CN120286177A - 一种锡石重选-多梯度浮选联合强化回收方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种锡石重选‑多梯度浮选联合强化回收方法，包括以下步骤：将锡石原矿破碎后进行预先脱泥、湿式球磨；对得到的磨矿产品进行磁选；对非磁性产品进行第一次摇床分选，得到摇床精矿1，摇床中矿1；对得到的摇床中矿1进行第二次摇床分选，得到摇床精矿2，摇床中矿2；将摇床精矿1与摇床精矿2合并作为最终摇床精矿；对得到的摇床中矿2进行再磨，随后进行一次粗选、两次精选和两次扫选，得到浮选精矿1；将得到的泥摇床尾矿2合并后进行一次粗选、三次精选和两次扫选，得到浮选精矿2；将浮选精矿1与浮选精矿2合并作为最终浮选精矿。本发明采用重选‑分级‑浮选联合选别锡石，通过摇床重选得到高品位锡精矿，其次对不同粒级的中矿分级后采用不同的浮选流程和药剂制度进行选别，得到低品位锡精矿，提高了原矿的综合回收率。

Description

一种锡石重选-多梯度浮选联合强化回收方法

技术领域

本发明涉及矿物加工领域，具体涉及一种锡石重选-多梯度浮选联合强化回收方法。

背景技术

锡是一种重要的工业金属，常用于制造焊料、镀层、合金以及各种化工产品，如锡罐、锡箔纸和铅酸蓄电池等，广泛应用于电子、食品包装、汽车和建筑行业。锡石是最重要的含锡矿物，通常采用重选和浮选等方法进行选别。由于锡石的密度较大，与石英、长石、方解石等脉石矿物存在较大差异，因此通过重选可以获得品位较高的锡精矿产品。但锡石较脆，在碎磨过程中会不可避免地产生大量微细粒锡石，这部分难以通过重选进行回收，若直接作为尾矿丢弃则会造成资源浪费。浮选的回收粒级下限相对于重选更低，因此通过合理的浮选流程以及药剂制度可有效回收细粒级锡石。随着锡石资源的不断开发利用，通过单一的选别方法将越来越难以获得满足工业生产要求的锡精矿，因此有必要设计一种联合选别工艺对锡石进行高效回收。

发明内容

本发明的目的在于提供一种锡石重选-多梯度浮选联合强化回收方法，该方法联合使用多种选矿方法，针对不同粒级的锡石矿，采用合适的选别手段和药剂制度，实现锡石的高效回收，提高资源利用率。

本发明提供一种锡石重选-多梯度浮选联合强化回收方法，包括以下步骤：

S1.将锡石原矿破碎后进行预先脱泥，得到破碎产品和泥，随后对破碎产品进行湿式球磨，得到磨矿产品；

S2.对步骤S1得到的磨矿产品进行磁选，得到磁性产品和非磁性产品；

S3.对步骤S2得到的非磁性产品进行第一次摇床分选，得到摇床精矿1，摇床中矿1和摇床尾矿1；

S4.对步骤S3得到的摇床中矿1进行第二次摇床分选，得到摇床精矿2，摇床中矿2和摇床尾矿2；将摇床精矿1与摇床精矿2合并作为最终摇床精矿，摇床尾矿1作为最终摇床尾矿；

S5.对步骤S4得到的摇床中矿2进行再磨，随后进行一次粗选、两次精选和两次扫选，得到浮选精矿1和浮选尾矿1；

S6.将步骤S1得到的泥与步骤S4得到的摇床尾矿2合并后进行一次粗选、三次精选和两次扫选，得到浮选精矿2和浮选尾矿2；将浮选精矿1与浮选精矿2合并作为最终浮选精矿，浮选尾矿1与浮选尾矿2合并作为最终浮选尾矿。

