本发明属于矿物加工技术领域，特别涉及一种磷酸盐矿石洗矿分级分选方法。
背景技术：
磷肥是农业生产中不可或缺的养料。磷矿石作为磷肥的主要原料。目前世界上尚没有找到任何物质可以替代它。随着世界人口的增长，磷肥的需求量也在不断增长。我国是磷矿资源大国，但磷资源具有丰而不富的特性，在我国，磷矿资源主要集中在云贵川湘鄂等地，以沉积型磷块岩为主，其中以中低品级胶磷矿为主，这些中低品位磷矿石都需要经过选矿富集才能生产出合格的磷精矿以供磷化工使用。
在我国云南滇池周围和北非地区有大量的低品位胶磷矿资源，该类资源存在原生矿泥多、有用矿物在各个粒级分步不均的问题，如果采用目前常规的磨矿浮选方法，存在资源的利用率较低、能耗高的问题，尤其是精、尾矿浓密和下游磷酸生产中难浓密、难消泡，综合技术经济指标较差，无法保障稳定生产。
技术实现要素：
本发明所要解决的技术问题是针对现有技术的不足，提出一种磷酸盐矿石洗矿分级分选方法，该方法设计合理，能大大提高磷资源的利用率。
本发明所要解决的技术问题是通过以下的技术方案来实现的。本发明是一种磷酸盐矿石洗矿分级分选方法，其特点是：
通过若干段擦洗作业，将矿泥和有用矿物分离；通过多段脱泥作业将将矿泥除去；
通过多段筛分作业将原矿分成高、中低、废石三个品级的矿石，高品级矿石通过酸浸方法除掉其中含有的方解石，中低品级矿石采用磨矿浮选作业。
本发明所述的一种磷酸盐矿石洗矿分级分选方法，其进一步优选的技术方案是：所述高品级的矿石、中低品级的矿石通过p2o5含量来区分；区分方法如下：高品级的矿石是指p2o5含量不小于28%的矿石；所述的中低品级的矿石是指p2o5含量为16%－28%（不含）的矿石；品级区分优选通过检测分析粒度组成和各粒度品级分布的方式获得。
本发明所述的一种磷酸盐矿石洗矿分级分选方法，其进一步优选的技术方案是：所述中高品位的磷矿石、中低品位的磷矿石通过筛析来区分；区分方法如下：一段擦洗后进行一段筛分，一段筛分筛孔粒度控制为1~10mm；二段脱泥作业的粗粒级物料进行二段筛分，二段筛分的筛孔粒度控制为0.3~0.7mm，三段筛分作业筛下物料与二段筛分作业筛上物料为中低品位的磷矿石；三段筛分作业的筛孔粒度控制为0.1~0.315mm，三段筛分作业筛上物料即为高品位的磷矿石。
本发明所述的一种磷酸盐矿石洗矿分级分选方法，其进一步优选的技术方案是：原矿经破碎作业破碎至－40mm以下再进行擦洗作业；原矿经过两段擦洗作业除掉其中含有的原生矿泥和次生矿泥，一段脱泥控制粒度范围为50~100μm，二段脱泥的粒度控制范围为20~45μm。
本发明所述的一种磷酸盐矿石洗矿分级分选方法，其进一步优选的技术方案是：所述的胶磷矿的矿石类型为硅质磷酸盐矿石、钙质磷酸盐矿石或者硅钙质磷酸盐矿石中的一种。
本发明所述的一种磷酸盐矿石洗矿分级分选方法，其进一步优选的技术方案是：所述的磷酸盐矿石的组成为：p2o5品位为16.1%~28.9%，mgo质量含量为1.5%~7.9%，sio2质量含量为11.1%~31.9%。本发明方法更适合于前述组成且破碎后的原矿中-45μm矿泥含量占10%~25%的矿石的处理。
本发明所述的一种磷酸盐矿石洗矿分级分选方法，其进一步优选的技术方案是：浮选作业采用反浮选或者正浮选方法或者两者的组合，脱除碳酸盐和硅酸盐矿物，捕收剂选用脂肪酸类有机物或有机胺类有机物；浮选作业优选正反或者双反方法流程。
本发明所述的一种磷酸盐矿石洗矿分级分选方法，其进一步优选的技术方案是：浸出酸为硫酸、盐酸、硝酸、磷酸、甲酸、乙酸、草酸、苯甲酸中一种或多种。
