长坡锡矿选厂选厂采用了重选—浮选—重选联合流程.
1．重介质预选
原矿经三段一闭路碎矿，最终粒度为20-0毫米。碎矿产品经筛分后（筛孔为4毫米），筛上产品用两台并联的重介质旋流器430毫米，分选（-4毫米粒级送梯型跳汰机）。以该厂自产的黄铁矿与砷黄铁矿混合精矿（即浮铅尾矿）为介质。介质分选比重为2.2～2.4。通过重介质选矿可丢弃占原矿40:4的废石，重产品中锡，铅。锌金属回收率均可达93%以上。
2．选锡
采用了阶段磨矿，贫富分选工艺。即首先用重选法（跳汰，摇床，将入选矿石选分为富矿及贫矿两个分支，然后分别在富系统及贫系统中处理。
(1)富系统流程 重介质选矿的重产品经棒磨机粗磨后（磨矿细度12- 14% - 200目）与-4毫米的筛下产物一起进入前段重选作业（跳汰，摇床）得到锡石—硫化物（含锡1.5-2%)混合粗精矿。粗精矿经再磨后(30一 35% - 200目)进行硫化矿物混合浮选，泡沫产品再进入铅、锌分离浮选系统。混合浮选尾矿进入后段重选（摇床）作业，并获得最终锡精矿。
(2)贫系统流程 前段重选作业的摇床中矿及部分尾矿经过磨矿，与前段重选倾斜箱，分级箱等溢流的浓缩产品及经脱炭浮选后的尾矿合并进入硫化物混合浮选作业（即中矿全浮选）；混合浮选的泡沫产品与富系统全浮选泡沫产品合并处理．混合浮选尾矿经重选作业（摇床）回收部分粗粒锡精矿，摇床中矿经脫硫浮选后进入锡石浮选系统。
3．铅（锑）锌硫化矿物的浮选
采用了混合—优先浮选流程。对于硫化矿物的回收先用丁基黄药、硫酸铜，硫酸，氟硅酸钠、2号油等药剂分别浮选重选粗精矿和中矿的再磨产物得硫化物混合精矿，然后分离浮选铅（锑）、锌并得到各自的最终精矿。该厂铅锌分离系统曾经过两次变革，即由开始的氰化法（浮铅抑锌）演变到现在的方法（浮锌抑铅）。
(1)氰化法浮选工艺 该厂自1964年综合回收铅锌系统正式投产以来，曾采用氰化法先选铅后选锌的流程。所用药剂为：氰化钠(900-1500克／吨)，硫酸钢(1200-1600克／吨，丁基黄药(640-800 克／吨)，石灰(10 - 20公斤／吨)及2号油（8 克／吨）。生产实践表明，该法虽能有效分选铅锌矿物，但由于氰化钠用量大，且造成公害。此外，还存在其他浮选药剂消耗量大，锌在铅精矿及尾矿中金属损失大等缺点。
(2)无氰浮选工艺 无氰法是在磨矿和搅拌作业中添加大量的石灰以抑制铅，硫，砷而浮选锌矿物，然后加入六偏磷酸钠。硫氮九号和2号油浮选铅。应用这一工艺进行了半工业试验。试验表明，无氰法分离铅锌工艺可获得较好指标。目前，现厂铅锌分离生产工艺基本上与半工业试验相同。
4.锡石细泥的浮选
入选物料为原生和次生细泥，它们主要来自贫富两个系统中的后段重选部分。矿泥中所含锡金属量占原矿锡金属量的三分之一左右。其中，74-10微米粒级的产率占入选矿泥的51.68%，金属分布率占59.86%。，-10微米粒级的产率占42.11%，金厩分布率占20.83%。
锡石细泥浮选系统包括分级脱泥，浓缩脱水，浮选脱硫，浮选等四个作业。浮选作业采用混合甲苯肿酸作锡石捕收荊，羧甲基纤维素钠作脉石抑制剂，硫酸为pH调整剂，2号油为起泡荊。经过两次精选，两次扫选，及糟I尾矿扫选获得锡精矿。当入料含锡为0.76-0.64%时，锡精矿含锡达28.96-25.45%矿泥系统回收率为52.44- 66.05%，浮选作业回收率达86.71-93.09%。
该厂对锡石细泥浮选有如下经验：
(1)浮锡粗选的矿浆浓度要保持在35-45%固体之间。
(2)以混合甲苯肿酸作捕收剂浮选锡石的最佳入选粒度范圈应在0.074-0.010毫米之间。
(3)粗选前各种浮选荆与矿浆搅拌时间应足够长（如50分钟），并要求强烈搅拌。
(4)含硫高（通常超过10%）的矿泥进行锡石浮选前首先要脱硫以确保浮选锡精矿质量。
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