CN109701736B - 含磁铁矿和磁黄铁矿的复杂矿石选矿工艺 - Google Patents

Abstract

本发明提供了一种含磁铁矿和磁黄铁矿的复杂矿石选矿工艺，包括步骤(1)：将复杂矿石进行破碎和磨矿，通过粒度控制使得磨矿产品的粒级在0.074mm以下至少占80％；步骤(2)：将磨矿产品进行磁选，得到包含磁铁矿和磁黄铁矿的粗铁精矿；步骤(3)：将粗铁精矿进行第一次浮选，得到的第一泡沫产品为硫精矿，得到的第一槽尾产品利用步骤(4)进行处理，其中，第一次浮选的药剂制度包括：混合捕收剂用量为300～400g/t，第一活化剂用量为5～7kg/t，第二活化剂用量为1～3kg/t，起泡剂用量为0～250g/t；步骤(4)：将第一槽尾产品进行第二次浮选，得到的第二泡沫产品为硫精矿，第二槽尾产品为铁精矿，其中，第二次浮选过程中不添加药剂。

Description

含磁铁矿和磁黄铁矿的复杂矿石选矿工艺

技术领域

本发明涉及矿物加工技术领域，尤其涉及一种含磁铁矿和磁黄铁矿的复杂矿石选矿工艺。

背景技术

矿产资源是一种不可再生资源，在国家经济发展进程中有相当重要地位。随着人类对矿产资源的不断开采与利用，易选矿石资源日益减少，目前主要处理的是贫、细、杂的难选矿产资源。研究及开发难选矿产资源的先进工艺及技术对充分利用矿产资源、提高资源利用率和矿山的经济效益、减少环境污染都具有十分重要的意义。

随着我国保护环境力度的不断加大，对铁精矿的质量要求越来越高。而含硫量的高低是衡量铁精矿质量的一个重要标准。铁精矿中硫含量过高，将直接影响炼铁、炼钢的质量，也会危害高炉生产，对炼铁及炼钢产生不利影响，同时硫排放也会造成环境污染。在相关技术中，含磁黄铁矿的磁铁矿矿石属于难选矿石。其主要原因是是因为磁黄铁矿和磁铁矿都具有磁性，若采用磁选的方法不能将二者分开。若采用浮选的方法，磁黄铁矿的可浮性较差，浮选效果差，而且还经常用到浓硫酸来活化，成本高且生产过程安全风险大。

发明内容

(一)要解决的技术问题

鉴于目前常规的选别工艺通常采用浮选分离含磁黄铁矿的磁铁矿矿石，需要用浓硫酸来活化磁黄铁矿，存在生产成本高且生产过程安全风险大的问题，本发明提供一种含磁黄铁矿的磁铁矿矿石的浮选方法，可以实现无需浓硫酸活化，实现工艺流程简单、铁精矿品位较高、脱硫效果好且安全、高效的选矿方法。

(二)技术方案

本发明提供了一种含磁铁矿和磁黄铁矿的复杂矿石选矿工艺。

根据本发明的实施例，含磁铁矿和磁黄铁矿的复杂矿石选矿工艺包括步骤(1)：将复杂矿石进行破碎和磨矿，通过粒度控制使得磨矿产品的粒级在0.074mm以下至少占80％；步骤(2)：将上述磨矿产品进行磁选，得到包含磁铁矿和磁黄铁矿的粗铁精矿；步骤(3)：将上述粗铁精矿进行第一次浮选，得到的第一泡沫产品为硫精矿，得到的第一槽尾产品利用步骤(4)进行处理，其中，上述第一次浮选的药剂制度包括：混合捕收剂用量为300～400g/t，第一活化剂用量为5～7kg/t，第二活化剂用量为1～3kg/t，起泡剂用量为0～250g/t，其中，上述混合捕收剂的组成成分包括丁基黄原酸钠和戊基黄原酸钠，上述第一活化剂的组成成分包括硫酸亚铁，第二活化剂的组成成分包括碳酸氢氨；步骤(4)：将上述第一槽尾产品进行第二次浮选，得到的第二泡沫产品为硫精矿，第二槽尾产品为铁精矿，其中，上述第二次浮选过程中不添加药剂。

