一种含碳含镁高倍半氧化物胶磷矿的选矿除杂方法与流程

本发明属于中低品位多杂质胶磷矿选矿领域，具体涉及一种含碳含镁高倍半氧化物胶磷矿的选矿除杂方法，尤其涉及一种中低品位含碳含镁高倍半氧化物胶磷矿全反浮选除杂的选矿方法。

背景技术：

我国磷矿资源比较丰富，相对集中在云南、贵州、四川、湖北和湖南5省，但是我国磷矿富矿资源所占比例不高，大部分都是中低品位胶磷矿，杂质矿物主要有碳酸盐矿物(白云石、方解石等)、铝硅酸盐矿物(伊利石、高岭石、长石等)、含铁矿物(褐铁矿、微细粒黄铁矿等)、杂质矿物尤其是铝硅酸盐矿物嵌布状态复杂且嵌布粒度细，选矿工艺复杂、泡沫粘度大、往往不能获得合理的技术经济指标，其开发利用一直是世界难题。含碳含镁高倍半氧化物胶磷矿选矿除杂难度很大，由于有机碳质的存在，浮选除杂药剂用量明显增加，降低了分选的选择性，选矿成本明显增加，胶磷矿中含倍半氧化物脉石尤其是含铝硅酸盐矿物含量较大，不脱除的话，在后续湿法磷酸工艺中会明显造成磷的流失和成本提高。

cn109453891a公开了一种高倍半胶磷矿螺旋溜槽重浮联合工艺，其对原矿磨细后采用螺旋溜槽分选，重选精矿采用双反浮选，重选尾矿采用正反浮选，双反浮选精矿和正反浮选精矿合并为总磷精矿。总磷精矿五氧化二磷回收率85％左右，倍半氧化物品位2.5％-3.0％。该工艺本质是对倍半氧化物脉石采用粗细分选-粗粒反浮选-细粒正浮选的工艺。

cn106076607a公开了一种细粒嵌布的高铝硅质胶磷矿的脱泥反浮选工艺，该工艺在反浮选脱铝脱硅前采用正浮选、机械脱泥方法脱除大部分的黏土矿物，降低了反浮选作业中细粒黏土的不利影响。

cn103909017a公开了一种含有机炭质硅钙混合型胶磷矿浮选工艺，针对有机炭质质量百分含量在1-10％的胶磷矿采用浮选脱碳-正浮选脱硅和反浮选脱镁工艺，浮选脱碳采用阴离子脂肪酸类捕收剂和邻苯二甲酸二乙酯，在脱镁和脱硅前剔除了有机炭质脉石，降低了正浮选泡沫量。

cn102179308a公开了一种脱除胶磷矿中铁、铝倍半氧化物的选矿方法，利用磨矿、调浆、浮选的步骤进行，通过对浮选过程中参数的控制，在胶磷矿浮选过程中降低了杂质铁、铝倍半氧化物(r2o3)的含量。

cn101099946公开了一种胶磷矿的浮选方法，该法将浮选柱应用于胶磷矿浮选除杂，包括胶磷矿正浮选脱硅和反浮选除镁。正反浮选工艺采用浮选柱串联连接。磷矿原矿经破碎、磨矿和分级后调浆，与正浮选药剂混合进入正浮选柱内浮选，将正浮选的泡沫相与反浮选药剂混合后进入反浮选柱内浮选，泡沫产品即反浮尾矿，底部浆料即为磷精矿。

上述公开的方法中针对含铝脉石矿物的浮选以正浮选居多，含铝脉石矿物反浮选基本上采用脱泥-反浮选或分级-粗粒反浮选-细粒正浮选工艺。中低品位胶磷矿采用反浮选符合浮少抑多的浮选原则且磷精矿过滤性能良好，对后续湿法磷酸工艺有利，但在反浮选脱铝过程中，细粒含铝脉石往往会造成药剂用量大、分选性下降、磷精矿指标不高、泡沫粘度大且难以工业化等问题，细粒含磷矿物往往缺乏有效的回收手段。

