石英尾矿矿泥深度提纯方法与设备与流程

本发明涉及石英尾矿提纯的技术领域，尤其是涉及一种石英尾矿矿泥深度提纯方法与设备。

背景技术：

石英是石英砂、石英砂岩、石英石、脉石英等硅质原料的主要成分，是一种常见的非金属矿物原料，其应用领域十分广泛，高纯石英粉又称高纯硅粉，可以通过加工的方式制成高纯二氧化硅微粉，因其特有的物化性质，高纯石英砂/二氧化硅微粉的应用已从玻璃制品、建材、防水防腐材料等传统领域，拓展到高新技术产业领域，是电子、电器机电、高端玻璃、精密铸造、塑料、涂料、耐火材料、橡胶、油墨、建筑混凝土、高端陶瓷、化工、通信等传统与高新技术材料产业不可缺的基础原材料。但这些高新技术行业对高纯石英粉/高纯二氧化硅微粉产品的粒级、化学成份、纯度等有很高的要求。

我国的高纯石英砂选矿提纯及深加工开发利用比较晚，这是因为国内具有一些优质硅质原料矿源产地，基本上不经选矿提纯或略经提纯，即可满足工业用砂需求，然而随着我国工业化的快速发展，对高纯石英粉/高纯二氧化硅微粉的需求越来越大。同时随着优质硅质原料矿源的大规模过度的开采使优质硅质原料矿源及贮存量越来越少，导致其资源枯竭，供不应求，价格不断上涨。而另一方面石英尾矿（砂）和中低品位的石英矿源未得到有效的开发利用，由于石英尾矿(砂)和中低品位硅质资源中的铝、铁、泥(主要是黏土)等杂质含量较高，因其纯度不足而无法在以上行业中使用。只能用于低端要求的行业，经济价值不高。甚至因无经济价值而被放弃造成过度堆集而给周边环境带来了巨大的污染和安全隐患。因此，如何将在生产石英砂时产生的石英尾矿(砂)和中低品位的硅质资源，在生产过程中通过简单有效及低成本且环保无污染的生产加工方式，经过深度提纯后产品可以达到高纯石英砂/二氧化硅微粉的品位要求，以满足以上这些行业对高纯石英粉/高纯二氧化硅微粉产品的粒级、化学成份、纯度、以及需求量的要求，已成为国内现最迫切需要解决的问题。

在生产工业用石英砂的同时，随之产生的石英尾矿（砂）问题却日益凸显，不仅给企业的发展带来了不小的难题，也给周边环境带来了巨大的污染和安全隐患，有关资料表明，我国现有的石英尾矿（砂）有几亿吨，如何处理石英尾矿（砂）给周边环境带来的巨大的污染和安全隐患的问题，成为了摆在政府和各石英原料生产企业面前迫切需要解决的问题。随着优质硅质资源的不断减少以及人们对环境保护的日益重视，针对我国石英尾矿（砂）的情况，如何通过既能简单有效又能低成本且环保无污染的生产方法的研究应用被提到了越来越重要的位置。经研究，石英尾矿（砂）中含有大量的石英，杂质主要是长石类矿物、泥（主要是黏土）类矿物，包含大量细颗粒尾矿粉，粒级为几微米的黏土进入到石英颗粒中的裂缝中或者粘附在几微米的石英上构成矿泥,采用常规的脱泥方法如水洗、机械擦洗、磁选、浮选、超声波等时,尾矿的脱泥和除铁的效果并不理想，并且在生产过程中仍然会产生大量二次尾矿，对矿山、尾矿库和周边环境仍然带来了巨大的污染和安全隐患。而二次尾矿中的主要成份是微细粒级的石英(泥中含有大量的石英成份)，仍含有的杂质例如长石类矿物、泥（主要是黏土）类矿物、碳酸盐和(含)铁的矿物，所以并没有达到充分将尾矿中的石英再次利用的目的。

经过进一步的研究，石英矿中硅质原料的杂质主要是长石类矿物，碳酸岩类矿物较少。当石英产品中二氧化硅的含量下降时，石英产品中的主要杂质铝、铁、钙等的含量反之就会上升。而生产加工后产生的尾矿（砂）中的长石类矿物、泥（主要是黏土）和铁的含量就会较高。在石英砂加工提纯过程中，通常把粒径小于0.15mm的粒级称为矿泥，而往往粒径越细的石英砂中二氧化硅的含量就越少，反之，而铁、铝和泥（主要是黏土）的含量就越高。在石英尾矿（砂）中，大部分石英尾矿（砂）的粒径小于0.15mm的粒级，主要成份是石英，杂质主要是长石类矿物、泥（主要是黏土）类矿物、碳酸盐和(含)铁的矿物。并且泥和(含)铁的矿物会将石英颗粒包裹在里面和吸附在石英颗粒表面，严重时铁离子会渗透到石英颗粒的内部，增加了高纯石英粉深度提纯技术的难度，故确定需要解决问题的研究方向是锁定在高纯石英粉的提纯主要是除铁和脱铝，尽可能的降低长石和铁在高纯石英粉中的含量。

中国发明专利申请cn107185708a公开了一种用尾矿制备高纯度石英的方法，该方法首先通过脱泥-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。然，将该尾矿通过筛分除去400目以下颗粒，即流程中脱泥作业，后经过脱水得到的是粗石英砂，提纯处理物是粗石英砂，对于石英矿矿泥则在筛分除去的脱泥作业中被排除，需要进一步解决二次尾矿的问题。

中国发明专利申请cn109111101a公开了一种高纯石英砂的选矿提纯方法，采用以下工艺、步骤：将粒度≤0.3mm、sio2含量≥98.0％的原料石英砂给入脱泥作业，将产出的脱泥砂给入浮选机进行反浮选作业，将产出的反浮选精矿给入深度脱泥作业，将产出的脱泥精矿给入强磁选机进行强磁选除杂作业，将产出的磁选精矿经过浓缩，再给入盛有酸溶液的浸出槽中搅拌处理，除去磁选精矿中能溶于酸的杂质元素；最后进行洗涤、分级、过滤，烘干，即得到sio2品位≥99.95％的高纯石英砂。当浸出过程酸溶液包含氢氟酸，虽然可以去除al2o3与fe2o3，但也去除了sio2，影响了产出量，并且整体制程顺序为浮选、反浮选、深度脱泥、强磁选除杂、酸浸出、洗涤、分级、过滤、烘干，制程工艺步骤较多，且制程消耗的用水与处理后溶液污染量相对增加，故而最终产品sio2品位≥99.95％的高纯石英砂的产率68％～75％，该现有技术不是应用于制备更小粒径的石英粉。