根据本发明的实施例，含磁铁矿和磁黄铁矿的复杂矿石选矿工艺还包括步骤(5)：对上述第二槽尾产品进行检测，确定上述第二槽尾产品的铁精矿中硫品位是否满足第一阈值；步骤(6)：在上述第二槽尾产品的铁精矿中硫品位不满足上述第一阈值的情况下，将上述第二槽尾产品进行第三次浮选，得到的第三泡沫产品为硫精矿，第三槽尾产品为铁精矿，其中，上述第三次浮选的药剂制度包括：上述混合捕收剂用量为100～200g/t，上述起泡剂用量为0～250g/t。

根据本发明的实施例，含磁铁矿和磁黄铁矿的复杂矿石选矿工艺还包括步骤(7)：对上述第三槽尾产品进行检测，确定上述第三槽尾产品的铁精矿中硫品位是否满足上述第一阈值；步骤(8)：在上述第三槽尾产品的铁精矿中硫品位不满足上述第一阈值的情况下，将上述第三槽尾产品进行第四次浮选，得到第四泡沫产品和第四槽尾产品，其中，第四槽尾产品为铁精矿，上述第四次浮选的药剂制度包括：上述混合捕收剂用量为100～200g/t，上述起泡剂用量为0～250g/t。

根据本发明的实施例，含磁铁矿和磁黄铁矿的复杂矿石选矿工艺还包括步骤(9)：对上述第二泡沫产品和上述第三泡沫产品进行检测，确定上述第二泡沫产品和上述第三泡沫产品的硫品位是否满足第二阈值；步骤(10)：在上述第二泡沫产品和上述第三泡沫产品的硫品位不满足上述第二阈值的情况下，将上述第二泡沫产品和上述第三泡沫产品进行合并，将合并后的混合泡沫产品进行第五次浮选，得到第五泡沫产品和第五槽尾产品，其中，上述第五泡沫产品为硫精矿，上述第五次浮选过程中不添加药剂。

根据本发明的实施例，含磁铁矿和磁黄铁矿的复杂矿石选矿工艺还包括步骤(11)：将上述第五槽尾产品和上述第四泡沫产品合并之后返回上述第一次浮选过程中进行浮选。

根据本发明的实施例，上述第一次浮选、上述第三次浮选和上述第四次浮选总共所添加的混合捕收剂用量为800g/t，总共所添加的上述起泡剂用量为220g/t。

根据本发明的实施例，上述第一次浮选添加的上述起泡剂用量为116g/t、上述第三次浮选添加的上述起泡剂用量为52g/t和上述第四次浮选添加的上述起泡剂用量为52g/t。

根据本发明的实施例，使用pH值为12的生产回水作为浮选用水。

根据本发明的实施例，上述丁基黄原酸钠和上述戊基黄原酸钠按2∶3的比例混合。

根据本发明的实施例，第一活化剂用量为6kg/t，第二活化剂用量为2kg/t。

(三)有益效果

本发明将丁基黄原酸钠和戊基黄原酸钠混合作为混合捕收剂，将硫酸亚铁和碳酸氢氨作为活化剂，可以实现在不添加浓硫酸的条件下，将磁铁矿与磁黄铁矿的有效分离，可以提高精矿质量，增加企业的经济效益，使得生产工艺更加环保可靠，消除了尾矿对环境污染的隐患。具体地，在将含磁铁矿和磁黄铁矿的复杂矿石先进行磨矿磁选，得到包含磁铁矿和磁黄铁矿的粗铁精矿，然后将粗铁精矿进行第一次浮选，药剂制度包括第一活化剂用量为5～7kg/t，第二活化剂用量为1～3kg/t，混合捕收剂用量为300～400g/t，起泡剂用量为0～250g/t。最后将第一槽尾产品进行第二次浮选，得到的第二泡沫产品为硫精矿，第二槽尾产品为铁精矿，其中，第二次浮选过程中不添加药剂。