进一步的，步骤S1中，锡石原矿中Sn的含量为0.5～0.7％，石英含量为60～70％，云母含量为10～20％，长石含量为10～15％。

进一步的，步骤S1中脱泥浓度为20～25％，磨矿浓度为60～70％，磨矿产品中粒径小于74μm的颗粒含量为50～60％。

进一步的，步骤S2中，磁选矿浆浓度为20％～30％，磁场强度为2000～4000Gs。

进一步的，步骤S3～S4中，所述第一次摇床分选与第二次摇床分选的工艺条件相同，具体为：入料矿浆浓度为20％～25％，摇床冲程为10～12mm，冲次为350～370次/min，水流量为2～3L/min，床面倾角为1～3°。

进一步的，步骤S5中，所述再磨的磨矿浓度为60～70％，磨矿产品中粒径小于74μm的颗粒含量为50～60％；

步骤S5～S6中所有浮选过程的浮选矿浆浓度为15％～30％，药剂添加顺序依次为调整剂、抑制剂、捕收剂，充气量为0.2m³/L，刮泡时间为3min。

进一步的，步骤S5所述的一次粗选、两次精选和两次扫选具体为粗粒级粗选、粗粒级精选1、粗粒级精选2、粗粒级扫选1和粗粒级扫选2；

将粗粒级粗选得到的粗选精矿1进行粗粒级精选1；将粗粒级精选1得到的精选精矿1进行粗粒级精选2；粗粒级精选2得到的精选精矿为浮选精矿1；将粗粒级粗选得到的粗选尾矿1进行粗粒级扫选1；将粗粒级扫选1得到的扫选尾矿1进行粗粒级扫选2；将粗粒级扫选2得到的扫选尾矿2作为浮选尾矿1；浮选作业中矿均按顺序返回上一次作业形成闭路。

所述的粗粒级粗选药剂制度为：调整剂为碳酸钠，用量为300～600g/t；抑制剂为包括硅酸钠、氟硅酸钠的药剂组合，其中硅酸钠与氟硅酸钠的质量比为(5～10)：1，将该抑制剂记为Y，用量为3000～5000g/t；捕收剂为包括氧化石蜡皂、十二烷基磺酸钠、硝酸铅、邻苯二甲酸乙酯的药剂组合，其中，氧化石蜡皂：十二烷基磺酸钠：硝酸铅：邻苯二甲酸乙酯的质量比为(120～200)：(20～35)：(15～20)：1，将该捕收剂记为B1，用量为2000～3000g/t。

粗粒级精选1、粗粒级精选2、粗粒级扫选1和粗粒级扫选2的药剂制度相同，具体为：抑制剂Y用量为1000～3000g/t，捕收剂B1用量为300～1000g/t。

进一步的，步骤S6所述的一次粗选、三次精选和两次扫选具体为细粒级粗选、细粒级精选1、细粒级精选2、细粒级精选3、细粒级扫选1和细粒级扫选2；

将细粒级粗选得到的粗选精矿2进行细粒级精选1；将细粒级精选1得到的精选精矿3进行细粒级精选2；将细粒级精选2得到的精选精矿4进行细粒级精选3；细粒级精选3得到的精选精矿为浮选精矿2；将细粒级粗选得到的粗选尾矿2进行细粒级扫选1；将细粒级扫选1得到的扫选尾矿3进行细粒级扫选2；将细粒级扫选2得到的扫选尾矿4作为浮选尾矿2；浮选作业中矿均按顺序返回上一次作业形成闭路。

所述的细粒级粗选药剂制度为：调整剂为碳酸钠，用量为500～700g/t；抑制剂Y用量为5000～7500g/t；捕收剂为包括氧化石蜡皂、十二烷基磺酸钠、硝酸铅、磷酸三丁酯的药剂组合，其中，氧化石蜡皂：十二烷基磺酸钠：硝酸铅：磷酸三丁酯的质量比为(120～200)：(20～35)：(1～5)：1，将该捕收剂记为B2，用量为2000～3000g/t。

