一种伴生硅/铝的复杂难处理硫化矿浮选工艺

摘要

本发明公开了一种伴生硅/铝的复杂难处理硫化矿，沉积型黄铁矿，伴生可供综合利用的铝土矿、叶蜡石、绿泥石等硅/铝资源的浮选工艺，包括以下步骤：(1)原矿磨矿(2)黄铁矿浮选(3)浓缩脱泥(4)叶蜡石浮选(5)绿泥石浮选。采用本发明的浮选工艺，可从这类伴生硅/铝的复杂难处理硫化矿中得到高品质的黄铁矿、铝土矿以及叶蜡石、绿泥石，达到该类资源的无尾化生产和最大程度的综合利用。

权利要求

1.一种伴生硅/铝的复杂难处理硫化矿浮选工艺，其特征在于，包括如下步骤：

1）磨矿：原矿磨矿，然后对磨矿物料进行筛分，获得入浮矿物，入浮矿物中粒度为-74μm占入浮矿物重量的90%-100%；

2）黄铁矿浮选：从步骤1）所得入浮矿物中浮选黄铁矿，得到黄铁矿精矿和脱硫尾矿；

3）脱泥：对步骤2）得到的脱硫尾矿，进行沉降脱泥，得到脱泥矿物和矿泥；

4）叶蜡石浮选：从步骤3）所得脱泥矿物中浮选叶蜡石，得到叶蜡石精矿和脱叶蜡石尾矿，本步骤浮选包括①粗选、②精选和③扫选；本步骤粗选、精选和扫选过程中，均添加捕收剂，捕收剂为醚胺和椰油胺中的任一种或两种的组合；

5）绿泥石浮选：从步骤4）所得脱叶蜡石尾矿中浮选绿泥石，得到绿泥石精矿和铝土矿，本步骤浮选包括①粗选、②精选和③扫选；本步骤粗选、精选和扫选过程中，均添加捕收剂，捕收剂为脂肪胺、十八胺、十二胺和混合胺中的任一种或任几种的组合；

步骤4）粗选时，向所述脱泥矿物中加入粗选药剂，所述药剂包括分散剂、捕收剂、调整剂和起泡剂，粗选得到叶蜡石粗精矿和叶蜡石粗选尾矿；

步骤4）精选时向叶蜡石粗精矿中加入精选药剂，所述精选药剂包括捕收剂、调整剂和起泡剂，精选得到叶蜡石精选中矿和叶蜡石精矿；

步骤4）扫选时向叶蜡石粗选尾矿中加入扫选药剂，所述扫选药剂包括捕收剂和起泡剂，扫选得到叶蜡石扫选中矿和脱叶蜡石尾矿；

步骤5）粗选时向脱叶蜡石尾矿中加入粗选药剂，本步骤所述粗选药剂包括捕收剂和调整剂，本步骤粗选得到绿泥石粗精矿和绿泥石粗选尾矿；

步骤5）精选时向绿泥石粗精矿中加入精选药剂，本步骤精选药剂包括捕收剂和调整剂，浮选得到绿泥石精选中矿和绿泥石精矿；

步骤5）扫选时向绿泥石粗选尾矿中加入捕收剂，浮选得到绿泥石扫选中矿和铝土矿；

步骤4）中，粗选时调整剂为硫酸、分散剂为六偏磷酸钠和起泡剂为甲基异丁基甲醇；

步骤4）中，粗选时所述调整剂用量为750-900g/t原矿，分散剂用量为300-500g/t原矿，捕收剂用量为15-30g/t原矿，起泡剂用量为10-20g/t原矿；

步骤4）中，精选时调整剂为硫酸、起泡剂为甲基异丁基甲醇；调整剂用量为350-400g/t原矿，捕收剂用量10-20g/t原矿，起泡剂用量为5-10g/t原矿；

步骤4）中，扫选时起泡剂为甲基异丁基甲醇；扫选时，捕收剂用量10-20g/t原矿，起泡剂用量为5-10g/t原矿；

步骤5）中，粗选和精选所用调整剂均为硫酸；

步骤5）中，粗选时调整剂用量为450-600g/t原矿，捕收剂用量为10-20g/t原矿；

步骤5）中，精选时调整剂用量为80-120g/t原矿，捕收剂用量为8-18g/t原矿；

步骤5）中，扫选时捕收剂用量为10-15g/t原矿。

2.根据权利要求1所述的一种伴生硅/铝的复杂难处理硫化矿浮选工艺，其特征在于，步骤4）所述精选为至少三次。

3.根据权利要求2所述的一种伴生硅/铝的复杂难处理硫化矿浮选工艺，其特征在于，步骤4）所得叶蜡石精选中矿和叶蜡石扫选中矿分别顺序返回至上一级作业。

4.根据权利要求1所述的一种伴生硅/铝的复杂难处理硫化矿浮选工艺，其特征在于，步骤5）所述精选为至少两次。

5.根据权利要求1所述的一种伴生硅/铝的复杂难处理硫化矿浮选工艺，其特征在于，步骤5）所得绿泥石精选中矿和绿泥石扫选中矿分别顺序返回至上一级作业。

说明书

一种伴生硅/铝的复杂难处理硫化矿浮选工艺

技术领域

[0001] 本发明属于复杂难处理硫化矿选矿技术领域，具体涉及一种伴生硅/铝的沉积型黄铁矿的浮选工艺。

背景技术

[0002] 伴生硅/铝的复杂难处理硫化矿，顾名思义矿石禀赋差，品位低，矿物种类多，复杂难选，获得单一合格精矿产品难度大。最大限度的利用这类伴生硅/铝资源的复杂难处理硫化矿，是选矿工作者的研究方向和心愿，也是研究热点。我国广西地区近年来探明的沉积型黄铁矿资源量达到了2.5亿吨，矿石平均硫品位16％左右，矿石中主要可利用矿物为黄铁矿，并伴生有叶蜡石、一水硬铝石、绿泥石、高岭石等硅/铝矿物可供综合利用。

