CN112090576A - 一种有色金属尾矿中提纯石英的方法与装置 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种有色金属尾矿中提纯石英的方法与装置，其包括:先设定出浮选粒径下限与浮选粒径上限，进行不同的处理，使过细粒径的尾矿物不参加浮选工序与研磨工序，分离出过粗粒径的尾矿物进行个别研磨，在只研磨过粗粒径的尾矿物之前先进行前置浮选工序，分离出非石英杂质，之后将研磨后的尾矿物与分离出适当粒径的尾矿物合并一同进行后置浮选、强磁选与过滤，最终得到氧化硅纯度在90%以上的石英精矿成品，本发明具有由有色金属尾矿中提纯规范内粒径石英且不需要加热与化学反应的效果。另一方面，对于提纯石英过程还能进行非主干的回收工序，以生产土壤调理剂，实现无废弃物与零废水排放的效果。

Description

一种有色金属尾矿中提纯石英的方法与装置

技术领域

本发明涉及处理有色金属尾矿的技术领域，尤其是涉及一种有色金属尾矿中提纯石英的方法与装置。

背景技术

尾矿有关资料表明，国内各地现存的有色金属类尾矿（沙）有几十亿吨以上，以前由于技术和设备的原因，无法使尾矿能达到再利用的目的，因无经济价值而被放弃造成过度堆集，不仅给企业的发展带来了不小的难题，也给周边环境及水资源带来了巨大的污染和安全隐患，并危害到人体的健康。现随着选矿新技术、新设备的研发并完善，对有色金属类尾矿（沙）的再利用，特别是全部的高效的综合利用得到了重视，尾矿（沙）的再利用，不但扫除了给企业的发展带来的阻力，而且可以变废为宝，为企业创造效益、增加收入。

我国目前处理尾矿能力缺口仍然巨大，特别是在全部的高效的综合利用方面，还没有真正做到高效利用，处理方法基本上还处于只提纯(取)其中的一部分，大部分仍然没有得到充分利用而被丟弃或者在处理尾矿过程中产生的二次废水、废固（渣）对环境又造成新的二次污染。实现尾矿的有效处理，提高综合利用率,尽可能将尾矿全部转化为有经济价值的产品或者消除对周边环境带来的巨大的污染和安全隐患，有着重大的意义。国内现对尾矿变废为宝,变危为安的研究、应用也越来越得到重视。

发明专利申请号CN107460322A公开一种处理铜渣的方法和系统，将铜渣磨细后送入焙烧装置中，并通入氧气或空气进行焙烧，得到焙烧铜渣；将焙烧铜渣再次磨细，然后加入捕收剂、起泡剂、调整剂，调整溶液pH值进行第一次浮选反应，得到石英精矿和尾矿。磨细的目的是为了焙烧铜渣，得到石英精矿的同时也得到尾矿。基本上需要处理的物质是炼铜炉渣，不是开采得到的有色金属尾矿，而炼铜炉渣即是用铜精矿在高温下冶炼得到金属铜后剩余的液相矿物冷却后得到的固废物，固废物中含多种矿物但大部分以共晶方式存在，单体矿物少。铜尾矿就是铜含量较低的铜原矿通过物理选矿后得到铜精矿（含铜量已达到高温冶炼铜的要求）后剩余的固体废物，此固体废物中含多种不同的单体矿物，以共晶方式存在的很少，该现有技术的工艺流程采用的是正浮选，取浮选泡沫为成品，其制程条件不能用于铜尾矿的石英提纯。

发明专利申请号CN107185708A公开一种用尾矿制备高纯度石英的方法，使用了磁选加上浮选的概念，首先通过脱泥-磁选-浮选-脱水流程后，获得石英粗砂；然后通过干燥煅烧-水淬-脱泥-磁选-浮选流程，获得石英精砂；最后通过酸浸-清洗-过滤干燥流程后，获得高纯石英砂。干燥煅烧显然是目前尾矿提纯石英的技术偏见，在该现有技术中工艺流程复杂，生产工序多。试分析存在生产成本高的几种可能原因:（1）煅烧温度高：850℃一1050℃，煅烧时间长;（2）4种酸组成混合酸浸液，固液比大：固：液=1：10;（3）对水要求高：需要高纯去离子水;（4）生产设备投入大：要用到回转窑。此外，处理中浮选矿浆溶液是酸性的，对设备有腐蚀。

发明专利申请号CN104190533A公开一种回收铁尾矿中石英的方法及由该方法制备得到的石英矿，使用了水力旋流分级的概念，方法中包括:1) 对铁尾矿采用水力旋流器进行分级得到沉砂 ；2) 对沉砂进行反浮选，得到第一石英矿；反浮选至少包括依次进行的除硫反浮选、除铁反浮选、除碳反浮选和第一除硅酸盐反浮选。浮选流程次数多且复杂多样，有4种不同条件要求的个别浮选流程工序，包括①除硫反浮选②除铁反浮选③除碳反浮选④除硅酸盐反浮选。每种浮选流程工序中的浮选次数也多，浮选中还加入了对人体环境有害的氢氟酸。该现有技术是在酸性下用混合胺作为捕收剂，整体工艺流程较长，个别多种的反浮选所使用的各种不同化学药剂也容易造成环境污染。当氧化硅纯度越高，产率就快速降低，由15-20％产率也表示了废弃物的增加，增加回收难度。

发明内容

本发明的主要目的一是提供一种有色金属尾矿中提纯石英的方法，主要进步在于导入浮选粒径下限与浮选粒径上限的概念，不需要焙烧或煅烧的加热工序提纯石英，并解决浮选效率差需要多道个别种类浮选工序与多种浮选工序使用的化学药剂造成环境污染的问题。

本发明的主要目的二是提供一种有色金属尾矿中提纯石英的装置，用于实现在较少种类浮选药剂与不使用加热工序下提纯有色金属尾矿中石英。

本发明的主要目的三是提供一种由有色金属尾矿中制备土壤调理剂的方法，解决有色金属尾矿提纯石英的生产流程废弃物污染问题。

本发明的主要目的一是通过以下技术方案得以实现的：

提出一种有色金属尾矿中提纯石英的方法，包括：

排除由有色金属尾矿中细微粒径的部分，得到大于等于浮选粒径下限的第一尾矿物;

第一浮选分离出所述第一尾矿物的第一杂质，得到第二尾矿物;

由所述第二尾矿物分离出大于等于浮选粒径上限的第三尾矿物与小于浮选粒径上限的第四尾矿物;

只研磨所述第三尾矿物，使其粒径小于所述浮选粒径上限，并将研磨后所述第三尾矿物与所述第四尾矿物合并;

将研磨后所述第三尾矿物与所述第四尾矿物的合并混合物一同进行第二浮选、强磁选与过滤，得到氧化硅纯度在90%以上的石英精矿成品。

通过采用上述技术方案，利用预先设定出浮选粒径下限与浮选粒径上限，进行不同的处理，粒径下限分级工序使过细粒径的尾矿物不参加浮选工序与研磨工序，粒径上限分级工序分离出的过粗粒径的尾矿物进行个别研磨，在只研磨过粗粒径的尾矿物的工序之前将中粒径与粗粒径的尾矿物一同先进行前置浮选工序，分离出非石英杂质，粗粒径研磨工序后将研磨后的尾矿物与粒径上限分级工序分离出适当粒径的尾矿物(粗粒径粉碎后尾矿物与中粒径尾矿物)合并一同进行后置浮选、强磁选与过滤，最终得到二氧化硅纯度在90%以上的石英精矿成品，本发明具有由有色金属尾矿中提纯规范内粒径石英且不需要加热与化学反应的效果，示例中能有回收产率高(>40%)的进步。

本发明在优选示例中可以进一步配置为：所述浮选粒径下限为0.029±0.01mm，用于分离出大于90%细粒径尾矿，所述浮选粒径上限为0.125±0.05mm，用于分离出大于90%粗粒径尾矿;所述第一杂质包括明矾石、地开石、硫化矿，所述第二尾矿物为石英粗精矿; 由所述第二浮选工序分离出第二杂质，所述第二杂质包括明矾石、地开石;由所述强磁选工序分离出第三杂质，所述第三杂质包括氧化铁矿、铁屑、弱磁性矿物; 所述过滤工序后进行干燥装包即得到所述石英精矿成品。