中国发明申请cn109485050a公开了一种方便去除杂质的高纯石英砂的循环酸洗方法，属于石英砂生产技术领域，其改进之处是在石英砂的酸洗工艺中，将待酸洗的石英砂与杂质吸附球混合放入酸洗槽中，加入合适的酸洗液，不断搅拌酸洗。在酸洗的同时，通过经过特殊处理的杂质吸附环吸附杂质。利用杂质吸附球比重小，杂质吸附球自然的漂浮在石英砂上层的酸洗液中，既是酸浸出与酸性浮选的技术合并应用，为了保持杂质吸附球能吸附到石英砂内的杂质，不断搅拌酸洗槽与搅拌后静置浮选所需要的等待时间是不可避免的，这将增加酸溶液在酸浸出制程与酸性浮选制程被占用时间并影响酸浸出效率。

技术实现要素：

本发明的主要目的一是提供一种石英尾矿矿泥深度提纯方法，用以实现石英尾矿矿泥的深度提纯以产出符合特定规范的高纯度石英粉，并解决石英尾矿矿砂提纯的低产率、高污染与较低效率的问题。

本发明的主要目的二是提供一种石英尾矿矿泥深度提纯设备，用以深度提纯特定规范的高纯度石英粉。

本发明的主要目的一是通过以下技术方案得以实现的：

提出一种石英尾矿矿泥深度提纯方法，包括：

由石英尾矿中取得粒径小于0.15mm的矿泥;

使用酸溶液对所述矿泥进行酸浸出，以实质去除所述矿泥渗透到石英颗粒内的三氧化二铁成分、碳酸岩类矿物与脱除所述矿泥的黏土;

对酸浸出固液混合物进行第一次固液分离，以分离出所述矿泥经过酸浸出的固体;

以清水对所述固体进行漂洗;

对漂洗后固体进行浮选，以去除长石类矿物和具有长石类成分的石英颗粒，其中所述浮选工序包括至少一次的中性浮选;

对浮选后固液混合物进行第二次固液分离与干燥，以制得高纯度石英粉;其中所述酸溶液包含硫酸，酸浓度介于18～24%(质量百分比)，所述高纯度石英粉的二氧化硅纯度在99wt%以上、三氧化二铝的含量在0.5wt%以下、三氧化二铁含量在0.01wt%以下。

通过采用上述基础技术方案，利用取得特定粒径范围的矿泥、酸浸出、第一次固液分离、漂洗、中性浮选及第二次固液分离与干燥，其中酸浸出使用的酸溶液包含硫酸，酸浓度介于18～24%，当酸浸出执行在中性浮选之前，酸浸出除了可以去除石英颗粒内的三氧化二铁成分、碳酸岩类矿物与脱除所述矿泥的黏土还能去除石英颗粒内的细粒级的长石类物质，中性浮选再分离出含有粗粒级长石类物质的部分石英颗粒，在中性浮选过程前利用第一次固液分离与漂洗工序中被预先排除酸溶液，能够高产率高效率制备高纯度石英粉，并且高纯度石英粉的二氧化硅纯度在99wt%以上、三氧化二铝的含量在0.5wt%以下、三氧化二铁含量在0.01wt%以下。

本发明在一较佳示例中可以进一步配置为：所述酸浸出过程中的酸浓度保持在18～24%之间;所述酸溶液使用的酸类型包括硫酸或混合酸;所述混合酸包含硫酸与草酸。

可以通过采用上述优选技术方案，利用酸浸出过程中酸浓度保持在18～24%之间以及所述酸溶液使用的特定酸类型，更高效率地选择性酸浸出三氧化二铁成分、碳酸岩类矿物、黏土与细粒级的长石类物质，而不溶解石英颗粒内的二氧化硅。酸浓度范围是用来决定石英尾矿的除铁率，酸浸出工序通过酸将石英尾矿中的单质铁和含铁物质溶解后变成铁离子进入到酸浸出溶液中，达到去除石英尾矿中的单质铁和含铁物质的目的，使高纯石英成品中的铁含量越低越好，当酸浓度低于18%时，石英粉尾矿的除铁率达不到生产工艺要求，当酸浓度高于24%后，石英尾矿的除铁率也不会再有提高而且酸浓度越高越会加大生产成本。

本发明在一较佳示例中可以进一步配置为：在所述浮选工序中，由浮选产生的泡沫中取得石英微粉，所述石英微粉的二氧化硅纯度低于所述高纯度石英粉的二氧化硅纯度，所述石英微粉的三氧化二铝含量与三氧化二铁含量皆高于所述高纯度石英粉的三氧化二铝含量与三氧化二铁含量。

通过采用上述优选技术方案，利用以中性浮选工序分离粗粒级长石类物质的部分石英颗粒以形成另一组成范围的石英微粉，并且利用长石类成分容易反应形成疏水基配合矿泥的粒径限制使石英微粉更容易漂浮形成于所述浮选工序中的泡沫。

本发明在一较佳示例中可以进一步配置为：所述石英微粉为次精矿石英粉，所述石英微粉与所述矿泥的二氧化硅纯度皆在90～95wt%、三氧化二铝含量皆在3wt%以上、三氧化二铁含量皆在0.2wt%以上，所述石英微粉的二氧化硅纯度还略低于所述矿泥的二氧化硅纯度;所述高纯度石英粉的三氧化二铝的含量在0.4wt%以下、三氧化二铁含量在0.008wt%以下;优选地，所述高纯度石英粉的平均粒径在0.075mm以下，其中小于0.023mm粒径的部分占总量40%以上，所述高纯度石英粉的二氧化硅纯度在99.5wt%以上，所述高纯度石英粉的产率在89～97%之间。

可以通过采用上述优选技术方案，利用所述石英微粉的特定组成限定，所述石英微粉的三氧化二铝含量与三氧化二铁含量接近石英矿矿泥，且具有较高的二氧化硅纯度，因此三氧化二铝与三氧化二铁难以在酸浸出工序中去除的石英颗粒能分类分离为另一产品，故由石英矿矿泥制备出两种产品，分别为高产率高单价的高纯度石英粉与低产率低单价的次精矿石英粉。

本发明在一较佳示例中可以进一步配置为：所述第一次固液分离的工序、所述漂洗工序与所述第二次固液分离的工序实施在同一过滤设备中。

可以通过采用上述优选技术方案，利用同一过滤设备执行两道固液分离的工序与所述漂洗工序，能够节省设备建构成本，更有利于制程溶液的循环使用。

本发明在一较佳示例中可以进一步配置为：所述漂洗工序中除了加入清水还加入碳酸钠溶液，经由所述漂洗工序，所述中性浮选的酸度维持自然ph值，并在所述中性浮选工序中添加选矿药剂，以去除所述漂洗后固体内长石类物质和具长石类成分的石英颗粒;优选地，所述碳酸钠溶液的质量体积比浓度为1%;优选地，所述选矿药剂包括油酸钠。

可以通过采用上述优选技术方案，利用漂洗工序中还加入碳酸钠溶液，减少漂洗时液体用量，微量的碳酸钠在浮选工序中的存在将有利于中性浮选。选矿药剂能与长石类成分反应产生疏水性，以利具长石类成分的石英颗粒在所述浮选工序中的上浮。较佳地，是将溶液中油酸钠反应生成在石英颗粒表面的油酸铝，疏水性的油酸铝将带动具长石类成分的石英颗粒上浮在液面泡沫中。