本发明创造性的利用了上述药剂制度，并利用了两次浮选，第二次浮选不加药剂的选矿方式，相比于现有技术添加浓硫酸进行活化浮选的条件，不仅解决了选矿过程中采用浓硫酸带来的后续不易处理的难题，而且较全面的回收了铁和硫，经济效益好。

附图说明

图1示意性示出了本发明实施例提供的含磁铁矿和磁黄铁矿的复杂矿石选矿工艺的流程图；

图2示意性示出了本发明另一实施例提供的含磁铁矿和磁黄铁矿的复杂矿石选矿工艺的流程图；以及

图3示意性示出了本发明实施例提供的某复杂含铜硫铁矿选矿工艺的流程图。

具体实施方式

为使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚明白，以下结合具体实施例，并参照附图，对本发明进一步详细说明。

但是应该理解，这些描述只是示例性的，而并非要限制本公开的范围。在下面的详细描述中，为便于解释，阐述了许多具体的细节以提供对本公开实施例的全面理解。然而，明显地，一个或多个实施例在没有这些具体细节的情况下也可以被实施。此外，在以下说明中，省略了对公知技术的描述，以避免不必要地混淆本公开的概念。

在此使用的术语仅仅是为了描述具体实施例，而并非意在限制本公开。在此使用的术语“包括”、“包含”等表明了所述特征、步骤、操作的存在，但是并不排除存在或添加一个或多个其他特征、步骤、操作。

在此使用的所有术语(包括技术和科学术语)具有本领域技术人员通常所理解的含义，除非另外定义。应注意，这里使用的术语应解释为具有与本说明书的上下文相一致的含义，而不应以理想化或过于刻板的方式来解释。

本发明将丁基黄原酸钠和戊基黄原酸钠混合作为混合捕收剂，将硫酸亚铁和碳酸氢氨作为活化剂，可以实现在不添加浓硫酸的条件下，将磁铁矿与磁黄铁矿的有效分离，可以提高精矿质量，增加企业的经济效益，使得生产工艺更加环保可靠，消除了尾矿对环境污染的隐患。具体地，在将含磁铁矿和磁黄铁矿的复杂矿石先进行磨矿磁选，得到包含磁铁矿和磁黄铁矿的粗铁精矿，然后将粗铁精矿进行第一次浮选，药剂制度包括第一活化剂用量为5～7kg/t，第二活化剂用量为1～3kg/t，混合捕收剂用量为300～400g/t，起泡剂用量为0～250g/t。最后将第一槽尾产品进行第二次浮选，得到的第二泡沫产品为硫精矿，第二槽尾产品为铁精矿，其中，第二次浮选过程中不添加药剂。

本发明创造性的利用了上述药剂制度，并利用了两次浮选，第二次浮选不加药剂的选矿方式，相比于现有技术添加浓硫酸进行活化浮选的条件，不仅解决了选矿过程中采用浓硫酸带来的后续不易处理的难题，而且较全面的回收了铁和硫，经济效益好。

图1示意性示出了本发明实施例提供的含磁铁矿和磁黄铁矿的复杂矿石选矿工艺的流程图。

如图1所示，该工艺可以包括步骤(1)～(4)。

步骤(1)：将复杂矿石进行破碎和磨矿，通过粒度控制使得磨矿产品的粒级在0.074mm以下至少占80％。

根据本发明的实施例，复杂矿石可以包括黄铁矿、磁铁矿和磁黄铁矿等，当然，复杂矿石还可以包括黄铜矿、辉铜矿、褐铁矿、铜蓝、蓝辉铜矿、砷黝铜矿、孔雀石等。

根据本发明的实施例，可以将粒度较大的复杂矿石经过破碎筛分，磨矿等处理方式，处理得到满足粒级在0.074mm以下至少占80％的磨矿产品。例如，0.074mm以下占85％，具体地粒度范围可以根据产品质量确定较佳地粒级。具体地，可以将矿石原料进行破碎，得到-10mm的矿石，利用湿式球磨机进行磨矿，产品粒度可以进行溢流控制，使得磨矿产品粒级-0.074mm占80％。