[0003] 叶蜡石化学性能稳定，一般与强酸强碱不反应，只有在高温下才能被硫酸分解，同时叶蜡石具有较好的耐热性和绝缘性，是一种密封传压的介质材料；绿泥石一种特殊的2：1型含水的层状铝硅酸盐矿物，为主要黏土矿物之一，具有矿物学和岩石学意义。

[0004] 研究表明，这类伴生硅/铝资源的复杂难处理硫化矿的S元素主要赋存于黄铁矿中，黄铁矿原生粒度统计小于0.074mm占60％，小于0.01mm约占24％，粒度非常细，全粒级回收困难；矿石中工业铝矿物主要为一水硬铝石，其次有三水铝石、拜三水铝石，矿物量合计约19％，有效铝矿物含量较低、粒度细微，且与叶蜡石、绿泥石、高岭石、蒙脱石等铝硅矿物混杂相嵌，回收难度大(且对于铝硅比在1.5或者更低的铝土矿选矿，在国内外还没有相关研究的报道，其难度很大)；叶蜡石的矿物量在30％左右，叶蜡石多呈显微鳞片状，常聚集成叠片状、扇形、束状集合体。叶蜡石粒度(长径)多在0.01mm～0.1mm间，但其易泥化，恶化浮选环境，浮选分离困难；此外，绿泥石、海泡石、多水高岭石、绢云母等矿物多呈隐晶质状，少量呈极细微的显微鳞片状，粒度基本小于0.005mm，在常规的偏光显微镜下，它们相互间无法区分，且与极细微的显微鳞片状或隐晶质状的高岭石也无法区分，回收难度可见一斑。以上均导致矿石中的各矿物分类回收难度极大，整体资源化利用水平低。

[0005] 因此，亟待开发先进有效的伴生硅/铝资源的复杂难处理硫化矿浮选新工艺，使矿石中的硫/硅/铝等有价元素得到充分合理利用，这对矿产资源的有效开发及无尾化利用具有重要的现实意义。

发明内容

[0006] 针对上述开发利用难题，本发明旨在提供一种伴生硅/铝的复杂难处理硫化矿浮选工艺。矿石综合利用率高，分选容易，尾矿排放少。为实现所述技术目的，本发明采用如下技术方案：

[0007] 一种伴生硅/铝资源的复杂难处理硫化矿浮选工艺，包括如下步骤：

[0008] 1)磨矿：原矿磨矿，然后对磨矿物料进行筛分，获得入浮矿物，入浮矿物中粒度为-74μm占入浮矿物重量的90％-100％；

[0009] 2)黄铁矿浮选：从步骤1)所得入浮矿物中浮选黄铁矿，得到黄铁矿精矿和脱硫尾矿；

[0010] 3)脱泥：对步骤2)得到的脱硫尾矿，进行沉降脱泥，得到脱泥矿物和矿泥；

[0011] 4)叶蜡石浮选：从步骤3)所得脱泥矿物中浮选叶蜡石，得到叶蜡石精矿和脱叶蜡石尾矿，本步骤浮选包括①粗选、②精选和③扫选；粗选，本步骤粗选、精选和扫选过程中，均添加捕收剂，捕收剂为醚胺和椰油胺中的任一种或两种的组合；

[0012] 5)绿泥石浮选：从步骤4)所得脱叶蜡石尾矿中浮选绿泥石，得到绿泥石精矿和铝土矿，本步骤浮选包括①粗选、②精选和③扫选；粗选，本步骤粗选、精选和扫选过程中，均添加捕收剂，捕收剂为脂肪胺、十八胺、十二胺和混合胺中的任一种或任几种的组合。

[0013] 对于本发明技术方案而言，步骤2)的黄铁矿浮选可以参照现有技术，采用较为常规的适用于黄铁矿分选的工艺流程及药剂，例如，分散剂可以是六偏磷酸钠等聚合磷酸盐，抑制剂可以是古尔胶/黄原胶/羧甲基纤维素钠，捕收剂可以是丁基黄药/戊基黄药，起泡剂可以是甲基异丁基甲醇/2#油，适用于黄铁矿的捕收剂及其他药剂，分选方式可以是浮选，重选，或者浮重联合选别。但是，对本发明更为有利的黄铁矿分选方式为：浮选，因为矿石中黄铁矿粒度微细，磨矿后产生大量的-10μm微细粒黄铁矿，采用重选达不到理想的效果。向步骤(1)所得的入浮矿物中加入分散剂六偏磷酸钠/焦磷酸钠650-850g/t原矿、捕收剂丁基黄药/戊基黄药150-250g/t原矿、抑制剂黄原胶/古尔胶700-900g/t原矿和起泡剂甲基异丁基甲醇/2#油40-80g/t原矿，进行黄铁矿浮选工序中的粗选，得到黄铁矿粗精矿和黄铁矿粗选尾矿；然后将黄铁矿粗精矿进行黄铁矿精选，精选中加入丁基黄药/戊基黄药20-40g/t原矿和黄原胶/古尔胶150-300g/t原矿，得到黄铁矿精选中矿和黄铁矿精矿；此外，将黄铁矿粗选尾矿进行黄铁矿扫选，黄铁矿扫选加入丁基黄药/戊基黄药40-80g/t原矿和甲基异丁基甲醇/2#油15-30g/t原矿，得到扫选中矿和脱硫尾矿。