在一示例中，所述浮选工序的浮选原理如下：在搅拌下，在浮选机底部会产生大量的小气泡，气泡从底部升到溶液的表层，气泡在上升时，疏水性的矿物会吸附在气泡上被带到溶液的表层，亲水性的矿物测留在溶液里达到分离的目的，长石类和石英都是亲水性的，但例如油酸钠的选矿剂加入后与长石表面的铝离子生成油酸铝或类似的疏水化合物，使长石产生疏水性而被气泡带到液体表层，与石英达到分离目的，在此所选用的油酸钠可以作为是捕收剂也是起泡剂（油酸钠在水中在搅拌下也会产生气泡加大气泡的数量，最后溶液表层的是泡沫，泡沫里含有①长石类矿物，②含有长石类成分石英③石英(几微米粒级的微细级石英也有一部分会吸附在长石和气泡上而被带到泡沫里)，④油酸钠。

本发明在一较佳示例中可以进一步配置为：油酸钠的用量介于150～450g/t;其中t表示为吨，g表示为公克。

可以通过采用上述优选技术方案，利用油酸钠的用量范围限定，试验证明当油酸钠的用量低于150g/t时,高纯度石英粉的成品纯度会急剧下降,当油酸钠的用量高于450g/t时,产生的泡沫多且不容易消泡会给后续工作带来麻烦，生产成本加大。

本发明在一较佳示例中可以进一步配置为：在所述漂洗工序中，当漂洗后溶液在预设酸浓度以上时，回收添加到所述酸溶液的配置，以返回所述酸浸出工序中循环利用;当漂洗后溶液逐渐降到预设酸浓度以下时，返回至所述漂洗工序中循环利用;优选地，所述预设酸浓度为2%。

可以通过采用上述优选技术方案，利用漂洗后溶液在预设酸浓度上下的分别处置，使漂洗后溶液为零排放，符合生产环保要求。

本发明在一较佳示例中可以进一步配置为：所述第一次固液分离工序后分离的酸溶液回收添加到所述酸溶液的配置，以返回所述酸浸出工序中循环利用。

可以通过采用上述优选技术方案，利用所述第一次固液分离工序后分离的酸溶液回收，能减少固液分离后酸溶液的排放污染。

本发明的主要目的二是通过以下技术方案得以实现的：

提出一种石英尾矿矿泥深度提纯设备，用于执行依据如上所述任一技术方案的一种石英尾矿矿泥深度提纯方法。

综上所述，本发明包括以下至少一种有益技术效果：

1.实现石英尾矿矿泥的深度提纯，产出符合特定规范的高纯度石英粉，具有石英尾矿矿砂提纯的高产率、低污染排放与酸溶液高效率使用的效果；

2.能简单有效又能低成本且环保无污染的生产制备不同组成范围的高纯度石英粉与石英微粉两种分离成品，其中所述石英微粉内的长石类成分是不能以酸浸出方式析出的，其中酸浸出的酸溶液是不包括氢氟酸以外的其它酸;

3.提供一种高纯度石英粉的制备方法或设备，对环境无污染、生产成本和固定资产投入低，并且工艺流程简单，工艺技术低，便于生产管理。

附图说明

图1绘示本发明一较佳实施例的一种石英尾矿矿泥深度提纯方法的流程示意图；

图2绘示本发明一较佳实施例的一种石英尾矿矿泥深度提纯设备的配置示意图；

图3a与图3b分别绘示本发明一较佳实施例中石英尾矿矿泥的粒级分布表与元素百分比含量表；

图4绘示依照本发明一较佳实施例的一种石英尾矿矿泥深度提纯方法的制得的高纯石英粉成品与次精矿石英微粉成品的元素含量/产率表；

图5绘示依照本发明一较佳实施例的一种石英尾矿矿泥深度提纯方法的制得的高纯石英粉成品各粒级中元素含量和产率表；

图6绘示在本发明一较佳实施例的一种石英尾矿矿泥深度提纯方法中使用的四种酸浸出溶液处理石英粉尾矿中有害杂质含量的去除率对照表；

图7绘示在本发明一较佳实施例的一种石英尾矿矿泥深度提纯方法中使用的四种酸浸出溶液在酸浸出和浮选后得到的高纯石英粉成品的纯度和产率对照表。

附图标记:10、酸浸出槽;11～17、贮存容器;20、过滤设备;30、浓酸储槽;40、废酸处理室。

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，也不作唯一实施例的解释。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在理解本发明的发明构思前提下所获得的所有其他实施例，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(如附图所示)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,以下将本发明的石英尾矿矿泥深度提纯方法与设备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绘示本发明一较佳实施例的一种石英尾矿矿泥深度提纯方法的流程示意图;图2绘示本发明一较佳实施例的一种石英尾矿矿泥深度提纯设备的配置示意图;参照图1，为本发明一实施例公开的一种石英尾矿矿泥深度提纯方法，包括以下所示的步骤。

在一前置步骤中，由石英尾矿中取得粒径小于0.15mm的矿泥;石英尾矿可以包括优质硅质原料矿源开采后的石英尾矿(砂)、尾矿矿砂在脱泥和除铁后的二次尾矿或是中低品位的硅质资源;在一具体示例中，关于石英粉尾矿外观为矿物半湿状,颜色为淡灰红色,为粉末状,硅粉尾矿各粒级分布情况可见于图3,硅粉尾矿中元素的含量情况可见于图4;根据图3和图4的情况可以判断;此尾矿中①各矿物的组成大部分为石英,少部分为钾长石以及极少量的碳酸盐矿物;②尾矿中铝和铁的含量较高,二氧化硅含量较低;③粒级太细(-0.150mm占99.97%,-0.023mm占42.93%);④尾矿的各项指标均达不到最低的工业使用要求.无使用价值,尾矿只有通过本发明示例的深加工提纯方法，在去除尾矿中的杂质后,所得到的石英粉成品才能满足工业使用要求。

步骤s1是关于酸浸出;使用酸溶液对所述矿泥进行酸浸出，以实质去除所述矿泥渗透到石英颗粒内的三氧化二铁成分、碳酸岩类矿物与脱除所述矿泥的黏土。在此所称的实质去除表示实际去除量占原有量的60%以上。在本步骤中不能被酸溶解的固体是石英颗粒，也是作为本申请成品的主要前驱物,在一示例中，石英尾矿的粒级很细，粒级为小于0.150mm（100目）占99.97%,小于0.048mm(400目)占68.67%,小于0.023mm（600目）占42.93%,属于微细粒级的尾矿,而粒级为几微米的泥进入到石英颗粒中的裂缝中或者粘附在几微米的石英上。步骤s1的酸浸出法主要用于除铁和脱泥，铁和泥（主要是黏土）基本上可被酸溶解而进入到溶液里，不以固体物形式存在。尤其是对浸染型铁而言，除了酸浸出法外，传统的水洗、机械擦洗、磁选、浮选、超声波、微生物浸出…。等等其他方法除铁效果都不理想。碳酸岩类矿物在步骤s1的酸浸法中也能被酸溶解而进入到溶液里，不以固体物形式存在，故在用酸浸法除铁和脱泥的同时碳酸岩类矿物也可以同时去除，和传统的浮选法相比可以降低生产成本和固定资产投入，工艺流程更简单，工艺技术要求更低，便于生产管理。