可以通过采用上述优选技术特点，利用浮选粒径下限与浮选粒径上限的具体范围设定，在分级工序与多道浮选工序能有效率筛选分离出多个杂质，以低成本方式提高石英纯度。

本发明在优选示例中可以进一步配置为：在所述第二浮选工序与所述强磁选工序之间还包括第三浮选工序; 在第一浮选与第二浮选工序或所有浮选工序中使用的浮选捕收剂为混合型，捕收剂包括油酸钠与丁基黄药; 在第一浮选与第二浮选工序或所有浮选工序中，浮选矿浆酸度选择在弱碱性;浮选矿浆酸度具体在7.0～9.0范围中，包括端点值; 浮选温度为常温。

通过采用上述优选技术特点，利用紧接在第二浮选工序后第三浮选工序，达到萃取析离中粒径尾矿物的杂质的效果。实际操作上，第三浮选工序和第二浮选工序可以在同一浮选设备中浮选二次，为了更好的理解，拆分为第二浮选工序和第三浮选工序，可以节省浮选设备的设置。

本发明在优选示例中可以进一步配置为：该方法另包括回收再生工序，对提纯石英的生产流程中产生的废弃物中回收反应生成的土壤调理剂，由所述有色金属尾矿中细微粒径的部分、所述第一浮选工序分离出的包括所述第一杂质的第一浮选泡沫、所述第二浮选工序分离出的第二浮选泡沫、所述强磁选工序分离的强磁选矿物与所述过滤工序的滤液经过第一沉淀的第一固体得到

通过采用上述优选技术特点，利用回收再生工序，连接石英提纯工艺中的排放管道，一并回收浮选杂质、强磁选矿物与磁选后过滤液度沉淀物，以制备土壤调理剂，达到有色金属尾矿提纯石英的零废弃物固体的效果。

本发明在优选示例中可以进一步配置为：所述第一浮选泡沫、所述第二浮选泡沫、所述强磁选矿物经过混均后共同沉淀，所述有色金属尾矿中细微粒径的部分与所述过滤工序的滤液是个别沉淀;所述提纯石英的生产流程中使用油酸钠，所述第一沉淀工序中添加物为含钙化合物，所述第一固体包括油酸钙沉淀;或者/以及，

当对所述第一沉淀工序后的液体为碱性，进行调酸度与第二沉淀，以得到第二固体，所述第二固体并入所述土壤调理剂;具体的，所述调酸度工序中使用硫酸，所述第二沉淀工序中反应生成的所述第二固体包括硫酸钙沉淀。

通过采用上述优选技术特点，利用浮选与强磁选经过混均后共同沉淀以及细微粒径的尾矿部分与过滤工序的滤液的个别沉淀，同类型杂质可以集中沉淀，不同类别的杂质个别处理可以依照需求进行适量添加的钙化沉淀。或者/以及，利用个别调整出容易沉淀PH值，进行酸化沉淀的反应。

本发明在优选示例中可以进一步配置为：所述第一沉淀工序或/与第二沉淀工序产生的水回收返回到提纯石英的生产流程。

通过采用上述优选技术特点，将回收系统的排水去钙后回流到提纯石英的生产流程，达到尾矿提纯石英的零废水排放的效果。

本发明在优选示例中可以进一步配置为：所述石英精矿成品的二氧化硅纯度在97%以上，产率在40%以上。

通过采用上述优选技术特点，利用工艺中得到的氧化硅纯度在97%以上、产率在40%以上，在纯度与产率之间达到能大量生产的平衡。

本发明的主要目的二是通过以下技术方案得以实现的：提出一种有色金属尾矿中提纯石英的装置，用于执行如上所述任一技术方案的一种有色金属尾矿中提纯石英的方法。

通过采用上述技术方案，在提纯尾矿石英的同时减少废弃的化学药剂用量。

本发明的主要目的三是通过以下技术方案得以实现的：

提出一种由有色金属尾矿中制备土壤调理剂的方法，包括:

取得有色金属尾矿中小于浮选粒径下限细微粒径的部分，进行第一沉淀得到第一固体;

取得有色金属尾矿大于等于浮选粒径下限且小于选粒径上限的尾矿物中的浮选泡沫以及强磁选矿物，进行混均与第二沉淀得到第二固体;

取得有色金属尾矿的过滤滤液，进行第三沉淀得到第三固体;

收集所述第一固体、所述第二固体与所述第三固体，以生产土壤调理剂。

通过采用上述技术方案，对于有色金属尾矿中提纯石英过程还能进行非主干的回收工序，由细微粒径尾矿、中粒径与大粒径粉碎后的浮选泡沫、强磁选矿物、过滤滤液生产出土壤调理剂，实现无废弃物的效果。

本发明在优选示例中可以进一步配置为：对于所述第二沉淀工序与所述第三沉淀工序导出的液体进行调酸度与第四沉淀，以得到第四固体，所述第四固体也收集于所述土壤调理剂的生产，所述第一沉淀工序与所述第四沉淀工序导出的液体回收返回到有色金属尾矿提纯石英的生产流程; 在第二沉淀工序与第三沉淀工序中加入含钙化合物，以沉淀方式去除浮选药剂，所述浮选药剂具体包括油酸钠，所述含钙化合物具体是氯化钙、生石灰、石灰石、熟石灰中的任一种，沉淀生成的所述第二固体包括明矾石、地开石、石英矿物、油酸钙，所述第三固体包括油酸钙;在调酸度与第四沉淀工序中，加入的酸包括硫酸，以沉淀方式去除所述含钙化合物，沉淀生成的所述第四固体包括硫酸钙;所述方法还依序包括:混匀工序、制球团工序、煅烧工序、冷却工序、破碎工序、球磨工序，以制造出土壤调理剂成品，所述混匀工序具体包括将提纯石英后的废弃固体物、白云石与煤混合均匀, 所述制球团工序具体包括在造球机上将混合物制成球团，并在所述煅烧工序将所述球团进入煅烧设备炉内在1000-1200摄氏度下煅烧2-3小时后出炉，经过冷却、破碎、球磨后得到土壤调理剂成品。

可以通过采用上述优选技术特点，利用特定的多个沉淀工序与调酸度的连接，废水可再生到生产流程，固体废弃物可回收并汇集为土壤调理剂。

综上所述，本发明包括以下至少一种对现有技术作出贡献的技术效果：

1.以无加热的物理工序减少化学反应药剂的使用前提下，完成有色金属尾矿中提纯石英到精矿等级的效果，有利于固体废弃物与废水的回收再生；

2.实现有色金属尾矿中提纯石英过程中零固废与零废水的排放；

3.有色金属尾矿中提纯石英过程中，伴生制作土壤调理剂的原料；

4.对于有色金属尾矿中提纯石英过程中待燃烧的可能有害物质部分进行分离、延后并合并到制备土壤调理剂的后段流程中原本即必要的煅烧工序中。

附图说明

图1绘示本发明一些较佳实施例中根据示例的一种有色金属尾矿中提纯石英的方法的流程示意图；

图2绘示本发明一些较佳实施例中根据示例的一种由有色金属尾矿中制备土壤调理剂的方法的前段流程示意图；

图3绘示本发明一些较佳实施例中根据示例的一种由有色金属尾矿中制备土壤调理剂的方法的后段流程示意图。

具体实施方式

下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是作为理解本发明的发明构思一部分实施例，而不能代表全部的实施例，也不作为唯一实施例的解释。基于本发明中的实施例，本领域技术人员在理解本发明的发明构思前提下所获得的其他变化实施例，都属于本发明保护的范围内。

需要说明，若本发明实施例中有涉及方向性指示(诸如上、下、左、右、前、后……)，则该方向性指示仅用于解释在某一特定姿态下各部件之间的相对位置关系、运动情况等，如果该特定姿态发生改变时，则该方向性指示也相应地随之改变。为了更方便理解本发明的技术方案,以下将本发明的有色金属尾矿中提纯石英的方法与装置做进一步详细描述与解释，但不作为本发明限定的保护范围。