细粒级精选1、细粒级精选2、细粒级精选3、细粒级扫选1和细粒级扫选2药剂制度相同，具体为：抑制剂Y用量为2000～3500g/t，捕收剂B2用量为300～1500g/t。

本发明的原理：

本发明提出了一种锡石重选-多梯度浮选联合强化回收方法，首先通过粗磨使锡石与脉石矿物充分单体解离，随后经过两次摇床分选充分回收已解离的锡石矿物，获得高品位的摇床精矿。由于锡石较脆，磨矿过程中必然会产生大量细粒级锡石，难以通过摇床进行有效回收，需要通过浮选来提高回收率。同时摇床本身具有一定分级效果，因此会有两种不同粒级的中矿产生，直接合并进行浮选时泥化现象会恶化浮选效果，不能使细粒锡石与脉石矿物较好分离。鉴于此，本发明采用多梯度浮选方法，即将粗粒级中矿和细粒级中矿分别采用不同的药剂制度与流程进行选别，相对于合并浮选可取得更好的选别指标。

本发明的有益效果：

(1)本发明针对不同粒级的锡石矿合理制定相应的选矿方案，首先在磨矿前进行脱泥，有利于减少泥化现象；粗磨后进行两段摇床，可获得高品位的粗粒级锡精矿；针对产生的粗粒级中矿和细粒级中矿，采用不同的浮选流程和药剂制度，获得较低品位的细粒级锡精矿，提高原矿的综合回收率；

(2)本发明方案中的浮选捕收剂由多种药剂复配而成，其中氧化石蜡皂、十二烷基磺酸钠以及硝酸铅复配使其具有良好的捕收性和选择性；粗粒级浮选所用的邻苯二甲酸乙酯作为起泡剂有利于锡石上浮，提高回收率；细粒级浮选所用的磷酸三丁酯可改善泡沫结构，降低泥化现象带来的不利影响，提高精矿品位。

(3)本发明所使用的均为浮选常规设备和药剂，易于在工业上实现。

附图说明

图1为本发明方法的流程示意图。

具体实施方式

为使本发明要解决的技术问题、技术方案和优点更加清楚，下面将结合具体实施例进行详细描述，但本发明的保护范围并不限于以下具体实施例。

除非另有定义，下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的，并不是旨在限制本发明的保护范围。

实施例1

本实施例所用锡石原矿来自云南腾冲某矿山，其中Sn含量为0.68％，主要脉石矿物为石英、云母和长石。工艺流程图如图1所示，具体步骤如下：

(1)将原矿使用颚式破碎机和对辊破碎机破碎至3mm以下粒度，预先脱泥后进行湿式球磨，磨矿浓度为67％，磨至矿物颗粒中粒度小于0.074mm的粒级含量为51％。

(2)对磨矿产品进行磁选作业，磁场强度设定为3000Gs，磁选矿浆浓度为25％，得到磁性产品和非磁性产品。

(3)对非磁性产品进行第一次摇床作业，入料矿浆浓度为24％，摇床冲程为12mm，冲次为360次/min，水流量为2.4L/min，床面倾角为1.6°，得到摇床精矿1，摇床中矿1和摇床尾矿1。

(4)对摇床中矿1进行第二次摇床分选，入料矿浆浓度为24％，摇床冲程为12mm，冲次为360次/min，水流量为2.4L/min，床面倾角为1.6°，得到摇床精矿2，摇床中矿2和摇床尾矿2。将摇床精矿1与摇床精矿2合并作为最终摇床精矿，摇床尾矿1作为最终摇床尾矿。