技术实现要素：

鉴于现有技术中存在的问题，本发明的目的在于提供一种含碳含镁高倍半氧化物胶磷矿的选矿除杂方法，利用依次进行反浮选脱碳、反浮选脱镁和两段反浮选降铝铁的工序进行选矿，尤其是在反浮选降铝铁过程中，根据不同粒级含铝铁矿物和含磷矿物的浮游动力学特征差异，开发出分段分速回收不同粒级含磷矿物，能收早收，能抛早抛的反浮选降铝铁工艺，既有效降低了磷精矿中倍半氧化物含量，也保证了磷精矿较高的五氧化二磷回收率。

为达此目的，本发明采用以下技术方案：

本发明提供了一种含碳含镁高倍半氧化物胶磷矿的选矿除杂方法，所述方法包括以下步骤：

(1)将胶磷矿磨矿、分级后的溢流与反浮选脱碳药剂混合后，经过反浮选脱碳作业得到含碳尾矿和脱碳粗精矿；

(2)将步骤(1)得到的脱碳粗精矿与反浮选脱镁药剂混合后，经过反浮选脱镁作业得到含镁尾矿和脱碳脱镁粗精矿；

(3)将步骤(2)得到的脱碳脱镁粗精矿与反浮选药剂混合后，经过一段反浮选降铝铁作业得到磷精矿1、含倍半尾矿1和铝铁中矿1；

(4)将步骤(3)得到的铝铁中矿1浓密后与反浮选药剂混合，经过二段反浮选降铝铁作业得到磷精矿2和含倍半尾矿2；

(5)将磷精矿1和磷精矿2合并为总磷精矿，含碳尾矿、含镁尾矿、含倍半尾矿1和含倍半尾矿2合并为总尾矿。

有机碳由于具有很大的比表面积和较强的表面活性，对选矿药剂尤其是对选矿捕收剂会产生较强的吸附作用，导致矿浆中药剂浓度低，为保证浮选药剂在矿物表面的有效吸附浓度，产生疏水表面，需要大幅度提高选矿药剂用量。再者，有机碳会粘在不同矿物表面，导致浮选的分选性降低。

本发明首先进行反浮选脱碳，不仅可以明显降低后续反浮选脱镁的药剂用量，而且降低有机碳在矿物表面的罩盖作用，有利于提高分选效率。反浮选脱碳后先脱镁后脱铝，可以避免反浮选脱铝作业中残余的脱铝捕收剂对反浮选脱镁作业的不利影响，有利于提高磷精矿五氧化二磷的回收率。再者，如果脱碳后先脱铝再脱镁，将会涉及到脱铝粗精矿的浓密-反浮选脱镁，流程更复杂，因此，本发明要通过反浮选依次脱除碳、镁和铝。而且，本发明选择全反浮选的方法进行选矿，首先可以获得过滤性能良好的磷精矿，药剂残留更少；其次，全反浮选符合浮少抑多的浮选原则；再者，全反浮选涉及的药剂种类少，浮选作业ph调整范围小，工业生产上尾水回用难度较小。

此外，本发明在选矿过程中根据不同粒级含磷矿物的浮游特点进行粗粒早回收、细粒晚回收，保证了总磷精矿五氧化二磷的较高回收率；根据不同粒级含铝铁矿物的浮游特点进行细粒早抛、粗粒晚抛，有效降低了总磷精矿中倍半氧化物含量

原矿在磨矿过程中，存在部分含磷矿物被过磨，产生细粒含磷矿物。原矿经过反浮选脱碳、脱镁后，本发明根据不同粒级含磷矿物的浮游特点，比如在反浮选脱铝作业中，粗粒磷灰石不易上浮，细粒磷灰石容易和脉石一起上浮的特点，首先通过一段反浮选降铝铁作业粗选作业，先得到品级较高的粗粒磷精矿，这部分粗粒磷精矿品级高，占总磷精矿五氧化二磷总回收率的90％左右，其可以进入后续精细磷化工工艺流程，产生更高的附加值。为获得高品质的粗粒磷精矿，细粒含磷矿物通常会随部分脉石进入到一段反浮选脱铝扫选作业中矿，本发明将扫选中矿浓密后通过二段反浮选降铝铁作业对其进行进一步回收，从而得到细粒磷精矿，为保证整体磷的回收率和降低成本，细粒磷精矿的品质不用过高，细粒磷精矿可以进入到后续的磷肥制造工艺。从整个流程来看，是先获得粗粒磷精矿，后获得细粒磷精矿，细粒磷精矿的回收时间较长，这就是粗粒早回收，细粒晚回收。