步骤(2)：将磨矿产品进行磁选，得到包含磁铁矿和磁黄铁矿的粗铁精矿。

根据本发明的实施例，磁选得到的尾矿产品可以直接传输到尾矿库。

步骤(3)：将粗铁精矿进行第一次浮选，得到的第一泡沫产品为硫精矿，得到的第一槽尾产品利用步骤(4)进行处理，其中，第一次浮选的药剂制度包括第一活化剂用量为5～7kg/t，第二活化剂用量为1～3kg/t，混合捕收剂用量为300～400g/t，起泡剂用量为0～250g/t，其中，第一活化剂的组成成分包括硫酸亚铁，第二活化剂的组成成分包括碳酸氢氨，混合捕收剂的组成成分包括丁基黄原酸钠和戊基黄原酸钠。

根据本发明的实施例，可以向浮选槽中注入水进行调浆，得到一定浓度的矿浆，矿浆浓度可以是25％到40％之间。具体地，矿浆浓度为30％左右。

根据本发明的实施例，通过第一次浮选可以快速优先脱除入选矿物中可浮性好的磁黄铁矿成为硫精矿，简化精选尾矿再选的选别流程，有效脱除磁黄铁矿，简化工艺流程。同时，可以减少磁铁矿的损失，提高了磁铁矿的回收率。

根据本发明的实施例，丁基黄原酸钠和戊基黄原酸钠可以按2∶3的比例混合。

根据本发明的实施例，第一活化剂用量可以是6kg/t，第二活化剂用量可以是2kg/t。起泡剂用量可以是120g/t。起泡剂可以是松醇油，即2^#油。

根据本发明的实施例，在浮选过程中，可以先添加硫酸亚铁活化剂，再搅拌一定时间之后，添加碳酸氢氨活化剂，然后添加混合捕收剂，搅拌一定时间之后，最后添加起泡剂。

步骤(4)：将第一槽尾产品进行第二次浮选，得到的第二泡沫产品为硫精矿，第二槽尾产品为铁精矿，其中，第二次浮选过程中不添加药剂。

根据本发明的实施例，在浮选过程中，可以根据实际情况确定第一次浮选和第二浮选的时长，例如可以是5到10分钟等。

根据本发明的实施例，在第一次浮选过程中添加第一活化剂和第二活化剂之后，之后的浮选流程中可以不添加活化剂，采用本发明的工艺可以保证较好的分离效果。

本发明将丁基黄原酸钠和戊基黄原酸钠混合作为混合捕收剂，将硫酸亚铁和碳酸氢氨作为活化剂，可以实现在不添加浓硫酸的条件下，将磁铁矿与磁黄铁矿的有效分离，可以提高精矿质量，增加企业的经济效益，使得生产工艺更加环保可靠，消除了尾矿对环境污染的隐患。

具体地，在将含磁铁矿和磁黄铁矿的复杂矿石先进行磨矿磁选，得到包含磁铁矿和磁黄铁矿的粗铁精矿，然后将粗铁精矿进行第一次浮选，药剂制度包括第一活化剂用量为5～7kg/t，第二活化剂用量为1～3kg/t，混合捕收剂用量为300～400g/t，起泡剂用量为0～250g/t。最后将第一槽尾产品进行第二次浮选，得到的第二泡沫产品为硫精矿，第二槽尾产品为铁精矿，其中，第二次浮选过程中不添加药剂。

本发明创造性的利用了上述药剂制度，并利用了两次浮选，第二次浮选不加药剂的选矿方式，相比于现有技术添加浓硫酸进行活化浮选的条件，不仅解决了选矿过程中采用浓硫酸带来的后续不易处理的难题，而且较全面的回收了铁和硫，经济效益好。

图2示意性示出了本发明另一实施例提供的含磁铁矿和磁黄铁矿的复杂矿石选矿工艺的流程图。

根据本发明的实施例，图2中的半次精选可以相当于图1中的第一次浮选，图2中的一次粗选可以相当于图1中的第二次浮选。

通过半次精选可以快速优先脱除入选矿物中可浮性好的磁黄铁矿成为硫精矿，简化精选尾矿再选的选别流程，有效脱除磁黄铁矿，简化工艺流程。同时，可以减少磁铁矿的损失，提高了磁铁矿的回收率。