[0014] 优选的，步骤4)粗选时，向所述脱泥矿物中加入粗选药剂，所述药剂包括分散剂、捕收剂、调整剂和起泡剂，粗选得到叶蜡石粗精矿和叶蜡石粗选尾矿；

[0015] 优选的，步骤4)精选时向叶蜡石粗精矿中加入精选药剂，所述精选药剂包括捕收剂、调整剂和起泡剂，精选得到叶蜡石精选中矿和叶蜡石精矿；

[0016] 优选的，步骤4)扫选时向叶蜡石粗选尾矿中加入扫选药剂，所述扫选药剂包括捕收剂和起泡剂，扫选得到叶蜡石扫选中矿和脱叶蜡石尾矿。

[0017] 优选的，步骤5)粗选时向脱叶蜡石尾矿中加入粗选药剂，本步骤所述粗选药剂包括捕收剂和调整剂，本步骤粗选得到绿泥石粗精矿和绿泥石粗选尾矿；

[0018] 优选的，步骤5)精选时向绿泥石粗精矿中加入精选药剂，本步骤精选药剂包括捕收剂和调整剂，浮选得到绿泥石精选中矿和绿泥石精矿；

[0019] 优选的，步骤5)扫选时向绿泥石粗选尾矿中加入捕收剂，浮选得到绿泥石扫选中矿和铝土矿。

[0020] 优选的，步骤4)中，粗选时调整剂为硫酸、分散剂为六偏磷酸钠和起泡剂为甲基异丁基甲醇；优选的，所述调整剂用量为750-900g/t原矿，分散剂用量为300-500g/t原矿，捕收剂用量为15-30g/t原矿，起泡剂用量为10-20g/t原矿；

[0021] 优选的，步骤4)中，精选时调整剂为硫酸、起泡剂为甲基异丁基甲醇；调整剂用量为350-400g/t原矿，捕收剂用量10-20g/t原矿，起泡剂用量为5-10g/t原矿；

[0022] 优选的，步骤4)中，扫选时起泡剂为甲基异丁基甲醇；扫选时，捕收剂用量10-20g/t原矿，起泡剂用量为5-10g/t原矿。

[0023] 优选的，步骤4)所述精选为至少三次；优选的，步骤4)所得叶蜡石精选中矿和叶蜡石扫选中矿分别顺序返回至上一级作业。

[0024] 优选的，步骤5)中，粗选和精选所用调整剂均为硫酸；

[0025] 优选的，步骤5)中粗选时调整剂用量为450-600g/t原矿，捕收剂用量为10-20g/t原矿；步骤5)中精选时调整剂用量为80-120g/t原矿，捕收剂用量为8-18g/t原矿；步骤5)中，扫选时捕收剂用量为10-15g/t原矿。

[0026] 优选的，步骤5)所述精选为至少两次。

[0027] 优选的，步骤5)所得绿泥石精选中矿和绿泥石扫选中矿分别顺序返回至上一级作业。

[0028] 矿样中工业铝矿物与叶蜡石、高岭石等铝硅酸盐矿物混杂相嵌，嵌布关系复杂，选别难度极大；以叶蜡石、高岭石为主的脉石矿物因碳染，具有一定的天然可浮性，增加了浮硫的难度，也会影响叶蜡石等选矿产品的白度。矿石中黄铁矿粒度微细，磨矿后产生大量的-10μm微细粒黄铁矿。微细粒黄铁矿对捕收剂吸附选择性差、表面溶解速度快，与泡沫接触概率和粘附概率低等问题，造成浮选尾矿S品位很难降低。矿石磨矿后矿浆泥含量高、矿泥絮团严重，矿泥在黄铁矿颗粒表面粘附形成矿泥覆盖，严重影响黄铁矿的上浮，特别是微细粒黄铁矿的上浮。矿石中含有大量可浮性较好的叶蜡石、含碳脉石矿物等，常用的水玻璃、羧甲基纤维素等抑制剂难以阻止其上浮，容易造成硫精矿品位低，而且这些抑制剂对黄铁矿也具有一定的抑制作用，也会造成尾矿中S品位较高，影响尾矿下一步选矿作业。对该矿石进行了大量的探索试验，总结出该矿石的选别关键在于“矿浆的强分散、脉石矿物的强抑制、黄铁矿的强捕收”。通过强分散矿浆，除去黄铁矿颗粒，特别是微细粒黄铁矿表面的矿泥罩盖；筛选对易浮脉石矿物抑制作用较强、选择性较好的抑制剂，保证硫精矿的品位；采用捕收能力较强的捕收剂，加强微细粒黄铁矿和表面氧化的黄铁矿的捕收，提高硫精矿S回收率，降低浮硫尾矿S品位。