本发明所述的一种磷酸盐矿石洗矿分级分选方法，其进一步优选的技术方案是：其具体步骤包括：
（1）原矿经破碎筛分作业处理后给入洗矿作业进行擦洗；
（2）擦洗好的矿浆给入一段筛分作业，筛上物料给入尾矿堆场，筛下物料给入一段脱泥作业；
（3）一段脱泥作业的粗粒级矿浆给入二段擦洗作业，一段脱泥作业的细粒级矿浆给入尾矿脱水作业；
（4）二段擦洗作业好的矿浆给入二段脱泥作业，二段脱泥作业的细粒级物料与一段脱泥作业的细粒级物料混合后给入尾矿脱水作业；
（5）二段脱泥作业的粗粒级物料给入二段筛分作业，筛上物料给入磨矿作业，筛下物料给入三段筛分作业；
（6）三段筛分作业筛上物料给入脱水作业，脱水好的产品给入酸浸作业，三段筛分作业筛下物料与二段筛分作业筛上物料的磨矿矿浆混合给入浮选作业；
（7）酸浸作业后的精矿给入脱水作业，脱水后的产品即为洗矿粗粒精矿；
（8）浮选作业的槽内产品经脱水作业即为最终的浮选精矿，泡沫产品给入尾矿脱水作业。
本发明所述的一种磷酸盐矿石洗矿分级分选方法，其进一步优选的技术方案是：三段筛分作业筛上物料脱水作业的滤液返回洗矿作业、尾矿脱水作业的滤液以及浮选精矿脱水作业的滤液分别返回洗矿和浮选作业的各回水点循环利用，酸浸脱水作业的滤液部分返回酸浸作业循环使用，另外一部分给入尾矿脱水作业。
本发明方法获得磷矿精矿中p2o5品位为28.0%~30.2%，mgo质量含量为0.3%~1.5%。
本发明方法特别适用于硅钙质胶磷矿，原矿中含有较多的原生矿泥，有用矿物在各个粒级分步不均，且碳酸盐脉石矿物中含有较多的方解石，且方解石在各个粒级也不属于均匀分布，该类型的矿石目前主要的处理方法是正反浮选和双反浮选方法，由于矿石中含有大量的原生矿泥，如果直接采用磨矿浮选方法一方面会导致药剂用量大，浮选效果差，另一方面磨矿能耗高。
本发明方法根据该类型的原矿性质，开发出一种新的选矿方法，先通过几段擦洗作业，将矿泥和有用矿物分离，再通过多段脱泥作业将细泥脱掉，避免了原生细泥对后续浮选的不利影响，脱泥后的物料在经过多段筛分作业，将其中的一部分高品位的磷矿石单独选出来，再通过酸浸方法除掉其中含有的少量方解石，另外一部分低品位的磷矿石粗粒级给入磨矿作业，磨好后与细粒级混合给入浮选作业，浮选根据矿石性质选用正反或者双反方法流程。
本发明方法将磷矿洗矿分级方法与酸浸、磨浮方法相结合：
（1）通过多段筛分作业将擦洗后的物料分成多个粒级，提前将一部分品位高的磷矿石选出来；
（2）提前选出来的这部分高品位磷矿石，其中含有少量的方解石，若想将继续提高品位，若采用浮选这条线，必须将物料磨细至单体解离，这样必然会导致选矿成本增高，本发明采用酸浸方法，可以将磷矿石中伴生的方解石溶于液相中，达到提高品位的目的；
（3）通过两段擦洗和分级作业将大部分原生矿泥除去，大大改善后续浮选作业的效果，另外由于采用擦洗分级脱泥、分级处理方法，大大提高了需要脱水的物料的细度，大大改善了脱水效果。
与现有技术相比，本发明方法具有以下有益效果：
（1）通过洗矿和脱泥作业相结合将已经单体解离的磷矿物和矿泥分开，将浮选矿浆的粒径控制在很窄的一个范围内，与采用直接浮选相比，大大降低了选矿成本和改善了浮选环境，有效地泥化对浮选产生的不利的影响。
（2）通过多段筛分方法将破碎好的物料分成不同的粒级，提前将一部分品位高的粒级和品位低的粒级单独选出来，再进行分别处理，大大降低磨矿作业的能耗和改善了脱水作业的效果。
（3）通过筛分选出的高品位的胶磷矿通过酸浸方法除去其中含有的少量的碳酸盐脉石矿物，降低了磨矿的能耗。
