CN105562212B - 一种含硫铝土矿浮选脱硅脱硫方法 - Google Patents

Abstract

本发明涉及低品位含硫铝土矿浮选脱硫技术领域，尤其是一种含硫铝土矿浮选脱硅脱硫方法，通过对原矿进行磨矿处理，使得原矿中的含硫物质以及脉石物质能够充分的解离原矿，并通过对磨矿过程的粒度控制，即控制粒度在190‑210目的粉矿占90％以上，进而避免矿浆分散性能差、比表面积大、药物选择性降低以及避免细泥(铝土矿)上浮的现象，提高了铝土矿精矿的回收率，降低了铝土矿精矿的损失率。

Description

一种含硫铝土矿浮选脱硅脱硫方法

技术领域

本发明涉及低品位含硫铝土矿浮选脱硫技术领域，尤其是一种含硫铝土矿浮选脱硅脱硫方法。

背景技术

目前，对于含硫铝土矿的脱硫方法有反浮选脱硫，常规浮选，焙烧脱硫，磁化处理，微生物浸出脱硫，氧化铝生产中加入脱硫复合添加剂等方法。

但是，在采用拜耳法生产氧化铝时，无论铝土矿中的含硫量的高低程度如何，将会对工艺的稳定性导致影响，因此，在进行含硫铝土矿进行脱硫脱硅处理成为拜耳法生产氧化铝的关键；同时，确保含硫铝土矿中的硫的脱出率较优成为了拜耳法生产氧化铝工艺的关键步骤之一；于是，有大量的研究者对含硫铝土矿中的硫硅的脱出以及脱出的效果进行不断的探索与研究。

如专利号为200410022208.X的《一水硬铝石型铝土矿脱硫脱硅的浮选方法》公开了一次采用反浮选脱硫和正浮选脱硅工艺同时进行脱硫和脱硅的方法，具体是采用球磨机进行一水硬铝石型铝土矿磨矿，磨矿产品细度为-0.074mm占90％，磨矿产品直接进入浮选，采用一次粗选、一次扫选，中矿返回脱硫粗选的闭路流程，再采用正浮选进行脱硅，可得到铝硅比10以上，硫含量低于0.5％，Al2O3回收率为80％以上的指标。

再如专利号为CN201010587696.4的《一种含硫铝土矿的选矿脱硅脱硫方法》公开了一种涉及低品位含硫铝土矿的选矿脱硅脱硫方法，其选矿过程是将含硫铝土矿经过磨矿后，采用硫酸调节PH为3-6，依次添加抑制剂、活化剂、硅酸盐矿物捕收剂、含硫脉石矿物捕收剂，经过搅拌调浆后进行浮选，经过浮选后，大部分含硫铝土矿中的硅酸盐矿物和含硫脉石被富集到泡沫中作为尾矿，浮选后的矿浆作为精矿，进而达到快速实现含硫铝土矿的同步浮选脱硫脱硅，并且具有流程短、工艺简单的特点。

可是，含硫低品位铝土矿矿物间共生关系密切，相当一部分矿物质之间的嵌布粒度极细，进而使得含硫铝土矿一方面需要细磨才能使铝土矿与硫化物及脉石矿物尽量充分解离；另一方面，脱硫体系下一水硬铝石夹带的机理表明，脉石矿粒越细，一水硬铝石越容易夹带，细磨会使矿浆分散性能差，比表面积大，药剂的选择性降低，一部分易浮的铝土矿(细泥)容易上浮，在脱硫体系中不断恶化循环，不仅影响脱硫浮选，还会对后续脱硅造成不利影响，但这部分铝土矿金属量又比较大，丢弃将会直接影响铝土矿的回收率，造成生产成本较高。

发明内容

为了解决现有技术中存在的上述技术问题，本发明提供一种含硫铝土矿浮选脱硅脱硫方法，能够将大量铝土矿细泥及时脱离浮选脱硫体系，避免了铝土矿细磨导致脱硫过程中铝土矿夹带对脱硫脱硅所带来的影响，降低含硫铝土矿脱硫脱硅的成本，提高铝土矿精矿的回收率，增强对含硫铝土矿的脱硫效率。