(5)对摇床中矿2(粗粒中矿)进行再磨，磨矿浓度为67％，磨至矿物颗粒中粒度小于0.074mm的粒级含量为45％。

(6)对磨矿产品进行一次粗选、两次精选和两次扫选，各浮选作业中矿均按顺序返回上一次作业形成闭路，得到浮选精矿1和浮选尾矿1。其中粗选药剂制度为：调整剂为碳酸钠，用量为400g/t；抑制剂为包括硅酸钠、氟硅酸钠的药剂组合，其中硅酸钠与氟硅酸钠的质量比为6:1，将该抑制剂记为Y，用量为3500g/t；捕收剂为包括氧化石蜡皂、十二烷基磺酸钠、硝酸铅、邻苯二甲酸乙酯的药剂组合，其中，氧化石蜡皂：十二烷基磺酸钠：硝酸铅：邻苯二甲酸乙酯的质量比为150:30:18:1，将该捕收剂记为B1，用量为2000g/t。第一次精选药剂制度为：抑制剂Y用量为3000g/t，捕收剂B1用量为550g/t；第二次精选药剂制度为：抑制剂Y用量为1000g/t，捕收剂B1用量为300g/t。第一次扫选药剂制度为：抑制剂Y用量为1750g/t，捕收剂B1用量为1000g/t；第二次扫选药剂制度为：抑制剂Y用量为1750g/t，捕收剂B1用量为1000g/t。

(7)将(1)中得到的泥与(4)中得到的摇床尾矿2合并后(细粒中矿)进行一次粗选、三次精选和两次扫选，各浮选作业中矿均按顺序返回上一次作业形成闭路，得到浮选精矿2和浮选尾矿2。将浮选精矿1与浮选精矿2合并作为最终浮选精矿，浮选尾矿1与浮选尾矿2合并作为最终浮选尾矿。其中粗选药剂制度为：调整剂碳酸钠用量为600g/t；抑制剂Y用量为6000g/t；捕收剂为包括氧化石蜡皂、十二烷基磺酸钠、硝酸铅、磷酸三丁酯的药剂组合，其中，氧化石蜡皂：十二烷基磺酸钠：硝酸铅：磷酸三丁酯的质量比为160:25:5:1，将该捕收剂记为B2，用量为2500g/t。第一次精选药剂制度为：抑制剂Y用量为3000g/t，捕收剂B2用量为1100g/t；第二次精选药剂制度为：抑制剂Y用量为3000g/t，捕收剂B2用量为600g/t；第三次精选药剂制度为：抑制剂Y用量为2000g/t，捕收剂B2用量为350g/t。第一次扫选药剂制度为：抑制剂Y用量为3000g/t，捕收剂B2用量为1200g/t；第二次扫选药剂制度为：抑制剂Y用量为3000g/t，捕收剂B2用量为1200g/t。

试验结果表明，原矿经过重选-分级-浮选联合工艺选别，可得到锡品位为52.72％、回收率为46.52％的摇床精矿，以及锡品位为13.63％，回收率为25.06％的浮选精矿，锡综合回收率为71.58％。

实施例2

本实施例所用锡石原矿来自云南腾冲某矿山，其中Sn含量为0.65％，主要脉石矿物为石英、云母和长石。按照如下步骤进行选别：

(1)将原矿使用颚式破碎机和对辊破碎机破碎至3mm以下粒度，预先脱泥后进行湿式球磨，磨矿浓度为67％，磨至矿物颗粒中粒度小于0.074mm的粒级含量为51％。

(2)对磨矿产品进行磁选作业，磁场强度设定为3000Gs，磁选矿浆浓度为25％，得到磁性产品和非磁性产品。

(3)对非磁性产品进行第一次摇床作业，入料矿浆浓度为24％，摇床冲程为12mm，冲次为360次/min，水流量为2.4L/min，床面倾角为2.5°，得到摇床精矿1，摇床中矿1和摇床尾矿1。

(4)对摇床中矿1进行第二次摇床分选，入料矿浆浓度为24％，摇床冲程为12mm，冲次为360次/min，水流量为2.4L/min，床面倾角为2.5°，得到摇床精矿2，摇床中矿2和摇床尾矿2。将摇床精矿1与摇床精矿2合并作为最终摇床精矿，摇床尾矿1作为最终摇床尾矿。