总体来说，粗粒早回收，细粒晚回收工艺的核心思想更符合和谐选矿内涵，不仅能保证磷的总回收率，而且能得到两种不同品级的磷精矿。粗粒高品质磷精矿为主磷精矿，产率高(占总磷精矿产率的85％左右)且生产流程短，回收难度及成本较低。因其杂质更低，可以进入后续的精细磷化工流程，产生更好的产品附加值。细粒磷精矿作为次磷精矿，其回收难度和成本较高，回收细粒磷精矿主要是为了保证磷精矿磷的总回收率。

对于含铝硅酸盐矿物而言，在反浮选脱铝作业中，细粒含铝脉石上浮速度较快，容易优先被捕收，而粗粒含铝脉石浮游速度较慢，且容易脱附，因此，针对细粒含铝脉石，采用一段反浮选脱铝扫选作业，早点抛除，而对于粗粒含铝脉石，其在扫选过程中，容易随细粒磷灰石进入中矿，因此，需要通过一段反浮选脱铝扫选作业中矿浓密-二段反浮选(两粗一扫)晚点脱除，这就是细粒早抛、粗粒晚抛。根据不同粒级含铝铁矿物的浮游特点进行细粒早抛、粗粒晚抛，能够有效降低总磷精矿中倍半氧化物含量。

本发明中，所述倍半氧化物是指含有三氧化二铝和三氧化二铁的脉石矿物，包括含铁和/或含铝的硅酸盐矿物，包括但不限于伊利石、长石、高岭石、褐铁矿、黄铁矿等。

本发明中，所述胶磷矿原矿为中低品位胶磷矿，五氧化二磷品位不高于28wt％，其含碳、含镁以及有机碳质含量不低于0.5wt％，氧化镁含量不低于1.5wt％，倍半氧化物含量不低于4wt％。

根据本发明，步骤(1)所述胶磷矿磨矿、分级后的溢流中矿粒的细度为-0.074mm粒级含量为60-70％。

根据本发明，步骤(1)所述胶磷矿磨矿、分级后的溢流的浓度为20-40wt％，优选为25-30wt％。

根据本发明，步骤(1)所述反浮选脱碳作业包括至少1次反浮选粗选作业，例如可以是1次、2次、3次、4次或5次等，但非仅限于此，应根据实际情况进行具体选择。

根据本发明，步骤(1)所述反浮选脱碳作业中任选地进行反浮选扫选作业，即，可以不进行反浮选扫选，也可以进行一次或多次反浮选扫选，应根据实际情况进行具体选择。

根据本发明，步骤(1)所述反浮选脱碳药剂为调整剂、捕收剂和起泡剂，其中，所述调整剂为磷酸或硫酸，所述捕收剂为柴油，所述起泡剂为bk204。

根据本发明，步骤(1)所述反浮选脱碳过程中，调整剂的添加量为0.1-12kg/t，例如可以是0.1kg/t、0.5kg/t、1kg/t、3kg/t、5kg/t、8g/t、10kg/t或12kg/t等，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。

根据本发明，步骤(1)所述反浮选脱碳过程中，所述捕收剂的添加量为0.1-100g/t，例如可以是0.1g/t、0.5g/t、1g/t、10g/t、30g/t、50g/t、80g/t或100g/t等，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。

根据本发明，步骤(1)所述反浮选脱碳过程中，所述起泡剂的添加量为0.1-150g/t，例如可以是0.1g/t、0.5g/t、1g/t、10g/t、30g/t、50g/t、80g/t、100g/t、120g/t或150g/t等，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。

