扰导致的难题，不仅稳定了锡石浮选作业的关键参数——浮选时间，还显著降低了药剂消耗，实现了资源利用与成本控制的双重优化，为锡矿浮选工艺的稳定运行与效率提升奠定了坚实基础。
[0030](3)本发明创造性地将离心机应用于锡石粗精矿的预先富集过程，相较于传统的浮选柱富集技术，不仅极大地增强了工艺的稳定性，还显著提升了富集比与回收率，实现了资源的高效利用。尤为重要的是，该技术有效解决了锡石浮选过程中富集比不足的问题，进而改善了摇床精选作业的回收效率，并成功克服了无法产出达标锡富中矿的难题。
[0031](4)本发明通过引入摇床精选工艺，产出锡精矿与锡富中矿两大产品，成功应对了锡石嵌布粒度不均的挑战。针对细磨后部分锡石仍以连生体、包裹体形态存在，单体解离度受限的问题，该工艺显著提升了锡精矿品位和锡综合回收率。此组合工艺不仅满足了细粒级锡石高效综合回收的技术难题，更在实际应用中展现出卓越的经济效益。
附图说明
[0032]通过结合附图对本申请示例性实施方式进行更详细的描述，本申请的上述以及其它目的、特征和优势将变得更加明显，其中，在本申请示例性实施方式中，相同的参考标号通常代表相同部件。
[0033]图1是本申请实施例1中的工艺流程示意图。
具体实施方式
[0034]下面将参照实施例更详细地描述本申请的实施方式。虽然实施例中显示了本申请的实施方式，然而应该理解，可以以各种形式实现本申请而不应被这里阐述的实施方式所限制。相反，提供这些实施方式是为了使本申请更加透彻和完整，并且能够将本申请的范围完整地传达给本领域的技术人员。
[0035]实施例1
[0036]利用图1中所示的流程对云南某地多金属硫化矿选矿厂回收摇床尾矿细粒级锡石进行浮选，其具体操作如下：
[0037]该地区原矿以铜、锡、铁为主的多金属矿床，矿石成分复杂。原矿经破碎磨矿至-200目含量65%，采用浮选选铜→浮选选硫→磁选选铁→摇床选锡的工艺进行选别，经过选别后，摇床选锡尾矿浓度为12.5%，+200目粒级含量为26.8%、锡品位为0.063%，-200～+400目粒级含量24.3%、锡品位为0.084%，-400目粒级含量为48.9%、锡品位为0.214%。
[0038]应用本发明选矿方法对摇床尾矿中细粒级锡石进行回收，摇床选锡尾矿自流至中心传动高效浓密机中进行浓缩，产出的溢流水返回生产循环利用，浓缩后矿料(浓度30.7%)采用渣浆泵输送至型号为φ250mm的水力旋流器进行分级，旋流器运行压力45KPa，分级沉砂直接丢尾，分级溢流(-400目含量80.2%，浓度15.2%)自流至离心机脱泥缓冲箱后进入Falcon离心机进行脱泥，离心机转鼓转速812转/分钟，节流阀运行压力1300KPa，脱泥后矿料中-10um含量为6.3%，产出的泥矿直接丢尾。
[0039]脱泥后的产品自流至1#搅拌桶，1#搅拌桶内加水将矿料浓度稀释至43%，同时加入浓度为6.2%硫酸铜溶液430g/t对硫矿物进行活化，活化后矿物进入2#搅拌桶，2#搅拌桶内依次加入浓度为5%的乙基黄药溶液25g/t和松醇油15g/t，矿料经调浆后给入浮选机进行“一粗二扫二精”全浮选闭路流程进行除硫浮选，中间产品依次正常返回对应作业，其中粗选产出粗选精矿和粗选尾矿，第一次扫选是在粗选尾矿中依次加入浓度为5%的乙基黄药溶液10g/t和松醇油10g/t，产出扫一精矿和扫一尾矿，第二次扫选未添加药剂，产出扫二精矿和扫二尾矿，第一次精选是在粗选精矿中加入松醇油5g/t，产出精一精矿和精一尾矿，精一精矿采用渣浆泵输送至第二次精选(浮选柱)，第二次精选未添加任何药剂，产出精二尾矿和最终硫精矿，除硫尾矿含硫品位为0.323%。