图1绘示一些较佳实施例中根据示例的一种有色金属尾矿中提纯石英的方法的流程。附图所示仅仅是绘示多个实施例具有共性的部分，具有差异或区别的部分另以文字方式描述或是与图面对比的方式呈现。因此，应当基于产业特性与技术本质，熟知本领域的技术人员应正确且合理的理解与判断以下所述的个别技术特征或其任意多个的组合是否能够表征到同一实施例，或者是多个技术本质互斥的技术特征仅能分别表征到不同变化实施例。在示例中，有色金属尾矿具体是紫金铜尾矿，更具体是采用废弃铜尾矿。

参照图1，为本发明实施例公开的一种有色金属尾矿中提纯石英的方法，包括:

分级I工序S1: 排除由有色金属尾矿中细微粒径的部分，得到大于等于浮选粒径下限的第一尾矿物; 故有色金属尾矿基于粒径关系区别为第一尾矿物与细微粒径的部分，两者边界线为浮选粒径下限，第一尾矿物进入提纯石英的主干流程;

浮选I工序S2: 第一浮选分离出所述第一尾矿物的第一杂质，得到第二尾矿物; 浮选物为第一杂质，未浮选物为第二尾矿物，进入提纯石英的主干流程，即反浮选;

分级II工序S3: 由所述第二尾矿物分离出大于等于浮选粒径上限的第三尾矿物与小于浮选粒径上限的第四尾矿物; 故第二尾矿物基于粒径关系区别为第三尾矿物与第四尾矿物，两者边界线为浮选粒径上限，都进入提纯石英的主干流程，而第三尾矿物额外进行了磨矿工序S4;

磨矿工序S4: 由只研磨所述第三尾矿物，使其粒径小于所述浮选粒径上限，并将研磨后所述第三尾矿物与所述第四尾矿物合并;本示例所记载的“只研磨”表示排除了对浮选粒径上限以下第四尾矿物的研磨，粒径小于浮选粒径上限在示例中可以是磨矿后第三尾矿物的粒径多数(≥75%)在浮选粒径上限以下，实际磨矿生产中经过研磨的粒径是峰波曲线分布，仍会有微量的第三尾矿物具有较大的粒径;

浮选II工序S5、浮选III工序S6、强磁选工序S7与过滤工序S8:将研磨后所述第三尾矿物与所述第四尾矿物的合并混合物一同进行第二浮选、强磁选与过滤，得到二氧化硅纯度在90%以上的石英精矿成品。示例中，浮选II工序S5与浮选III工序S6也是反浮选工艺。

本实施例的实施原理为：利用预先设定出浮选粒径下限与浮选粒径上限，进行不同的处理，粒径下限分级工序使过细粒径的尾矿物不参加浮选工序与研磨工序，粒径上限分级工序分离出的过粗粒径的尾矿物进行个别研磨，在只研磨过粗粒径的尾矿物的工序之前将中粒径与粗粒径的尾矿物一同先进行前置浮选工序，分离出非石英杂质，粗粒径研磨工序后将研磨后的尾矿物与粒径上限分级工序分离出适当粒径的尾矿物(粗粒径粉碎后尾矿物与中粒径尾矿物)合并一同进行后置浮选、强磁选与过滤，最终得到二氧化硅纯度在90%以上的石英精矿成品，本发明具有由有色金属尾矿中提纯规范内粒径石英且不需要加热与化学反应的效果，示例中能有回收产率高(>40%)的进步。

在优选示例中，所述浮选粒径下限为0.029±0.01mm，所述浮选粒径上限为0.125±0.05mm;所述第一杂质包括明矾石、地开石、硫化矿，所述第二尾矿物为石英粗精矿; 由所述第二浮选工序分离出第二杂质，所述第二杂质包括明矾石、地开石;由所述强磁选工序分离出第三杂质，所述第三杂质包括氧化铁矿、铁屑、弱磁性矿物; 所述过滤工序后进行干燥装包即得到所述石英精矿成品。在本示例中，所有的杂质都可被回收为土壤调理剂的组成。利用浮选粒径下限与浮选粒径上限的具体范围设定，在分级工序与多道浮选工序能有效率筛选分离出多个杂质，以低成本方式提高石英纯度。

在优选示例中，在所述第二浮选工序S5与所述强磁选工序S7之间还包括第三浮选工序S6，利用紧接在第二浮选工序后第三浮选工序，达到萃取析离中粒径尾矿物的杂质的效果。第二浮选工序S5与第三浮选工序S6是连续步骤且工艺条件相同或相接近，可使用相同的浮选药剂。

在示例试验中，经分级I工序S1分离的正0.029mm以上的铜尾矿浮选提纯石英时得到的石英粗精矿中的二氧化硅含量为95.23%，已接近石英精矿中二氧化硅含量的平均值。而0.029mm以下粒级的铜尾矿浮选提纯石英时得到的石英粗精矿中的二氧化硅含量只有87.78%，而且质量占总质量的27.43%（产率%），会大大降低石英粗精矿二氧化硅的含量（纯度），进而会降低最终石英成品中二氧化硅的纯度，本发明在不增加化学浮选工艺的背景条件下将小于0.029mm粒度的铜尾矿先筛分出去，不进入浮选提纯石英的流程。因此，预先设定出浮选粒径下限，而浮选粒径下限(0.029mm)以下粒级的铜尾矿中的二氧化硅则作为土壤调理剂的组成之一。

在示例中，分级I工序S1之前准备的有色金属尾矿具体是铜尾矿，来自选厂选完铜精矿后的尾矿，铜尾矿中主要矿物是石英，其次是地开石和明矾石，以及很少量的含铁矿物、弱磁性矿物、硫化矿物等。在含铁矿物中，主要成分是黄铁矿，其次是氧化铁矿、铁屑等。

在示例中，分级I工序S1之后被排除的细微粒径的部分在细粒级至微细粒级中，石英、地开石、明矾石三者之间有一部分仍为连生体、集合体，没有单体解离。对石英与地开石和明矾石的浮选分离带来团难，也影响到石英精矿的纯度，无法使石英精矿成品达到高纯级别。依照重量份，分级I工序S1之前铜尾矿中多元素含量见表1，铜尾矿粒级分布情况见表2。

表1 铜尾矿中多元素含量

表2 铜尾矿各粒级二氧化硅分布含量

因此，经过试验确认尾矿粒级与二氧化硅的纯度存在关系，粒级越小，二氧化硅的纯度则越低，浮选粒径下限的预先设定方式应考虑到在不同粒级的二氧化硅的纯度与产率，本示例是采用二氧化硅的纯度大于60%并且被筛分出的二氧化硅产率小于30%的分隔线数值，最终选用0.029mm为浮选粒径下限。

在优选示例中，该方法另包括回收再生工序，对提纯石英的生产流程中产生的废弃物中回收反应生成的土壤调理剂，由所述有色金属尾矿中细微粒径的部分、所述第一浮选工序分离出的包括所述第一杂质的第一浮选泡沫、所述第二浮选工序分离出的第二浮选泡沫、所述强磁选工序分离的强磁选矿物与所述过滤工序的滤液经过第一沉淀(对应图1中的S11～S13)的第一固体得到。利用回收再生工序，连接石英提纯工艺中的排放管道，一并回收浮选杂质、强磁选矿物与磁选后过滤液度沉淀物，以制备土壤调理剂，达到有色金属尾矿提纯石英的零废弃物固体的效果。

在优选示例中，所述第一浮选泡沫、所述第二浮选泡沫、所述强磁选矿物经过混均后共同沉淀，所述有色金属尾矿中细微粒径的部分与所述过滤工序的滤液是个别沉淀;所述提纯石英的生产流程中使用油酸钠，所述第一沉淀工序(对应图1中的S12)中添加物为含钙化合物，所述第一固体包括油酸钙沉淀;或者/以及，

当对所述第一沉淀工序后的液体为碱性，进行调酸度与第二沉淀，以得到第二固体，所述第二固体并入所述土壤调理剂;具体的，所述调酸度工序中使用硫酸，所述第二沉淀工序(对应图1中的S14)中反应生成的所述第二固体包括硫酸钙沉淀。

在优选示例中，所述第一沉淀工序或/与第二沉淀工序产生的水回收返回到提纯石英的生产流程，所述生产流程是提纯石英的主干流程的S1~S9，例如分级I工序S1、浮选I工序S2、浮选II工序S5、浮选III工序S6与过滤工序S8都需要用到水。