[0029] 目前，对于铝硅比在1.5或者更低的铝土矿选矿，在国内外还没有相关研究的报道，其难度很大。

[0030] 脱硫尾矿中SiO2含量高达32％，铝硅比(A/S)仅为1.5左右，从其中回收铝矿物并得到铝硅比(A/S)大于6的铝精矿的难度极大；该物料中叶蜡石含量较高，有可能得到叶蜡石产品，增加该尾矿的利用价值，但由于叶蜡石具有较好的天然可浮性，这为铝土矿物的正浮选造成很大的困难。考虑到该矿山的具体情况，浮硫尾矿的综合利用重点在于有效铝矿物、叶蜡石的分离回收。

[0031] 本发明的有益效果：

[0032] 矿石经过本发明浮选工艺处理后，可得到黄铁矿精矿、铝土矿、叶蜡石精矿、绿泥石精矿和矿泥，可实现这类矿产资源的无尾化综合回收利用，也即实现无尾矿排放，不需要建设尾矿库等设施，节约成本，降低生产给环境带来的影响。

[0033] 本发明工艺流程技术先进、工艺可靠、指标优良、环境友好、经济和社会效益明显，该研究成果可为矿床经济评价及矿山开发的可行性研究、矿山开发设计提供依据。

附图说明

[0034] 图1为本发明的原则流程图。

具体实施方式

[0035] 为了进一步说明本发明的技术效果，下面通过实施例对本发明进行具体描述。

[0036] 实施例1

[0037] 1、矿石特性

[0038] 某地伴生硅/铝资源的复杂难处理硫化矿矿石，矿石中的硫、铁、铝、硅四种主要组分化学含量就高达84％，其S品位15.1％、Al2O3含量32.1％、SiO2含量25.4％。矿石中主要矿物有：黄铁矿、一水硬铝石(及少量三水铝石)、叶蜡石、绿泥石、高岭石(含少量多水高岭石)、锐钛矿等；少/微量矿物见有蒙脱石、海泡石、云母、石膏、炭质(石墨)、褐铁矿、铁矾、石英等。矿物种类多、嵌布粒度细且复杂，整体资源化利用难度极大。

[0039] 2、选矿工艺

[0040] (1)将难处理硫化矿原矿进行磨矿，然后对磨矿产品进行湿式筛分，分出-74μm及+74μm粒级部分，其中的+74μm粒级部分返回上一级的磨矿作业进行再磨；最终获得的入浮样品粒度为-74μm粒级含量占入浮样品质量的100％；

[0041] (2)向步骤(1)所得的入浮样品中依次加入分散剂六偏磷酸钠700g/t原矿、捕收剂丁基黄药200g/t原矿、抑制剂黄原胶800g/t原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇50g/t原矿，进行黄铁矿浮选工序中的粗选，得到黄铁矿粗精矿和黄铁矿粗选尾矿；然后将黄铁矿粗精矿进行至少三次黄铁矿精选，每次精选得到各自的黄铁矿精选中矿，最后一次精选除了得到黄铁矿精选中矿外还得到黄铁矿精矿，将各自的黄铁矿精选中矿分别顺序返回至上一级作业；此外，将黄铁矿粗选尾矿进行两次黄铁矿扫选，每次扫选得到各自的扫选中矿，第二次扫选除了得到扫选中矿外还得到脱硫尾矿，将各自的黄铁矿扫选中矿分别顺序返回至上一级作业。

[0042] (3)将步骤(2)得到的脱硫尾矿采用斜板浓密机，进行沉降脱泥，分别得到粒度为-28μm的矿泥和脱泥矿物；

[0043] (4)向步骤(3)所得的脱泥矿物中依次加入调整剂硫酸800g/t原矿、分散剂六偏磷酸钠400g/t原矿、捕收剂醚胺20g/t原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇10g/t原矿，进行叶蜡石浮选工序中的粗选，得到叶蜡石粗精矿和叶蜡石粗选尾矿；然后将叶蜡石粗精矿进行三次叶蜡石精选，每次精选得到各自的叶蜡石精选中矿，最后一次精选除了得到叶蜡石精选中矿外还得到叶蜡石精矿，将各自的叶蜡石精选中矿分别顺序返回至上一级作业；此外，将叶蜡石粗选尾矿进行叶蜡石扫选一次，除了得到叶蜡石扫选中矿外还得到脱叶蜡石尾矿，将叶蜡石扫选中矿顺序返回至上一级作业。

[0044] (5)向步骤(3)所得的脱叶蜡石尾矿矿浆中依次加入调整剂硫酸500g/t原矿、捕收剂脂肪胺15g/t原矿，进行绿泥石浮选工序中的粗选，得到绿泥石粗精矿和绿泥石粗选尾矿；然后将绿泥石粗精矿进行两次绿泥石精选，每次精选得到各自的绿泥石精选中矿，最后一次精选除了得到绿泥石精选中矿外还得到绿泥石精矿，将各自的绿泥石精选中矿分别顺序返回至上一级作业；此外，将绿泥石粗选尾矿进行绿泥石扫选一次，除了得到绿泥石扫选中矿外还得到高品质的铝土矿，将绿泥石扫选中矿顺序返回至上一级作业。

