一种低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法
【专利摘要】一种低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法，该方法将低品级硅钙质胶磷矿磨细，加水制成原矿浆，将磨好的原矿浆用细筛筛分，分级后的筛下物料置于浮选设备中进行正浮选粗选；筛下产品粗选精矿进行反浮选，获得筛下产品反浮选精矿和尾矿；筛下产品反浮选粗选尾矿进行反浮选再选；筛上物料经再磨作业后进行正浮选粗选，得筛上产品正浮选粗选精矿和尾矿；筛上产品粗选精矿进行反浮选；筛上产品反浮选粗选尾矿进行反浮选再选。本发明细筛分级，一段磨矿后的物料经细筛分级后，实现了窄级别物料分选，筛下细粒级物料单独分选，筛上物料经再磨单体解离后，单独浮选，大大降低了细粒级物料对粗粒级物料的浮选影响，并提高了总产品的回收率。
【专利说明】一种低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法
【技术领域】
[0001]本发明属于矿物加工【技术领域】，特别涉及一种低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法。
【背景技术】
[0002]我国磷矿资源丰富，资源基础储量位居世界第二，但富矿少，平均品位仅为17%左右，难选矿多，而易选矿少。在探明储量中，难选的沉积型磷块岩(胶磷矿)约占总储量的85%，且多数为中低品位矿石。对这类矿石的选别必须同时脱除碳酸盐和硅酸盐杂质后，才能达到制肥的要求，其中浮选是最重要的选别方法，目前胶磷矿的浮选工艺主要有单一反浮选工艺、正-反浮选工艺、反-正浮选工艺、双反浮选工艺。其中单一反浮选工艺适用于高碳酸盐低硅含量磷矿石，是在弱酸性介质下抑制磷矿物，然后用选择性强的捕收剂浮出碳酸盐矿物；另外三种工艺主要用于硅一韩(或钙一娃)质磷矿石，它实质是“碳酸盐浮选”和“硅酸盐浮选”两种技术的有机组合，即用“两步浮选工艺”分别排除磷矿石中的碳酸盐和硅酸盐杂质。根据所处理矿石性质来确定采用“正一反”、“反一正”还是“双反”技术，云南、湖北等地胶磷矿多属硅钙质胶磷矿，品级较低，而且嵌布粒度较细，有些需要细磨至-0.074mm为90%以上，才能实现单体解离，由于有用矿物和脉石矿物的硬度不同，在磨矿过程中存在选择性磨矿，有些硬度较低的矿物出现过磨，最终产生了大量的次生矿泥。细粒矿物与气泡碰撞、粘附的概率较低，影响浮选速率，当细的颗粒与粗的颗粒以及与连生颗粒混合在一起，细粒物料需要更多的捕收剂和浮选时间，但使用的浮选条件一般都以适合较粗粒级物料的浮选而设定的，由于细颗粒矿物疏水性不够，细颗粒矿物容易留在尾矿中，影响精矿品位和回收率；而且由于细粒矿物比表面能大，容易吸附在适宜浮选粒度的矿物表面，降低了该矿物的可浮性。
【发明内容】
[0003]本发明所要解决的技术问题是针对目前低品级硅钙质胶磷矿存在细磨后会产生大量的次生矿泥会恶化浮选过程的问题，提供一种新的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法，达到以较低选矿成本分选出合格产品的效果。
[0004]本发 所要解决的技术问题是通过以下的技术方案来实现的。本发明是一种低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法，其特点是，其步骤如下:
(I)将低品级硅钙质胶磷矿磨细至细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的60~80%，然后加水制成重量浓度为30-50%的原矿浆；
(2 )将磨矿的原矿浆用细筛筛分，筛分作业浓度为30-50%，分别分级0.074mm、0.063mm、0.045mm的粒度，筛下重量浓度调为15~35%，筛上重量浓度为45~65% ；
(3)将筛下的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为120(T2100rpm条件下先加入Na2COjffpH, Na2CO3的加入量为1000_3000g/t，再加入水玻璃搅拌，水玻璃的加入量为600(T8000g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌，正浮选捕收剂的加入量为180(T2500g/t原矿，然后进行正浮选粗选，获得筛下产品正浮选粗选精矿和尾矿；
(4)将筛下产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为120(T2100rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为6000-8000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌，反浮选捕收剂的加入量为30(T500g/t，然后进行反浮选粗选，获得筛下产品反浮选精矿和尾矿；
(5)将筛下产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为120(T2100rpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为500-1000g/t，然后进行反浮选再选，获得筛下产品反浮选再选精矿和尾矿；
(6) 将筛上物料经再磨作业后，细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的80、5%，然后加水制成重量浓度为15~35%的原矿浆；
(7)将筛上磨好的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为120(T2100rpm条件下先加入似20)3调节？!1，Na2CO3的加入量为800_2000g/t，再加入水玻璃搅拌，水玻璃的加入量为400(T7000g/t，在加入正浮选捕收剂，并搅拌，正浮选捕收剂的加入量为100(T2000g/t，然后进行正浮选粗选，获得筛上产品正浮选粗选精矿和尾矿；
(8)将筛上产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为120(T2100rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为5000-7000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌，反浮选捕收剂的加入量为30(T500g/t，然后进行反浮选粗选，获得筛上产品反浮选精矿和尾矿；
(9)将筛上产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为120(T2100rpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为50(T1000g/t，然后进行反浮选再选，获得筛上产品反浮选再选精矿和尾矿。
[0005]本发明所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法，其优选的技术方案步骤如下:
(I)将低品级硅钙质胶磷矿磨细至细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的65~75%，然后加水制成重量浓度为35~45%的原矿浆；
(2 )将磨矿的原矿浆用细筛筛分，筛分作业浓度为35~45%，分别分级0.074mm、
0.063mm、0.045mm的粒度，筛下重量浓度调为20~30%，筛上重量浓度为50~60% ；
(3)将筛下的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为150(Tl800rpm条件下先加入Na2CO3调节pH，Na2CO3的加入量为1500_2500g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为6500-7500g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为200(T2200g/t原矿，然后进行4-8min正浮选粗选，获得筛下产品正浮选粗选精矿和尾矿；
(4)将筛下产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为150(Tl800rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为650(T7500g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f 2min，反浮选捕收剂的加入量为35(T450g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛下产品反浮选精矿和尾矿；