步骤s2是关于第一次固液分离;对酸浸出固液混合物进行第一次固液分离，以分离出所述矿泥经过酸浸出的固体。步骤s3是关于漂洗;以清水对所述固体进行漂洗。

步骤s4与步骤s5是关于第一次浮选与第二次浮选;对漂洗后固体进行浮选，以去除长石类矿物和具有长石类成分的石英颗粒，能以悬浮泡沫方式去除，其中所述浮选工序包括至少一次的中性浮选，中性浮选是指浮选溶液的酸度是近中性，一般用ph值表示ph=6-8之间;在一示例中，矿浆溶液浮选时的酸碱度（ph值）在自然ph值(近中性)下浮选,不用先进行调整矿浆溶液的酸碱度（ph值）后再进行浮选,使用的选矿药剂可以只需一种且对环境无污染，生产成本和固定资产投入低，工艺流程简单，工艺技术低，便于生产管理。此中性法浮选长石类矿物能应用于生产上,浮选效果良好。

步骤s6与步骤s7是关于第二次固液分离与干燥;对浮选后固液混合物进行第二次固液分离与干燥，以制得高纯度石英粉;其中步骤s1中酸浸出使用的所述酸溶液包含硫酸，酸浓度介于18～24%，所述高纯度石英粉的二氧化硅纯度在99wt%以上、三氧化二铝的含量在0.5wt%以下、三氧化二铁含量在0.01wt%以下。

本实施例的实施原理为：利用取得特定粒径范围的矿泥、酸浸出、第一次固液分离、漂洗、中性浮选及第二次固液分离与干燥，其中酸浸出使用的酸溶液包含硫酸，酸浓度介于18～24%，当酸浸出执行在中性浮选之前，酸浸出除了可以去除石英颗粒内的三氧化二铁成分、碳酸岩类矿物与脱除所述矿泥的黏土还能去除石英颗粒内的微细粒级的长石类物质和少量的微细粒级的长石类矿物，中性浮选再分离出含有粗粒级长石类物质和含有长石类成分石英颗粒，在中性浮选过程前利用第一次固液分离与漂洗工序中被预先排除酸溶液，能够高产率高效率制备高纯度石英粉，并且高纯度石英粉的二氧化硅纯度在99wt%以上、三氧化二铝的含量在0.5wt%以下、三氧化二铁含量在0.01wt%以下。

例如二次尾矿中的主要成份是微细粒级的石英(泥中含有大量的石英成份)、碳酸盐和(含)铁的矿物，以现有技术并没有办法达到充分将尾矿中的石英再次利用，石英尾矿（沙）的二次利用，本申请就是将石英尾矿中的杂质如长石类矿物、泥（主要是黏土）类矿物、碳酸盐和铁尽可能除去，达到与石英分离的目的。石英尾矿（砂）通过深度提纯后可得到高经济价值的高纯石英粉和二氧化硅微粉，既增加矿山的经济效益，同时也实现了生产加工的无尾矿化，并消除了石英尾矿库给周边环境带来的巨大的污染和安全隐患，对维护矿山的环境、安全等具有重大意义。

本发明在一较佳示例中可以进一步配置为：所述酸浸出过程中的酸浓度保持在18～24%之间;所述酸溶液使用的酸类型包括硫酸或混合酸;所述混合酸包含硫酸与草酸。因此，利用酸浸出过程中酸浓度保持在18～24%之间以及所述酸溶液使用的特定酸类型，更高效率地选择性酸浸出三氧化二铁成分、碳酸岩类矿物、黏土与微细粒级的长石类物质，而不溶解石英颗粒内的二氧化硅。酸浓度范围是用来决定石英尾矿的除铁率，酸浸出工序通过酸将石英尾矿中的单质铁和含铁物质溶解后变成铁离子进入到酸浸出溶液中，达到去除石英尾矿中的单质铁和含铁物质的目的，使高纯石英成品中的铁含量越低越好，当酸浓度低于18%时，石英粉尾矿的除铁率达不到生产工艺要求，当酸浓度高于24%后，石英尾矿的除铁率也不会再有提高而且酸浓度越高越会加大生产成本。此外，在此步骤加入草酸的目的是:它与铁反应溶解铁后会络合铁离子生成络合物，加快和加大铁的溶解速度和溶解率。当所述酸溶液使用的酸为混合酸，除了包含硫酸之外还可以加入少量盐酸。

请再参阅图1，步骤s8是关于酸浸出溶液的配制；先化验出漂洗后的溶液（图1的线路①）中酸的浓度，然后根椐酸的浓度和体积，计算出所需补加浓酸的体积数并加入，混合均匀，配成符合要求的酸浸出溶液。另外，关于酸浸出矿浆溶液的配制;根据加入到酸浸出设备中石英尾矿粉的质量按配制比例计算出所需的酸浸出溶液的体积数,优先加入酸浸后的溶液（图1的线路③）,当酸浸后的溶液（图1的线路③）体积数不够时,再补加入酸浸出溶液。

在一较佳示例中，酸浸出步骤s1包括将打开酸浸出设备中的搅拌装置搅拌酸浸出矿浆溶液,同时打开酸浸出设备中的加热装置,加热酸浸出设备中的酸浸出矿浆溶液使之升温至所规定的温度（80-100℃）并保待该温度,保温时间为规定的时间（3-6小时）。

在一较佳示例中，第一次固液分离步骤s2是在酸浸出时间满了后,将酸浸出矿浆溶液放出，进入固液分离(过滤)和漂洗设备中先进行固液分离（过滤）。在一较佳示例中，所述第一次固液分离工序后分离的酸溶液回收添加到所述酸溶液的配置，以返回所述酸浸出工序中循环利用。因此，利用所述第一次固液分离工序后分离的酸溶液回收，能减少固液分离后酸溶液的排放污染。具体地,固液分离后的液体(酸浸出后的溶液)按（图1的线路③）返回酸浸出工序循环利用。本申请示例中的酸浸出法能在工艺上加大环保力度和措施，采用酸浸出溶液循环利用，就可以实现对环境无污染化，达到环保要求。同时可以降低生产成本。