具体是通过以下技术方案得以实现的：

一种含硫铝土矿浮选脱硅脱硫方法，包括以下步骤：

(1)将原矿通过研磨机进行磨矿处理至粒度为190-210目的粉矿占量为≥90％后，再将粉矿置于浮选脱硫槽中，并向其中依次加入捕收剂、活化剂、起泡剂，并采用搅拌速度为80-100r/min搅拌处理20-30min，停止搅拌，在常温环境中，使得浮选脱硫槽中发生浮选作用，待浮选槽中的表面有泡沫产生时，对浮选槽表面的泡沫进行刮出处理，待浮选槽表面的泡沫不再出现时，将浮选槽槽底中的浆料为低硫尾矿；刮出的泡沫为硫粗矿；

(2)将步骤1)中获得的硫粗矿进行2-3次精选，在进行第一次精选完成后，获得脱硫中矿a和硫粗矿a；再将硫粗矿a进行第二次精选，获得脱硫中矿b和硫粗矿b，脱硫中矿b返回第一次精选，硫粗矿b为硫精矿；或在完成上述第二次精选后，再将硫粗矿b进行第三次精选，获得脱硫中矿c和硫粗矿c，并将脱硫中矿b和脱硫中矿c依次返回第一次精选，硫粗矿c为硫精矿d；将步骤1)中获得的低硫尾矿进行扫选，获得硫精矿a和低硫尾矿a；将硫精矿d和硫精矿a进行合并为硫精矿；

(3)将步骤2)获得的脱硫中矿a进行扫选后，开口，获得开口中矿；再将开口中矿和低硫尾矿a分别在脱硅槽中，采用铝土矿正浮选脱硅捕收剂进行脱硅处理，并在脱硅槽中先进行1-2次粗选，再进行一次扫选，并对槽底矿物返回粗选步骤，再对泡沫分成开口中矿产生的泡沫和低硫尾矿a产生的泡沫进行单独精选处理，对开口中矿产生的泡沫进行一次精选处理，获得铝土矿精矿a和尾矿a；对低硫尾矿a产生的泡沫进行3-4次精选处理，获得铝土矿精矿b和尾矿b；再将尾矿a和尾矿b进行合并获得尾矿；对铝土矿精矿a和铝土矿精矿b进行合并获得铝土矿精矿。

所述的步骤1)中的捕收剂为丁黄药和丁胺黑药的混合物。

所述的步骤1)中丁黄药的加入量为每吨矿石100-150g和丁胺黑药的加入量为每吨矿石40-60g。

所述的步骤1)中的活化剂为硫酸铜，其添加量为每吨矿石添加180-220g。

所述的步骤1)中的起泡剂为2#油，其添加量为每吨矿石添加20-60g。

所述的步骤2)中的低硫尾矿进行扫选是依次加入丁黄药和2#油，丁黄药的加入量为每吨低硫尾矿40-60g，2#油的加入量为每吨低硫尾矿10-20g；所述的步骤3)中的脱硫中矿a进行扫选是加入丁黄药，丁黄药的加入量为每吨脱硫中矿a10-20g。

