钨和锡均为我国重要的战略性资源，是高精端制造业中必不可少的金属材料（邢万里等，2016；徐晓衣，2018），被广泛应用在现代国防、工业、科学技术和日常生活中，需求量与日俱增。随着钨、锡矿产资源的长期开发利用，易采选钨、锡矿资源日益减少，我国钨、锡资源日趋“贫、细、杂”难处理化，资源储量也不容乐观（高丽萍等，2017）。因此，矿山企业越来越重视“贫、细、杂”钨锡矿资源的回收。

钨锡矿性脆，在开采、破碎与磨矿过程中易泥化，产生大量的原次生细泥（黄万抚等，2012；王喜绍等，2015；唐雪峰等，2021）。细泥中钨锡金属在原矿中的金属占有率普遍较高，但因其矿石性质复杂、粒度偏细且存在大量难免离子干扰等无法得到有效利用，致使细泥中钨锡的回收率普遍较低，一般约为40%（管建红等，2014；潘加彬等，2015；汪泰等，2020；李强等，2021）。这种现象不仅造成资源浪费，而且大量的固体尾矿会给生态环境带来严重危害，也会使矿山企业遭受经济损失。因此，强化钨锡细泥的回收是提高选矿技术经济指标的关键。

离心选矿是一种利用离心力场强化重力选矿的方法，具有分选效率高、生产成本低、绿色环保且有效回收细粒级矿物等优点（罗仙平等，2013；宗路等，2018）。离心选矿机（Chen et al.，2008；罗仙平等，2013；王键敏，2011；周贺鹏等，2020）是实现离心分选的重要装备，它借助筒体的旋转带动矿浆呈流膜离心运动，使密度不同的颗粒受离心力不同而实现分层和分离。本研究详细论述了利用离心重选—浮选脱硫工艺回收广西某细泥中的钨锡矿物，发现离心选矿机设备在重选回收细粒级钨锡矿物方面具有优越性，同时为我国细粒级钨锡资源的综合回收提供技术参考。

本次试验选用的试样为广西某钨锡矿重选过程中产生的原生和次生细泥混合样，金属矿物主要有黑钨矿、白钨矿和锡石，还有少量的黄铜矿和闪锌矿。脉石矿物主要有石英、方解石、白云石和萤石等。杂质矿物主要为毒砂。细泥试样多元素化学分析结果见表1，钨物相分析结果见表2，锡物相分析结果见表3。

由表1~3可知，试样中主要回收元素WO₃和Sn的含量分别为0.52%和0.31%，S含量高达1.55%，有害元素As的含量为0.80%。其中，钨主要为黑钨矿和白钨矿，WO₃分布率分别占47.69%和39.42%。锡主要以锡石形式存在，Sn分布率为75.48%；其次为硫化物中的锡，Sn分布率为17.42%。

为考察试样中有用矿物在不同粒级中的金属分布率，对试样进行了粒度筛分分析，结果列于表4。由表4可知，试样粒度较细，其中-0.03 mm粒级产率为61.36%，而78.52%的WO₃和70.39%的Sn均分布在该粒级中。因此强化细粒级钨锡矿物的回收是提高选矿指标的关键。

试验原则流程如图1所示。细泥试样中主要回收金属矿物钨锡矿与石英、方解石等脉石矿物的比重差异较大，可采用重选法回收钨锡矿物。首先开展了摇床重选和离心重选回收细粒级钨锡矿物的对比试验，发现离心选矿机设备在重选回收钨锡细泥方面具有优越性。然后对影响离心选矿机选别效果的矿浆给矿浓度、给矿时间和转鼓转速等参数进行条件对比试验，以获得离心重选回收细粒级钨锡矿物的适宜工艺条件。由于试样中S含量达1.55%，且硫化矿比重相对较大，在离心重选过程中易随钨锡一起富集在精矿中，从而影响钨锡精矿品质（黄云松等，2017）。因此，为获得合格的细泥钨锡精矿，需对离心重选精矿进行进一步浮选脱硫。最后，在前面各阶段试验的基础上，确定采用离心重选—浮选脱硫联合工艺回收细泥试样中的钨锡矿物，并进行了全流程开路试验。

试验过程中采用的仪器设备主要有：LYN1100×550矿泥摇床、Φ240×290离心选矿机、SLon-400离心选矿机、XFD型系列单槽浮选机、XDT-500×750搅拌桶、XBSL-Φ3/4立式砂泵、标准试验套筛、WGL-625B电热鼓风干燥箱和XPM-Φ120×3三头研磨机。

重选法回收钨锡矿具有成本低、操作简单及对环境友好等优点，在我国钨锡矿山中得到了广泛应用（潘加彬等，2015；黄云松等，2017）。选择适用于细粒及微细粒矿物分选的LYN1100×550矿泥摇床和Φ240×290离心选矿机2种重选设备，对细泥试样进行重选回收钨锡工艺的对比试验，摇床一次粗选一次扫选和离心选矿机一次粗选一次精选2种工艺获得的粗精矿指标见图2。