本发明步骤(1)所述溢流与反浮选脱碳药剂混合采用搅拌的方式进行，优选在在两个搅拌装置中依次进行。具体操作为：溢流进入第一个搅拌装置，添加调整剂进行搅拌，混合完成后进入第二个搅拌装置，添加捕收剂和起泡剂进行搅拌。

根据本发明，步骤(2)所述反浮选脱镁作业包括至少1次反浮选粗选作业，例如可以是1次、2次、3次、4次或5次等，但非仅限于此，应根据实际情况进行具体选择。

根据本发明，步骤(2)所述反浮选脱镁作业包括至少1次反浮选扫选作业，例如可以是1次、2次、3次、4次或5次等，但非仅限于此，应根据实际情况进行具体选择。

根据本发明，步骤(2)所述反浮选脱镁药剂为调整剂和捕收剂，其中，所述调整剂为磷酸或硫酸，和py-1；所述捕收剂为bk425。

根据本发明，步骤(2)所述反浮选脱镁过程中，当所述调整剂为磷酸和py-1时，磷酸的添加量为0.1-1kg/t，例如可以是0.1kg/t、0.2kg/t、0.3kg/t、0.4kg/t、0.5kg/t、0.6kg/t、0.7kg/t、0.8kg/t、0.9kg/t或1kg/t等；py-1的添加量为0.1-100g/t，例如可以是0.1g/t、0.5g/t、1g/t、10g/t、30g/t、50g/t、80g/t或100g/t等，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。

根据本发明，步骤(2)所述反浮选脱镁过程中，当所述调整剂为硫酸和py-1时，硫酸的添加量为0.1-1kg/t，例如可以是0.1kg/t、0.2kg/t、0.3kg/t、0.4kg/t、0.5kg/t、0.6kg/t、0.7kg/t、0.8kg/t、0.9kg/t或1kg/t等；py-1的添加量为0.1-100g/t，例如可以是0.1g/t、0.5g/t、1g/t、10g/t、30g/t、50g/t、80g/t或100g/t等，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。

根据本发明，步骤(2)所述反浮选脱镁过程中，所述捕收剂的添加量为0.1-500g/t，例如可以是0.1g/t、1g/t、10g/t、100g/t、200g/t、300g/t、400g/t或500g/t等，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。

本发明步骤(2)所述脱碳粗精矿与反浮选脱镁药剂的混合采用搅拌的方式进行，优选在两个搅拌装置中依次进行；具体操作为：脱碳粗精矿进入第一个搅拌装置，添加调整剂进行搅拌，混合后进入第二个搅拌装置，然后添加捕收剂进行搅拌。

根据本发明，步骤(3)所述一段反浮选降铝铁作业包括至少2次反浮选粗选作业，例如可以是2次、3次、4次、5次或6次等，但非仅限于此，应根据实际情况进行具体选择。

根据本发明，步骤(3)所述一段反浮选降铝铁作业包括至少1次反浮选扫选，例如可以是1次、2次、3次、4次或5次等，但非仅限于此，应根据实际情况进行具体选择。

根据本发明，所述一段反浮选降铝铁扫选作业为空白扫选，不添加任何浮选药剂；

根据本发明，其特征在于，步骤(3)所述反浮选药剂为调整剂和捕收剂，其中，所述调整剂为py-1，所述捕收剂为bk432。

根据本发明，步骤(3)所述一段反浮选降铝铁过程中，所述调整剂的添加量为0.1-100g/t，例如可以是0.1g/t、0.5g/t、1g/t、5g/t、10g/t、30g/t、50g/t、80g/t或100g/t等，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。

根据本发明，所述捕收剂的添加量为0.1-400g/t，例如可以是0.1g/t、1g/t、10g/t、50g/t、100g/t、150g/t、200g/t、250g/t、300g/t、350g/t或400g/t，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。

