返回 磨机再磨，形成闭路作业，分级得到的较细粒级产品作为最终精矿产品。其具体的步骤为：
[0036] a.针对特定滇池地区高镁胶磷矿先进行磨矿，然后对磨矿产品进行分级，得到适 宜于反浮选作业的较细粒级产品；
[0037] b.磨矿产品分级得到的较粗粒级产品返回磨机再磨，较细粒级产品经调浆并添加 抑制剂和捕收剂，进行反浮选作业，得到泡沫产品和槽内产品，；
[0038] c.反浮选作业的泡沫产品作为最终尾矿，槽内产品进行分级，得到较粗粒级产品 和较细粒级产品；
[0039] d.槽内产品分级得到的较粗粒级产品返回磨机再磨，形成闭路循环；
[0040] e.槽内产品分级得到的较细粒级产品作为最终精矿。
[0041]步骤a所述的特定滇池地区高镁胶磷矿为云南滇池周边露天开采的以白云石(分 子式:MgCO3 · Ca⑶3)为主要杂质的高镁胶磷矿，P2O5含量为17%~23%，MgO含量为4%-9%，该类型矿石大部分磨矿细度达到-0.074mm含量占85%-95%时能够实现单体解离，但 少部分磨矿细度需要达到-ο. 074mm含量占95 %以上才能够实现较好的单体解离；
[0042] 步骤a所述的对磨矿产品进行分级得到适宜于反浮选作业的较细粒级产品是指高 镁胶磷矿经磨矿后利用水力旋流器、螺旋分级机、振动筛等分级设备进行分级作业的较细 粒级产品中-0.074mm含量占70%-80 %，经过反浮选作业可以脱除大部分碳酸盐杂质的较 细粒级产品。
[0043] 步骤b所述的较细粒级产品经调浆并添加抑制剂和捕收剂，进行反浮选作业，是指 磨矿产品分级得到的较细粒级产品进行搅拌，调整质量浓度至25%-30%，同时加入一定量 的硫酸和磷酸作为抑制剂抑制磷酸盐，加入一定量的脂肪酸药剂作为捕收剂捕收碳酸盐， 然后进入浮选槽进行浮选，将碳酸盐以泡沫产品的形式分离出来。
[0044] 步骤c所述的对反浮选作业槽内产品进行分级，是指对经过反浮选作业后浮选槽 内的产品采用水力旋流器、螺旋分级机、振动筛等分级设备进行较粗粒级和较细粒级产品 的分离。
[0045] 步骤c所述的较粗粒级产品，是指浮选槽内产品分级得到的较粗粒级产品中90 % -95 %的矿物颗粒直径大于0.074mm。
[0046] 步骤c所述的较细粒级产品，是指浮选槽内产品分级得到的较细粒级产品中90%-95 %的矿物颗粒直径小于0.074mm。
[0047] 步骤6所述的最终精矿，是指?205品位2 28.5%，1^0品位<0.8%可供下游进行化 工生产的合格磷精矿产品。
[0048] 本发明涉及的一种高镁胶磷矿浮选精矿分级再磨再选工艺，在化工矿物加工技术 领域提出了浮选精矿分级再磨再选理念，满足高镁胶磷矿原矿品质较低时精矿产品质量达 标的生产要求，解决现有工艺适应性差、生产成本高、精矿回收率低、产品技术经济指标差 等存在的一系列问题，缓解选矿回收率与磷精矿品位技术指标之间的矛盾。本工艺尤其适 用于云南滇池周边的高镁胶磷矿，实现该类资源加工企业的正常、稳定生产，具有广泛的工 业推广价值。
[0049] 实施例1
[0050] 矿石类型为难选高镁胶磷矿，编号为1#，矿样化学元素分析结果见表1:
[0051] 表1 1#原矿化学元素分析表
[0053] 原工艺处理1#难选高镁胶磷矿矿石
[0054] 工艺流程见图1，采用单一反浮选流程，首先将高镁胶磷矿进行磨矿，磨矿产品进 入水力旋流器分级；分级作业得到的较粗粒级产品返回磨机再磨，较细粒级产品细度为-0.074mm含量占90.00% ;然后进行反浮粗选，粗选泡沫产品作为最终尾矿，粗选槽内产品进 行反浮精选，精选泡沫产品作为中间产品返回粗选流程，形成闭路循环作业，精选槽内产品 为最终精矿。
[0055] 试验结果见表2:
[0056] 表2原工艺处理1#矿试验结果