在优选示例中，所述石英精矿成品的氧化硅纯度在97%以上，产率在40%以上。

在示例的具体生产工艺流程顺序如后所示:铜尾矿→分级Ⅰ→浮选Ⅰ→分级Ⅱ→磨矿→浮选Ⅱ→浮选Ⅲ→强磁选→干燥→石英成品。

首先在主干流程中，将铜尾矿进入分级工序Ⅰ作业(如图1所示的分级I工序S1)，尾矿分离为+0.029mm和‒0.029mm二个粒级，在此所称的“+”为“大于等于”，“-”为“小于”。+0.029mm粒级的铜尾矿进入浮选工序Ⅰ作业(如图1所示的浮选I工序S2)，浮选分离出大部分明矾石、地开石、硫化矿等后, 由反浮选物得到石英粗精矿，石英粗精矿进入分级工序Ⅱ作业(如图1所示的分级II工序S3)，再分为+0.125mm和‒0.125mm二个粒级，+0.125mm粒级的石英粗精矿进入磨矿工序S4作业。磨矿工序S4研磨至‒0.125mm粒级后与分级工序Ⅱ工序S3作业后的‒0.125mm粒级的石英粗精矿合并，一同进入浮选Ⅱ工序S5作业和浮选Ⅲ工序S6依序作业，浮选分离出石英粗精矿中剩余的少量的明矾石、地开石后，再进入强磁选工序S7作业，强磁选去除氧化铁矿、铁屑、弱磁性矿物后得到石英精矿，经过过滤工序S8的过滤、干燥装包后即为石英成品。

而分支流程具体是零废弃物与零废水的土壤调理剂的生产制造，具体如图1虚框线内所示的工序，将浮选Ⅰ-Ⅲ工序S2,S5,S6作业后的浮选泡沫矿浆（浮选泡沫矿浆中主要是明矾石、地开石以及少量的石英和很少量的硫化矿等）和强磁选工序S7作业后的强磁选矿物矿浆（强磁选矿物矿浆中主要是弱磁性矿物、氧化铁矿、铁屑以及少量的石英）以及强磁选后过滤工序S8作业后的滤液，分别进入沉淀设备中，执行个别的沉淀工序(如图1所示的沉淀II工序S12、沉淀I工序S13)，在搅拌下加入含钙化合物，含钙化合物分别与矿浆和滤液中的油酸钠反应生成油酸钙沉淀，以去除油酸钠(浮选捕收药剂在主干流程中的残留)。沉淀分离后得到的固体主要是明矾石、地开石以及少量的石英和很少量的弱磁性矿物、氧化铁矿、硫化矿等，进入生产土壤调理（改良）剂工序，用于生产土壤调理（改良）剂。沉淀后得到的水在调酸度工序S22中加入硫酸，硫酸与水中的含钙化合物反应生成硫酸钙沉淀，并将水的PH值由8-9（弱碱性）降至7.0左右（中性），当水的PH值由8-9（弱碱性）降至7.0左右（中性）时，水中的含钙化合物已全部转化为硫酸钙沉淀，以去除含钙化合物。调酸度工序S22后执行沉淀IV工序S14，再次沉淀处理得到的水将不含油酸钠和含钙化合物，符合生产要求，可以返回浮选铜精矿流程和本流程中再次用于生产。得到的固体（例如硫酸钙）可以出售或者进入生产土壤调理（改良）剂工序，用于生产土壤调理剂（或土壤改良剂）。

分级Ⅰ工序S1作业后在非主干流程得到的是‒0.029mm细粒级铜尾矿矿浆，由于分级Ⅰ工序S1实施在所有浮选工序S2,S5,S6之前，经过沉淀III工序S11的沉淀处理后得到的水本身即不含油酸钠和含钙化合物，符合生产要求，可以直接返回浮选铜精矿流程中和本流程中再次用于生产。沉淀处理后得到的固体进入生产土壤调理（改良）剂工序，用于生产土壤调理（改良）剂。

通过上述具体工艺流程，可以达到对铜尾矿的全部利用，而且在生产过程中不产生二次废水、尾矿。无废水、废固外排，对环境无二次污染，符合环保要求。废弃铜尾矿中回收石英的中试试验次数进行了三次，每次铜尾矿的用量为1000kg（干基不含水分），经过上述生产工艺流程作业后得到的石英精矿成品的二氧化硅含量平均值；98.70%，产率平均值；41.59%，达到98%以上的纯度与4成以上的产率。具体情况见下表。石英精矿中二氧化硅和铁含量指标已能满足一般工业要求。

表3 石英精矿(最终成品)中各项指标情况

关于一种有色金属尾矿中提纯石英的生产工艺流程工艺参数/步骤说明如后，首先在分级Ⅰ工序S1中，分级粒级设定于≈0.029mm，矿浆浓度在25-30%(质量百分比)。生产步骤中，将浮选铜精矿流程中浮选铜精矿后的尾矿矿浆进入本工序中，可利用水力旋流器中进行分级作业，分级粒级为≈0.029mm，分级作业后；水力旋流器沉沙部分的矿浆（+0.029mm粒级的铜尾矿）进入浮选Ⅰ工序S2，水力旋流器溢流部分的矿浆（‒0.029mm粒级的铜尾矿）进入生产土壤调理（改良）剂工序。

分级Ⅰ工序S1的作用是，由于微细粒级的铜尾矿采用浮选方法分离石英与地开石和明矾石的效果差，会降低石英精矿的纯度。所以采用分级的方式先将铜尾矿分为+0.029mm和‒0.029mm二个粒级，‒0.029mm微细粒级的铜尾矿用于生产土壤（改良）调理剂，+0.029mm粒级的铜尾矿用于提纯石英。分级目的就是尽可能的提高石英成品的纯度，使石英成品能满足工业要求。

浮选Ⅰ工序S2是接在分级Ⅰ工序S1之后，其工艺参数包括:浮选矿浆浓度30-40%(质量百分比);浮选温度为常温; 浮选用混合捕收剂包括: ①油酸钠(固体)或者油酸（液体）以及②丁基黄药(固体)，配制方式是按①:②:水=40:2:1000的比例(质量比)配成水溶液;混合捕收剂用量具体是10L/t（每吨铜尾矿需混合捕收剂用量10L），其中10L混合捕收剂中相当于①的用量为400g/t、②的用量为20g/t; 浮选矿浆PH值在PH≈8(弱碱性)。

浮选Ⅰ工序S2的生产步骤中，分级Ⅰ工序S1作业后水力旋流器沉沙部分的矿浆（+0.029mm粒级的铜尾矿）进入本工序中，放入浮选设备中进行浮选作业, 浮选作业产生的浮选泡沫矿浆(大部分是地开石和明矾石的混合物)进入生产土壤调理(改良) 剂工序中, 浮选作业后浮选槽内的矿浆（石英粗精矿Ⅰ）进入分级Ⅱ工序S3中。

浮选Ⅰ工序S2的作用是，分离去除中粒级大部分的地开石、明矾石，具体是在第二次分级与磨矿之前的前置浮选。在+0.029mm粒级的铜尾矿（分级Ⅰ工序S1作业后得到的水力旋流器沉沙部分）的中粗粒级中，石英、地开石、明矾石三者之间有仍有一部分为连生体，没有单体解离，会降低石英成品的纯度，为此在后工序，还需要将+0.029mm粗粒级中的大部分连生体研磨至单体解离。但研磨生产成本高，而在+0.029mm粒级的中粒级，大部分的地开石、明矾石已单体解离，不影响石英精矿的纯度，没有必要再去研磨，这会加大研磨生产成本。所以采用S2的前置浮选先浮选去除大部分的地开石、明矾石后得到石英粗精矿Ⅰ，石英粗精矿Ⅰ再进入分级Ⅱ工序S3。

分级Ⅱ工序S3是接在浮选Ⅰ工序S2之后，其工艺参数包括: 筛分规格0.125mm;矿浆浓度在30-35%(质量百分比)。S3生产步骤中，浮选Ⅰ工序S2浮选作业后浮选槽内的矿浆（石英粗精矿Ⅰ）进入本工序中，S3在高频细筛中进行分级作业，细筛规格为0.125mm，分级作业后；高频细筛筛面上的矿浆（+0.125mm粒级的石英粗精矿）进入磨矿工序S4。高频细筛筛面下的矿浆（‒0.125mm粒级的石英粗精矿）进入浮选Ⅱ工序S5。