如图2所示，该工艺还可以包括步骤(5)～(6)。

步骤(5)：对第二槽尾产品进行检测，确定第二槽尾产品的铁精矿中硫品位是否满足第一阈值。

根据本发明的实施例，第一阈值可以根据产品指标进行确定，例如，合格铁精矿中硫的品位为0.8％，那么第一阈值可以为0.8％。再例如，合格铁精矿中硫的品位为1.0％，那么第一阈值可以为1.0％。

步骤(6)：在第二槽尾产品的铁精矿中硫品位不满足第一阈值的情况下，将第二槽尾产品进行第三次浮选，得到的第三泡沫产品为硫精矿，第三槽尾产品为铁精矿，其中，第三次浮选的药剂制度包括：混合捕收剂用量为100～200g/t，起泡剂用量为0～250g/t。

根据本发明的实施例，例如，第一阈值可以为0.8％，经过检测第二槽尾产品的硫品位为1.5％。则第二槽尾产品的硫品位不满足第一阈值，可以将第二槽尾产品进行第三次浮选。

根据本发明的实施例，图2中的二次粗选相当于第三次浮选。根据本发明的实施例，混合捕收剂用量为丁基黄原酸钠和戊基黄原酸钠，起泡剂可以是2^#油。

根据本发明的实施例，含磁铁矿和磁黄铁矿的复杂矿石选矿工艺还可以包括步骤(7)～(8)。如图2所示，图2中的扫选相当于第四次浮选。

步骤(7)：对第三槽尾产品进行检测，确定第三槽尾产品的硫品位是否满足第一阈值。

步骤(8)：在第三槽尾产品的硫品位不满足第一阈值的情况下，将第三槽尾产品进行第四次浮选，得到第四泡沫产品和第四槽尾产品，其中，第四槽尾产品为铁精矿，第四次浮选的药剂制度包括：混合捕收剂用量为100～200g/t，起泡剂用量为0～250g/t。

根据本发明的实施例，例如，第一阈值可以为0.8％，经过检测第三槽尾产品的硫品位为1.2％。则第三槽尾产品的硫品位不满足第一阈值，可以将第三槽尾产品进行第四次浮选。

根据本发明的实施例，含磁铁矿和磁黄铁矿的复杂矿石选矿工艺还可以包括步骤(9)～(10)。如图2所示，图2中的精选相当于第五次浮选。

步骤(9)：对第二泡沫产品和第三泡沫产品进行检测，确定第二泡沫产品和第三泡沫产品的硫品位是否满足第二阈值。

步骤(10)：在第二泡沫产品和第三泡沫产品的硫品位不满足第二阈值的情况下，将第二泡沫产品和第三泡沫产品进行合并，将合并后的混合泡沫产品进行第五次浮选，得到第五泡沫产品和第五槽尾产品，其中，第五泡沫产品为硫精矿，第五次浮选过程中不添加药剂。

根据本发明的实施例，例如，第二阈值可以为18％，经过检测第二泡沫产品和第三泡沫产品的硫品位分别为13.5％和10.9％。则第二泡沫产品和第三泡沫产品的硫品位不满足第二阈值。可以将第二泡沫产品和第三泡沫产品进行合并，将合并后的混合泡沫产品进行第五次浮选，即进行图2所示的精选。

根据本发明的实施例，含磁铁矿和磁黄铁矿的复杂矿石选矿工艺还可以包括步骤(11)。

步骤(11)：将第五槽尾产品和第四泡沫产品合并之后返回第一次浮选过程中进行浮选。

如图2所示，将图2中的精选后得到的槽尾产品与扫选后得到的泡沫产品合并，返回图2中所述的半次精选，即返回本发明所述的第一次浮选。

根据本发明的实施例，精选槽尾、扫选泡沫产品与入选粗铁精矿合并，进行半次精选，形成闭路循环，最终产品为合格铁精矿和硫精矿。

图3示意性示出了本发明实施例提供的某复杂含铜硫铁矿选矿工艺的流程图。

根据本发明的实施例，某复杂含铜硫铁矿主要矿物为黄铁矿，次为磁铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、辉铜矿、褐铁矿、铜蓝、蓝辉铜矿、砷黝铜矿、孔雀石等，含少量自然金和银矿。