（4）回水方法采用单独回水方法，三段筛分作业筛上物料脱水作业的滤液返回洗矿作业、尾矿脱水作业的滤液以及浮选精矿脱水作业的滤液分别返回洗矿和浮选作业的各回水点循环利用，酸浸脱水作业的滤液部分返回酸浸作业循环使用，另外一部分给入尾矿脱水作业，避免了废水处理排放，减轻了选矿生产对环境的污染。
具体实施方式
实施例1，一种磷酸盐矿石洗矿分级分选方法：
通过两段擦洗作业，将矿泥和有用矿物分离；通过多段脱泥作业将将矿泥除去；
通过多段筛分作业将原矿分成高、中低、废石三个品级的矿石，高品级矿石通过酸浸方法除掉其中含有的方解石，中低品级矿石采用磨矿浮选作业。
所述高品级的矿石、中低品级的矿石通过p2o5含量来区分；区分方法如下：高品级的矿石是指p2o5含量不小于28%的矿石；所述的中低品级的矿石是指p2o5含量为16%－28%的矿石；品级区分通过检测分析粒度组成和各粒度品级分布的方式获得。
胶磷矿的矿石类型为硅质磷酸盐矿石、钙质磷酸盐矿石或者硅钙质磷酸盐矿石中的一种。所述的磷酸盐矿石的组成为：p2o5品位为16.1%~28.9%，mgo质量含量为1.5%~7.9%，sio2质量含量为11.1%~31.9%；破碎后的原矿中-45μm矿泥含量占22%。浮选作业采用反浮选或者正浮选方法或者两者的组合，脱除碳酸盐和硅酸盐矿物，捕收剂选用脂肪酸类有机物或有机胺类有机物；浸出酸为硫酸、盐酸、硝酸、磷酸、甲酸、乙酸、草酸、苯甲酸中一种。
实施例2，一种磷酸盐矿石洗矿分级分选方法：
通过两段擦洗作业，将矿泥和有用矿物分离；通过多段脱泥作业将将矿泥除去；
通过多段筛分作业将原矿分成高、中低、废石三个品级的矿石，高品级矿石通过酸浸方法除掉其中含有的方解石，中低品级矿石采用磨矿浮选作业。
所述中高品位的磷矿石、中低品位的磷矿石通过筛析来区分；区分方法如下：一段擦洗后进行一段筛分，一段筛分筛孔粒度控制为1~10mm；二段脱泥作业的粗粒级物料进行二段筛分，二段筛分的筛孔粒度控制为0.3~0.7mm，三段筛分作业筛下物料与二段筛分作业筛上物料为中低品位的磷矿石；三段筛分作业的筛孔粒度控制为0.1~0.315mm，三段筛分作业筛上物料即为高品位的磷矿石。
原矿经破碎作业破碎至－40mm以下再进行擦洗作业；原矿经过两段擦洗作业除掉其中含有的原生矿泥和次生矿泥，一段脱泥控制粒度范围为50~100μm，二段脱泥的粒度控制范围为20~45μm。浮选作业选用常规双反方法流程。浸出酸为硫酸、盐酸、硝酸、磷酸、甲酸、乙酸、草酸、苯甲酸中的一种。三段筛分作业筛上物料脱水作业的滤液返回洗矿作业、尾矿脱水作业的滤液以及浮选精矿脱水作业的滤液分别返回洗矿和浮选作业的各回水点循环利用，酸浸脱水作业的滤液部分返回酸浸作业循环使用，另外一部分给入尾矿脱水作业。
实施例3，一种磷酸盐矿石洗矿分级分选方法，按以下步骤进行：
（1）原矿经破碎作业后破碎至-20mm以下，后给入洗矿作业进行擦洗，擦洗好的矿浆给入一段筛分作业，筛上物料给入尾矿堆场，筛下物料给入一段脱泥作业，一段筛分作业的筛孔粒度控制为2mm，一段脱泥粒径控制为63μm。
（2）一段脱泥作业的粗粒级矿浆给入二段擦洗作业，二段擦洗作业的矿浆给入二段脱泥作业，二段脱泥脱泥粒径为45μm，一段脱泥作业的细粒级矿浆给入尾矿浓密作业；
（3）二段脱泥作业的细粒级矿浆与一段脱泥作业的细粒级混合给入尾矿浓密作业，浓缩后的底流给入尾矿过滤作业，尾矿做干堆处理；
（4）二段脱泥作业的粗粒级物料给入二段筛分作业，筛上物料给入磨矿作业，筛下物料给入三段筛分作业，二段筛分作业的筛孔粒度控制为0.315mm，三段筛分作业的筛孔粒度控制为0.1mm，磨矿细度为-74μm为65%；