本发明步骤(3)所述脱碳脱镁粗精矿与反浮选药剂的混合采用搅拌的方式进行，优选在两个搅拌装置中依次进行，具体操作为：脱碳脱镁粗精矿进入第一个搅拌装置，添加调整剂进行搅拌，混合时间≤1min，然后进入第二个搅拌装置，添加捕收剂搅拌，混合时间≤3min。

根据本发明，步骤(4)所述二段反浮选降铝铁作业包括至少2次反浮选粗选作业，例如可以是2次、3次、4次、5次或6次等，但非仅限于此，应根据实际情况进行具体选择。

根据本发明，步骤(4)所述二段反浮选降铝铁作业包括至少1次反浮选扫选作业，例如可以是1次、2次、3次、4次或5次等，但非仅限于此，应根据实际情况进行具体选择。

根据本发明，步骤(4)中进行反浮选扫选作业后得到铁铝中矿2，所得铁铝中矿2可直接返回至二段反浮选降铝铁粗选1作业，也可和铝铁中矿1一起进入浓密作业。

根据本发明，步骤(4)所述二段反浮选降铝铁扫选作业为空白扫选，不添加任何浮选药剂。

根据本发明，步骤(4)中采用采用浓密机和/或锥形浓密斗进行所述浓密作业。

根据本发明，步骤(4)所述浓密作业后得到浓度为10-20wt％的浓密底流。

根据本发明，步骤(4)所述反浮选药剂为捕收剂，其中，所述捕收剂为bk432。

根据本发明，步骤(4)所述二段反浮选降铝过程中，所述捕收剂的添加量为0.1-200g/t，例如可以是0.1g/t、1g/t、10g/t、30g/t、50g/t、80g/t、100g/t、130g/t、150g/t、180g/t或200g/t等，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举。

根据本发明，步骤(4)浓密后的铝铁中矿1与反浮选药剂的混合采用搅拌的方式进行，优选在一个搅拌装置中进行，具体操作为：浓密后的铝铁中矿1进入搅拌装置，添加捕收剂进行搅拌，混合时间≤3min。

上述各步骤中药剂的添加量均为第一次粗选时的添加量，当进行多次粗选(≥2次)时，一般后一次粗选时的药剂添加量要低于前一次，应根据实际情况进行具体选择。此外，当进行第二次及二次以上粗选时，可根据实际情况选择添加药剂的种类，例如，当对于步骤(1)而言，第二次粗选一般只添加捕收剂和起泡剂，但非仅限于此。

当本发明各个步骤进行多次粗选(≥2次)时，第二次及以上的粗选过程中的药剂混合均在浮选机中进行。

本发明中所述“第一”、“第二”和“第三”等，仅仅是为了从命名上对物料进行区分，并没有其他含义。

作为优选的技术方案，本发明所述含碳含镁高倍半氧化物胶磷矿的选矿除杂方法包括以下步骤：

(1)将原矿经过磨矿、分级后得到的溢流与反浮选脱碳药剂混合后进行反浮选脱碳粗选作业，至少进行1次反浮选粗选作业以及任选地反浮选扫选作业后，得到含碳尾矿和脱碳粗精矿；所述反浮选脱碳药剂为调整剂磷酸或硫酸、捕收剂柴油和起泡剂bk204；

(2)将步骤(1)得到的脱碳粗精矿与反浮选脱镁药剂混合后进行反浮选脱镁粗选作业，至少进行1次反浮选粗选作业和1次反浮选扫选作业后，得到含镁尾矿和脱碳脱镁粗精矿；所述反浮选脱镁药剂为调整剂和捕收剂，所述调整剂为磷酸或硫酸，和py-1，所述捕收剂为bk425；

(3)将步骤(2)得到的脱碳脱镁粗精矿与反浮选药剂混合后进行一段反浮选降铝铁作业，至少进行2次反浮选粗选作业和1次反浮选扫选作业后，得到磷精矿1、含倍半尾矿1和铝铁中矿1；所述反浮选药剂为调整剂和捕收剂，所述调整剂为py-1，所述捕收剂为bk432；