(5)对摇床中矿2(粗粒中矿)进行再磨，磨矿浓度为67％，磨至矿物颗粒中粒度小于0.074mm的粒级含量为45％。

(6)对磨矿产品进行一次粗选、两次精选和两次扫选，各浮选作业中矿均按顺序返回上一次作业形成闭路，得到浮选精矿1和浮选尾矿1。其中粗选药剂制度为：调整剂为碳酸钠，用量为400g/t；抑制剂为包括硅酸钠、氟硅酸钠的药剂组合，其中硅酸钠与氟硅酸钠的质量比为6:1，将该抑制剂记为Y，用量为3500g/t；捕收剂为包括氧化石蜡皂、十二烷基磺酸钠、硝酸铅、邻苯二甲酸乙酯的药剂组合，其中，氧化石蜡皂：十二烷基磺酸钠：硝酸铅：邻苯二甲酸乙酯的质量比为150:30:18:1，将该捕收剂记为B1，用量为2500g/t。第一次精选药剂制度为：抑制剂Y用量为3000g/t，捕收剂B1用量为550g/t；第二次精选药剂制度为：抑制剂Y用量为1000g/t，捕收剂B1用量为300g/t。第一次扫选药剂制度为：抑制剂Y用量为1750g/t，捕收剂B1用量为1000g/t；第二次扫选药剂制度为：抑制剂Y用量为1750g/t，捕收剂B1用量为1000g/t。

(7)将(1)中得到的泥与(4)中得到的摇床尾矿2合并后(细粒中矿)进行一次粗选、三次精选和两次扫选，各浮选作业中矿均按顺序返回上一次作业形成闭路，得到浮选精矿2和浮选尾矿2。将浮选精矿1与浮选精矿2合并作为最终浮选精矿，浮选尾矿1与浮选尾矿2合并作为最终浮选尾矿。其中粗选药剂制度为：调整剂碳酸钠用量为600g/t；抑制剂Y用量为6000g/t；捕收剂为包括氧化石蜡皂、十二烷基磺酸钠、硝酸铅、磷酸三丁酯的药剂组合，其中，氧化石蜡皂：十二烷基磺酸钠：硝酸铅：磷酸三丁酯的质量比为160:25:5:1，将该捕收剂记为B2，用量为2900g/t。第一次精选药剂制度为：抑制剂Y用量为3000g/t，捕收剂B2用量为1100g/t；第二次精选药剂制度为：抑制剂Y用量为3000g/t，捕收剂B2用量为600g/t；第三次精选药剂制度为：抑制剂Y用量为2000g/t，捕收剂B2用量为350g/t。第一次扫选药剂制度为：抑制剂Y用量为3000g/t，捕收剂B2用量为1200g/t；第二次扫选药剂制度为：抑制剂Y用量为3000g/t，捕收剂B2用量为1200g/t。

试验结果表明，原矿经过重选-分级-浮选联合工艺选别，可得到锡品位为50.61％、回收率为49.84％的摇床精矿，以及锡品位为12.42％，回收率为28.35％的浮选精矿，锡综合回收率为78.19％。

对比例1

与实施例1相比，仅将浮选所用捕收剂全部替换为苯甲羟肟酸铅(即苯甲羟肟酸+硝酸铅)，其他步骤和条件与实施例1完全相同。

试验结果表明，原矿经过重选-分级-浮选联合工艺选别，可得到锡品位为52.34％、回收率为46.54％的摇床精矿，以及锡品位为14.52％，回收率为12.26％的浮选精矿，锡综合回收率为65.8％，说明使用常规锡石捕收剂时浮选的作业回收率较低。