[0045] 步骤(2)中，按与原矿质量比计，每次黄铁矿精选加入丁基黄药30g/t原矿、黄原胶200g/t原矿；每次黄铁矿扫选加入丁基黄药50g/t原矿、甲基异丁基甲醇20g/t原矿。

[0046] 步骤(4)中，按与原矿质量比计，每次叶蜡石精选加入硫酸375g/t原矿、醚胺22g/t原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇15g/t原矿；叶蜡石扫选加入醚胺15g/t原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇7g/t原矿。

[0047] 步骤(5)中，按与原矿质量比计，每次绿泥石精选加入硫酸100g/t原矿、脂肪胺15g/t原矿；绿泥石扫选加入脂肪胺12g/t原矿。

[0048] 3、浮选分离试验指标

[0049] 浮选分离指标见表1。

[0050] 表1

[0051]

[0052] 由表1的试验结果可知，该伴生硅/铝资源的复杂难处理硫化矿采用本发明的浮选工艺，得到了高品质的黄铁矿和铝土矿以及叶蜡石、绿泥石和矿泥，其中黄铁矿的硫品位达到48％以上，铝土矿的铝硅比达到6.2，达到矿产资源无尾化利用的目的。

[0053] 实施例2

[0054] 1、矿石特性

[0055] 某伴生硅/铝资源的复杂难处理硫化矿，矿石主要由黄铁矿、叶蜡石、一水硬铝石和少量高岭石、蒙脱石、绿泥石、锐钛矿等矿物组成；矿石中S品位为16.4％，硫以黄铁矿矿物形式存在，黄铁矿的工艺矿物学粒度在0.001mm～1.32mm间，一般在0.01mm～0.15mm间；矿石中工业铝矿物主要为一水硬铝石，与叶蜡石、高岭石、蒙脱石等矿物相互混杂在一起，且粒度微细，分选难度大。

[0056] 2、选矿工艺

[0057] (1)将难处理硫化矿原矿进行磨矿，然后对磨矿产品进行湿式筛分，分出-74μm及+74μm粒级部分，其中的+74μm粒级部分返回上一级的磨矿作业进行再磨；最终获得的入浮样品粒度为-74μm粒级含量占入浮样品质量的100％；

[0058] (2)向步骤(1)所得的入浮样品中依次加入分散剂六偏磷酸钠700g/t原矿、捕收剂丁基黄药200g/t原矿、抑制剂黄原胶800g/t原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇50g/t原矿，进行黄铁矿浮选工序中的粗选，得到黄铁矿粗精矿和黄铁矿粗选尾矿；然后将黄铁矿粗精矿进行至少三次黄铁矿精选，每次精选得到各自的黄铁矿精选中矿，最后一次精选除了得到黄铁矿精选中矿外还得到高品质的黄铁矿精矿，将各自的黄铁矿精选中矿分别顺序返回至上一级作业；此外，将黄铁矿粗选尾矿进行两次黄铁矿扫选，每次扫选得到各自的扫选中矿，第二次扫选除了得到扫选中矿外还得到脱硫尾矿，将各自的黄铁矿扫选中矿分别顺序返回至上一级作业。

[0059] (3)将步骤(2)得到的脱硫尾矿采用斜板浓密机，进行沉降脱泥，分别得到粒度为-28μm的矿泥和脱泥矿物；

[0060] (4)向步骤(3)所得的脱泥矿物中依次加入调整剂硫酸800g/t原矿、分散剂六偏磷酸钠400g/t原矿、捕收剂椰油胺20g/t原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇10g/t原矿，进行叶蜡石浮选工序中的粗选，得到叶蜡石粗精矿和叶蜡石粗选尾矿；然后将叶蜡石粗精矿进行三次叶蜡石精选，每次精选得到各自的叶蜡石精选中矿，最后一次精选除了得到叶蜡石精选中矿外还得到叶蜡石精矿，将各自的叶蜡石精选中矿分别顺序返回至上一级作业；此外，将叶蜡石粗选尾矿进行叶蜡石扫选一次，除了得到叶蜡石扫选中矿外还得到脱叶蜡石尾矿，将叶蜡石扫选中矿顺序返回至上一级作业。

[0061] (5)向步骤(3)所得的脱叶蜡石尾矿矿浆中依次加入调整剂硫酸500g/t原矿、捕收剂十八胺15g/t原矿，进行绿泥石浮选工序中的粗选，得到绿泥石粗精矿和绿泥石粗选尾矿；然后将绿泥石粗精矿进行两次绿泥石精选，每次精选得到各自的绿泥石精选中矿，最后一次精选除了得到绿泥石精选中矿外还得到绿泥石精矿，将各自的绿泥石精选中矿分别顺序返回至上一级作业；此外，将绿泥石粗选尾矿进行绿泥石扫选一次，除了得到绿泥石扫选中矿外还得到高品质的铝土矿，将绿泥石扫选中矿顺序返回至上一级作业。

[0062] 步骤(2)中，按与原矿质量比计，每次黄铁矿精选加入丁基黄药30g/t原矿、黄原胶200g/t原矿；每次黄铁矿扫选加入丁基黄药50g/t原矿、甲基异丁基甲醇20g/t原矿。

[0063] 步骤(4)中，按与原矿质量比计，每次叶蜡石精选加入硫酸375g/t原矿、醚胺15g/t原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇7g/t原矿；叶蜡石扫选加入醚胺15g/t原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇7g/t原矿。