[0040]除完硫的尾矿自流进入半逆流永磁磁选机进行除铁，磁场强度500mT，产出铁精矿和铁尾矿，铁尾矿采用渣浆泵输送至φ75mm水力旋流器进行浓缩，旋流器运行压力270KPa，旋流器溢流(浓度10.4%)自流至离心机脱泥缓冲箱，旋流器沉砂(浓度57%)自流至3#搅拌桶，3#搅拌桶内加入稀释水将矿浆浓度调至53%，加入浓度为6%的锡石捕收剂YK-SN(烷基羟肟酸类捕收剂，按4:1的比例与氢氧化钠配制)溶液400g/t，搅拌充分后自流进入4#搅拌桶，4#搅拌桶内加入辅助捕收剂SN-F 100g/t，矿料经调浆后给入浮选机进行“二粗三扫二精”全浮选闭路流程进行锡石浮选，中间产品依次正常返回对应作业，其中粗选一产出粗选一精矿和粗选一尾矿，第二次粗选是在粗选一尾矿中加入浓度为6%的锡石捕收剂YK-SN(烷基羟肟酸类捕收剂，按4:1的比例与氢氧化钠配制)溶液100g/t，产出粗二精矿和粗二尾矿，第一次扫选是在粗选二尾矿中加入浓度为6%的锡石捕收剂YK-SN(烷基羟肟酸类捕收剂，按4:1的比例与氢氧化钠配制)溶液50g/t，产出扫一精矿和扫一尾矿，第二次扫选是在扫一尾矿中加入浓度为6%的锡石捕收剂YK-SN(烷基羟肟酸类捕收剂，按4:1的比例与氢氧化钠配制)溶液50g/t，产出扫二精矿和扫二尾矿，第三次扫选未添加任何药剂，产出扫三精矿和扫三尾矿，第一次精选是在粗一精矿和粗二精矿混合后加入辅助捕收剂SN-F 50g/t，产出精一精矿和精一尾矿，第二次精选未添加任何药剂，产出精二尾矿和锡石粗精矿，锡石粗精矿含锡品位2.305%。
[0041]锡石粗精矿(浓度12.4%)自流至离心机预先富集缓冲箱进入“一粗一精一扫”离心机预先富集闭路流程，中间产品正常返回对应流程，采用渣浆泵输送，粗选SL型离心机运行参数，给矿时间110秒、间隔时间5秒、冲矿时间20秒、转鼓转速210r/min、漂洗水量3m3/h，产出粗选精矿和粗选尾矿;扫选SL型离心机运行参数给矿时间100秒、间隔时间5秒、冲矿时间22秒、转鼓转速180r/min、漂洗水量2.5m3/h，产出扫选精矿和扫选尾矿，扫选尾矿含锡品位0.207%;精选SL型离心机运行参数给矿时间90秒、间隔时间5秒、冲矿时间18秒、转鼓转速230r/min、漂洗水量4m3/h;产出精选尾矿和精选精矿，精选精矿含锡品位13.516%。
[0042]离心机预先富集精选精矿自流至摇床给矿缓冲箱内，缓慢匀速给入到水力分级箱内，矿流在重力作用下依次进行分级，并下沉进入到摇床给矿槽内，进行摇床选别，产出含锡品位36.237%的锡精矿和含锡品位3.87%锡富中矿，综合回收率67.47%。
[0043]实施例2
[0044]针对某地多金属硫化矿选矿厂回收摇床尾矿细粒级锡石的选矿方法，具体操作如下：
[0045]该地区摇床选锡尾矿浓度为13.2%，+200目粒级含量为21.8%、锡品位为0.071%，-200～+400目粒级含量22.5%、锡品位为0.090%，-400目粒级含量为55.7%、锡品位为0.227%。
[0046]应用本发明选矿方法对摇床尾矿中细粒级锡石进行回收，摇床选锡尾矿自流至中心传动高效浓密机中进行浓缩，产出的溢流水返回生产循环利用，浓缩后矿料(浓度32.4%)采用渣浆泵输送至型号为φ250mm的水力旋流器进行分级，旋流器运行压力47KPa，分级沉砂直接丢尾，分级溢流(-400目含量85.1%，浓度16.4%)自流至离心机脱泥缓冲箱后进入Falcon离心机进行脱泥，离心机转鼓转速820转/分钟，节流阀运行压力1450KPa，脱泥后矿料中-10um含量为7.1%，产出的泥矿直接丢尾。
[0047]脱泥后的产品自流至1#搅拌桶，1#搅拌桶内加水将矿料浓度稀释至44%，同时加入浓度为6.6%硫酸铜溶液450g/t对硫矿物进行活化，活化后矿物进入2#搅拌桶，2#搅拌桶内依次加入浓度为3%的乙基黄药溶液27g/t和松醇油15g/t，矿料经调浆后给入浮选机进行“一粗二扫二精”全浮选闭路流程进行除硫浮选，中间产品依次正常返回对应作业，其中粗选产出粗选精矿和粗选尾矿，第一次扫选是在粗选尾矿中依次加入浓度为5%的乙基黄药溶液13g/t和松醇油10g/t，产出扫一精矿和扫一尾矿，第二次扫选未添加药剂，产出扫二精矿和扫二尾矿，第一次精选是在粗选精矿中加入松醇油5g/t，产出精一精矿和精一尾矿，精一精矿采用渣浆泵输送至第二次精选(浮选柱)，第二次精选未添加任何药剂，产出精二尾矿和最终硫精矿，除硫尾矿含硫品位为0.213%。