对比例2

与实施例1相比，将重选后得到的粗粒中矿与细粒中矿合并进行浮选作业，浮选流程为一次粗选、三次精选和两次扫选，各浮选作业中矿均按顺序返回上一次作业形成闭路，得到浮选精矿和浮选尾矿。其中粗选药剂制度为：调整剂碳酸钠用量为600g/t；抑制剂Y用量为3500g/t；捕收剂为包括苯甲羟肟酸、油酸钠、硝酸铅、磷酸三丁酯、椰油胺的药剂组合，其中，苯甲羟肟酸：油酸钠：硝酸铅：磷酸三丁酯：椰油胺的质量比为200:25:20:3:1，将该捕收剂记为B2，用量为2000g/t。第一次精选药剂制度为：抑制剂Y用量为1200g/t，捕收剂B2用量为400g/t；第二次精选药剂制度为：抑制剂Y用量为1200g/t，捕收剂B2用量为200g/t；第三次精选药剂制度为：抑制剂Y用量为1200g/t，捕收剂B2用量为200g/t。两次扫选药剂制度均为：抑制剂Y用量为1750g/t，捕收剂B2用量为1000g/t。

试验结果表明，原矿经过选别可得到锡品位为51.86％、回收率为46.49％的摇床精矿，以及锡品位为6.55％，回收率为10.81％的浮选精矿，锡综合回收率为57.3％，说明摇床中矿不经分级直接浮选时，浮选作业的精矿品位和回收率均较低。

Claims (10)

1.一种锡石重选-多梯度浮选联合强化回收方法，其特征在于，包括以下步骤：

S1.将锡石原矿破碎后进行预先脱泥，得到破碎产品和泥，随后对破碎产品进行湿式球磨，得到磨矿产品；

S2.对步骤S1得到的磨矿产品进行磁选，得到磁性产品和非磁性产品；

S3.对步骤S2得到的非磁性产品进行第一次摇床分选，得到摇床精矿1，摇床中矿1和摇床尾矿1；

S4.对步骤S3得到的摇床中矿1进行第二次摇床分选，得到摇床精矿2，摇床中矿2和摇床尾矿2；将摇床精矿1与摇床精矿2合并作为最终摇床精矿，摇床尾矿1作为最终摇床尾矿；

S5.对步骤S4得到的摇床中矿2进行再磨，随后进行一次粗选、两次精选和两次扫选，得到浮选精矿1和浮选尾矿1；

S6.将步骤S1得到的泥与步骤S4得到的摇床尾矿2合并后进行一次粗选、三次精选和两次扫选，得到浮选精矿2和浮选尾矿2；将浮选精矿1与浮选精矿2合并作为最终浮选精矿，浮选尾矿1与浮选尾矿2合并作为最终浮选尾矿。

2.根据权利要求1所述的锡石重选-多梯度浮选联合强化回收方法，其特征在于，步骤S1中，锡石原矿中Sn的含量为0.5～0.7％，石英含量为60～70％，云母含量为10～20％，长石含量为10～15％。

3.根据权利要求1所述的锡石重选-多梯度浮选联合强化回收方法，其特征在于，步骤S1中脱泥浓度为20～25％，磨矿浓度为60～70％，磨矿产品中粒径小于74μm的颗粒含量为50～60％。

4.根据权利要求1所述的锡石重选-多梯度浮选联合强化回收方法，其特征在于，步骤S2中，磁选矿浆浓度为20％～30％，磁场强度为2000～4000Gs。

5.根据权利要求1所述的锡石重选-多梯度浮选联合强化回收方法，其特征在于，步骤S3～S4中，所述第一次摇床分选与第二次摇床分选的工艺条件相同，具体为：入料矿浆浓度为20％～25％，摇床冲程为10～12mm，冲次为350～370次/min，水流量为2～3L/min，床面倾角为1～3°。