分级Ⅱ工序S3的作用是磨矿前的筛分，因在石英粗精矿Ⅰ的粗粒级中，石英、地开石、明矾石三者之间有仍有一部分为连生体，没有单体解离，会降低石英成品的纯度。粒级越粗，连生体在粗粒级中所占的比例也就越大。为此，需要将石英粗精矿Ⅰ进行分级，尽可能的将石英粗精矿Ⅰ粗粒级中的连生体和单体解离体分开，达到分离目的。S3分级后，+0.125mm粗粒级的进入磨矿工序S4研磨，‒0.125mm细粒级的进入浮选Ⅱ工序S5。

磨矿工序S4是接在分级Ⅱ工序S3之后，其工艺参数包括: 磨矿粒度规格‒0.125mm。S4生产步骤中，将分级Ⅱ工序S3分级后的+0.125mm粗粒级的石英粗精矿Ⅰ进入本工序中, 在研磨设备中进行研磨作业，研磨作业后得到的-0.125mm的石英粗精矿Ⅰ后进入浮选Ⅱ工序S5中。

磨矿工序S4的作用是将+0.125mm粗粒级的石英粗精矿Ⅰ中含有石英、地开石、明矾石三者的连生体进行研磨，连生体经研磨后大部分可达到单体解离，为石英与地开石、明矾石的后续浮选分离作准备，研磨的目的就是尽可能的将连生体全部达到单体解离。经过磨矿工序S4后，不会有粗粒级的尾矿物，确定了浮选粒径上限。

浮选Ⅱ工序S5是接在磨矿工序S4与分级Ⅱ工序S3之后，其工艺参数包括: 浮选矿浆浓度30‒40%(质量百分比);浮选温度为常温;浮选用混合捕收剂包括:①油酸钠(固体)或者油酸（液体）、②丁基黄药(固体)，其配制方法按①:②:水=40:2:1000的比例(单位为千克)配成水溶液;混合捕收剂用量具体为10L/t（每吨铜尾矿需混合捕收剂用量10L），即10L混合捕收剂中相当于①的用量为400g/t、②的用量为20g/t;浮选矿浆PH值约在PH≈8(弱碱性)。

S5生产步骤中，将磨矿工序S4作业后得到的‒0.125mm的石英粗精矿Ⅰ和分级Ⅱ工序分级S3后得到的‒0.125mm石英粗精矿Ⅰ进入本工序中,在本工序浮选设备中进行浮选作业, 浮选作业产生的浮选泡沫矿浆(大部分为地开石和明矾石的混合物)进入生产土壤调理(改良) 剂工序中, 浮选作业后浮选槽内的矿浆(石英粗精矿Ⅱ)进入浮选Ⅲ工序S6中。

浮选Ⅱ工序S5的作用是针对不超过浮选粒径上限的磨矿工序S4作业后得到的‒0.125mm的石英粗精矿Ⅰ与分级Ⅱ工序S3分级后得到的‒0.125mm石英粗精矿Ⅰ进行浮选分离，由于石英、地开石、明矾石三者之间基本上已单体解离，此次浮选的目的就是浮选出地开石和明矾石，尽可能的使地开石和明矾石与石英分离。以提高石英精矿的纯度。

浮选Ⅲ工序S6是接在浮选Ⅱ工序S5之后，其工艺参数包括: 浮选矿浆浓度30‒40%(质量百分比);浮选温度为常温;浮选用混合捕收剂包括:①油酸钠(固体)或者油酸（液体）、②丁基黄药(固体)，其配制方法按①:②:水=40:2:1000的比例(单位为千克)配成水溶液;混合捕收剂用量为10L/t（每吨铜尾矿需混合捕收剂用量10L），即10L混合捕收剂中相当于①的用量为400g/t、②的用量为20g/t;浮选矿浆酸碱度为PH≈8。在S6生产步骤中，浮选Ⅱ工序S5作业后的石英粗精矿Ⅱ进入本工序中。在本工序浮选设备中进行浮选作业, 浮选作业产生的浮选泡沫矿浆(大部分为地开石和明矾石的混合物)进入生产土壤调理(改良)剂工序中, 浮选作业后浮选槽里的矿浆(石粗精矿Ⅲ)进入强磁选工序S7。

浮选Ⅲ工序S6的作用是，浮选Ⅱ工序S5作业后得到的石英粗精矿Ⅱ中仍有残留少量的地开石和明矾石，进一步再次浮选分离出这些少量的地开石和明矾石，使强磁选后得到石英成品的纯度能满足大部分需求行业的要求。

强磁选工序S7是接在浮选Ⅲ工序S6之后，其工艺参数包括: 磁选场强为1.2T;矿浆浓度20‒30%(质量百分比)。S7生产步骤中，浮选Ⅲ工序S6中浮选作业后浮选槽内的矿浆(石英粗精矿Ⅲ)进入本工序中,在本工序强磁选设备中进行强磁选作业，强磁选作业后，强磁选吸附得到的矿物（大部分为铁氧化矿物、弱磁性矿物等）进入生产土壤调理(改良) 剂工序中，去除铁氧化矿物、弱磁性矿物后的石英粗精矿Ⅲ经过滤、干燥后即为石英成品。

强磁选工序S7的作用是，浮选完后的石英粗精矿Ⅲ中还残留很少量的含铁氧化物、弱磁性矿物等，导致石英精矿中铁的含量仍较高，若石英精矿纯度降低，便会超出一些需求行业的要求，为此，需要用强磁选方式将石英初精矿Ⅲ中残留的含铁氧化物以及弱磁性矿物从石英粗精矿Ⅲ中分离出去，尽可能降低石英粗精矿Ⅲ中铁的含量，以提高石英成品的纯度，以满足冶金、玻璃、陶瓷、陶瓷釉面、中高档玻璃等行业的要求。

对上述提及的单体解离、连生体、集合体进行名词解释如后，在粉碎的矿石中，原来连生在一起的各种矿物，有些沿着矿物在其界面上裂开，变成只含有一种矿物的小颗粒，称为单体解离。但有一些小颗粒还是含有二种以上矿物连生在一起没有单体解离，称为连生体。集合体是指结合紧密的晶体组，由二种矿物以上密切共生组成，是特殊矿物的典型特征。

本发明的另一实质特点是，如图1所示的混匀工序S21集中收集浮选（Ⅰ-Ⅲ）工序S2,S5,S6作业后的浮选泡沫矿浆与强磁选工序S7作业后的强磁性矿物矿浆进行集中混匀沉淀，并个别收集强磁选工序中过滤工序S8作业后的滤液进行个别沉淀，这些经沉淀处理后得到的水还返回浮选铜精矿流程或/和本流程中再次使用。由于沉淀处理后得到的水中含有少量的油酸钠(浮选药剂)，油酸钠对浮选铜精矿会有影响，降低铜精矿的品位。所以在沉淀Ⅰ工序S13与沉淀Ⅱ工序S12处理前先在排出的滤液和矿浆中加入含钙化合物(沉淀药剂)，含钙化合物与矿浆和滤液中的油酸钠反应生成油酸钙沉淀，以去除矿浆中的油酸钠。而沉淀Ⅰ工序S13与沉淀Ⅱ工序S12作业后得到的水中含有与油酸钠反应完全后剩余的含钙化合物，含钙化合物(沉淀药剂)对浮选铜精矿和本发明示例中的浮选工序也会有影响，必须去除后才能使用，调酸度工序S22采用硫酸中和沉淀法去除含钙化合物；在沉淀Ⅰ工序S13与沉淀Ⅱ工序S12作业后得到的水中加入硫酸，硫酸与水中的含钙化合物反应，生成硫酸钙沉淀，并将水的PH值由≈8降至7.0左右，以去除水中的含钙化合物(沉淀药剂)，沉淀Ⅳ工序S14再次沉淀后得到的水中不再含有油酸钠(浮选药剂)和含钙化合物(沉淀药剂)，符合生产要求，可以返回浮选铜精矿流程和本流程中再次用于生产。