所述的步骤3)中的铝土矿正浮选脱硅捕收剂为皂化的油酸。

所述的皂化的油酸在开口中矿中做捕收剂的用量为每吨开口中矿300-340g；所述的皂化的油酸在低硫尾矿a中做捕收剂的用量为每吨低硫尾矿a1000-1200g。

所述的步骤1)中的磨矿处理至粒度为200目的粉矿占量为≥90％。

所述的含硫铝土矿浮选脱硅脱硫方法，适用于含S>1％，Al₂O₃54～65％，SiO₂ 10～12％，铝硅比为5～7的低品位一水硬铝石型铝土矿。

本发明中的进一步的处理，即精选是按照上一步骤中的脱硫处理方式进行进一步的处理，粗选是按照上一步的脱出处理方式进行进一步的处理。

与现有技术相比，本发明的技术效果体现在：

通过对原矿进行磨矿处理，使得原矿中的含硫物质以及脉石物质能够充分的解离原矿，并通过对磨矿过程的粒度控制，即控制粒度在190-210目的粉矿占90％以上，进而避免矿浆分散性能差、比表面积大、药物选择性降低以及避免细泥(铝土矿)上浮的现象，提高了铝土矿精矿的回收率，降低了铝土矿精矿的损失率；再将磨矿处理完成之后的粉矿进行脱硫处理，并通过捕收剂、活化剂、发泡剂的选择以及添加量的控制，使得粉矿中的硫化物物质得到较为完善的处理，进而改善了铝土矿精矿中的硫含量，并将硫粗矿进行多次精选处理，使得铝土矿得到富集，硫得到富集，进而获得高纯度的硫精矿和避免铝土矿的损失，提高了铝土矿精矿的回收率；再将后续的脱硅工艺进行开口中矿和低硫尾矿的单独处理，并在处理过程中，通过粗选、扫选以及精选，并对处理过程中的次数进行控制与限制，进而使得获得的产品的回收率和纯度较高，提高了铝土矿精矿的产量和质量，降低了对含硫铝土矿的处理成本。

附图说明

图1为本发明的含硫铝土矿浮选脱硅脱硫方法的流程图。

具体实施方式

下面结合附图和具体的实施方式来对本发明的技术方案做进一步的限定，但要求保护的范围不仅局限于所作的描述。

实施例1

如图1所示，经过原矿磨矿处理，再将磨矿完成的矿粉进行浮选脱硫处理，将泡沫刮出获得硫粗矿，硫粗矿经过2-3次精选，并将精选过程中的第二次或者第二次和第三次获得的中矿返回第一次精选中进行精选处理，并将获得泡沫作为硫精矿；第一次精选的中矿作为脱硅处理步骤中的开口中矿；将脱硫处理步骤中的槽底物，即低硫尾矿进行粗选、扫选等处理之后，泡沫作为硫精矿，底物为低硫尾矿a，并将低硫尾矿a作为脱硅处理步骤中的低硫尾矿a；再单独将开口中矿和低硫尾矿a进行正浮选脱硅处理，并经过1-2次的粗细、一次扫选、一次精选或者3-4次精选的工艺，使得获得铝土矿精矿和尾矿，进而达到对低品位含硫铝土矿进行处理，降低含硫铝土矿中的硫含量，提高铝土矿的品位，改善拜耳法生产氧化铝存在的缺陷；并且使得含硫铝土矿处理过程中的铝土矿的损失率较低，处理成本较低，铝土矿的回收率较高。

具体是一种含硫铝土矿浮选脱硅脱硫方法，包括以下步骤：

(1)将原矿通过研磨机进行磨矿处理至粒度为190目的粉矿占量为90％后，再将粉矿置于浮选脱硫槽中，并向其中依次加入捕收剂、活化剂、起泡剂，并采用搅拌速度为80r/min搅拌处理20min，停止搅拌，在常温环境中，使得浮选脱硫槽中发生浮选作用，待浮选槽中的表面有泡沫产生时，对浮选槽表面的泡沫进行刮出处理，待浮选槽表面的泡沫不再出现时，将浮选槽槽底中的浆料为低硫尾矿；刮出的泡沫为硫粗矿；

(2)将步骤1)中获得的硫粗矿进行2次精选，在进行第一次精选完成后，获得脱硫中矿a和硫粗矿a；再将硫粗矿a进行第二次精选，获得脱硫中矿b和硫粗矿b，脱硫中矿b返回第一次精选，硫粗矿b为硫精矿；将步骤1)中获得的低硫尾矿进行扫选，获得硫精矿a和低硫尾矿a；硫精矿a为硫精矿；

(3)将步骤2)获得的脱硫中矿a进行扫选后，开口，获得开口中矿；再将开口中矿和低硫尾矿a分别在脱硅槽中，采用铝土矿正浮选脱硅捕收剂进行脱硅处理，并在脱硅槽中先进行1次粗选，再进行一次扫选，并对槽底矿物返回粗选步骤，再对泡沫分成开口中矿产生的泡沫和低硫尾矿a产生的泡沫进行单独精选处理，对开口中矿产生的泡沫进行一次精选处理，获得铝土矿精矿a和尾矿a；对低硫尾矿a产生的泡沫进行3次精选处理，获得铝土矿精矿b和尾矿b；再将尾矿a和尾矿b进行合并获得尾矿；对铝土矿精矿a和铝土矿精矿b进行合并获得铝土矿精矿。