（5）三段筛分作业的筛上物料给入精矿浓密作业，浓密机溢流返回脱泥和擦洗作业做回水使用，浓密机底流给入酸浸作业，酸浸槽内添加浸出酸，浸出酸采用硫酸和磷酸的混合酸，待浸出作业完成后，经过过滤作业，分离出固相和液相，固相即为最终的浸出精矿产品，液相一部分返回浸出槽，循环使用，一部分给入浮选作业；
（6）三段筛分作业筛下物料与二段筛分作业筛上物料的磨矿矿浆混合给入浮选作业，浮选方法为双反浮选方法；
（7）浮选作业的槽内产品给入精矿浓密作业，浓密机溢流返回浮选作业，浓密机底流返回过滤作业，过滤的产品即为最终的精矿产品，泡沫产品给入尾矿过滤作业，尾矿产品做干堆处理。
上述方法中磷酸盐矿石的矿石组成为p2o5品位为19.1%%，mgo质量含量为4.6%，sio2质量含量为20.9%；破碎后的原矿中-45μm矿泥含量占20%。上述方法中获得磷矿精矿中p2o5品位为30.0%，mgo质量含量为0.85%。
实施例4，一种磷酸盐矿石洗矿分级分选方法，按以下步骤进行：
（1）原矿经破碎作业后破碎至-15mm以下，后给入洗矿作业进行擦洗，擦洗好的矿浆给入一段筛分作业，筛上物料给入尾矿堆场，筛下物料给入一段脱泥作业，一段筛分作业的筛孔粒度控制为3mm，分级粒径控制为74μm。
（2）一段脱泥作业的粗粒级矿浆给入二段擦洗作业，二段擦洗作业的矿浆给入二段脱泥作业，二段脱泥粒径为35μm，一段脱泥作业的细粒级矿浆给入尾矿浓密作业；
（3）二段脱泥作业的细粒级矿浆与一段脱泥作业的细粒级混合给入尾矿浓密作业，浓缩后的底流直接给入尾矿库；
（4）二段脱泥作业的粗粒级物料给入二段筛分作业，筛上物料给入磨矿作业，筛下物料给入三段筛分作业，二段筛分作业的筛孔粒度控制为0.315mm，三段筛分作业的筛孔粒度控制为0.1mm，磨矿细度为-74μm为85%；
（5）三段筛分作业的筛上物料给入精矿浓密作业，浓密机溢流返回脱泥和擦洗作业做回水使用，浓密机底流给入酸浸作业，酸浸槽内添加浸出酸，浸出酸采用盐酸，待浸出作业完成后，经过过滤作业，分离出固相和液相，固相即为最终的浸出精矿产品，液相一部分返回浸出槽，循环使用，一部分给入浮选作业；
（6）三段筛分作业筛下物料与二段筛分作业筛上物料的磨矿矿浆混合给入浮选作业，浮选方法为正反浮选方法；
（7）浮选作业的槽内产品给入精矿浓密作业，浓密机溢流返回浮选作业，浓密机底流返回过滤作业，过滤的产品即为最终的精矿产品，泡沫产品给入尾矿浓密作业，浓缩后的底流给入尾矿库，溢流返回浮选作业循环使用。
上述方法中磷酸盐矿石组成为p2o5品位为18.84%%，mgo质量含量为1.54%，sio2质量含量为19.5%；破碎后的原矿中-45μm矿泥含量占22%。上述方法中获得磷矿精矿中p2o5品位为30.20%，mgo质量含量为0.35%。
实施例5，一种磷酸盐矿石洗矿分级分选方法，按以下步骤进行：
（1）原矿经破碎作业后破碎至-10mm以下，后给入洗矿作业进行擦洗，擦洗好的矿浆给入一段筛分作业，筛上物料给入尾矿堆场，筛下物料给入一段脱泥作业，一段筛分作业的筛孔粒度控制为3.15mm，分级粒径控制为63μm。
（2）一段脱泥作业的粗粒级矿浆给入二段擦洗作业，二段擦洗作业的矿浆给入二段脱泥作业，二段脱泥粒径为35μm，一段脱泥作业的细粒级矿浆给入尾矿浓密作业；
（3）二段脱泥作业的细粒级矿浆与一段脱泥作业的细粒级混合给入尾矿浓密作业，浓缩后的底流直接给入尾矿库；