本发明最佳示例中，在石英提纯主干流程中使用的浮选捕收剂为混合型，捕收剂包括油酸钠与丁基黄药具有以下优势；优势①、常用于石英浮选的阴(阳)离子捕收剂有油酸钠、油酸、十二胺、十八胺、混合胺等，除油酸钠外，其他几种在水中的溶解度小而且溶解度与温度有很大的关联，在天气冷的情况下不利于浮选，操作人员不易控制所规定的浓度的范围，采用油酸钠的优势；油酸钠为固体，易溶于水，溶解度不受天气气温的影响，浓度易控，在PH值为近中性下对地开石和明矾石的捕收能力强, 对石英几乎不捕收，自身有起泡作用不用再加起泡剂，而且浮选后的尾矿矿浆水中剩余的油酸钠易除去，对铜精矿的浮选没有影响不会使铜精矿的品位降低，处理方法具有简单、快速、成本低的特点。优势②、铜尾矿中含有很少量的硫化矿物，石英成品中硫化矿物的存在会使石英成品中的硫和有色金属超标，降低石英成品的质量，所以需要将硫化矿物去除, 采用丁基黄药有以下优势；在PH值为弱碱性下对硫化矿物类的捕收能力强，对石英几乎不捕收，自身有起泡作用不用再加起泡剂，而且在对硫化矿物类捕收的同时也能对地开石和明矾石捕收。可以减小油酸钠的用量，降低浮选成本。优势③、减少混合捕收剂的使用种类，不用先浮选出硫化矿物后再浮选出地开石和明矾石，可以减少浮选次数，减少设备投入费用、降低生产成本、更便于管理和生产人员操控。

本发明示例中，浮选矿浆酸度选择在PH≈8（弱碱性）下进行浮选具有的优势是在PH=8（弱碱性）左右时进行浮选，可以不用对浮选前的矿浆（浮选铜精矿流程中浮选铜精矿后的尾矿矿浆）再进行调整PH值，这是因为:①、浮选铜精矿流程中浮选铜精矿后的尾矿矿浆的PH值即为弱碱性，②、油酸钠是弱碱，在水溶液里显弱碱性。可以减少设备投入费用，降低生产成本，生产操控人员易操控，石英成品的含量、产率等指标的波动幅度小，而且对设备无腐蚀，对人员无危害影响。而且在PH≈8（弱碱性）时浮选效果最好。

在其他浮选工艺参数不变下，PH值改变的条件下，浮选石英粗精矿Ⅰ得到的石英粗精矿Ⅲ的含量、产率各项指标见表4;

表4 浮选矿浆PH值对产率的影响情况

从表4可知, 浮选矿浆酸度在PH=7～9范围时，浮选得到的石英精矿的二氧化硅含量和产率指标的综合指标最好,产率在4成以上，石英纯度在97%以上，牺牲少量产率能提高石英纯度,所以具体选择浮选矿浆的PH≈8。

关于浮选矿物粒级的确定，当混合捕收剂和浮选矿浆PH值不改变下, 将一次浮选后得到的石英粗精矿筛分为不同的粒级，不同的粒级的二氧化硅含量、产率各项指标情况见表5;

表5 不同粒级对浮选产率与石英纯度的影响情况

从表5可知，矿物粒度在0.096mm以下与0.029mm以上时的各项浮选指标最好，呈现峰值效应，但因矿物粒级0.125mm-0.096mm的各项指标只比矿物粒级0.096mm -0.074mm差一点且0.096-0.125mm之间的质量只占总质量的3.86%（产率%），因此可以选择放大浮选的粒度范围制程窗为-0.125mm至+0.029mm之间，+0.125mm矿物进球磨机磨至-0.125mm后再浮选。-0.029mm的部分即使浮选石英纯度也过低，故直接用于生产土壤调理(改良)剂。由上表可知，一次浮选下石英纯度在93%以上的粒径范围是0.029mm至0.125mm，由此可以预先确定尾矿提纯的浮选下限值与浮选上限值为0.029mm与0.125mm。以两道或多道浮选提升到石英纯度在95%以上为可实现的。

本发明示例中以常温浮选分离出石英与地开石(及明矾石)的机制如后所述，混合捕收剂具有选择性，能吸附在地开石、明矾石、硫化矿物的颗粒表面上，不吸附于石英表面，使颗粒表面产生疏水性后吸附在浮选槽内矿浆溶液中的气泡上，气泡上升时被带到矿浆溶液表层上并形成泡沫，泡沫中大部分为地开石、明矾石、硫化矿物的混合物，此时矿浆溶液中基本上全部都是石英以及很少量剩余的混合捕收剂，然后用刮板将泡沫从矿浆溶液中刮出与矿浆溶液分离，达到石英颗粒由地开石、明矾石、硫化矿物分离的目的。

本发明的其它实施例还提出一种有色金属尾矿中提纯石英的装置，用于执行如上所述任一技术方案的一种有色金属尾矿中提纯石英的方法。

图2绘示本发明一些较佳实施例中根据示例的一种由有色金属尾矿中制备土壤调理剂的方法的流程示意图，配合参阅图1所示的虚线框内工序，本发明的另外实施例另提出一种由有色金属尾矿中制备土壤调理剂的方法，包括:

步骤S11、取得有色金属尾矿中小于浮选粒径下限细微粒径的部分，进行第一沉淀得到第一固体;

步骤S12、取得有色金属尾矿大于等于浮选粒径下限且小于浮选粒径上限的尾矿物中的浮选泡沫以及强磁选矿物，进行混均与第二沉淀得到第二固体;

步骤S13、取得有色金属尾矿的过滤滤液，进行第三沉淀得到第三固体;

步骤S15、收集所述第一固体、所述第二固体与所述第三固体，以生产土壤调理剂。

本实施例的实施原理为：对于有色金属尾矿中提纯石英过程还能进行非主干的回收工序，由细微粒径尾矿、中粒径与大粒径粉碎后的浮选泡沫、强磁选矿物、过滤滤液生产出土壤调理剂，实现无废弃物的效果。具体是对铜尾矿中提纯石英生产达到废固/废水的有效处理及回收利用。

在优选示例中，该方法还包括步骤S14、对于所述第二沉淀工序S12与所述第三沉淀工序S13导出的液体进行调酸度与第四沉淀，以得到第四固体，所述第四固体也收集于所述土壤调理剂的生产，之后在步骤S16中，所述第一沉淀工序与所述第四沉淀工序导出的液体回收返回到有色金属尾矿提纯石英的生产流程。利用特定的多个沉淀工序与调酸度的连接，废水可再生到生产流程，废弃物可回收并汇集为土壤调理剂。

首先分析在有色金属尾矿提纯石英的主干流程中会产生的废弃固体物包括:

①浮选Ⅰ-Ⅲ的工序S2,S5,S6作业后的泡沫矿浆，浮选泡沫中主要是明矾石、地开石以及少量的石英和很少量的硫化矿物等以及含有油酸钠(浮选药剂)的水;

②强磁选工序S7作业后的强磁选矿物矿浆，强磁选矿物矿浆中主要是弱磁性矿物、氧化铁矿、铁屑、少量的石英以及含有油酸钠(浮选药剂)的水;

③分级Ⅰ工序S1作业后的浮选下限值以下(‒0.029mm)细粒级铜尾矿矿浆，铜尾矿矿浆中主要是细粒级的铜尾矿和不含有油酸钠的水(不含浮选药剂)。

在提纯石英生产中产生的废水有:强磁选工序作业后的石英成品矿浆过滤工序S8后的滤液，滤液中主要含有油酸钠(浮选药剂)的水以及很少量的石英。

废固、废水如不处理直接往外排放，会给周边环境及水资源带来污染，并危害到人体的健康。如不处理直接堆放，会因过度堆集而给周边地区造成安全隐患。若将废固、废水沉淀后得到的水直接返回浮选铜精矿流程和本流程（铜尾矿中提纯石英）中再次使用，然而沉淀后得到的水中分别含有少量的油酸钠(浮选药剂)，油酸钠对浮选铜精矿有影响，会降低铜精矿的品位。为此，本发明示例对在提纯石英生产中产生的废固、废水进行处理，处理后得到的水符合生产要求能返回浮选铜精矿流程和本流程中再次用于浮选铜精矿和提纯石英。得到的固体进入生产土壤调理（改良）剂流程，用于生产土壤调理（改良）剂，达到消除对周边环境及水资源带来的污染以及安全隐患。