所述的步骤1)中的捕收剂为丁黄药和丁胺黑药的混合物。

所述的步骤1)中丁黄药的加入量为每吨矿石100g和丁胺黑药的加入量为每吨矿石40g。

所述的步骤1)中的活化剂为硫酸铜，其添加量为每吨矿石添加180g。

所述的步骤1)中的起泡剂为2#油，其添加量为每吨矿石添加20g。

所述的步骤2)中的低硫尾矿进行扫选是依次加入丁黄药和2#油，丁黄药的加入量为每吨低硫尾矿40g，2#油的加入量为每吨低硫尾矿10g；所述的步骤3)中的脱硫中矿a进行扫选是加入丁黄药，丁黄药的加入量为每吨脱硫中矿a10g。

所述的步骤3)中的铝土矿正浮选脱硅捕收剂为皂化的油酸。

所述的皂化的油酸在开口中矿中做捕收剂的用量为每吨开口中矿300g；所述的皂化的油酸在低硫尾矿a中做捕收剂的用量为每吨低硫尾矿a1000g。

实施例2

一种含硫铝土矿浮选脱硅脱硫方法，包括以下步骤：

(1)将原矿通过研磨机进行磨矿处理至粒度为210目的粉矿占量为≥90％后，再将粉矿置于浮选脱硫槽中，并向其中依次加入捕收剂、活化剂、起泡剂，并采用搅拌速度为100r/min搅拌处理30min，停止搅拌，在常温环境中，使得浮选脱硫槽中发生浮选作用，待浮选槽中的表面有泡沫产生时，对浮选槽表面的泡沫进行刮出处理，待浮选槽表面的泡沫不再出现时，将浮选槽槽底中的浆料为低硫尾矿；刮出的泡沫为硫粗矿；

(2)将步骤1)中获得的硫粗矿进行3次精选，在进行第一次精选完成后，获得脱硫中矿a和硫粗矿a；再将硫粗矿a进行第二次精选，获得脱硫中矿b和硫粗矿b，脱硫中矿b返回第一次精选，硫粗矿b为硫精矿；再将硫粗矿b进行第三次精选，获得脱硫中矿c和硫粗矿c，并将脱硫中矿b和脱硫中矿c依次返回第一次精选，硫粗矿c为硫精矿d；将步骤1)中获得的低硫尾矿进行扫选，获得硫精矿a和低硫尾矿a；将硫精矿d和硫精矿a进行合并为硫精矿；

(3)将步骤2)获得的脱硫中矿a进行扫选后，开口，获得开口中矿；再将开口中矿和低硫尾矿a分别在脱硅槽中，采用铝土矿正浮选脱硅捕收剂进行脱硅处理，并在脱硅槽中先进行2次粗选，再进行一次扫选，并对槽底矿物返回粗选步骤，再对泡沫分成开口中矿产生的泡沫和低硫尾矿a产生的泡沫进行单独精选处理，对开口中矿产生的泡沫进行一次精选处理，获得铝土矿精矿a和尾矿a；对低硫尾矿a产生的泡沫进行4次精选处理，获得铝土矿精矿b和尾矿b；再将尾矿a和尾矿b进行合并获得尾矿；对铝土矿精矿a和铝土矿精矿b进行合并获得铝土矿精矿。

所述的步骤1)中的捕收剂为丁黄药和丁胺黑药的混合物。

所述的步骤1)中丁黄药的加入量为每吨矿石150g和丁胺黑药的加入量为每吨矿石60g。

所述的步骤1)中的活化剂为硫酸铜，其添加量为每吨矿石添加220g。

所述的步骤1)中的起泡剂为2#油，其添加量为每吨矿石添加60g。

所述的步骤2)中的低硫尾矿进行扫选是依次加入丁黄药和2#油，丁黄药的加入量为每吨低硫尾矿60g，2#油的加入量为每吨低硫尾矿20g；所述的步骤3)中的脱硫中矿a进行扫选是加入丁黄药，丁黄药的加入量为每吨脱硫中矿a20g。