[0064] 步骤(5)中，按与原矿质量比计，每次绿泥石精选加入硫酸100g/t原矿、脂肪胺10g/t原矿；绿泥石扫选加入脂肪胺12g/t原矿。

[0065] 3、浮选分离试验指标

[0066] 浮选分离指标见表2。

[0067] 表2

[0068]

[0069] 由表2的试验结果可知，该伴生硅/铝资源的复杂难处理硫化矿采用本发明的浮选工艺，同样得到了高品质的黄铁矿和铝土矿以及叶蜡石、绿泥石和矿泥，其中黄铁矿的硫品位达到51％以上，铝土矿的铝硅比达到7.6，指标优异，达到了矿产资源高效综合利用的目的。

[0070] 实施例3

[0071] 1、矿石特性

[0072] 某地伴生硅/铝资源的复杂难处理硫化矿矿石，矿石中的硫、铁、铝、硅四种主要组分化学含量就高达84％，其S品位15.1％、Al2O3含量32.1％、SiO2含量25.4％。矿石中主要矿物有：黄铁矿、一水硬铝石(及少量三水铝石)、叶蜡石、绿泥石、高岭石(含少量多水高岭石)、锐钛矿等；少/微量矿物见有蒙脱石、海泡石、云母、石膏、炭质(石墨)、褐铁矿、铁矾、石英等。矿物种类多、嵌布粒度细且复杂，整体资源化利用难度极大。

[0073] 2、选矿工艺

[0074] (1)将难处理硫化矿原矿进行磨矿，然后对磨矿产品进行湿式筛分，分出-74μm及+74μm粒级部分，其中的+74μm粒级部分返回上一级的磨矿作业进行再磨；最终获得的入浮样品粒度为-74μm粒级含量占入浮样品质量的100％；

[0075] (2)向步骤(1)所得的入浮样品中依次加入分散剂六偏磷酸钠650g/t原矿、捕收剂丁基黄药150g/t原矿、抑制剂黄原胶700g/t原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇40g/t原矿，进行黄铁矿浮选工序中的粗选，得到黄铁矿粗精矿和黄铁矿粗选尾矿；然后将黄铁矿粗精矿进行至少三次黄铁矿精选，每次精选得到各自的黄铁矿精选中矿，最后一次精选除了得到黄铁矿精选中矿外还得到黄铁矿精矿，将各自的黄铁矿精选中矿分别顺序返回至上一级作业；此外，将黄铁矿粗选尾矿进行两次黄铁矿扫选，每次扫选得到各自的扫选中矿，第二次扫选除了得到扫选中矿外还得到脱硫尾矿，将各自的黄铁矿扫选中矿分别顺序返回至上一级作业。

[0076] (3)将步骤(2)得到的脱硫尾矿采用斜板浓密机，进行沉降脱泥，分别得到粒度为-28μm的矿泥和脱泥矿物；

[0077] (4)向步骤(3)所得的脱泥矿物中依次加入调整剂硫酸750g/t原矿、分散剂六偏磷酸钠300g/t原矿、捕收剂醚胺和椰油胺15g/t原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇10g/t原矿，进行叶蜡石浮选工序中的粗选，得到叶蜡石粗精矿和叶蜡石粗选尾矿；然后将叶蜡石粗精矿进行三次叶蜡石精选，每次精选得到各自的叶蜡石精选中矿，最后一次精选除了得到叶蜡石精选中矿外还得到叶蜡石精矿，将各自的叶蜡石精选中矿分别顺序返回至上一级作业；此外，将叶蜡石粗选尾矿进行叶蜡石扫选一次，除了得到叶蜡石扫选中矿外还得到脱叶蜡石尾矿，将叶蜡石扫选中矿顺序返回至上一级作业。

[0078] (5)向步骤(3)所得的脱叶蜡石尾矿矿浆中依次加入调整剂硫酸450g/t原矿、捕收剂十二胺10g/t原矿，进行绿泥石浮选工序中的粗选，得到绿泥石粗精矿和绿泥石粗选尾矿；然后将绿泥石粗精矿进行两次绿泥石精选，每次精选得到各自的绿泥石精选中矿，最后一次精选除了得到绿泥石精选中矿外还得到绿泥石精矿，将各自的绿泥石精选中矿分别顺序返回至上一级作业；此外，将绿泥石粗选尾矿进行绿泥石扫选一次，除了得到绿泥石扫选中矿外还得到高品质的铝土矿，将绿泥石扫选中矿顺序返回至上一级作业。

[0079] 步骤(2)中，按与原矿质量比计，每次黄铁矿精选加入丁基黄药20g/t原矿、黄原胶150g/t原矿；每次黄铁矿扫选加入丁基黄药40g/t原矿、甲基异丁基甲醇15g/t原矿。

[0080] 步骤(4)中，按与原矿质量比计，每次叶蜡石精选加入硫酸350g/t原矿、醚胺10g/t原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇5g/t原矿；叶蜡石扫选加入醚胺10g/t原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇5g/t原矿。

[0081] 步骤(5)中，按与原矿质量比计，每次绿泥石精选加入硫酸80g/t原矿、脂肪胺8g/t原矿；绿泥石扫选加入脂肪胺10g/t原矿。

[0082] 3、浮选分离试验指标

[0083] 浮选分离指标见表3。

[0084] 表3

[0085]