由图2可知，采用传统的一次粗选一次扫选摇床工艺，仅获得WO₃和Sn品位分别为6.48%和3.40%，回收率分别为40.56%和32.08%的粗精矿；而采用一次粗选一次精选离心选矿机工艺，则可获得WO₃和Sn品位分别为9.05%和5.16%，回收率分别为75.39%和69.51%的粗精矿。说明相较传统的摇床工艺，离心选矿机工艺可以大幅提高细粒级钨锡矿物的回收指标，不仅获得更高品位的粗精矿，且WO₃和Sn回收率分别提高了34.83%和37.43%。因此，选择采用离心选矿机重选工艺回收该细泥中的钨锡矿物。

SLon-400离心选矿机利用转鼓高速旋转时产生的离心力，强化流膜选矿，使微细矿粒得到有效回收，具有分选指标好、回收微细矿物下限粒度低、能耗小以及环保等特点（孙培春等，2020；林培基，2009）。由于Φ240×290离心选矿机处理量小，仅适用于单次试验，因此，在前述Φ240×290离心选矿机试验的基础上，选择采用SLon-400离心选矿机对细泥试样进行实验室扩大验证试验，每次投入试料20 kg。SLon-400离心选矿机一个工作周期包括给矿时间、间隔时间、冲水时间和复位时间，设定间隔时间为10 s、冲水时间为15 s及复位时间为10 s不变，对影响离心选矿机选别效果的矿浆给矿浓度、给矿时间和转鼓转速等参数进行了条件对比试验。

给矿浓度是影响离心选矿机选别效果的重要因素。给矿浓度低，有利于提高精矿品位，但影响回收率指标以及离心选矿机设备的处理能力；给矿浓度高，有利于提高处理量并保证回收率，但影响精矿品位。在给矿时间为60 s、转速为500 r/min、冲洗水为3.75 L/min的条件下，考察了给矿浓度对离心选矿机分选效果的影响，结果见图3。

由图3可以看出，随着给矿浓度的增大，精矿产率增大，WO₃和Sn的品位呈下降趋势，而回收率先增加，当给矿浓度达到20%后基本保持不变。这是因为给矿浓度越高，矿浆沿转鼓内表面的轴向流速越慢，流膜的径向紊动度减弱，更有利于矿物颗粒克服流膜的径向流体阻力作用而沉降在转鼓内表面，因此精矿产率增大、回收率得以上升或保持平衡（易凡等，2019）；另一方面，给矿浓度越高，矿物颗粒在转鼓内表面旋转薄流膜内的干涉沉降现象越严重，使分选过程的选择性下降，致使精矿品位降低，这对于微细矿物尤为明显。因此选择给矿浓度为20%。

离心选矿机借助转鼓在高速旋转时产生的离心力，使不同比重矿物间的沉降速度差异明显增加，进而使矿物分层效果得到改善，从而有效回收微细重矿物（周晓文等，2019）。离心分选的最重要技术参数是由转鼓转速决定的离心强度，其对分选指标的影响非常重要。因此，在给矿时间为60 s、给矿浓度为20%、冲洗水为3.75 L/min的条件下，考察了转鼓转速对离心选矿机分选效果的影响，结果见图4。

由图4可以看出，随着转鼓转速的增大，精矿产率增大，WO₃和Sn的品位呈下降趋势，而回收率呈升高趋势。这是因为转鼓转速的提高增大了矿物颗粒所受的离心力，使更多的微细矿物迅速离心沉降至转鼓内表面，从而成为精矿，所以产率和回收率均呈增大趋势（易凡等，2019）；另一方面，转鼓转速的提高导致分选过程的选择性下降，使更多未解离的钨锡矿物和脉石进入精矿，从而降低了精矿品位。当转鼓转速低于400 r/min时，虽然精矿中WO₃和Sn的品位较高，但回收率较低；当转鼓转速高于400 r/min时，精矿中WO₃和Sn的品位较低，而回收率增幅较小，且精矿产率大，会增加下一步作业的入选矿量。为了保证WO₃和Sn的回收率，同时兼顾缓解下一步精选作业的压力，选择转鼓转速为400 r/min。

SLon-400离心选矿机在运转给矿时间内，比重大的矿粒群可在极短时间内快速离心沉降至转鼓的内表面上，形成压实薄层状矿粒层随着转鼓一起旋转成为精矿，当暂停给矿时，经冲洗装置冲卸落至排矿装置排入精矿槽；比重小的矿粒群受流膜脉动扩散作用较大而无法到达流膜底层，随液相一起排出成为尾矿，通过排矿装置排入尾矿槽内（王键敏，2011）。

给矿时间也是精矿在转鼓内壁的富集时间，因转鼓内壁容量有限，因此，给矿时间的长短同样会影响离心选矿机的选别效果。在给矿浓度为20%、转鼓转速为400 r/min、冲洗水为3.75 L/min的条件下，考察了给矿时间对离心选矿机分选效果的影响，结果见图5。