(5)将筛下产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为150(Tl800rpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为700-800g/t，然后进行rSmin反浮选再选，获得筛下产品反浮选再选精矿和尾矿；
(6)将筛上物料经再磨作业后，细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的85、0%，然后加水制成重量浓度为20-30%的原矿浆；
(7)将筛上磨好的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为150(Tl800rpm条件下先加入Na2CO3调节pH，Na2CO3的加入量为1200_1600g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为500(T6000g/t，在加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为140(Tl7()()g/t，然后进行rSmin正浮选粗选，获得筛上产品正浮选粗选精矿和尾矿；
(8)将筛上产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为150(Tl800rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为5000-7000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f 2min，反浮选捕收剂的加入量为30(T500g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛上产品反浮选精矿和尾矿；
(9)将筛上产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为150(Tl800rpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为50(T1000g/t，然后进行rSmin反浮选再选，获得筛上产品反浮选再选精矿和尾矿。
[0006]本发明所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法，其进一步优选的技术方案步骤如下:
(1)将低品级硅钙质胶磷矿磨细至细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的70%，然后加水制成重量浓度为40%的原矿浆；
(2)将磨矿的原矿浆用细筛筛分，筛分作业浓度为40%，分别分级0.074mm、0.063mm、0.045mm的粒度 ，筛下重量浓度调为25%，筛上重量浓度为55% ；
(3)将筛下的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1650rpm条件下先加入Na2CO3调节pH, Na2CO3的加入量为2000g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为7000g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为2100g/t原矿，然后进行rSmin正浮选粗选，获得筛下产品正浮选粗选精矿和尾矿；
(4)将筛下产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为1650rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为7000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f2min，反浮选捕收剂的加入量为400g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛下产品反浮选精矿和尾矿；
(5)将筛下产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为1650rpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为750g/t，然后进行rSmin反浮选再选，获得筛下产品反浮选再选精矿和尾矿；
(6)将筛上物料经再磨作业后，细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的88%，然后加水制成重量浓度为25%的原矿浆；
(7 )将筛上磨好的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1650rpm条件下先加入Na2CO3调节pH，Na2CO3的加入量为1400g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为5500g/t，在加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为1550g/t，然后进行4~8π?η正浮选粗选，获得筛上产品正浮选粗选精矿和尾矿；
(8)将筛上产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为1650rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为6000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f 2min，反浮选捕收剂的加入量为400g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛上产品反浮选精矿和尾矿；
(9)将筛上产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为1650rpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为750g/t，然后进行rSmin反浮选再选，获得筛上产品反浮选再选精矿和尾矿。
[0007]本发明所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法中:可以将获得的筛下产品再选精矿返回至筛下产品反浮选粗选作业中，与原矿浆一起进行反浮选粗选；将获得的筛上产品再选精矿返回至筛上产品反浮选粗选作业中，与原矿浆一起进行反浮选粗选。
[0008]本发明所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法中:还可以将获得的筛下产品再选精矿返回至筛下产品反浮选粗选作业中，与原矿浆一起进行反浮选粗选；将获得的筛下产品反浮选粗选精矿与筛上产品再选精矿合并返回至筛上产品反浮选粗选作业，与原矿浆一起进行反浮选粗选。
[0009]本发明所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法中:所述的正浮选捕收剂可以为现有中公开的任何一种用于低品级硅钙质胶磷矿正浮选的捕收剂，优选为阴离子捕收剂Cltl-C22烷基脂肪酸或脂肪酸钾盐或者脂肪酸钠盐。
[0010]本发明所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法中:所述的反浮选捕收剂可以为现有中公开的任何一种用于低品级硅钙质胶磷矿反浮选的捕收剂，优选为阴离子捕收剂C12-C2tl高级脂肪酸或脂肪酸钠盐。
[0011]本发明所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法中:所述的混酸可以为现有中公开的任何一种用于低品级硅钙质胶磷矿浮选的混酸，优选混酸为浓硫酸与磷酸混合物；浓硫酸与磷酸混合物中，其中一种成分的质量百分比一般不低于5%，进一步优选为浓硫酸:磷酸质量比为1:1。
[0012]本发明所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法适用于对常规的低品级硅钙质胶磷矿进行处理，特别适用于具有以下的成分的低品级硅钙质胶磷矿的处理，其按重量百分比为=P2O5 15.10~24.90%, MgO 0.93~5.40%, CaO 27.50~38.17%, SiO229.11~38.20%, Fe2O3 1.90~2.99% ;A1203 1.04~1.99%，余量为杂质。经本发明所述方法处理后，获得的最终精矿的成分按重量百分比为P20528.98~34.91%，MgO 0.21~1.20%, CaO 40.34~43.30%, SiO2 17.22~19.22%, Fe2O3 0.92~0.95% ；Α1203 0.33~0.41%，余量为杂质，精矿的回收率达到75.0I~89.98% ο