(4)将步骤(3)得到的铝铁中矿1进行浓密作业，将得到的浓密底流与反浮选药剂混合后进行二段反浮选降铝铁作业，至少2次反浮选粗选作业和1次反浮选扫选作业后，得到磷精矿2、含倍半尾矿2和铁铝中矿2；所述反浮选药剂为捕收剂，所述捕收剂为bk432；

(5)将磷精矿1和磷精矿2合并为总磷精矿，含碳尾矿、含镁尾矿、含倍半尾矿1和含倍半尾矿2合并为总尾矿。

与现有技术相比，本发明具有以下有益效果：

(1)本发明开发出一种从含碳含镁含高倍半氧化物胶磷矿中高效去除各种脉石矿物的选矿技术，采用先反浮选脱碳，再反浮选脱镁，最后进行两段反浮选降铝铁的工序进行选矿，既大幅降低了磷精矿中各类影响后续湿法磷酸工艺中的杂质含量，也保证了总磷精矿五氧化二磷的较高回收率，为此类难选胶磷矿的开发利用创造了一种经济有效的选矿工艺。

(2)本发明提供的方法获得的总磷精矿的总磷精矿的五氧化二磷回收率为75-85％，倍半氧化物品位不高于2.5wt％、氧化镁品位不高于1.0wt％，五氧化二磷品位为不低于31wt％。

(3)本发明根据不同粒级含磷矿物的浮游特点进行粗粒早回收、细粒晚回收，保证了总磷精矿五氧化二磷的较高回收率；同时根据不同粒级含铝铁矿物的浮游特点进行细粒早抛、粗粒晚抛，有效降低了总磷精矿中倍半氧化物含量。

(4)本发明首次开发出从反浮选降铝铁扫选中矿中选择性浮选回收细粒含磷矿物选矿工艺，将一段反浮选降铝铁扫选中矿作为原料，经过浓密后进行二段反浮选降铝铁作业，选择性浮选回收细粒含磷矿物，提高了总磷精矿五氧化二磷的回收率。

(5)胶磷矿中的部分含铁矿物往往以细粒黄铁矿形式存在，这种含铁脉石和含磷矿物的分离的传统方法基本上是黄药浮选黄铁矿-阳离子捕收剂(如十二胺等)反浮选含铁铝硅酸盐脉石这种分段脱除工艺。本发明可以实现在反浮选降铝作业过程中同步脱除黄铁矿和其它含铁铝硅酸盐脉石，降低了药剂成本，简化了工艺流程，具有良好的经济效益。

(6)本发明采用了先反浮选脱碳，保证了后续反浮选脱镁和反浮选降铝的顺利进行，避免了后续选矿药剂的无谓消耗。

附图说明

图1是本发明一种具体实施方式提供的工艺流程图；

图2是本发明实施例1中的工艺流程图。

下面对本发明进一步详细说明。但下述的实例仅仅是本发明的简易例子，并不代表或限制本发明的权利保护范围，本发明的保护范围以权利要求书为准。

具体实施方式

下面结合附图并通过具体实施方式来进一步说明本发明的技术方案。

如图1所示，本发明提供的含碳含镁高倍半氧化物胶磷矿的选矿除杂方法可以为：将胶磷矿磨矿、分级后的溢流与反浮选脱碳药剂经过一次搅拌混合后，进行反浮选脱碳作业得到含碳尾矿和脱碳粗精矿；将脱碳粗精矿与反浮选脱镁药剂经过二次搅拌混合后，经过反浮选脱镁作业得到含镁尾矿和脱碳脱镁粗精矿；将脱碳脱镁粗精矿与反浮选药剂经过两次搅拌混合后，进行一段反浮选降铝铁作业，一次扫选后，得到磷精矿1、含倍半尾矿1和铝铁中矿1；将铝铁中矿1浓密后所得浓密底流与反浮选药剂混合，经过二段反浮选降铝铁作业得到磷精矿2和含倍半尾矿2；将磷精矿1和磷精矿2合并为总磷精矿，含碳尾矿、含镁尾矿、含倍半尾矿1和含倍半尾矿2合并为总尾矿。