根据本发明的实施例，经磁选后含硫约4％、铁品位约63％的粗铁精矿，其中，粗铁精矿包含磁黄铁矿和磁铁矿。

根据本发明的实施例，第一次浮选、第三次浮选和第四次浮选总共所添加的混合捕收剂用量为800g/t，总共所添加的起泡剂用量为220g/t。

本发明的工艺条件可以是磨矿细度-0.074mm约占80％；矿浆浓度30％左右，采用活化剂XT-01(成分为硫酸亚铁)用量6kg/t、XT-02(成分为碳酸氢氨)用量2kg/t加入粗铁精矿矿浆，捕收剂AT-406(成分为丁基黄原酸钠和戊基黄原酸钠)总用量800g/t，起泡剂2^#油总用量220g/t进行脱硫。

根据本发明的实施例，可以使用pH值为12的生产回水作为浮选用水。

根据本发明的实施例，在使用生产回水(pH值约12，浑浊)的情况下，加入活化剂XT-01和活化剂XT-02之后，pH值降至10.5到11.5之间。

如图3所示，根据本发明的实施例，第一次浮选添加的捕收剂AT-406用量为400g/t、第三次浮选添加的捕收剂AT-406用量为200g/t和第四次浮选添加的捕收剂AT-406用量为200g/t。

根据本发明的实施例，第一次浮选添加的2^#油用量为116g/t、第三次浮选添加的2^#油用量为52g/t和第四次浮选添加的2^#油用量为52g/t。

根据本发明的实施例，在第一次浮选过程中，可以在加入活化剂XT-01和活化剂XT-02之后，搅拌4分钟，之后再加入捕收剂AT-406搅拌4分钟，最后加入2^#油搅拌1分钟。刮泡时间不做限定，可以根据实际情况确定，例如，可以是5分钟。

根据本发明的实施例，在第二次浮选过程中可以不加入药剂。

根据本发明的实施例，在第三次浮选过程中，可以在加入捕收剂AT-406之后搅拌4分钟，最后加入2^#油搅拌1分钟。

根据本发明的实施例，在第四次浮选过程中，可以在加入捕收剂AT-406之后搅拌4分钟，最后加入2^#油搅拌1分钟。

根据本发明的实施例，如图3所示，第一次浮选的泡沫产品为硫精矿，主要是磁黄铁矿。

根据本发明的实施例，在第五次浮选过程中可以不加入药剂。

根据本发明的实施例，图3中的相关描述可以参考图1和图2中的描述，在此不再赘述。

根据本发明的实施例，利用图3所示的流程图处理粗铁精矿得到的结果如表1所示。

表1：某复杂含铜硫铁矿铁精矿脱硫浮选试验结果(％)

根据本发明的实施例，合格铁精矿的产率可以达到82.48％，硫品位0.68％，铁品位64.23％，铁回收率83.72％，硫回收率14.8％。硫精矿的产率可以达到17.52％，硫品位18.43％，铁品位58.80％，硫回收率85.20％，铁回收率16.28％。

本发明将丁基黄原酸钠和戊基黄原酸钠混合作为混合捕收剂，将硫酸亚铁和碳酸氢氨作为活化剂，可以实现在不添加浓硫酸的条件下，将磁铁矿与磁黄铁矿的有效分离，可以提高精矿质量，增加企业的经济效益，使得生产工艺更加环保可靠，消除了尾矿对环境污染的隐患。

本领域技术人员可以理解，本公开的各个实施例和/或权利要求中记载的特征可以进行多种组合或/或结合，即使这样的组合或结合没有明确记载于本公开中。特别地，在不脱离本公开精神和教导的情况下，本公开的各个实施例和/或权利要求中记载的特征可以进行多种组合和/或结合。所有这些组合和/或结合均落入本公开的范围。