[0048]除完硫的尾矿自流进入半逆流永磁磁选机进行除铁，磁场强度500mT，产出铁精矿和铁尾矿，铁尾矿采用渣浆泵输送至φ75mm水力旋流器进行浓缩，旋流器运行压力275KPa，旋流器溢流(浓度13.4%)自流至离心机脱泥缓冲箱，旋流器沉砂(浓度56.3%)自流至3#搅拌桶，3#搅拌桶内加入稀释水将矿浆浓度调至53%，加入浓度为7%的锡石捕收剂SN-705(烷基羟肟酸类捕收剂，按3:1的比例与氢氧化钠配制)溶液300g/t，搅拌充分后自流进入4#搅拌桶，4#搅拌桶内加入辅助捕收剂SN-F 100g/t，矿料经调浆后给入浮选机进行“二粗三扫二精”全浮选闭路流程进行锡石浮选，中间产品依次正常返回对应作业，其中粗选一产出粗选一精矿和粗选一尾矿，第二次粗选是在粗选一尾矿中加入浓度为7%的锡石捕收剂SN-705(烷基羟肟酸类捕收剂，按3:1的比例与氢氧化钠配制)溶液80g/t，产出粗二精矿和粗二尾矿，第一次扫选是在粗选二尾矿中加入浓度为7%的锡石捕收剂SN-705(烷基羟肟酸类捕收剂，按3:1的比例与氢氧化钠配制)溶液50g/t，产出扫一精矿和扫一尾矿，第二次扫选是在扫一尾矿中加入浓度为7%的锡石捕收剂SN-705(烷基羟肟酸类捕收剂，按3:1的比例与氢氧化钠配制)溶液50g/t，产出扫二精矿和扫二尾矿，第三次扫选未添加任何药剂，产出扫三精矿和扫三尾矿，第一次精选是在粗一精矿和粗二精矿混合后加入辅助捕收剂SN-F50g/t，产出精一精矿和精一尾矿，第二次精选未添加任何药剂，产出精二尾矿和锡石粗精矿，锡石粗精矿含锡品位3.105%。
[0049]锡石粗精矿(浓度11.6%)自流至离心机预先富集缓冲箱进入“一粗一精一扫”离心机预先富集闭路流程，中间产品正常返回对应流程，采用渣浆泵输送，粗选SL型离心机运行参数，给矿时间115秒、间隔时间5秒、冲矿时间20秒、转鼓转速200r/min、漂洗水量3m3/h，产出粗选精矿和粗选尾矿;扫选SL型离心机运行参数给矿时间105秒、间隔时间5秒、冲矿时间22秒、转鼓转速190r/min、漂洗水量2.5m3/h，产出扫选精矿和扫选尾矿，扫选尾矿含锡品位0.221%;精选SL型离心机运行参数给矿时间95秒、间隔时间5秒、冲矿时间18秒、转鼓转速225r/min、漂洗水量4m3/h;产出精选尾矿和精选精矿，精选精矿含锡品位15.473%。
[0050]离心机预先富集精选精矿自流至摇床给矿缓冲箱内，缓慢匀速给入到水力分级箱内，矿流在重力作用下依次进行分级，并下沉进入到摇床给矿槽内，进行摇床选别，产出含锡品位37.635%的锡精矿和含锡品位3.05%锡富中矿，综合回收率68.37%。
[0051]实施例3
[0052]某地硫化矿选矿厂回收摇床尾矿细粒级锡石的选矿方法，具体操作如下：
[0053]该地区摇床选锡尾矿浓度为12.4%，+200目粒级含量为23.4%、锡品位为0.065%，-200～+400目粒级含量23.1%、锡品位为0.086%，-400目粒级含量为53.5%、锡品位为0.246%。
[0054]应用本发明选矿方法对摇床尾矿中细粒级锡石进行回收，摇床选锡尾矿自流至中心传动高效浓密机中进行浓缩，产出的溢流水返回生产循环利用，浓缩后矿料(浓度35.1%)采用渣浆泵输送至型号为φ250mm的水力旋流器进行分级，旋流器运行压力50KPa，分级沉砂直接丢尾，分级溢流(-400目含量84.3%，浓度17.2%)自流至离心机脱泥缓冲箱后进入Falcon离心机进行脱泥，离心机转鼓转速825转/分钟，节流阀运行压力1350KPa，脱泥后矿料中-10um含量为7.5%，产出的泥矿直接丢尾。