在一较佳示例中，漂洗步骤s3中，当漂洗后溶液在预设酸浓度以上时，回收添加到所述酸溶液的配置，以返回所述酸浸出工序中循环利用;当漂洗后溶液逐渐降到预设酸浓度以下时，返回至漂洗工序中循环利用;优选地，所述预设酸浓度为2%。因此，利用漂洗后溶液在预设酸浓度上下的分别处置，使漂洗后溶液为零排放，符合生产环保要求。例如,固体(石英粉)用水、碳酸钠溶液、清水分别漂洗至最后漂洗后的溶液的ph值为近中性即可。当漂洗后的溶液的酸浓度大于2%时按(图1的线路①)返回酸浸出步骤s1，酸浓度小于2%时按（图1的线路②)返回漂洗步骤s3。

在一较佳示例中，漂洗步骤s3中除了加入清水还加入碳酸钠溶液，经由所述漂洗工序，所述中性浮选的酸度维持自然ph值，并在所述中性浮选工序中添加选矿药剂，以去除所述漂洗后固体内长石类物质和具长石类成分的石英颗粒;优选地，所述碳酸钠溶液的质量体积比浓度为1%;优选地，所述选矿药剂包括油酸钠。因此，利用漂洗步骤s3中还加入碳酸钠溶液，减少漂洗时液体用量，微量的碳酸钠在浮选工序中的存在将有利于中性浮选。选矿药剂能与长石类成分反应产生疏水性，以利具长石类成分的石英颗粒在所述浮选工序中的上浮。较佳地，是将溶液中油酸钠反应生成在石英颗粒表面的油酸铝，疏水性的油酸铝将带动具长石类成分的石英颗粒上浮在液面泡沫中。

在一较佳示例中，所述浮选工序可包括但不限定的第一次浮选步骤s4与第二次浮选步骤s5，将漂洗好的酸浸出后的石英粉进入浮选设备中进行浮选。可由浮选产生的泡沫中取得石英微粉，所述石英微粉的二氧化硅纯度低于所述高纯度石英粉的二氧化硅纯度，所述石英微粉的三氧化二铝含量与三氧化二铁含量皆高于所述高纯度石英粉的三氧化二铝含量与三氧化二铁含量。因此，利用以中性浮选工序分离粗细粒级长石类物质的部分石英颗粒以形成另一组成范围的石英微粉，并且利用长石类成分容易反应形成疏水基配合矿泥的粒径限制使石英微粉更容易漂浮形成于所述浮选工序中的泡沫。

在一较佳示例中，所述石英微粉为次精矿石英粉，所述石英微粉与所述矿泥的二氧化硅纯度皆在90～95wt%、三氧化二铝含量皆在3wt%以上、三氧化二铁含量皆在0.2wt%以上，所述石英微粉的二氧化硅纯度还略低于所述矿泥的二氧化硅纯度;所述高纯度石英粉的三氧化二铝的含量在0.4wt%以下、三氧化二铁含量在0.008wt%以下;优选地，所述高纯度石英粉的平均粒径在0.075mm以下，其中小于0.023mm粒径的部分占总量40%以上，在一示例中，具体是占41.96%;此外，所述高纯度石英粉的二氧化硅纯度在99.5wt%以上，所述高纯度石英粉的产率在89%～97%之间，具体地是产率在91～96%之间，更具体是94～96%之间，如图4所示，使用硫酸的示例中产率是95.01%、使用包含硫酸的混合酸的示例中产率是92.78%。因此，利用所述石英微粉的特定组成限定，所述石英微粉的三氧化二铝含量与三氧化二铁含量接近石英矿矿泥，且具有较高的二氧化硅纯度，因此三氧化二铝与三氧化二铁难以在酸浸出工序中去除的石英颗粒能分类分离为另一产品，故由石英矿矿泥制备出两种产品，分别为高产率高单价的高纯度石英粉与低产率低单价的次精矿石英粉。

在一较佳示例中，油酸钠的用量介于150～450g/t。因此，利用油酸钠的用量范围限定，试验证明当油酸钠的用量低于150g/t时,高纯度石英粉的成品纯度会急剧下降,当油酸钠的用量高于450g/t时,产生的泡沫多且不容易消泡会给后续工作带来麻烦，生产成本加大。

在一较佳示例中，在第二次固液分离步骤s6是将浮选好后的矿浆进行固液分离(过滤),经固液分离(过滤)后的溶液,可以返回浮选工序和酸浸出工序循环利用。在干燥步骤s7中,固体(石英粉)进入干燥设备中干燥,泡沫进入沉淀池澄清(过滤)后中自然干燥。固体(石英粉)进入干燥设备中干燥，除去水分后,装包即为高纯石英粉成品。

此外，请参阅图2，本发明另一实施例还提出一种石英尾矿矿泥深度提纯设备，用于执行如上所述任一示例的石英尾矿矿泥深度提纯方法。

在一较佳示例中，所述第一次固液分离的工序、所述漂洗工序与所述第二次固液分离的工序实施在同一过滤设备20中。因此，利用同一过滤设备20执行两道固液分离的工序与所述漂洗工序，能够节省设备建构成本，更有利于制程溶液的循环使用。所述酸浸出工序执行于酸浸出槽10，由浓酸储槽30导入强酸，适当加入清水或/与制程中循环加入的处理溶液，利用贮存容器11～17的适当组合实现酸溶液或/与清水处理后液体的循环使用，当所述第一次固液分离工序后分离的酸溶液循环使用多次(通常是循环使用4～6次)后难以被回收利用时，再导入到废酸处理室40，进行分解处理。

关于酸浸出步骤s1选用不同酸溶液的试验，配合在本申请的工艺流程及其工艺参数说明如下，酸浸出所用的酸溶液包含:一、硫酸、盐酸、草酸或其组合;二、酸浸出后的溶液;三、漂洗后的溶液（含酸浓度大于2%）;四、清水。其中含酸浓度是质量百分比浓度计算。手工测定方法包括:先准确量取一定休积量（v1）的漂洗后的溶液(酸浓度为m1)，加入几滴指示剂,然后在搅拌下慢慢加入已知准确浓度(m2)的氢氧化钠标准溶液到(v1）的漂洗后的溶液里,当溶液由无色透明状刚变成粉红色止,记录氢氧化钠标准溶液加到漂洗后的溶液里所消耗的体积(v2),根据计算公式就可以计算出漂洗后的溶液的酸浓度（m1）。3.先换算出漂洗后的溶液(例如2%酸浓度)的物质的量浓度m1（单位是摩尔浓度），然后配制己知准确浓度m2(浓度与漂洗后的溶液约2%酸浓度的物质的量浓度m1相近)的氢氧化钠标准溶液,根据酸与氢氧化钠的化学反应方程式计算出等物质的量系数(n)后就可以得到计算公式;n×m1×v1=m2×v2,通过计算公式就可以计算出(m1)漂洗后的溶液的酸浓度是否大于或者小于2%。生产上采用全自动控制方法；方法如下；将全自动控制测定仪的电极插入到代测的溶液中，在线连续检测溶液的酸碱度（ph值）,在全自动控制测定仪上输入要控制的数据,当电极上的数据传回到全自动控制测定仪并由全自动控制测定仪处理后得到的数据与输入要控制的数据相等时,设备可发出警示信息后并自动关停和切换开关。