[0013]与现有技术相比，本发明将细筛再磨工艺引入到磷矿浮选中，采用细筛作为分级和选别设备，一方面实现了粗细分级，很好的降低了因矿物过磨产生的次生矿泥量，以及避免粗细矿物之间的相互影响，改善了浮选效果；另一方面细筛筛上产品P2O5品位与原矿相比提高了近3个品位，很好的实现阶段磨矿阶段选别。该浮选工艺与传统的两段连续磨矿正反浮选工艺相比，精矿品位和回收率都得到了提高，浮选药剂用量能降低20%左右，磨矿成本也大大降低，浮选泡沫粘度明显降低，精尾矿沉降速度较快；对于用传统方法很难处理的低品级硅钙质胶磷矿，采用本发明的方法能够起到良好的浮选效果。本发明的浮选方法中细筛筛上产品的浓度为55.00%左右，可以直接给入再磨球磨机，易于实现低品级硅钙质胶磷矿的工业化生产。
【专利附图】
【附图说明】
[0014]图1为本发明方法的工艺流程图。
【具体实施方式】
[0015]以下参照附图，进一步描述本发明的具体技术方案，以便于本领域的技术人员进一步地理解本发明，而不构成对其权利的限制。
[0016]实施例1，一种低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法，其步骤如下:
(1)将低品级硅钙质胶磷矿磨细至细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的60%，然后加水制成重量浓度为30%的原矿浆；
(2)将磨矿的原矿浆用细筛筛分，筛分作业浓度为30%，分别分级0.074mm、0.063mm、
0.045mm的粒度，筛下重量浓度调为15%，筛上重量浓度为45% ；
(3)将筛下的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1200rpm条件下先加入Na2CO3调节pH, Na2CO3的加入量为1000g/t，再加入水玻璃搅拌，水玻璃的加入量为6000g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌，正浮选捕收剂的加入量为1800g/t原矿，然后进行正浮选粗选，获得筛下产品正浮选粗选精矿和尾矿；
(4)将筛下产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为1200rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为6000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌，反浮选捕收剂的加入量为300g/t，然后进行反浮选粗选，获得筛下产品反浮选精矿和尾矿；
(5)将筛下产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为1200rpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为500g/t，然后进行反浮选再选，获得筛下产品反浮选再选精矿和尾矿；
(6)将筛上物料经再磨作业后，细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的80%，然后加水制成重量浓度为15%的原矿浆；
(7 )将筛上磨好的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1200rpm条件下先加入Na2CO3调节pH，Na2CO3的加入量为800g/t，再加入水玻璃搅拌，水玻璃的加入量为4000g/t，在加入正浮选捕收剂，并搅拌，正浮选捕收剂的加入量为1000g/t，然后进行正浮选粗选，获得筛上产品正浮选粗选精矿和尾矿；
(8)将筛上产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为1200rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为5000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌，反浮选捕收剂的加入量为300g/t，然后进行反浮选粗选，获得筛上产品反浮选精矿和尾矿；
(9)将筛上产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为1200rpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为500g/t，然后进行反浮选再选，获得筛上产品反浮选再选精矿和尾矿。
[0017]实施例2，一种低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法，其步骤如下:
(1)将低品级硅钙质胶磷矿磨细至细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的80%，然后加水制成重量浓度为50%的原矿浆；
(2)将磨矿的原矿浆用细筛筛分，筛分作业浓度为50%，分别分级0.074mm、0.063mm、
0.045mm的粒度，筛下重量浓度调为35%，筛上重量浓度为65% ；
(3)将筛下的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为2100rpm条件下先加入Na2CO3调节pH, Na2CO3的加入量为3000g/t，再加入水玻璃搅拌，水玻璃的加入量为8000g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌，正浮选捕收剂的加入量为2500g/t原矿，然后进行正浮选粗选，获得筛下产品正浮选粗选精矿和尾矿；
(4)将筛下产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为2100rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为8000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌，反浮选捕收剂的加入量为500g/t，然后进行反浮选粗选，获得筛下产品反浮选精矿和尾矿；
(5)将筛下产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为2IOOrpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为1000g/t，然后进行反浮选再选，获得筛下产品反浮选再选精矿和尾矿；
(6)将筛上物料经再磨作业后，细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的95%，然后加水制成重量浓度为35%的原矿浆；
(7)将筛上磨好的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为2IOOrpm条件下先加入Na2CO3调节pH，Na2CO3的加入量为2000g/t，再加入水玻璃搅拌，水玻璃的加入量为7000g/t，在加入正浮选捕收剂，并搅拌，正浮选捕收剂的加入量为2000g/t，然后进行正浮选粗选，获得筛上产品正浮选粗选精矿和尾矿；
(8)将筛上产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为2100rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为7000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌，反浮选捕收剂的加入量为500g/t，然后进行反浮选粗选，获得筛上产品反浮选精矿和尾矿；
(9)将筛上产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为2IOOrpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为1000g/t，然后进行反浮选再选，获得筛上产品反浮选再选精矿和尾矿。
[0018]实施例3，所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法，其步骤如下:
(1)将低品级硅钙质胶磷矿磨细至细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的65%，然后加水制成重量浓度为35%的原矿浆；
(2)将磨矿的原矿浆用细筛筛分，筛分作业浓度为35%，分别分级0.074mm、0.063mm、
0.045mm的粒度，筛下重量浓度调为20%，筛上重量浓度为50% ；
(3)将筛下的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1500rpm条件下先加入Na2CO3调节pH, Na2CO3的加入量为1500g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为6500g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为2000g/t原矿，然后进行rSmin正浮选粗选，获得筛下产品正浮选粗选精矿和尾矿；