[0055]脱泥后的产品自流至1#搅拌桶，1#搅拌桶内加水将矿料浓度稀释至41%，同时加入浓度为7.6%硫酸铜溶液420g/t对硫矿物进行活化，充分搅拌后进入2#搅拌桶，2#搅拌桶内依次加入浓度为8%的乙基黄药溶液30g/t和松醇油15g/t，矿料经调浆后给入浮选机进行“一粗二扫二精”全浮选闭路流程进行除硫浮选，中间产品依次正常返回对应作业，其中粗选产出粗选精矿和粗选尾矿，第一次扫选是在粗选尾矿中依次加入浓度为8%的乙基黄药溶液10g/t和松醇油10g/t，产出扫一精矿和扫一尾矿，第二次扫选未添加药剂，产出扫二精矿和扫二尾矿，第一次精选是在粗选精矿中加入松醇油5g/t，产出精一精矿和精一尾矿，精一精矿采用渣浆泵输送至第二次精选(浮选柱)，第二次精选未添加任何药剂，产出精二尾矿和最终硫精矿，除硫尾矿含硫品位为0.274%。
[0056]除完硫的尾矿自流进入半逆流永磁磁选机进行除铁，磁场强度350mT，产出铁精矿和铁尾矿，铁尾矿采用渣浆泵输送至φ75mm水力旋流器进行浓缩，旋流器运行压力290KPa，旋流器溢流(浓度12.7%)自流至离心机脱泥缓冲箱，旋流器沉砂(浓度57.2%)自流至3#搅拌桶，3#搅拌桶内加入稀释水将矿浆浓度调至52%，加入浓度为8%的锡石捕收剂SN-705(烷基羟肟酸类捕收剂，按2:1的比例与氢氧化钠配制)溶液280g/t，搅拌充分后自流进入4#搅拌桶，4#搅拌桶内加入辅助捕收剂SN-F 100g/t，矿料经调浆后给入浮选机进行“二粗三扫二精”全浮选闭路流程进行锡石浮选，中间产品依次正常返回对应作业，其中粗选一产出粗选一精矿和粗选一尾矿，第二次粗选是在粗选一尾矿中加入浓度为8%的锡石捕收剂SN-705(烷基羟肟酸类捕收剂，按2:1的比例与碳酸钠配制)溶液100g/t，产出粗二精矿和粗二尾矿，第一次扫选是在粗选二尾矿中加入浓度为8%的锡石捕收剂SN-705(烷基羟肟酸类捕收剂，按2:1的比例与碳酸钠配制)溶液50g/t，产出扫一精矿和扫一尾矿，第二次扫选是在扫一尾矿中加入浓度为8%的锡石捕收剂SN-705(烷基羟肟酸类捕收剂，按3:1的比例与碳酸钠配制)溶液50g/t，产出扫二精矿和扫二尾矿，第三次扫选未添加任何药剂，产出扫三精矿和扫三尾矿，第一次精选是在粗一精矿和粗二精矿混合后加入辅助捕收剂SN-F 50g/t，产出精一精矿和精一尾矿，第二次精选未添加任何药剂，产出精二尾矿和锡石粗精矿，锡石粗精矿含锡品位2.405%。
[0057]锡石粗精矿(浓度13.6%)自流至离心机预先富集缓冲箱进入“一粗一精一扫”离心机预先富集闭路流程，中间产品正常返回对应流程，采用渣浆泵输送，粗选SL型离心机运行参数，给矿时间117秒、间隔时间5秒、冲矿时间21秒、转鼓转速195r/min、漂洗水量2.5m3/h，产出粗选精矿和粗选尾矿;扫选SL型离心机运行参数给矿时间125秒、间隔时间5秒、冲矿时间22秒、转鼓转速185r/min、漂洗水量2.5m3/h，产出扫选精矿和扫选尾矿，扫选尾矿含锡品位0.196%;精选SL型离心机运行参数给矿时间105秒、间隔时间5秒、冲矿时间19秒、转鼓转速220r/min、漂洗水量3.5m3/h;产出精选尾矿和精选精矿，精选精矿含锡品位12.248%。
[0058]离心机预先富集精选精矿自流至摇床给矿缓冲箱内，缓慢匀速给入到水力分级箱内，矿流在重力作用下依次进行分级，并下沉进入到摇床给矿槽内，进行摇床选别，产出含锡品位35.521%的锡精矿和含锡品位3.35%锡富中矿，综合回收率68.08%。
[0059]以上已经描述了本申请的各实施例，上述说明是示例性的，并非穷尽性的，并且也不限于所披露的各实施例。在不偏离所说明的各实施例的范围和精神的情况下，对于本技术领域的普通技术人员来说许多修改和变更都是显而易见的。本文中所用术语的选择，旨在最好地解释各实施例的原理、实际应用或对市场中的技术的改进，或者使本技术领域的其它普通技术人员能理解本文披露的各实施例。
说明书附图(1)