本发明示例在第二沉淀工序S12与第三沉淀工序S13中去除油酸钠(浮选药剂)的原理机制是，在浮选泡沫、强磁选矿物、强磁选后的石英成品等矿浆中加入少量的含钙化合物，具体是氯化钙、生石灰、石灰石、熟石灰中的任一种，在第二沉淀工序S12与第三沉淀工序S13加入的含钙化合物对浮选泡沫、强磁选矿物、强磁选后的石英精矿矿浆中的油酸钠(浮选药剂)反应生成油酸钙沉淀，经沉淀分离后，油酸钙沉淀进入废弃固体物中以达到去除油酸钠的目的。

油酸钠与含钙化合物的化学反应方程式如下所示:

2C₁₇H₃₃CO₂Na+Ca⁺=Ca[C₁₇H₃₃CO₂]₂↓+2Na⁺

本发明示例在调酸度与第四沉淀工序S14中去除过量的含钙化合物原理机制是，在去除油酸钠(浮选药剂)并经沉淀处理后得到的水中，含有与油酸钠反应完全后剩余的少量含钙化合物，如不去除，水中的含钙化合物对浮选铜精矿和浮选石英有影响，会降低铜精矿的品位和石英的产率。调酸度工序中对在去除油酸钠并经沉淀处理后得到的水中缓慢加入硫酸，硫酸与水中的含钙化合物反应，生成硫酸钙沉淀，同时，并将水的PH值由≈8降至7.0左右，当水的PH值由≈8降至7.0左右时，硫酸与水中的含钙化合物反应已完全，水中的含钙化合物全部转化为硫酸钙沉淀，第四沉淀工序后经沉淀处理后得到的水中不含油酸钠和含钙化合物。

含钙化合物与硫酸的化学反应方程式如下所示:

Ca⁺+H₂SO₄=CaSO₄↓+2H⁺

进一步说明由有色金属尾矿中制备土壤调理剂的具体生产工艺流程，如下所示:

调酸度前的沉淀是包括两段的沉淀收集，分别是第三沉淀工序S13与第二沉淀工序S12，第三沉淀工序S13是用于对经过强磁选后过滤工序S8作业后的石英成品矿浆过滤后的滤液进行处理及回收利用，可对照图1的沉淀Ⅰ工序。工艺参数包括:加入沉淀剂Ⅰ为含钙化合物，具体如氯化钙、生石灰、石灰石、熟石灰。在S13生产步骤中，对强磁选工序作业后的石英成品矿浆过滤后的滤液进入本工序沉淀设备中，在搅拌下缓慢加入沉淀剂Ⅰ，沉淀剂Ⅰ的加入量为其与沉淀设备内待去除的油酸钠的摩尔比=1.1：1.0，再搅拌10min后放入沉淀池中进行沉淀作业，经沉淀作业沉清后得到的固体主要是石英矿物、油酸钙，后进入生产土壤调理(改良) 剂工序，得到的水进入调酸度工序S22。

第三沉淀工序S13的作用是去除水中浮选药剂以供废水再生回收，由于强磁选工序作业后的石英成品矿浆过滤工序S8后的滤液沉淀后得到的水需要返回生产流程中再次使用，滤液中有仍然有很少量的微粒级的石英和含有少量的油酸钠，而沉淀后得到的水中含有少量的油酸钠(浮选药剂)，油酸钠对浮选铜精矿有影响，会降低铜精矿的品位，所以需要去除过滤作业后的滤液中的油酸钠。去除油酸钠后的滤液经沉淀沉清后得到的水进入调酸度工序S22，得到的固体进入生产土壤调理（改良）剂流程，用于生产土壤调理（改良）剂。

第二沉淀工序S12是用于对浮选Ⅰ-Ⅲ工序S2,S5,S6作业后的泡沫矿浆、强磁选工序S7作业后的强磁选矿物矿浆进行处理及回收利用，可对照图1的沉淀Ⅱ工序S12。工艺参数包括:加入沉淀剂Ⅰ为含钙化合物，具体如氯化钙、生石灰、石灰石、熟石灰。在S12生产步骤中，将浮选Ⅰ-Ⅲ工序S2,S5,S6作业后的泡沫矿浆和强磁选工序S7作业后的强磁选矿物矿浆合并，进入本工序混匀设备中混匀，混匀工序S21后放入本工序沉淀设备中，在搅拌下缓慢加入沉淀剂Ⅰ，沉淀剂Ⅰ的加入量为其与沉淀设备内待去除的油酸钠的摩尔比=1.1：1.0，再搅拌10min后放入沉淀池中进行沉淀作业，经沉淀沉清后得到的固体主要是明矾石、地开石、石英矿物、油酸钙进入生产土壤调理(改良) 剂流程，用于生产土壤调理（改良）剂，得到的水进入调酸度工序S22。

第二沉淀工序S12的作用也是去除水中浮选药剂以供废水再生回收，从废弃铜尾矿中提纯石英时产出的浮选Ⅰ-Ⅲ工序分离出的泡沫矿浆和强磁选工序分离出的强磁选矿物矿浆中含有地开石、明矾石、石英、硫化矿、弱磁性矿物等的混合物以及含有油酸钠的水。而经沉淀处理沉清后得到的水中含有少量的油酸钠，油酸钠对浮选铜精矿有影响，会降低铜精矿的品位。所以需要去除泡沫矿浆和强磁选矿物矿浆中的油酸钠。去除油酸钠后的泡沫矿浆和强磁选矿物矿浆经沉淀沉清后得到的水进入调酸度工序，得到的固体进入生产土壤调理（改良）剂流程，用于生产土壤调理（改良）剂。

第一沉淀工序S11是用于对分级Ⅰ工序S1中分离出的细粒级（‒0.029mm）铜尾矿矿浆进行处理及回收利用，对应图1中沉淀Ⅲ工序。工艺参数中可以不需要使用到沉淀剂。S11生产步骤中，将分级Ⅰ工序中细粒级（‒0.029mm）铜尾矿矿浆进入本工序沉淀池中进行沉淀作业，经沉淀处理沉清后得到的固体是‒0.029mm细粒级的铜尾矿，后进入生产土壤调理(改良) 剂流程，用于生产土壤调理（改良）剂，得到的水返回生产流程中。

第一沉淀工序S11的作用是，对分级Ⅰ工序S1作业后的‒0.029mm细粒级铜尾矿矿浆回收与分离主要是细粒级的铜尾矿和不含有油酸钠的水，在沉淀池中经沉淀处理沉清后得到的固体用于生产土壤调理（改良）剂，得到的水符合生产要求，能返回生产流程用于生产。

调酸度后的沉淀是包括第四沉淀工序S14，对第三沉淀工序S13与第二沉淀工序S12作业后得到的水进行含钙化合物的处理及回收利用，所述水是去除油酸钠后经沉淀处理沉清后的水。其工艺参数包括:沉淀剂Ⅱ采用硫酸12%（质量百分比），配置比例是市售浓硫酸：水=1：7。S14生产步骤中，将沉淀工序S13,S12作业后得到的已去除油酸钠后经沉淀处理沉清后的水合并，进入本工序调酸度设备中，在搅拌下缓慢加入沉淀剂Ⅱ，当调酸度设备中的水的PH值由≈8降至7.0时，停止加入沉淀剂Ⅱ，PH值的检测是由连接在调酸度设备中水里的仪器现场在线连续检测，再搅拌10min后放入沉淀池中进行沉淀作业，经沉淀处理沉清后得到的固体主要是硫酸钙，用于生产土壤调理(改良) 剂工序或者出售，得到水（符合生产要求）返回生产流程。

第四沉淀工序S14的作用是，将废水分离浮选药剂的沉淀工序S12,S13作业后得到的已去除油酸钠后经沉淀处理沉清后的水中含有与油酸钠反应完全后剩余的含钙化合物进行反应与沉淀分离。当水返回生产流程后，因钙离子的存在对铜精矿和石英的浮选有影响，会降低铜精矿的质量和石英成品的产率，造成石英成品的产量减小，利润降低。而且在浮选时因浮选矿浆中含有钙离子，钙离子会与油酸钠反应生成油酸钙沉淀，减小了浮选矿浆中的油酸钠浓度，需要加大油酸钠的用量，会使生产成本增大。为此，需提前去除沉淀工序S12,S13作业后得的水中的含钙化合物。使返回生产流程的水符合生产要求。