(4)将筛下产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为1500rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为6500g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f 2min，反浮选捕收剂的加入量为350g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛下产品反浮选精矿和尾矿；
(5)将筛下产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为1500rpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为700g/t，然后进行rSmin反浮选再选，获得筛下产品反浮选再选精矿和尾矿；
(6)将筛上物料经再磨作业后，细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的85%，然后加水制成重量浓度为20%的原矿浆；
(7 )将筛上磨好的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1500rpm条件下先加入Na2CO3调节pH，Na2CO3的加入量为1200g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为5000g/t，在加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为1400g/t，然后进行4-8π?η正浮选粗选，获得筛上产品正浮选粗选精矿和尾矿；
(8)将筛上产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为1500rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为5000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f 2min，反浮选捕收剂的加入量为300g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛上产品反浮选精矿和尾矿；
(9)将筛上产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为1500rpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为500g/t，然后进行rSmin反浮选再选，获得筛上产品反浮选再选精矿和尾矿。[0019]实施例4，所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法，其步骤如下:
(1)将低品级硅钙质胶磷矿磨细至细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的75%，然后加水制成重量浓度为45%的原矿浆；
(2)将磨矿的原矿浆用细筛筛分，筛分作业浓度为45%，分别分级0.074mm、0.063mm、
0.045mm的粒度，筛下重量浓度调为30%，筛上重量浓度为60% ；
(3)将筛下的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为ISOOrpm条件下先加入Na2CO3调节pH, Na2CO3的加入量为2500g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为7500g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为2200g/t原矿，然后进行rSmin正浮选粗选，获得筛下产品正浮选粗选精矿和尾矿；
(4)将筛下产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为ISOOrpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为7500g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f2min，反浮选捕收剂的加入量为450g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛下产品反浮选精矿和尾矿； (5)将筛下产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为ISOOrpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为800g/t，然后进行rSmin反浮选再选，获得筛下产品反浮选再选精矿和尾矿；
(6)将筛上物料经再磨作业后，细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的90%，然后加水制成重量浓度为30%的原矿浆；
(7)将筛上磨好的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为ISOOrpm条件下先加入Na2CO3调节pH，Na2CO3的加入量为1600g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为6000g/t，在加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为1700g/t，然后进行4~8min正浮选粗选，获得筛上产品正浮选粗选精矿和尾矿；
(8)将筛上产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为ISOOrpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为7000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f 2min，反浮选捕收剂的加入量为500g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛上产品反浮选精矿和尾矿；
(9)将筛上产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为ISOOrpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为1000g/t，然后进行rSmin反浮选再选，获得筛上产品反浮选再选精矿和尾矿。
[0020]实施例5，一种低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法，其步骤如下:
(1)将低品级硅钙质胶磷矿磨细至细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的70%，然后加水制成重量浓度为40%的原矿浆；
(2)将磨矿的原矿浆用细筛筛分，筛分作业浓度为40%，分别分级0.074mm、0.063mm、
0.045mm的粒度，筛下重量浓度调为25%，筛上重量浓度为55% ；
(3)将筛下的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1650rpm条件下先加入Na2CO3调节pH, Na2CO3的加入量为2000g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为7000g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为2100g/t原矿，然后进行rSmin正浮选粗选，获得筛下产品正浮选粗选精矿和尾矿；
(4)将筛下产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为1650rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为7000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f 2min，反浮选捕收剂的加入量为400g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛下产品反浮选精矿和尾矿；(5)将筛下产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为1650rpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为750g/t，然后进行rSmin反浮选再选，获得筛下产品反浮选再选精矿和尾矿；