[0086] 由表3的试验结果可知，该伴生硅/铝资源的复杂难处理硫化矿采用本发明的浮选工艺，得到了高品质的黄铁矿和铝土矿以及叶蜡石、绿泥石和矿泥，其中黄铁矿的硫品位达到49％以上，铝土矿的铝硅比达到6.1，达到矿产资源无尾化利用的目的。

[0087] 实施例4

[0088] 1、矿石特性

[0089] 某伴生硅/铝资源的复杂难处理硫化矿，矿石主要由黄铁矿、叶蜡石、一水硬铝石和少量高岭石、蒙脱石、绿泥石、锐钛矿等矿物组成；矿石中S品位为16.4％，硫以黄铁矿矿物形式存在，黄铁矿的工艺矿物学粒度在0.001mm～1.32mm间，一般在0.01mm～0.15mm间；矿石中工业铝矿物主要为一水硬铝石，与叶蜡石、高岭石、蒙脱石等矿物相互混杂在一起，且粒度微细，分选难度大。

[0090] 2、选矿工艺

[0091] (1)将难处理硫化矿原矿进行磨矿，然后对磨矿产品进行湿式筛分，分出-74μm及+74μm粒级部分，其中的+74μm粒级部分返回上一级的磨矿作业进行再磨；最终获得的入浮样品粒度为-74μm粒级含量占入浮样品质量的100％；

[0092] (2)向步骤(1)所得的入浮样品中依次加入分散剂六偏磷酸钠850g/t原矿、捕收剂丁基黄药250g/t原矿、抑制剂黄原胶900g/t原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇80g/t原矿，进行黄铁矿浮选工序中的粗选，得到黄铁矿粗精矿和黄铁矿粗选尾矿；然后将黄铁矿粗精矿进行至少三次黄铁矿精选，每次精选得到各自的黄铁矿精选中矿，最后一次精选除了得到黄铁矿精选中矿外还得到高品质的黄铁矿精矿，将各自的黄铁矿精选中矿分别顺序返回至上一级作业；此外，将黄铁矿粗选尾矿进行两次黄铁矿扫选，每次扫选得到各自的扫选中矿，第二次扫选除了得到扫选中矿外还得到脱硫尾矿，将各自的黄铁矿扫选中矿分别顺序返回至上一级作业。

[0093] (3)将步骤(2)得到的脱硫尾矿采用斜板浓密机，进行沉降脱泥，分别得到粒度为-28μm的矿泥和脱泥矿物；

[0094] (4)向步骤(3)所得的脱泥矿物中依次加入调整剂硫酸900g/t原矿、分散剂六偏磷酸钠500g/t原矿、捕收剂醚胺和椰油胺30g/t原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇20g/t原矿，进行叶蜡石浮选工序中的粗选，得到叶蜡石粗精矿和叶蜡石粗选尾矿；然后将叶蜡石粗精矿进行三次叶蜡石精选，每次精选得到各自的叶蜡石精选中矿，最后一次精选除了得到叶蜡石精选中矿外还得到叶蜡石精矿，将各自的叶蜡石精选中矿分别顺序返回至上一级作业；此外，将叶蜡石粗选尾矿进行叶蜡石扫选一次，除了得到叶蜡石扫选中矿外还得到脱叶蜡石尾矿，将叶蜡石扫选中矿顺序返回至上一级作业。

[0095] (5)向步骤(3)所得的脱叶蜡石尾矿矿浆中依次加入调整剂硫酸600g/t原矿、捕收剂混合胺20g/t原矿，进行绿泥石浮选工序中的粗选，得到绿泥石粗精矿和绿泥石粗选尾矿；然后将绿泥石粗精矿进行两次绿泥石精选，每次精选得到各自的绿泥石精选中矿，最后一次精选除了得到绿泥石精选中矿外还得到绿泥石精矿，将各自的绿泥石精选中矿分别顺序返回至上一级作业；此外，将绿泥石粗选尾矿进行绿泥石扫选一次，除了得到绿泥石扫选中矿外还得到高品质的铝土矿，将绿泥石扫选中矿顺序返回至上一级作业。

[0096] 步骤(2)中，按与原矿质量比计，每次黄铁矿精选加入丁基黄药40g/t原矿、黄原胶300g/t原矿；每次黄铁矿扫选加入丁基黄药80g/t原矿、甲基异丁基甲醇30g/t原矿。

[0097] 步骤(4)中，按与原矿质量比计，每次叶蜡石精选加入硫酸400g/t原矿、醚胺20g/t原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇10g/t原矿；叶蜡石扫选加入醚胺20g/t原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇10g/t原矿。

[0098] 步骤(5)中，按与原矿质量比计，每次绿泥石精选加入硫酸120g/t原矿、脂肪胺18g/t原矿；绿泥石扫选加入脂肪胺15g/t原矿。

[0099] 3、浮选分离试验指标

[0100] 浮选分离指标见表4。

[0101] 表4

[0102]

[0103] 由表4的试验结果可知，该伴生硅/铝资源的复杂难处理硫化矿采用本发明的浮选工艺，同样得到了高品质的黄铁矿和铝土矿以及叶蜡石、绿泥石和矿泥，其中黄铁矿的硫品位达到48％以上，铝土矿的铝硅比达到6.0，指标优异，达到了矿产资源高效综合利用的目的。