因此，所述土壤调理剂是由铜尾矿提纯石英后的废弃固体物生产得到，提纯石英后的废弃物包括:浮选泡沫Ⅰ-Ⅲ、‒0.029mm铜尾矿、强磁选矿物、石英精矿过滤工序S8滤液中的沉淀物以及沉淀Ⅵ工序S14的沉淀物，经分析提纯石英后的废弃固体物的各元素含量范围见下表:

由有色金属尾矿中制备土壤调理剂的方法还包括如图3所述的流程步骤，依序包括:混匀工序S31、制球团工序S32、煅烧工序S33、冷却工序S34、破碎工序S35、球磨工序S36，以制造出土壤调理剂成品。混匀工序S31具体包括将提纯石英后的废弃固体物: 白云石: 煤:球团固化剂（羧甲基纤维素）按质量比（45-50）:（35-40）:（8‒10）:（2-3）的比例混合均匀, 制球团工序S32具体包括在造球机上制成符合要求的球团，符合要求的球团在煅烧工序S33进入煅烧设备炉内在1000-1200摄氏度下煅烧2-3小时后出炉，经过冷却、破碎、球磨后得到成品。

在本发明示例中，混匀工序S31的原料规格是:提纯石英后的废弃固体物 具有水分≤20%;白云石的粒级在‒0.074mm≥80%;球团固化剂粉末状；煤的粒级‒0.10mm≥80%，热量≥5800大卡/公斤。煅烧工序S33中的工艺参数包括:煅烧温度1000‒1200摄氏度，煅烧时间2‒3小时。煅烧前的球团成分组成具有如下表的元素含量范围:

煅烧后冷却活化得到的球团成分组成具有如下表的元素含量范围:

名称	活性二氧化硅	三氧化二铝	三氧化硫	氧化钾	氧化钙	氧化镁
							wt%	27-36	14-21	1-2	2-3.5	15-21	8.5-12

由上表可知，所述土壤调理剂包括:来自于尾矿提纯石英中固体废弃物的二氧化硅、三氧化二铝、三氧化硫、氧化钾。

因此，示例中由有色金属尾矿中制备土壤调理剂的工艺具体可区分如图2所示的前段流程与如图3所示的后段流程，前段流程可伴附于有色金属尾矿提纯石英工艺中(如图1所示)，用于取得尾矿提纯的废弃固体物，且没有加热工序或过多化学反应工序，表示能实施于尾矿提纯工厂; 后段流程可单独实施于煅烧工厂，以制得土壤调理剂。

本具体实施方式的实施例均作为方便理解或实施本发明技术方案的较佳实施例，并非依此限制本发明的保护范围，凡依本发明的结构、形状、原理所做的等效变化，均应被涵盖于本发明的请求保护范围内。

Claims (10)

1.一种有色金属尾矿中提纯石英的方法，其特征在于，依次包括：

排除由有色金属尾矿中细微粒径的部分，得到大于等于浮选粒径下限的第一尾矿物;

第一浮选分离出所述第一尾矿物的第一杂质，得到第二尾矿物;

由所述第二尾矿物分离出大于等于浮选粒径上限的第三尾矿物与小于浮选粒径上限的第四尾矿物;

只研磨所述第三尾矿物，使其粒径小于所述浮选粒径上限，并将研磨后所述第三尾矿物与所述第四尾矿物合并;

将研磨后所述第三尾矿物与所述第四尾矿物的合并混合物一同进行第二浮选、强磁选与过滤，得到氧化硅纯度在90%以上的石英精矿成品。

2.根据权利要求1所述的有色金属尾矿中提纯石英的方法，其特征在于，所述浮选粒径下限为0.029±0.01mm，所述浮选粒径上限为0.125±0.05mm;所述第一杂质包括明矾石、地开石、硫化矿，所述第二尾矿物为石英粗精矿; 由所述第二浮选工序分离出第二杂质，所述第二杂质包括明矾石、地开石;由所述强磁选工序分离出第三杂质，所述第三杂质包括氧化铁矿、铁屑、弱磁性矿物; 所述过滤工序后进行干燥装包即得到所述石英精矿成品。

3.根据权利要求1所述的有色金属尾矿中提纯石英的方法，其特征在于，在所述第二浮选工序与所述强磁选工序之间还包括第三浮选工序;在第一浮选与第二浮选工序或所有浮选工序中使用的浮选捕收剂为混合型，捕收剂包括油酸钠与丁基黄药; 在第一浮选与第二浮选工序或所有浮选工序中，浮选矿浆酸度选择在弱碱性;浮选矿浆酸度具体在7.0～9.0范围中，包括端点值; 浮选温度为常温。

4.根据权利要求1所述的有色金属尾矿中提纯石英的方法，其特征在于，另包括: 回收再生工序，对提纯石英的生产流程中产生的废弃物中回收反应生成的土壤调理剂，由所述有色金属尾矿中细微粒径的部分、所述第一浮选工序分离出的包括所述第一杂质的第一浮选泡沫、所述第二浮选工序分离出的第二浮选泡沫、所述强磁选工序分离的强磁选矿物与所述过滤工序的滤液经过第一沉淀的第一固体得到。

5.根据权利要求4所述的有色金属尾矿中提纯石英的方法，其特征在于，所述第一浮选泡沫、所述第二浮选泡沫、所述强磁选矿物经过混均后共同沉淀，所述有色金属尾矿中细微粒径的部分与所述过滤工序的滤液是个别沉淀;所述提纯石英的生产流程中使用油酸钠，所述第一沉淀工序中添加物为含钙化合物，所述第一固体包括油酸钙沉淀;或者/以及，

当对所述第一沉淀工序后的液体为碱性，进行调酸度与第二沉淀，以得到第二固体，所述第二固体并入所述土壤调理剂;具体的，所述调酸度工序中使用硫酸，所述第二沉淀工序中反应生成的所述第二固体包括硫酸钙沉淀。

6.根据权利要求5所述的有色金属尾矿中提纯石英的方法，其特征在于，所述第一沉淀工序或/与第二沉淀工序产生的水回收返回到提纯石英的生产流程。

7.根据权利要求1-6中任一项所述的有色金属尾矿中提纯石英的方法，其特征在于，所述石英精矿成品的二氧化硅纯度在97%以上，产率在40%以上。

8.一种有色金属尾矿中提纯石英的装置，其特征在于，用于执行如权利要求1-7中任一项所述的一种有色金属尾矿中提纯石英的方法。

9.一种由有色金属尾矿中制备土壤调理剂的方法，其特征在于，包括：

取得有色金属尾矿中小于浮选粒径下限细微粒径的部分，并进行第一沉淀得到第一固体;

取得有色金属尾矿大于等于浮选粒径下限且小于选粒径上限的尾矿物中的浮选泡沫以及强磁选矿物，进行混均与第二沉淀得到第二固体;

取得有色金属尾矿的过滤滤液，进行第三沉淀得到第三固体;

收集所述第一固体、所述第二固体与所述第三固体，以生产土壤调理剂。

10.根据权利要求9所述的方法，其特征在于，对于所述第二沉淀工序与所述第三沉淀工序导出的液体进行调酸度与第四沉淀，以得到第四固体，所述第四固体也收集于所述土壤调理剂的生产，所述第一沉淀工序与所述第四沉淀工序导出的液体回收返回到有色金属尾矿提纯石英的生产流程; 在第二沉淀工序与第三沉淀工序中加入含钙化合物，以沉淀方式去除浮选药剂，所述浮选药剂具体包括油酸钠，所述含钙化合物具体是氯化钙、生石灰、石灰石、熟石灰中的任一种，沉淀生成的所述第二固体包括明矾石、地开石、石英矿物、油酸钙，所述第三固体包括油酸钙;在调酸度与第四沉淀工序中，加入的酸包括硫酸，以沉淀方式去除所述含钙化合物，沉淀生成的所述第四固体包括硫酸钙;所述方法还依序包括:混匀工序、制球团工序、煅烧工序、冷却工序、破碎工序、球磨工序，以制造出土壤调理剂成品，所述混匀工序具体包括将提纯石英后的废弃固体物、白云石与煤混合均匀, 所述制球团工序具体包括在造球机上将混合物制成球团，并在所述煅烧工序将所述球团进入煅烧设备炉内在1000-1200摄氏度下煅烧2-3小时后出炉，经过冷却、破碎、球磨后得到土壤调理剂成品。

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