6.根据权利要求1所述的锡石重选-多梯度浮选联合强化回收方法，其特征在于，步骤S5中，所述再磨的磨矿浓度为60～70％，磨矿产品中粒径小于74μm的颗粒含量为50～60％；步骤S5～S6中所有浮选过程的浮选矿浆浓度为15％～30％，药剂添加顺序依次为调整剂、抑制剂、捕收剂，充气量为0.2m³/L，刮泡时间为3min。

7.根据权利要求1所述的锡石重选-多梯度浮选联合强化回收方法，其特征在于，步骤S5所述的一次粗选、两次精选和两次扫选具体为粗粒级粗选、粗粒级精选1、粗粒级精选2、粗粒级扫选1和粗粒级扫选2；

将粗粒级粗选得到的粗选精矿1进行粗粒级精选1；将粗粒级精选1得到的精选精矿1进行粗粒级精选2；粗粒级精选2得到的精选精矿为浮选精矿1；将粗粒级粗选得到的粗选尾矿1进行粗粒级扫选1；将粗粒级扫选1得到的扫选尾矿1进行粗粒级扫选2；将粗粒级扫选2得到的扫选尾矿2作为浮选尾矿1；浮选作业中矿均按顺序返回上一次作业形成闭路。

8.根据权利要求7所述的锡石重选-多梯度浮选联合强化回收方法，其特征在于，所述的粗粒级粗选药剂制度为：调整剂为碳酸钠，用量为300～600g/t；抑制剂为包括硅酸钠、氟硅酸钠的药剂组合，其中硅酸钠与氟硅酸钠的质量比为(5～10)：1，将该抑制剂记为Y，用量为3000～5000g/t；捕收剂为包括氧化石蜡皂、十二烷基磺酸钠、硝酸铅、邻苯二甲酸乙酯的药剂组合，其中，氧化石蜡皂：十二烷基磺酸钠：硝酸铅：邻苯二甲酸乙酯的质量比为(120～200)：(20～35)：(15～20)：1，将该捕收剂记为B1，用量为2000～3000g/t；

粗粒级精选1、粗粒级精选2、粗粒级扫选1和粗粒级扫选2的药剂制度相同，具体为：抑制剂Y用量为1000～3000g/t，捕收剂B1用量为300～1000g/t。

9.根据权利要求1所述的锡石重选-多梯度浮选联合强化回收方法，其特征在于，步骤S6所述的一次粗选、三次精选和两次扫选具体为细粒级粗选、细粒级精选1、细粒级精选2、细粒级精选3、细粒级扫选1和细粒级扫选2；将细粒级粗选得到的粗选精矿2进行细粒级精选1；将细粒级精选1得到的精选精矿3进行细粒级精选2；将细粒级精选2得到的精选精矿4进行细粒级精选3；细粒级精选3得到的精选精矿为浮选精矿2；将细粒级粗选得到的粗选尾矿2进行细粒级扫选1；将细粒级扫选1得到的扫选尾矿3进行细粒级扫选2；将细粒级扫选2得到的扫选尾矿4作为浮选尾矿2；浮选作业中矿均按顺序返回上一次作业形成闭路。

10.根据权利要求9所述的锡石重选-多梯度浮选联合强化回收方法，其特征在于，所述的细粒级粗选药剂制度为：调整剂为碳酸钠，用量为500～700g/t；抑制剂Y用量为5000～7500g/t；捕收剂为包括氧化石蜡皂、十二烷基磺酸钠、硝酸铅、磷酸三丁酯的药剂组合，其中，氧化石蜡皂：十二烷基磺酸钠：硝酸铅：磷酸三丁酯的质量比为(120～200)：(20～35)：(1～5)：1，将该捕收剂记为B2，用量为2000～3000g/t；

细粒级精选1、细粒级精选2、细粒级精选3、细粒级扫选1和细粒级扫选2药剂制度相同，具体为：抑制剂Y用量为2000～3500g/t，捕收剂B2用量为300～1500g/t。