[0058] 从表2看出，浮选1#类矿石，入选原矿?2〇5品位20.35 %，MgO%含量6.78 %，经过一 次粗选一次精选，精选泡沫产品返回粗选的工艺流程，得到精矿产品P2O5品位28.55%，MgO 含量1.06%，产率61.56%，尾矿?2〇5品位7.21 %，回收率为86.37%。虽然精矿产品？2〇5品位 基本达到产品指标，但是MgO含量未达到< 0.8%要求。
[0059]本发明新工艺处理1#类难选高镁胶磷矿矿石
[0060]工艺流程见图2,采用浮选精矿分级再磨再选工艺流程，首先对高镁胶磷矿进行磨 矿，然后对磨矿产品进行分级;分级作业得到的较粗粒级产品返回磨机再磨，较细粒级产品 中-0.074mm含量占70.03 %，对其进行一次反浮选，浮选泡沫产品作为最终尾矿，浮选槽内 产品进行分级，分级作业得到的较粗粒级产品返回磨机再磨，形成闭路循环作业，较细粒级 产品作为最终精矿产品。
[0061 ] 原矿先进行磨矿，后对磨矿产品进行分级，分级得到的较细粒级产品中-0.074mm 含量占70.03 %，对细粒级产品进行一次反浮选，然后对浮选槽内产品以0.074mm为分级粒 度界限进行分级，分级作业得到的较细粒级部分作为精矿，较粗粒级部分返回磨机再磨形 成闭路循环作业流程。试验结果见表3:
[0062] 表3新工艺处理1#矿试验结果
[0064] 从上表看出，浮选1#类矿石，经过一次反浮选一次分级作业，反浮选槽内产品分级 作业的较粗粒级返回与未经选别的原矿和磨矿后分级作业的较粗粒级产品混合进入磨机 进行磨矿，形成磨浮闭路循环体系，最终得到精矿产品P 2O5品位29.01 %，MgO含量0.79%，产 率61.89%，尾矿P2O5品位6.15%，回收率达到88.44%，精矿产品达到指标，MgO含量控制在 0.8%以下。
[0065] 比较以上两表我们可以看出，对于1#类矿石，采用本发明工艺处理之后，选别指标 明显提高，浮选磷精矿经过分级再磨工艺之后，能更好的单体解离，和原处理工艺相比，精 矿P2〇5品位提高0.46%，精矿MgO含量降低0.27%，尾矿Ρ20#π位降低1.06%，最终精矿的 P2O5回收率提高2.07 %。
[0066] 对反浮选槽内产品分级作业后较粗粒级和较细粒级分别利用偏光显微镜进行工 艺矿物学分析，见图3和图4:
[0067] 由以上两图可以看出，较粗粒级部分大部分矿物为胶磷矿与白云石连生体，该部 分矿物进入磷精矿中导致氧化镁含量增高，五氧化二磷品位降低，整体降低磷精矿技术指 标，理论上讲是可以通过对该部分矿物进行在磨矿，使其达到单体解离进而回收磷矿物，脱 除碳酸盐类杂质。而较细粒级部分大部分矿物呈单体解离状态，只含有少部分玉髓成分，少 部分的胶磷矿与白云石的连生体，大致符合试验现象的技术指标情况。
[0068] 实施例2
[0069] 矿石类型为高镁低磷胶磷矿，编号为2#，矿样化学元素分析结果见表4:
[0070] 表4 2#原矿化学元素分析表
[0072] 原工艺处理2#类高镁低磷胶磷矿矿石
[0073] 工艺流程见图5,采用单一反浮选流程，将高镁低磷胶磷矿进行磨矿，磨矿产品进 入水力旋流器分级；分级作业得到的较粗粒级产品返回磨机再磨，较细粒级产品细度为-0.074mm含量占92.45 %，对较细粒级产品进行反浮粗选;粗选泡沫产品作为最终尾矿，粗选 槽内产品进行反浮精选，精选泡沫产品作为中间产品返回粗选流程，形成闭路循环作业，精 选槽内产品为最终精矿。所用的2 #类原矿为难选高镁低磷胶磷矿，由于原矿P2O5含量降低， MgO含量较高，所以需要延长浮选时间，提高磨矿细度，增加药剂用量，选矿成本也随之增 加。试验结果见表5:
[0074] 表5原工艺处理2#高镁低磷矿
[0076] 从表5看出，浮选2#类矿石，入选原矿P2O5品位18.30 %，MgO含量8.00 %，经过一次 粗选一次精选，精选泡沫产品返回粗选作业工艺，得到精矿产品P2O5品位28.62%，MgO含量 为1.10%，产率51.73%，尾矿?2〇5品位7.24%，回收率80.90%，最终精矿产品指标不理想， MgO含量未达到<0.8%的要求。说明当矿石品质