酸浸出所用的酸的浓度含量控制在18-24%之间，其计算单位是质量百分比浓度，测定方法如上所述。浓度范围是根据石英尾矿的除铁率来决定，酸浸出工序就是通过酸将石英尾矿中的单质铁和含铁物质溶解后变成铁离子进入到酸浸出溶液中，达到去除石英尾矿中的单质铁和含铁物质的目的，使高纯石英成品中的铁含量越低越好。当酸浓度低于18%时，石英粉尾矿的除铁率达不到生产工艺要求，而当高于24%后，石英尾矿的除铁率也不会再有提高而且酸浓度越高越会加大生产成本。

关于试验中采用四种溶液混合均匀的方法，根据需要将不同的溶液按比例加入后混合均匀,混合均匀后的酸浸出溶液中酸的浓度在18-24%范围。请注意的是，不是全部四种一起按比例加入后混合均匀，在生产之前因没有酸浸出酸18-24%（质量比）以及图1、图2线路③的酸浸出后的溶液、图1、图2线路①漂洗后的溶液、所以只能先用浓酸（例如硫酸、盐酸、草酸或其混合）与清水配制出酸浸出酸（按质量比浓度为21%左右配制）。各种浓酸与水的比例为(体积比)；配比方法和比例如下:

a.硫酸;(体积比)市售浓硫酸[96%(质量比)]:清水=1:3.5;

b.盐酸;(体积比)市售浓盐酸[35%(质量比)]:清水=1:0.66;

c.草酸;(质量比)市售固体草酸[99%(质量比)]:清水=25:100;

d.混合酸;(体积比)按a:b:c=5:4:1配制。

当生产之后有了图1、图2线路③酸浸出后的溶液、图1、图2线路①漂洗后的溶液后，酸浸出溶液就可以用配好的酸浓度(质量比)为21%左右的酸浸出溶液和图1、图2线路③酸浸出后的溶液按比例(体积比)加入，比例为:配好的酸溶液:线路③酸浸出后的溶液=20:80。

关于酸浸出溶液配制方法，先化验出漂洗后的溶液（图1、图2线路①）中酸的浓度，然后根据漂洗后的溶液（图1、图2线路①线路）中酸的浓度和体积，计算出所需补加浓酸溶液的体积数并加入，漂洗后的溶液（酸浓度大于2%）按（图1、图2线路①线路）返回混合均匀后的平均酸浓度(质量比)为5%左右，然后按比例加入硫酸、盐酸、草酸各自配成酸浓度(质量比)为21%左右的酸浸出溶液，各种浓酸的试验比例如下:

a.硫酸;其体积比组成比值为市售浓硫酸[96%(质量比)]:漂洗后的溶液（图1、图2线路①）=0.21:1;

b盐酸;其体积比组成比值为市售浓盐酸[35%(质量比)]:漂洗后的溶液（图1、图2线路①）=1.14:1;

c草酸;其质量比组成比值为市售固体草酸[99%(质量比)]:漂洗后的溶液（图1、图2线路①）=0.20:1;

d混合酸;其体积比组成比值为按市售浓硫酸[96%(质量比)]:(体积比)市售浓盐酸[35%(质量比)]:市售固体草酸[99%(质量比)]:漂洗后的溶液（图1、图2线路①）=0.105:0.456:0.02:1配制混合均匀，混合均匀后的浓度保待在18-24%范围内。

关于酸浸出矿浆溶液的配制比例，酸浸出溶液与石英尾矿粉比例为固液比1:2-3(以质量比计算)。

关于酸浸出矿浆溶液的配制方法，根据加入到酸浸出设备中石英尾矿粉的质量按配制比例1:2-3(以质量比计算)，计算出所需的酸浸出溶液的体积数,优先加入（图1、图2线路③）酸浸后的溶液,一般在3-5次，根据石英粉尾矿中铁含量的高低来决定，当（图1、图2线路③）酸浸后的溶液体积数不够时,再补加入酸浸出溶液。具体是按固液比1:2-3(以质量比计算)，一般生产上按固液比1:2配入，其中石英尾矿粉单位为质量，酸浸出溶液单位为体积，比例可称为质量体积比。按质量体积比添加时,不是因为酸浸出溶液不够,而是因为酸浸出溶液不够时会使石英粉尾矿沉入底部,石英粉尾矿在酸浸出溶液中要充分与酸浸出溶液接触才能以最快速度将铁除去，为了防止石英尾矿粉沉入底部与酸浸出溶液接触不到造成除铁速度缓慢，需要在搅拌下使石英尾矿粉不沉入底部，石英尾矿粉加入的量与搅拌速度成正比，但因搅拌速度有规定，所以在此搅拌速度下。只能加入与此搅拌速度相对应的石英尾矿粉的质量，通过实验可确定固液比不小于1:2（质量体积比单位是t:m³），每次新的尾矿处理时所用的酸浸出溶液中新的只占20%（体积比）循环回去的(用过的)酸浸出溶液占80%（体积比）。

关于酸浸出温度，较佳为80-100℃，设备上有温控装置,在温控装置上设定好所需要的温度即可（生产上一般设定为90℃）。酸浸出过程中始终都是保待这个温度。当温度低于80℃后，在规定的时间内，尾矿的除铁率会急剧下降。使高纯石英成品中的铁含量会超标，温度高于100℃后，酸浸出矿浆溶液会沸腾，造成矿浆飞贱，反而会使飞贱到容器内壁上的石英尾矿粉中的铁无法与酸浸出溶液接触，使高纯石英成品中的铁含量会超标。

关于酸浸出时间，较佳为3-6小时，由尾矿中铁含量的高低来决定，铁含量低时酸浸出时间就低，铁含量高时时间就高。当酸浸出时间过低，除铁率就会下降，高纯石英成品的铁含量会超标，过高则生产成本加大。当酸浸出温度越高对硫酸和草酸的酸浸出溶液来说时间就越短，但温度高于100℃后，酸浸出矿浆溶液会沸腾，造成矿浆飞贱，反而会使飞贱到容器内壁上的石英尾矿粉中的铁无法与酸浸出溶液接触无法达到除铁的目的。对盐酸的酸浸出溶液来说不是越高越好，因为盐酸是挥发性酸，温度越高挥发的越快，反而会降低盐酸浓度，除铁率就会下降，通过实验可得到最佳温度为80℃。

酸浸出过程中较佳是持续搅拌，不搅拌时石英粉尾矿沉入底部酸浸出时间会要很长时间，铁含量高时，时间再长也会无法达到所要求的除铁率。搅拌速度只有达到尾矿不发生沉底就行，搅拌速度太快会造成矿浆飞贱，反而会使飞贱到容器内壁上的石英尾矿粉中的铁无法与酸浸出溶液接触无法达到除铁的目的。所以在规定的搅拌速度的范围内对时间无影响。