[0104] 实施例5

[0105] 1、矿石特性

[0106] 某伴生硅/铝资源的复杂难处理硫化矿，矿石主要由黄铁矿、叶蜡石、一水硬铝石和少量高岭石、蒙脱石、绿泥石、锐钛矿等矿物组成；矿石中S品位为16.4％，硫以黄铁矿矿物形式存在，黄铁矿的工艺矿物学粒度在0.001mm～1.32mm间，一般在0.01mm～0.15mm间；矿石中工业铝矿物主要为一水硬铝石，与叶蜡石、高岭石、蒙脱石等矿物相互混杂在一起，且粒度微细，分选难度大。

[0107] 2、选矿工艺

[0108] (1)将难处理硫化矿原矿进行磨矿，然后对磨矿产品进行湿式筛分，分出-74μm及+74μm粒级部分，其中的+74μm粒级部分返回上一级的磨矿作业进行再磨；最终获得的入浮样品粒度为-74μm粒级含量占入浮样品质量的100％；

[0109] (2)向步骤(1)所得的入浮样品中依次加入分散剂六偏磷酸钠700g/t原矿、捕收剂丁基黄药250g/t原矿、抑制剂黄原胶800g/t原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇80g/t原矿，进行黄铁矿浮选工序中的粗选，得到黄铁矿粗精矿和黄铁矿粗选尾矿；然后将黄铁矿粗精矿进行至少三次黄铁矿精选，每次精选得到各自的黄铁矿精选中矿，最后一次精选除了得到黄铁矿精选中矿外还得到高品质的黄铁矿精矿，将各自的黄铁矿精选中矿分别顺序返回至上一级作业；此外，将黄铁矿粗选尾矿进行两次黄铁矿扫选，每次扫选得到各自的扫选中矿，第二次扫选除了得到扫选中矿外还得到脱硫尾矿，将各自的黄铁矿扫选中矿分别顺序返回至上一级作业。

[0110] (3)将步骤(2)得到的脱硫尾矿采用斜板浓密机，进行沉降脱泥，分别得到粒度为-28μm的矿泥和脱泥矿物；

[0111] (4)向步骤(3)所得的脱泥矿物中依次加入调整剂硫酸800g/t原矿、分散剂六偏磷酸钠500g/t原矿、捕收剂醚胺和椰油胺22g/t原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇20g/t原矿，进行叶蜡石浮选工序中的粗选，得到叶蜡石粗精矿和叶蜡石粗选尾矿；然后将叶蜡石粗精矿进行三次叶蜡石精选，每次精选得到各自的叶蜡石精选中矿，最后一次精选除了得到叶蜡石精选中矿外还得到叶蜡石精矿，将各自的叶蜡石精选中矿分别顺序返回至上一级作业；此外，将叶蜡石粗选尾矿进行叶蜡石扫选一次，除了得到叶蜡石扫选中矿外还得到脱叶蜡石尾矿，将叶蜡石扫选中矿顺序返回至上一级作业。

[0112] (5)向步骤(3)所得的脱叶蜡石尾矿矿浆中依次加入调整剂硫酸500g/t原矿、捕收剂脂肪胺、十八胺、十二胺和混合胺20g/t原矿，进行绿泥石浮选工序中的粗选，得到绿泥石粗精矿和绿泥石粗选尾矿；然后将绿泥石粗精矿进行两次绿泥石精选，每次精选得到各自的绿泥石精选中矿，最后一次精选除了得到绿泥石精选中矿外还得到绿泥石精矿，将各自的绿泥石精选中矿分别顺序返回至上一级作业；此外，将绿泥石粗选尾矿进行绿泥石扫选一次，除了得到绿泥石扫选中矿外还得到高品质的铝土矿，将绿泥石扫选中矿顺序返回至上一级作业。

[0113] 步骤(2)中，按与原矿质量比计，每次黄铁矿精选加入丁基黄药30g/t原矿、黄原胶300g/t原矿；每次黄铁矿扫选加入丁基黄药50g/t原矿、甲基异丁基甲醇30g/t原矿。

[0114] 步骤(4)中，按与原矿质量比计，每次叶蜡石精选加入硫酸375g/t原矿、醚胺20g/t原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇7g/t原矿；叶蜡石扫选加入醚胺15g/t原矿、起泡剂甲基异丁基甲醇10g/t原矿。

[0115] 步骤(5)中，按与原矿质量比计，每次绿泥石精选加入硫酸100g/t原矿、脂肪胺18g/t原矿；绿泥石扫选加入脂肪胺12g/t原矿。

[0116] 3、浮选分离试验指标

[0117] 浮选分离指标见表5。

[0118] 表5

[0119]

[0120] 由表5的试验结果可知，该伴生硅/铝资源的复杂难处理硫化矿采用本发明的浮选工艺，同样得到了高品质的黄铁矿和铝土矿以及叶蜡石、绿泥石和矿泥，其中黄铁矿的硫品位达到50％以上，铝土矿的铝硅比达到6.8，指标优异，达到了矿产资源高效综合利用的目的。

[0121] 最后需要说明的是，以上实施例仅用于说明本发明的技术方案而非限制，尽管参照较佳实施例对本发明的技术方案进行了详细说明，本领域技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明的宗旨和范围，其均应涵盖在本发明的保护范围当中。