（4）二段脱泥作业的粗粒级物料给入二段筛分作业，筛上物料给入磨矿作业，筛下物料给入三段筛分作业，二段筛分作业的筛孔粒度控制为0.63mm，三段筛分作业的筛孔粒度控制为0.1mm，磨矿细度为-74μm为70%；
（5）三段筛分作业的筛上物料给入精矿浓密作业，浓密机溢流返回脱泥和擦洗作业做回水使用，浓密机底流给入酸浸作业，酸浸槽内添加浸出酸，浸出酸采用醋酸，待浸出作业完成后，经过过滤作业，分离出固相和液相，固相即为最终的浸出精矿产品，液相一部分返回浸出槽，循环使用，一部分给入浮选作业；
（6）三段筛分作业筛下物料与二段筛分作业筛上物料的磨矿矿浆混合给入浮选作业，浮选方法为双反浮选方法；
（7）浮选作业的槽内产品给入精矿浓密作业，浓密机溢流返回浮选作业，浓密机底流返回过滤作业，过滤的产品即为最终的精矿产品，泡沫产品给入尾矿浓密作业，浓缩后的底流给入尾矿库，溢流返回浮选作业循环使用。
上述方法中磷酸盐矿石组成为p2o5品位为22.0%%，mgo质量含量为2.5%，sio2质量含量为19.5%；破碎后的原矿中-45μm矿泥含量占20%。上述方法中获得磷矿精矿中p2o5品位为31.8%，mgo质量含量为0.45%。
实施例3－5中，破碎机选用的颚式破碎机、圆锥破碎机、反击式破碎机、高压辊磨机的一种或多种，洗矿作业采用的是圆筒洗矿机或者擦洗搅拌槽中的一种，一段分级作业选用振动筛、高频细筛或者水力旋流器的任何一种，脱泥作业选用水力旋流器或者脱泥斗的任何一种，脱水作业选用带式给料机、陶瓷给料机或者压滤机的任何一种，捕收剂选用有机胺类和有机酸类，浸出酸为硫酸、盐酸、硝酸、磷酸、甲酸、乙酸、草酸、苯甲酸等无机酸或有机酸的任意比例的一种或多种；。
本发明的实施例可以理解为在不脱离本发明的原理的情况下，可以对这些实施例进行多种变化、修改、替换和变型，本发明的范围有权利要求及其等同物限定。
实施例6，磷酸盐矿石选矿对比实验：
一：实验目的
考察本发明磷酸盐矿石洗矿分级分选方法的选矿效果。
二、实验对象
原矿为某地磷酸盐矿石，其组成为p2o5品位为18.84%%，mgo质量含量为1.54%，sio2质量含量为19.5%；破碎后的原矿中-45μm矿泥含量占22%。
三、实验分组
实验例：采用实施例4所记载的方法。
对照例：采用传统的正反浮选工艺，方法如下：
（1）将该矿石磨细至细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的98.00%，然后加水制成重量浓度为35%的原矿浆；
（2）将磨好的矿浆置于浮选设备中，进行正浮选作业，在搅拌速度为1800rpm条件下先加入碳酸钠1500g/t和水玻璃6000g/t，搅拌3min，，再加入正浮选捕收剂ca，并搅拌3min，ca的加入量为1500g/t原矿，然后进行8min正浮选，获得正浮选粗选精矿和尾矿；
（3）将正浮选粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为1900rpm条件下先加入混酸000g/t，再加入捕收剂pa-69，并搅拌1min，pa-69的加入量为500g/t，然后进行5min反浮选，获得反浮选精矿和尾矿。
四、实验结果：
实验例和对照例的选矿结果见下表：
结果表明：在精矿产率相近的前提下，新工艺与现有技术正反浮选工艺比较，最终精矿p2o5品位和回收率都显著提高，其中最终精矿的品位达到了30%以上，回收率也提高了将近10%，而且最终磷精矿的粒度组成更粗，这更有利于后续的脱水作业，具有很好的经济优势和广阔的市场应用前景。