所述的步骤3)中的铝土矿正浮选脱硅捕收剂为皂化的油酸。

所述的皂化的油酸在开口中矿中做捕收剂的用量为每吨开口中矿340g；所述的皂化的油酸在低硫尾矿a中做捕收剂的用量为每吨低硫尾矿a1200g。

实施例3

一种含硫铝土矿浮选脱硅脱硫方法，包括以下步骤：

(1)将原矿通过研磨机进行磨矿处理至粒度为200目的粉矿占量为≥90％后，再将粉矿置于浮选脱硫槽中，并向其中依次加入捕收剂、活化剂、起泡剂，并采用搅拌速度为90r/min搅拌处理25min，停止搅拌，在常温环境中，使得浮选脱硫槽中发生浮选作用，待浮选槽中的表面有泡沫产生时，对浮选槽表面的泡沫进行刮出处理，待浮选槽表面的泡沫不再出现时，将浮选槽槽底中的浆料为低硫尾矿；刮出的泡沫为硫粗矿；

(2)将步骤1)中获得的硫粗矿进行3次精选，在进行第一次精选完成后，获得脱硫中矿a和硫粗矿a；再将硫粗矿a进行第二次精选，获得脱硫中矿b和硫粗矿b，脱硫中矿b返回第一次精选，硫粗矿b为硫精矿，再将硫粗矿b进行第三次精选，获得脱硫中矿c和硫粗矿c，并将脱硫中矿b和脱硫中矿c依次返回第一次精选，硫粗矿c为硫精矿d；将步骤1)中获得的低硫尾矿进行扫选，获得硫精矿a和低硫尾矿a；将硫精矿d和硫精矿a进行合并为硫精矿；

(3)将步骤2)获得的脱硫中矿a进行扫选后，开口，获得开口中矿；再将开口中矿和低硫尾矿a分别在脱硅槽中，采用铝土矿正浮选脱硅捕收剂进行脱硅处理，并在脱硅槽中先进行2次粗选，再进行一次扫选，并对槽底矿物返回粗选步骤，再对泡沫分成开口中矿产生的泡沫和低硫尾矿a产生的泡沫进行单独精选处理，对开口中矿产生的泡沫进行一次精选处理，获得铝土矿精矿a和尾矿a；对低硫尾矿a产生的泡沫进行3次精选处理，获得铝土矿精矿b和尾矿b；再将尾矿a和尾矿b进行合并获得尾矿；对铝土矿精矿a和铝土矿精矿b进行合并获得铝土矿精矿。

所述的步骤1)中的捕收剂为丁黄药和丁胺黑药的混合物。

所述的步骤1)中丁黄药的加入量为每吨矿石130g和丁胺黑药的加入量为每吨矿石50g。

所述的步骤1)中的活化剂为硫酸铜，其添加量为每吨矿石添加200g。

所述的步骤1)中的起泡剂为2#油，其添加量为每吨矿石添加40g。

所述的步骤2)中的低硫尾矿进行扫选是依次加入丁黄药和2#油，丁黄药的加入量为每吨低硫尾矿50g，2#油的加入量为每吨低硫尾矿15g；所述的步骤3)中的脱硫中矿a进行扫选是加入丁黄药，丁黄药的加入量为每吨脱硫中矿a15g。

所述的步骤3)中的铝土矿正浮选脱硅捕收剂为皂化的油酸。

所述的皂化的油酸在开口中矿中做捕收剂的用量为每吨开口中矿320g；所述的皂化的油酸在低硫尾矿a中做捕收剂的用量为每吨低硫尾矿a1100g。

实施例4

一种解决低品位含硫铝土矿浮选脱硫过程中铝土矿夹带的方法，矿石经磨矿后进行脱硫浮选，脱硫阶段中矿开口，且不与脱硫尾矿合并，二者完全单独进行正浮选脱硅。

具体包括以下工艺步骤和条件：

1)将原矿一次性磨矿至-0.074mm占90％，使铝土矿与硫化物和脉石矿物尽可能单体解离。

2)浮选脱硫：磨矿后的矿石直接进入脱硫浮选作业，丁黄药100～150g/t，丁胺黑药40～60g/t作捕收剂，硫酸铜180～220g/t作活化剂，2#油20～60g/t作起泡剂，矿浆与浮选药剂作用，进行浮选脱硫作业，刮出泡沫为硫粗精矿，槽底为低硫尾矿1。