以上的具体实施例，对本发明的目的、技术方案和有益效果进行了进一步详细说明，所应理解的是，以上仅为本发明的具体实施例而已，并不用于限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内，所做的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (4)

1.一种含磁铁矿和磁黄铁矿的复杂矿石选矿工艺，包括：

步骤(1)：将复杂矿石进行破碎和磨矿，通过粒度控制使得磨矿产品的粒级在0.074mm以下至少占80％；

步骤(2)：将所述磨矿产品进行磁选，得到包含磁铁矿和磁黄铁矿的粗铁精矿；

步骤(3)：将所述粗铁精矿进行第一次浮选，得到的第一泡沫产品为硫精矿，得到的第一槽尾产品利用步骤(4)进行处理，其中，所述第一次浮选的药剂制度包括：第一活化剂用量为5～7kg/t，第二活化剂用量为1～3kg/t，混合捕收剂用量为300～400g/t，起泡剂用量为0～250g/t，其中，所述混合捕收剂的组成成分包括丁基黄原酸钠和戊基黄原酸钠，所述丁基黄原酸钠和所述戊基黄原酸钠的比例为2:3，所述第一活化剂的组成成分包括硫酸亚铁，第二活化剂的组成成分包括碳酸氢氨，其中，先添加所述硫酸亚铁活化剂搅拌n分钟，再添加所述碳酸氢氨活化剂，然后添加所述混合捕收剂搅拌m分钟，最后添加所述起泡剂；

步骤(4)：将所述第一槽尾产品进行第二次浮选，得到的第二泡沫产品为硫精矿，第二槽尾产品为铁精矿，其中，所述第二次浮选过程中不添加药剂；

步骤(5)：对所述第二槽尾产品进行检测，确定所述第二槽尾产品的铁精矿中硫品位是否满足第一阈值；

步骤(6)：在所述第二槽尾产品的铁精矿中硫品位不满足所述第一阈值的情况下，将所述第二槽尾产品进行第三次浮选，得到的第三泡沫产品为硫精矿，第三槽尾产品为铁精矿，其中，所述第三次浮选的药剂制度包括：所述混合捕收剂用量为100～200g/t，所述起泡剂用量为0～250g/t；

步骤(7)：对所述第三槽尾产品进行检测，确定所述第三槽尾产品的铁精矿中硫品位是否满足所述第一阈值；

步骤(8)：在所述第三槽尾产品的铁精矿中硫品位不满足所述第一阈值的情况下，将所述第三槽尾产品进行第四次浮选，得到第四泡沫产品和第四槽尾产品，其中，第四槽尾产品为铁精矿，所述第四次浮选的药剂制度包括：所述混合捕收剂用量为100～200g/t，所述起泡剂用量为0～250g/t；

步骤(9)：对所述第二泡沫产品和所述第三泡沫产品进行检测，确定所述第二泡沫产品和所述第三泡沫产品的硫品位是否满足第二阈值；

步骤(10)：在所述第二泡沫产品和所述第三泡沫产品的硫品位不满足所述第二阈值的情况下，将所述第二泡沫产品和所述第三泡沫产品进行合并，将合并后的混合泡沫产品进行第五次浮选，得到第五泡沫产品和第五槽尾产品，其中，所述第五泡沫产品为硫精矿，所述第五次浮选过程中不添加药剂；

步骤(11)：将所述第五槽尾产品和所述第四泡沫产品合并之后返回所述第一次浮选过程中进行浮选；

其中，在浮选过程中，不添加浓硫酸，并使用pH值为12的生产回水作为浮选用水。

2.根据权利要求1所述的工艺，其中，所述第一次浮选、所述第三次浮选和所述第四次浮选总共所添加的混合捕收剂用量为800g/t，总共所添加的所述起泡剂用量为220g/t。

3.根据权利要求1所述的工艺，其中，所述第一次浮选添加的所述起泡剂用量为116g/t、所述第三次浮选添加的所述起泡剂用量为52g/t和所述第四次浮选添加的所述起泡剂用量为52g/t。

4.根据权利要求1所述的工艺，其中，第一活化剂用量为6kg/t，第二活化剂用量为2kg/t。

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