关于试验中酸浸出工艺流程说明如后，酸浸出工序就是将石英粉尾矿在酸溶液中浸泡除去石英粉尾矿中的铁和泥(黏土)和少量的长石。酸浸出工序后的酸浸出溶液按(图1、图2线路③)再次返回酸浸出工序循环利用,当循环使用到达不到酸浸出溶液的使用要求时就不能再用于酸浸出。

关于试验中固液分离(过滤)和漂洗工序的工艺流程说明如后,固液分离(过滤)和漂洗工序是在同一设备中进行,在固液分离(过滤)过程中同时进行漂洗，漂洗用的水是先用漂洗酸浸出石英粉后得到的酸浓度小于2%的溶液，后再用低浓度的碳酸钠溶液和清水，碳酸钠浓度约为1%（质量体积比浓度），是连续淋洗至漂洗后的溶液的ph值为近中性，不是分几次清洗。浓度为1%的碳酸钠的ph值为10左右,碳酸氢钠ph值为8左右,这时要漂洗的溶液中的ph值为近2-3左右,所以用碳酸钠溶液漂洗时用量更少,可节约生产成本。而微量的碳酸钠的存在有利于浮选,而其他无机盐不具这二个功能(强碱性和有利于浮选)。若使用钾盐则太贵,会加大生产成本。漂洗并中和酸浸出溶液中的酸至漂洗后的溶液的ph值为近中性。这样的话就可以节省用水量,减少设备投入.降低成本,使于管理，实现无废水，对环境无污染。

固液分离(过滤)和漂洗工序的工艺流程的具体操作说明如后,

1、固液分离(过滤)工序就是将酸浸出好的固体(石英粉)与酸浸出溶液分离开来,酸浸出溶液按(图1、图2线路③)返回酸浸出工序循环使用,固体(石英粉)进入漂洗工序;

2、漂洗工序就是将固液分离后的固体(石英粉)，用水进行漂洗和低浓度的碳酸钠，其浓度约1%左右，溶液中和石英粉中的酸浸出溶液,除去石英粉中的酸浸出溶液使固体(石英粉)的ph值为近中性;

3、漂洗后的溶液根据溶液中酸浓度的大小来分别使用,开始漂洗时，漂洗后的溶液中的酸浓度最大，然后酸浓度越来越小。当漂洗后的溶液中酸浓度大于2%时按(图1、图2线路①)返回酸浸出工序循环利用,酸浓度小2%时按(图1、图2线路②)返回漂洗工序循环利用;

4、漂洗时,先用(图1、图2线路②)的漂洗后得溶液,当(图1、图2线路②)的漂洗后的溶液用完后,再用处理废酸浸出溶液后得到的清水进行漂洗,漂洗到漂洗后的溶液酸浓度在ph=2-3时，改用浓度低的碳酸钠溶液漂洗并中和至漂洗后的溶液的ph值为近中性(弱酸性ph值为6-6.5),再用清水漂洗至ph值为中性。

关于浮选工序的工艺参数包括:1、矿浆浓度:35-45%(质量百分比);2、矿浆温度:常温；3、矿浆ph值:自然ph值(近中性)；4、浮选药剂:油酸钠(150-450g/t)。当其他条件不变时，以油酸钠用量为变量，做了一组实验后得到，油酸钠低于150g/t时,成品纯度会急剧下降,油酸钠高于450g/t时,产生的泡沫多且不容易消泡会给后续工作带来麻烦，生产成本加大。或者，可以用其他药剂代替，但大部分为混合捕收剂，在石英的浮选方法中主要有碱性、酸性、中性三种,本申请在中性条件下，采用的捕收剂种类亦为中性，当采用混合捕收剂，主要是十二胺与油酸钠，其次是胺类与石油磺酸钠，而油酸钠通俗的说与肥皂类似，无毒无味，对环境和人无影响，易溶于水，不受天气水温影响，浓度易控制，便于操作。反之使用混合捕收剂对环境有污染和对人有影响，不易溶于水，易受天气水温影响，浓度不易控制，不便于操作，而浮选效果的好坏与捕收剂浓度的大小的波动有关。

关于浮选工序的工艺流程说明如下:

1、浮选次数根据实际情况而定,可以一次浮选或者二次浮选,只要浮选后的石英微粉成品质量达到要求即可;

2、浮选泡沫为石英微粉(次精矿),可以作为产品买出;

3、浮选后的溶液固液分离(过滤)后,可以返回浮选工序和酸浸出工序循环利用,可以减少浮选药剂用量,降低成本,实现无废水排放，对环境无污染;

4、浮选后得到石英粉精矿,烘干后装包即为高纯石英粉成品。

试验中石英微粉(次精矿)和高纯石英粉成品中元素含量和产率可见于图4,从图表中的数据可知,三种不同的酸浸出溶液得到的高纯石英粉成品纯度及产率中,硫酸酸浸出溶液效果最好,所以,在同等条件下,优先使用硫酸,并可以减少环保的投入，减轻环保压力。

高纯石英粉成品中各粒级的元素含量和产率可见于图5。在酸浸出溶液浓度(按质量百分比)、酸浸出温度和酸浸出时间相同时,采用硫酸为酸浸出溶液比其他三种酸酸浸出溶液在有害杂质al2o3和fe2o3含量的去除率上更高,四种酸浸出溶液的除有害杂质al2o3和fe2o3含量的去除率对照可见于图6。

在酸浸出溶液浓度、温度（80-100℃）和时间相同时,在浮选条件相同下,采用硫酸为酸浸出溶液比其他三种酸酸浸出溶液在酸浸出和浮选后得到的高纯石英粉成品的纯度和产率更高,四种酸浸出溶液酸浸出和浮选后得到的高纯石英粉成品纯度和产率对照可见于图7。

试分析硫酸酸浸出溶液的效果比其他三种酸浸出溶液的效果好的原因是因如下:

1、硫酸在高温下可溶解一部分石英粉尾矿中的长石类矿物(主要是钾长石),被溶解的长石中的ai³⁺进入到酸浸出溶液中并大量吸附在长石类矿物表面,再与油酸钠反应而产生化学吸附的油酸铝。这种吸附作用相当牢固,用去离子水冲洗或加入其它阴离子均不能完全解吸长石表面上吸附的油酸钠,所以在浮选溶液是在自然ph值(近中性)下仍有很大一部分吸附在矿物表面而使长石类矿物产生疏水性后上浮,而其他三种酸浸取溶液中被溶解的长石中的ai³⁺更少或者很少,所以使得更少的长石类矿物能产生疏水性后上浮;