3)硫粗精矿进行2～3次精选，脱硫中矿1加入丁黄药10～20g/t进行扫选后开口，脱离硫浮选体系，中矿2或中矿2，3顺序返回，低硫尾矿1加入丁黄药40～60g/t，2#油10～20g/t进行扫选，槽底为低硫尾矿2，精选后的泡沫为最终硫精矿。

4)开口中矿1不与低硫尾矿2合并，二者单独分别进行正浮选脱硅作业，产出泡沫为铝土矿精矿。以皂化的油酸为铝土矿正浮选脱硅捕收剂，开口中矿1用量为300～340g/t，脱硅过程为1～2次粗选，一次扫选，一次精选，中矿返回粗选；低硫尾矿2捕收剂用量为1000～1200g/t，脱硅过程为1～2次粗选，一次扫选，3～4次精选，精选中矿1扫选后抛尾。开口中矿1与低硫尾矿2获得的铝土矿精矿合并为最终的铝土矿精矿。

实施例5

贵州某含硫低品位一水硬铝石型铝土矿，原矿Al2O3 54.71％，SiO2 11.35％，铝硅比4.82，含硫1.33％。

具体脱硫脱硅工艺如下：

1)采用球磨机进行一水硬铝石型铝土矿磨矿，磨矿细度为-0.074mm占90％左右，磨矿浓度66.7％。

2)向磨矿后的矿浆中依次加入硫酸铜200g/t，丁黄药120g/t，丁胺黑药50g/t，2#油40g/t，药剂与矿浆作用后进行硫浮选作业，浮选浓度保持在30％左右，矿浆pH 9～10左右，刮出泡沫为硫粗精矿，槽底为低硫尾矿1。

3)硫粗精矿进行3次精选，脱硫中矿1加入丁黄药20g/t进行扫选后开口，脱离硫浮选体系，中矿2，中矿3顺序返回，低硫尾矿1加入60g/t丁黄药，20g/t2#油进行扫选，槽底为低硫尾矿2，精选后的泡沫为最终硫精矿。

4)开口中矿1不与低硫尾矿2合并，二者单独分别进行正浮选脱硅作业，产出泡沫为铝土矿精矿。开口中矿1依次加入六偏磷酸钠和皂化油酸，用量分别为16g/t和320g/t进行脱硅浮选，脱硅过程为2次粗选，1次扫选，1次精选，中矿返回粗选；低硫尾矿2依次加入六偏磷酸钠60g/t和皂化油酸1120g/t，脱硅过程为2次粗选，1次扫选，4次精选，精选中矿1扫选后抛尾。开口中矿1与低硫尾矿2获得的铝土矿精矿合并为最终的铝土矿精矿。

并对该实施例进行闭路实验处理，其结果为：(％)

由上表的实验数据可以得出，本发明中的含硫铝土矿中的铝土矿精矿的回收率能够达到79.64％，并且使得尾矿中的铝土矿的含量降低至19.5％，可见能够避免大量的铝土矿的损失，提高了含硫铝土矿进行脱硫脱硅处理的回收率，降低了处理成本，并且能够使得S的回收率达到13.62％，损失率降低至11.22％，可见，对于铝土矿中的S含量的降低具有显著的进步，对于二氧化硅的回收率达到了46.58％，具有显著的提高，提高了铝土矿精矿的纯度，降低了铝土矿精矿的处理成本。

在此有必要指出的是，上述实施例和实验数据的阐述，仅仅是对本发明的技术方案和本发明的技术方案所能达到的技术效果做进一步的阐述和说明，并不是对本发明的技术方案的进一步的限制，本领域技术人员在此基础上作出的非突出的实质性特征和非显著进步的改进，均属于本发明的保护范畴。

Claims (10)

1.一种含硫铝土矿浮选脱硅脱硫方法，其特征在于，包括以下步骤：

(1)将原矿通过研磨机进行磨矿处理至粒度为190-210目的粉矿占量为≥90％后，再将粉矿置于浮选脱硫槽中，并向其中依次加入捕收剂、活化剂、起泡剂，并采用搅拌速度为80-100r/min搅拌处理20-30min，停止搅拌，在常温环境中，使得浮选脱硫槽中发生浮选作用，待浮选槽中的表面有泡沫产生时，对浮选槽表面的泡沫进行刮出处理，待浮选槽表面的泡沫不再出现时，将浮选槽槽底中的浆料为低硫尾矿；刮出的泡沫为硫粗矿；