由图5可以看出，随着给矿时间的延长，精矿产率降低，WO₃和Sn的品位逐渐升高，而回收率未见明显变化，当给矿时间大于60 s后回收率显著降低，尤其是Sn回收率下降更明显。主要原因在于离心转筒内壁容量有限，若给矿时间过长，易使转筒内壁过满，部分微细粒钨锡矿物随切向薄流膜旋出进入尾矿，致使WO₃和Sn的回收率急剧降低。因此给矿时间选择60 s为宜。

为进一步提高精矿品位，需进行离心精选试验。离心选矿机分选时，冲洗水量的大小是影响分选效果的因素之一，冲洗水量过低仅能卸落少量精矿层，影响精矿品位；而冲洗水量过高则会影响精矿回收率，并使选矿成本增加（孙培春等，2020）。在粗选条件试验的基础上，选择给矿浓度为20%，给矿时间为60 s，转速适当降低至300 r/min，考察了离心选矿机一次精选冲洗水对选别指标的影响，结果见图6。由图6可知，随着冲洗水的增大，精矿中WO₃和Sn的品位呈升高趋势，而回收率逐渐降低，当冲洗水大于5.13 L/min时，回收率急剧下降。因此，选择冲洗水为5.13 L/min。

为保证精矿品位，试验中适当降低给矿浓度至15%、减小转鼓转速至250 r/min，将离心选矿机一次精选的精矿进行二次离心精选，可获得精矿产率为45.22%，WO₃、Sn的品位分别为9.92%和5.50%，作业回收率分别为90.49%和85.02%的选别指标。

鉴于硫化矿物比重较大，离心重选过程中易富集在精矿中，经测定，细泥试样经离心选矿机一粗两精获得的精矿中S含量高达11.74%，严重影响了钨锡精矿的品质。为提高钨锡精矿品位，同时降低钨锡精矿中的S含量，在离心选矿机试验的基础上需进行浮选脱硫试验。在浮选浓度为30%时，通过开展系列捕收剂用量、不同调整剂等条件试验，确定药剂制度如下：粗选调整剂Na₂CO₃用量为1 200 g/t，捕收剂丁黄药用量为200 g/t，起泡剂2#油用量为33 g/t；扫选捕收剂丁黄药用量为100 g/t，起泡剂2#油用量为17 g/t。在上述条件下进行了浮选浓度对浮选脱硫效果的影响试验，试验流程见图7，结果如图8所示。

由图8可知，高浓度浮选条件下获得的钨锡精矿指标明显优于较低浓度浮选，其WO₃品位和回收率分别提高了2个百分点和6.23个百分点，且S含量从3.05%降低至1.20%，降低了1.85个百分点。主要原因在于适当提高浮选浓度，可增加液相中药剂浓度，增大气泡与矿物颗粒的碰撞概率，强化黏附，进而提高目的矿物的浮选速度，改善浮选效果（姚明钊等，2016；罗仙平等，2018）。

基于前述条件试验，采用离心重选—浮选脱硫联合工艺开展全流程开路试验。其中，离心重选试验条件如下：粗选给矿浓度为20%、转鼓转速为400 r/min、给矿时间为60 s、冲洗水为3.75 L/min；一次精选给矿浓度为20%、转鼓转速为300 r/min、给矿时间为60 s、冲洗水为5.13 L/min；二次精选给矿浓度为15%、转鼓转速为250 r/min、给矿时间为60 s、冲洗水为5.13 L/min。一粗一扫浮选脱硫所得精矿合并进行空白精选。试验流程见图9，试验结果见表5。由表5可知，采用离心重选—浮选脱硫联合工艺，可以有效回收该细泥中的钨锡矿物。试验获得WO₃、Sn品位分别为19.46%、9.87%，回收率分别为67.92%、57.52%的钨锡精矿，且硫化矿中WO₃、Sn的金属损失分别仅占1.32%和3.13%。

（1）细泥中可供回收的主要元素为WO₃和Sn，含量分别为0.52%和0.31%。钨主要以黑钨矿和白钨矿形式存在，二者所占比例分别为47.69%和39.42%；锡主要以锡石形式存在，占比为75.48%，其次为硫化物中的锡，占比为17.42%。钨锡矿物粒度偏细，其中78.52%的WO₃和70.39%的Sn均分布在-0.03 mm粒级中，因此，强化细粒级钨锡矿物的有效回收是提高选矿指标的关键。相比传统的摇床工艺，离心选矿机工艺可以使微细粒级钨锡矿物的选别指标得到明显提高，凸显了离心选矿机设备在重选回收钨锡细泥方面的优越性。

（2）采用离心重选—浮选脱硫联合工艺可以有效回收该细泥中的钨锡矿物。全流程开路试验获得的钨锡精矿WO₃和Sn的品位分别为19.46%和9.87%、回收率分别为67.92%和57.52%。实现了细粒级钨锡矿物的有效回收，对该类型资源的开发利用提供了一定的技术参考和借鉴。

（3）本次试验未进行浮选脱硫闭路试验，中矿3中钨锡含量高、金属占有率高，可通过浮选闭路试验，进一步提高钨锡精矿的回收率。