2、可以使包裹和吸附在石英粉尾矿中的石英颗粒表面的杂质去除率更高,使得石英颗粒产生亲水性，纯石英表面是没有被杂质包裹和吸附的,是亲水性,与油酸钠不发生吸附导至上浮的,但石英表面被杂质包裹和吸附时，有的杂质会具有疏水性或者会与油酸钠产生化学吸附或者静电吸附而导致石英也与捕收剂(例如油酸钠)一起上浮，解决的方法可以包含以下任一种方式，1、用酸除去大部分包裹和吸附在石英粉尾矿中的石英颗粒表面的杂质;2、加入抑制剂如碳酸钠、六偏磷酸钠、水玻璃等时，它们可以脱去石英表面上吸附的油酸钠解除化学吸附或者静电吸附的影响，恢复石英颗粒表面的亲水性。在浮选时可抑制石英的上浮，而在自然ph值(近中性)中,石英荷负电,虽然有局部正电区存在,借助静电力和氢键作用对油酸根离子有微量吸附。但这一吸附是极不稳定的,在有碳酸钠的情况下,即可以脱去表面吸附的捕收剂。碳酸钠可以不用添加，在漂洗工序用碳酸钠溶液中和酸浸出溶液时，已有一部分残留在漂洗后的石英粉中，六偏磷酸钠的效果最好，但考虑会加大生产成本并对环境造成污染，且尾矿中的长石含量少就没添加，抑制石英上浮的药剂还有水玻璃（偏硅酸钠）…等。

本申请示例优选的浮选酸度在自然ph值(近中性)有以下优点:

1、浮选前可以不用先进行调整矿浆溶液的酸碱度（ph值）后再进行浮选,选矿药剂只需一种且对环境无污染，生产成本和固定资产的投入低，生产工艺流程简单，工艺技术要求低，便于生产管理;

2、石英与长石的分离，现采用的浮选方法分酸性、中性、碱性三大类方法。酸性法和碱性法现技术较成熟而被大多数厂矿采用,但存在需要先调整矿浆溶液的酸碱度（ph值）后再进行浮选，增加了生产成本和固定资产的投入，浮选时所加入的选矿药剂种类多，工艺流程更复杂，工艺技术要求更高，不便于生产管理.并且对设备有腐蚀，对环境和人员会有一定的污染,有的方法还需要用到氢氟酸，氢氟酸对环境和人员都有很大的危害。相反,中性法克服了酸性法和碱性法存在的上述不足之处,但在现有的选矿浮选技术上不太成熟,大部分浮选技术仅在实验室内成功,用于生产实践中很少。本专利采用中性法，矿浆溶液浮选时的酸碱度（ph值）在自然ph值(近中性)下浮选,不用先进行调整矿浆溶液的酸度（ph值）后再进行浮选,选矿药剂只需一种且对环境无污染，生产成本和固定资产投入低，工艺流程简单，工艺技术要求低，便于生产管理。此中性法浮选长石类矿物应用于生产上,浮选效果良好。

另外，关于固液分离与漂洗的详细说明，固液分离(过滤)和漂洗是可以在同一设备上进行的,设备类似波轮式全自动洗衣机的脱水功能,原理如下;设备内桶为有筛板状的许多孔,内桶内壁上放置滤布,滤布的功能就是将固体与液体分开达到分离的目的,在设备高速旋转下,当酸浸出矿浆溶液和漂洗溶液到达滤布上时,由于设备在高速旋转时产生巨大的离心力使矿浆溶液漂洗溶液向外抛出,液体透过石英矿粉和滤布后到达内桶外壁并流入底部集中由管道排出(全自动控制测定仪的电极插入到管道里，在线连续检测溶液的酸碱度（ph值）,在全自动控制测定仪上输入要控制的数据,当电极上的数据传回到全自动控制测定仪并由全自动控制测定仪处理后得到的数据与输入要控制的数据相等时,设备可发出警示信息后并自动关停和切换开关),而固体(石英粉矿)则留在滤布的内侧达到与液体分离和漂洗石英矿粉的目的,其具体步骤参阅图2并说明如下:

1、第一步:将酸浸出矿浆溶液注入到过滤设备20中,当管道内的酸浸出后的溶液流完后,酸浸出后的溶液按线路③返回到贮存容器11中贮存,与贮存容器13中酸浸出溶液(酸浓度为21%)按80:20的比例返回酸浸出工序又对新的尾矿进行酸浸出;

2、第二步:然后开始向过滤设备20内注入贮存容器12中的漂洗溶液(是按线路②返回到贮存容器12中贮存的漂洗后的溶液)进行漂洗,当管道中的溶液酸浓度为2%左右时(由全自动控制测定仪控制),停止注入贮存容器12中的漂洗溶液,管道中的溶液按线路①返回到贮存容器13中贮存,与各浓酸按不同的比例配比混合均匀后得到酸浸出溶液,与酸浸出后的溶液按比例返回酸浸出工序又对新的尾矿进行酸浸出);此外，贮存容器12中贮存的漂洗后的溶液循环十至十五次后就不再用于漂洗而是进入浮选工序与漂洗好后的固体按比例调成矿浆后进行浮选。进入浮选工序循环使用。当循环使用十至十五次后不再循环使用而采用蒸发方式将溶液中的钠离子和钾离子以化合物的形式结晶出来，含钠与钾的化合物可以出售给需要的行业;

3、第三步:向过滤设备20内注入贮存容器17中的处理废酸浸出溶液后得到的清水进行漂洗,当管道中的溶液酸浓度的ph值为2-3时,停止注入处理废酸浸出溶液后得到的清水,管道中的溶液按线路②返回到贮存容器12中贮存再次用于漂洗新的酸浸出矿浆中的石英粉矿;

4、第四步:向过滤设备内注入贮存容器15中的碳酸钠溶液进行中和酸并漂洗,当管道中的溶液酸浓度的ph值为6-6.5时,停止注入贮存容器15中的碳酸钠溶液,管道中的溶液按线路⑤返回贮存容器16中后按比例加入碳酸钠配成浓度为1%左右的碳酸钠中和溶液后进入贮存容器15中再次用于中和并漂洗新的酸浸出矿浆中的石英粉矿,循环五次后按线路②返回到贮存容器12中贮存而不再返回到贮存容器16中;

5、第五步:向过滤设备20内注入贮存容器14中的清水进行漂洗，当管道中的溶液酸浓度的ph值为6.5-7.0时,停止注入清水,管道中的溶液按线路⑥返回到贮存容器17中贮存再次用于漂洗新的酸浸出矿浆中的石英粉矿,循环五次后按线路⑤返回到贮存容器16中后按比例加入碳酸钠配成浓度为1%左右的碳酸钠中和溶液后再进入贮存容器15中而不再返回到贮存容器17中;

6、第六步:酸浸出溶液循环使用3-5次后就不能再次循环使用，就要按线路④进入废酸处理工序，经过中和与固液分离(过滤)后，得到的清水按线路⑦返回贮存容器17中贮存，用于漂洗新的酸浸出矿浆中的石英粉矿。

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。