(6)将筛上物料经再磨作业后，细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的88%，然后加水制成重量浓度为25%的原矿浆；
(7 )将筛上磨好的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1650rpm条件下先加入Na2CO3调节pH，Na2CO3的加入量为1400g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为5500g/t，在加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为1550g/t，然后进行8π?η正浮选粗选，获得筛上产品正浮选粗选精矿和尾矿；
(8)将筛上产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为1650rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为6000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f 2min，反浮选捕收剂的加入量为400g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛上产品反浮选精矿和尾矿；
(9)将筛上产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为1650rpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为750g/t，然后进行rSmin反浮选再选，获得筛上产品反浮选再选精矿和尾矿。
[0021]实施例6，实施例1 一 5任何一项所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法中:将获得的筛下产 品再选精矿返回至筛下产品反浮选粗选作业中，与原矿浆一起进行反浮选粗选；将获得的筛上产品再选精矿返回至筛上产品反浮选粗选作业中，与原矿浆一起进行反浮选粗选。
[0022]实施例7，实施例1 一 5任何一项所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法中:将获得的筛下产品再选精矿返回至筛下产品反浮选粗选作业中，与原矿浆一起进行反浮选粗选；将获得的筛下产品反浮选粗选精矿与筛上产品再选精矿合并返回至筛上产品反浮选粗选作业，与原矿浆一起进行反浮选粗选。
[0023]实施例8，实施例1 一 7任何一项所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法中:所述的正浮选捕收剂为阴离子捕收剂Cltl-C22烷基脂肪酸或脂肪酸钾盐或者脂肪酸钠盐。
[0024]实施例9，实施例1 一 8任何一项所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法中:所述的反浮选捕收剂为阴离子捕收剂C12-C2tl高级脂肪酸或脂肪酸钠盐。
[0025]实施例10，实施例1 一 9任何一项所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法中:所述的混酸为浓硫酸与磷酸混合物。
[0026]实施例11，实施例10所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法中:混酸中浓硫酸:磷酸质量比为1:1。
[0027]实施例12，实施例1 一 11任何一项所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法中:所述的低品级硅钙质胶磷矿的成分按重量百分比为=P2O5 15.10^24.90%,MgO 0.93~5.40%, CaO 27.50~38.17%, SiO2 29.11~38.20%, Fe2O3 1.90~2.99% ；A1203
1.04~1.99%，余量为杂质。
[0028]本发明实施例中采用的浮选设备为XFLB型微型闭路连续浮选机。
[0029]本发明实施例中选用的矿石含磷矿物主要为胶磷矿和微量磷灰石，脉石矿物主要为粘土矿物、石英和碳酸盐矿物，其它还有少量白云母、黄铁矿和针铁矿，胶磷矿颗粒以均匀或不均匀嵌布在基质(胶结物)方解石中，且微细颗粒相互胶结、包裹嵌布，有用矿物需要细磨才能单体解离，该矿石属难选矿石。
[0030]本发明实施例中将低品级硅钙质胶磷矿磨细采用的设备为XMG — 63型三辊四筒磨矿机。
[0031]实施例13，低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法实验:
选用的低品级硅钙质胶磷矿的成分按重量百分比为P2O5 21.42%, MgO 0.93%, CaO35.17%, SiO2 29.11%, Fe2O3 1.90% ；A1203 1.04%，余量为杂质。
[0032]选用XMG — 63型三辊四筒磨矿机将低品级硅钙质胶磷矿磨细至细度小于0.074mm的部分占全部物料总重量的65.00%，然后加水制成重量浓度40.00%的原矿浆；
将磨好的原矿浆用细筛筛分，筛分作业浓度为40.00%，分级0.045mm的粒度，筛下浓度调为20.00%,筛上浓度为60.00% ；
将筛下的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1600rpm条件下先加入Na2CO3调节pH,Na2CO3的加入量为2500g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为7500g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为2000g/t，然后进行4~8MIN正浮选粗选，获得筛下产品正浮选粗选精矿和尾矿；
将筛下产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为ISOOrpm条件下先加入混酸调节pH,混酸的加入量为 7500g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f 2min，反浮选捕收剂的加入量为450g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛下产品反浮选精矿和尾矿；
将筛下产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为ISOOrpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为1000g/t，然后进行rSmin反浮选再选，获得筛下产品反浮选再选精矿和尾矿；将筛上物料经再磨作业后，细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的90.00%，然后加水制成重量浓度为20.00%的原矿浆；
将筛上磨好的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1600rpm条件下先加入Na2CO3调节pH，Na2CO3的加入量为1000g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为6000g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为1500g/t原矿，然后进行rSmin正浮选粗选，获得筛上产品正浮选粗选精矿和尾矿；
将筛上产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为ISOOrpm条件下先加入混酸调节pH,混酸的加入量为6000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f 2min，反浮选捕收剂的加入量为350g/t原矿，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛上产品反浮选精矿和尾矿；
将筛上产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为ISOOrpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为500g/t，然后进行rSmin反浮选再选，获得筛上产品反浮选再选精矿和尾矿；上述方法中获得的筛下产品再选精矿返回至筛下产品反浮选粗选作业中，与原矿浆一起进行反浮选粗选；
上述方法中获得的筛上产品再选精矿返回至筛上产品反浮选粗选作业中，与原矿浆一起进行反浮选粗选；
上述方法的获得的最终精矿的成分按重量百分比为P2O5 28.98%, MgO 0.30%, CaO
41.50%, SiO2 19.22%, Fe2O3 0.95% ；A1203 0.41%，余量为杂质，精矿的回收率为 84.56%。
[0033]实施例14，低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法实验:
选用的低品级硅钙质胶磷矿的成分按重量百分比为P2O5 21.32%, MgO 0.88%，CaO35.17%, SiO2 29.11%, Fe2O3 1.90% ；A1203 1.04%，余量为杂质。
[0034]选用XMG — 63型三辊四筒磨矿机将低品级硅钙质胶磷矿磨细至细度小于0.074mm的部分占全部物料总重量的75.00%，然后加水制成重量浓度40.00%的原矿浆；
将磨好的原矿浆用细筛筛分，筛分作业浓度为40.00%，分级0.045mm的粒度，筛下浓度调为20.00%,筛上浓度为55.00% ；
将筛下的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1600rpm条件下先加入Na2CO3调节pH,Na2CO3的加入量为3000g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为8000g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为2200g/t，然后进行4~8π?η正浮选粗选，获得筛下产品正浮选粗选精矿和尾矿；
将筛下产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为ISOOrpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为8000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f2min，反浮选捕收剂的加入量为500g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛下产品反浮选精矿和尾矿；
将筛下产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为ISOOrpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为1000g/t，然后进行rSmin反浮选再选，获得筛下产品反浮选再选精矿和尾矿；将筛上物料经再磨作业后，细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的95.00%，然后加水制成重量浓度为20%的原矿浆；
将筛上磨好的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1600rpm条件下先加入Na2CO3调节pH, Na2CO3的加入量为1500g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为7000g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为1800g/t，然后进行4~8π?η正浮选粗选，获得筛上产品正浮选粗选精矿和尾矿；
将筛上产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为ISOOrpm条件下先加入混酸调节pH,混酸的加入量为7000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f 2min，反浮选捕收剂的加入量为400g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛上产品反浮选精矿和尾矿；
将筛上产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为ISOOrpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为500g/t，然后进行rSmin反浮选再选，获得筛上产品反浮选再选精矿和尾矿；上述方法中获得的筛下产品再选精矿返回至筛下产品反浮选粗选作业中，与原矿浆一起进行反浮选粗选；
上述方法中获得的筛上产品再选精矿返回至筛上产品反浮选粗选作业中，与原矿浆一起进行反浮选粗选；
上述方法的获得的最终精矿的成分按重量百分比为P2O5 29.55%, MgO 0.25%，CaO42.25%, SiO2 18.88%, Fe2O3 0.85% ；A1203 0.34%，余量为杂质，精矿的回收率为 83.96%。
[0035]实施例15，低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法实验:
选用的低品级硅钙质胶磷矿的成分按重量百分比为P2O5 21.62%, MgO 0.92%，CaO35.17%, SiO2 29.11%, Fe2O3 1.90% ；A1203 1.04%，余量为杂质。
[0036]选用XMG — 63型三辊四筒磨矿机将低品级硅钙质胶磷矿磨细至细度小于0.074mm的部分占全部物料总重量的70.00%，然后加水制成重量浓度40.00%的原矿浆；
将磨好的原矿 浆用细筛筛分，筛分作业浓度为40.00%，分级0.045mm的粒度，筛下浓度调为20.00%,筛上浓度为60.00% ；
将筛下的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1600rpm条件下先加入Na2CO3调节pH,Na2CO3的加入量为2500g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为7000g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为2000g/t，然后进行4-8π?η正浮选粗选，获得筛下产品正浮选粗选精矿和尾矿；
将筛下产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为ISOOrpm条件下先加入混酸调节pH,混酸的加入量为7500g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f 2min，反浮选捕收剂的加入量为450g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛下产品反浮选精矿和尾矿；
将筛下产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为ISOOrpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为1000g/t，然后进行rSmin反浮选再选，获得筛下产品反浮选再选精矿和尾矿；将筛上物料经再磨作业后，细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的90.00%，然后加水制成重量浓度为20.00%的原矿浆；
将筛上磨好的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1600rpm条件下先加入Na2CO3调节pH，Na2CO3的加入量为1000g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为6000g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为1500g/t原矿，然后进行rSmin正浮选粗选，获得筛上产品正浮选粗选精矿和尾矿；
将筛上产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为ISOOrpm条件下先加入混酸调节pH,混酸的加入量为6000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f 2min，反浮选捕收剂的加入量为350g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛上产品反浮选精矿和尾矿；
将筛上产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为ISOOrpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为500g/t，然后进行 rSmin反浮选再选，获得筛上产品反浮选再选精矿和尾矿；上述方法中获得的筛下产品再选精矿返回至筛下产品反浮选粗选作业中，与原矿浆一起进行反浮选粗选；
上述方法中获得的筛下产品反浮选粗选精矿与筛上产品再选精矿一起返回至筛上产品反浮选粗选作业，与原矿浆一起进行反浮选粗选；
上述方法的获得的最终精矿的成分按重量百分比为P2O5 30.85%, MgO 0.18%, CaO43.01%, SiO2 17.68%, Fe2O3 0.92% ；A1203 0.33%，余量为杂质，精矿的回收率为 80.95%。
[0037]实施例16，低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法实验:
选用的低品级硅钙质胶磷矿的成分按重量百分比为P2O5 21.22%, MgO 0.96%，CaO34.67%, SiO2 29.99%, Fe2O3 1.90% ；A1203 1.04%，余量为杂质。
[0038]选用XMG — 63型三辊四筒磨矿机将低品级硅钙质胶磷矿磨细至细度小于0.074mm的部分占全部物料总重量的80.00%，然后加水制成重量浓度40.00%的原矿浆；
将磨好的原矿浆用细筛筛分，筛分作业浓度为40.00%，分级0.045mm的粒度，筛下浓度调为20.00%,筛上浓度为55.00% ；
将筛下的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1600rpm条件下先加入Na2CO3调节pH,Na2CO3的加入量为3000g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为8000g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为2400g/t原矿，然后进行4-8π?η正浮选粗选，获得筛下产品正浮选粗选精矿和尾矿；
将筛下产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为ISOOrpm条件下先加入混酸调节pH,混酸的加入量为8000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f 2min，反浮选捕收剂的加入量为500g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛下产品反浮选精矿和尾矿； 将筛下产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为ISOOrpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为1000g/t，然后进行rSmin反浮选再选，获得筛下产品反浮选再选精矿和尾矿；将筛上物料经再磨作业后，细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的95.00%，然后加水制成重量浓度为20.00%的原矿浆；
将筛上磨好的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1600rpm条件下先加入Na2CO3调节pH，Na2CO3的加入量为1500g/t，再加入水玻璃搅拌2?4min，水玻璃的加入量为7000g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌2?4min，正浮选捕收剂的加入量为1800g/t原矿，然后进行rSmin正浮选粗选，获得筛上产品正浮选粗选精矿和尾矿；
将筛上产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为ISOOrpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为6500g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f2min，反浮选捕收剂的加入量为400g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛上产品反浮选精矿和尾矿；
将筛上产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为ISOOrpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为500g/t，然后进行rSmin反浮选再选，获得筛上产品反浮选再选精矿和尾矿；上述方法中获得的筛下产品再选精矿返回至筛下产品反浮选粗选作业中，与原矿浆一起进行反浮选粗选；
上述方法中获得的筛下产品反浮选粗选精矿与筛上产品再选精矿合并返回至筛上产品反浮选粗选作业，与原矿浆一起进行反浮选粗选；
上述方法的获得的最终精矿的成分按重量百分比为P2O5 31.05%，MgO 0.15%，CaO
43.25%, SiO2 17.28%, Fe2O3 0.92% ；A1203 0.33%，余量为杂质，精矿的回收率为 80.21%。
【权利要求】
1.一种低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法，其特征在于，其步骤如下: (I)将低品级硅钙质胶磷矿磨细至细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的60~80%，然后加水制成重量浓度为30-50%的原矿浆； (2 )将磨矿的原矿浆用细筛筛分，筛分作业浓度为30-50%，分别分级0.074mm、0.063mm、0.045mm的粒度，筛下重量浓度调为15~35%，筛上重量浓度为45~65% ； (3)将筛下的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1200-2100rpm条件下先加入Na2COjffpH, Na2CO3的加入量为1000_3000g/t，再加入水玻璃搅拌，水玻璃的加入量为6000-8000g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌，正浮选捕收剂的加入量为1800-2500g/t原矿，然后进行正浮选粗选，获得筛下产品正浮选粗选精矿和尾矿； (4)将筛下产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为1200-2100rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为6000-8000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌，反浮选捕收剂的加入量为300-500g/t，然后进行反浮选粗选，获得筛下产品反浮选精矿和尾矿； (5)将筛下产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为1200-2100rpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为500-1000g/t，然后进行反浮选再选，获得筛下产品反浮选再选精矿和尾矿； (6)将筛上物料经再磨作业后，细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的80、5%，然后加水制成重量浓度为15~35%的原矿浆； (7)将筛上磨好的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1200-2100rpm条件下先加入似20)3调节？!1，Na2CO3的加入量为800_2000g/t，再加入水玻璃搅拌，水玻璃的加入量为4000-7000g/t，在加入正浮选捕收剂，并搅拌，正浮选捕收剂的加入量为1000-2000g/t，然后进行正浮选粗选，获得筛上产品正浮选粗选精矿和尾矿； (8)将筛上产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为1200-2100rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为5000-7000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌，反浮选捕收剂的加入量为300-500g/t，然后进行反浮选粗选，获得筛上产品反浮选精矿和尾矿； (9)将筛上产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为1200-2100rpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为500-1000g/t，然后进行反浮选再选，获得筛上产品反浮选再选精矿和尾矿。