(2)将步骤(1)中获得的低硫尾矿进行扫选，获得硫精矿a和低硫尾矿a；

将步骤(1)中获得的硫粗矿进行2-3次精选：

2次精选：在进行第一次精选完成后，获得脱硫中矿a和硫粗矿a；再将硫粗矿a进行第二次精选，获得脱硫中矿b和硫粗矿b，脱硫中矿b返回第一次精选，硫粗矿b为硫精矿；

或，

3次精选：在完成上述第二次精选后，再将硫粗矿b进行第三次精选，获得脱硫中矿c和硫粗矿c，并将脱硫中矿b和脱硫中矿c依次返回第一次精选，硫粗矿c为硫精矿d；将硫精矿d和硫精矿a进行合并为硫精矿；

(3)将步骤(2)获得的脱硫中矿a进行扫选后，开口，获得开口中矿；再将开口中矿和低硫尾矿a分别在脱硅槽中，采用铝土矿正浮选脱硅捕收剂进行脱硅处理，并在脱硅槽中先进行1-2次粗选，再进行一次扫选，并对槽底矿物返回粗选步骤，再对泡沫分成开口中矿产生的泡沫和低硫尾矿a产生的泡沫进行单独精选处理，对开口中矿产生的泡沫进行一次精选处理，获得铝土矿精矿a和尾矿a；对低硫尾矿a产生的泡沫进行3-4次精选处理，获得铝土矿精矿b和尾矿b；再将尾矿a和尾矿b进行合并获得尾矿；对铝土矿精矿a和铝土矿精矿b进行合并获得铝土矿精矿。

2.如权利要求1所述的含硫铝土矿浮选脱硅脱硫方法，其特征在于，所述的步骤(1)中的捕收剂为丁黄药和丁胺黑药的混合物。

3.如权利要求2所述的含硫铝土矿浮选脱硅脱硫方法，其特征在于，所述的步骤(1)中丁黄药的加入量为每吨矿石100-150g和丁胺黑药的加入量为每吨矿石40-60g。

4.如权利要求1所述的含硫铝土矿浮选脱硅脱硫方法，其特征在于，所述的步骤(1)中的活化剂为硫酸铜，其添加量为每吨矿石添加180-220g。

5.如权利要求1所述的含硫铝土矿浮选脱硅脱硫方法，其特征在于，所述的步骤(1)中的起泡剂为2#油，其添加量为每吨矿石添加20-60g。

6.如权利要求1所述的含硫铝土矿浮选脱硅脱硫方法，其特征在于，所述的步骤(2)中的低硫尾矿进行扫选是依次加入丁黄药和2#油，丁黄药的加入量为每吨低硫尾矿40-60g，2#油的加入量为每吨低硫尾矿10-20g；所述的步骤(3)中的脱硫中矿a进行扫选是加入丁黄药，丁黄药的加入量为每吨脱硫中矿a10-20g。

7.如权利要求1所述的含硫铝土矿浮选脱硅脱硫方法，其特征在于，所述的步骤(3)中的铝土矿正浮选脱硅捕收剂为皂化的油酸。

8.如权利要求7所述的含硫铝土矿浮选脱硅脱硫方法，其特征在于，所述的皂化的油酸在开口中矿中做捕收剂的用量为每吨开口中矿300-340g；所述的皂化的油酸在低硫尾矿a中做捕收剂的用量为每吨低硫尾矿a1000-1200g。

9.如权利要求1所述的含硫铝土矿浮选脱硅脱硫方法，其特征在于，所述的步骤(1)中的磨矿处理至粒度为200目的粉矿占量为≥90％。

10.如权利要求1-9任一项所述的含硫铝土矿浮选脱硅脱硫方法，其特征在于，适用于含S>1％，Al₂O₃ 54～65％，SiO₂ 10～12％，铝硅比为5～7的低品位一水硬铝石型铝土矿。