2.根据权利要求1所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法，其特征在于，其步骤如下: (I)将低品级硅钙质胶磷矿磨细至细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的65~75%，然后加水制成重量浓度为35~45%的原矿浆； (2 )将磨矿的原矿浆用细筛筛分，筛分作业浓度为35~45%，分别分级0.074mm、0.063mm、0.045mm的粒度，筛下重量浓度调为20~30%，筛上重量浓度为50~60% ； (3)将筛下的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1500-l800rpm条件下先加入Na2CO3调节pH，Na2CO3的加入量为1500_2500g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为6500-7500g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为2000-2200g/t原矿，然后进行4-8π?η正浮选粗选，获得筛下产品正浮选粗选精矿和尾矿； (4)将筛下产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为1500-l800rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为6500-7500g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f 2min，反浮选捕收剂的加入量为35(T450g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛下产品反浮选精矿和尾矿； (5)将筛下产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为150(Tl800rpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为700-800g/t，然后进行rSmin反浮选再选，获得筛下产品反浮选再选精矿和尾矿； (6)将筛上物料 经再磨作业后，细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的85、0%，然后加水制成重量浓度为20-30%的原矿浆； (7)将筛上磨好的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1500-l800rpm条件下先加入Na2CO3调节pH，Na2CO3的加入量为1200_1600g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为5000-6000g/t，在加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为1400-l700g/t，然后进行rSmin正浮选粗选，获得筛上产品正浮选粗选精矿和尾矿； (8)将筛上产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为1500-l800rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为5000-7000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f 2min，反浮选捕收剂的加入量为30(T500g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛上产品反浮选精矿和尾矿； (9)将筛上产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为1500-l800rpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为500-1000g/t，然后进行rSmin反浮选再选，获得筛上产品反浮选再选精矿和尾矿。
3.根据权利要求2所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法，其特征在于，其步骤如下: (1)将低品级硅钙质胶磷矿磨细至细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的70%，然后加水制成重量浓度为40%的原矿浆； (2)将磨矿的原矿浆用细筛筛分，筛分作业浓度为40%，分别分级0.074mm、0.063mm、.0.045mm的粒度，筛下重量浓度调为25%，筛上重量浓度为55% ； (3)将筛下的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1650rpm条件下先加入Na2CO3调节pH, Na2CO3的加入量为2000g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为7000g/t，再加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为2100g/t原矿，然后进行rSmin正浮选粗选，获得筛下产品正浮选粗选精矿和尾矿； (4)将筛下产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为1650rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为7000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f 2min，反浮选捕收剂的加入量为400g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛下产品反浮选精矿和尾矿； (5)将筛下产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为1650rpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为750g/t，然后进行rSmin反浮选再选，获得筛下产品反浮选再选精矿和尾矿； (6)将筛上物料经再磨作业后，细度-0.074mm的部分占全部物料总重量的88%，然后加水制成重量浓度为25%的原矿浆； (7 )将筛上磨好的物料置于浮选设备中，在搅拌速度为1650rpm条件下先加入Na2CO3调节pH，Na2CO3的加入量为1400g/t，再加入水玻璃搅拌2~4min，水玻璃的加入量为5500g/t，在加入正浮选捕收剂，并搅拌2~4min，正浮选捕收剂的加入量为1550g/t，然后进行4-8min正浮选粗选，获得筛上产品正浮选粗选精矿和尾矿； (8) 将筛上产品粗选精矿进行反浮选工艺，在搅拌速度为1650rpm条件下先加入混酸调节PH，混酸的加入量为6000g/t，再加入反浮选捕收剂，并搅拌f 2min，反浮选捕收剂的加入量为400g/t，然后进行rSmin反浮选粗选，获得筛上产品反浮选精矿和尾矿； (9 ) 将筛上产品反浮选粗选尾矿在搅拌速度为1650rpm条件下，先加入混酸调节pH，混酸的加入量为750g/t，然后进行rSmin反浮选再选，获得筛上产品反浮选再选精矿和尾矿。
4.根据权利要求1或2或3所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法，其特征在于:将获得的筛下产品再选精矿返回至筛下产品反浮选粗选作业中，与原矿浆一起进行反浮选粗选；将获得的筛上产品再选精矿返回至筛上产品反浮选粗选作业中，与原矿浆一起进行反浮选粗选。
5.根据权利要求1或2或3所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法，其特征在于:将获得的筛下产品再选精矿返回至筛下产品反浮选粗选作业中，与原矿浆一起进行反浮选粗选；将获得的筛下产品反浮选粗选精矿与筛上产品再选精矿合并返回至筛上产品反浮选粗选作业，与原矿浆一起进行反浮选粗选。
6.根据权利要求1或2或3所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法，其特征在于:所述的正浮选捕收剂为阴离子捕收剂Cltl-C22烷基脂肪酸或脂肪酸钾盐或者脂肪酸钠盐。
7.根据权利要求1或2或3所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法，其特征在于:所述的反浮选捕收剂为阴离子捕收剂C12-C2tl高级脂肪酸或脂肪酸钠盐。
8.根据权利要求1或2或3所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法，其特征在于:所述的混酸为浓硫酸与磷酸混合物。
9.根据权利要求8所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法，其特征在于:混酸中浓硫酸:磷酸质量比为1:1。
10.根据权利要求1或2或3所述的低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法，其特征在于:所述的低品级硅钙质胶磷矿的成分按重量百分比为=P2O5 15.10^24.90%,MgO 0.93~5.40%, CaO 27.50~38.17%, SiO2 29.11~38.20%, Fe2O3 1.90~2.99% ；A12031.04~1.99%，余量为杂质。
【文档编号】B03D1/00GK103949350SQ201410170737
【公开日】2014年7月30日 申请日期:2014年4月27日 优先权日:2014年4月27日
【发明者】李丰, 宋文义, 刘升林, 杨勇, 刘国举, 刘星强 申请人:中蓝连海设计研究院