以下为本发明典型但非限制性的具体实施例：

实施例1

本实施例提供了一种含碳含镁高倍半氧化物胶磷矿的选矿除杂方法，所述胶磷矿为湖北某中低品位含碳胶磷矿，矿石中的含磷矿物主要为胶磷矿，含倍半氧化物脉石矿物主要为钾长石、钠长石、黄铁矿等，含镁矿物为白云石，还含有部分石英脉石矿物，长石主要是粗粒嵌布。

原矿五氧化二磷品位24.37wt％，三氧化二铝品位4.75wt％，三氧化二铁品位2.48wt％，氧化镁品位1.8wt％，有机碳含量1.4wt％。

如图2所示，所述方法包括以下步骤：

(1)将原矿磨矿、分级得到的溢流磨矿细度为-0.074mm粒级含量占65％，浓度为30wt％，与浮选药剂磷酸、柴油、bk204在两个搅拌装置中依次进行混合，混合后的矿浆进行反浮选脱碳粗选1作业，得到含碳尾矿1和脱碳粗精矿1；脱碳粗精矿1与浮选药剂柴油、bk204在浮选机中搅拌混合并进行反浮选脱碳粗选2作业，得到含碳尾矿2和脱碳粗精矿2；含碳尾矿1和含碳尾矿2合并进行一次空白扫选，得到含碳尾矿3和碳中矿，碳中矿返回至反浮选脱碳粗选1作业；

(2)将步骤(1)得到的脱碳粗精矿2与浮选药剂py-1、bk425在两个搅拌装置中依次进行混合，混合后的矿浆进行反浮选脱镁粗选作业，得到含镁尾矿1和脱碳脱镁粗精矿；含镁尾矿1经过空白扫选，得到含镁尾矿2和镁中矿，镁中矿返回至反浮选脱镁粗选作业；

(3)将步骤(2)得到的脱碳脱镁粗精矿调至矿浆浓度为27wt％，与浮选药剂py-1、bk432在两个搅拌装置中依次进行混合，混合后的矿浆进行一段反浮选降铝铁粗选1作业，得到第一磷精矿和含铝铁尾矿1；将第一磷精矿与py-1、bk432在浮选机中混合，进行一段反浮选降铝铁粗选2作业，得到第二磷精矿和含铝铁尾矿2；含铝铁尾矿1和含铝铁尾矿2合并进行空白扫选，得到含铝铁尾矿3和铝铁中矿1；

(4)将步骤(3)得到的铝铁中矿1进入锥形浓密斗进行浓密，浓密底流与浮选药剂bk432在一个搅拌装置中进行混合，混合后的矿浆进行二段反浮选降铝铁粗选1作业，得到第三磷精矿和含铝铁尾矿4；第三磷精矿与bk432混合进行二段反浮选降铝铁粗选2作业，得到第四磷精矿和含铝铁尾矿5；含铝铁尾矿4和含铝铁尾矿5合并进行空白扫选，得到含铝铁尾矿6和铝铁中矿2，铝铁中矿2不浓密和铝铁中矿1的浓密底流合并((或铝铁中矿2和铝铁中矿1一起浓密)，进入二段反浮选降铝铁粗选1作业，粗选1作业浓度控制在15wt％；

(5)将第二磷精矿和第四磷精矿合并为总磷精矿，含铝铁尾矿6、含铝铁尾矿3、含碳尾矿3和得到含镁尾矿2合并为总尾矿。

其中，步骤(1)粗选1过程中磷酸的添加量为10kg/t，柴油的添加量为70g/t，bk204的添加量为100g/t；粗选2过程中柴油的添加量为30g/t，bk204的添加量为50g/t；

步骤(2)粗选过程中py-1的添加量为40g/t，bk425的添加量为300g/t；

步骤(3)粗选1过程中py-1的添加量为40g/t，bk432的添加量为350g/t；粗选2过程中py-1的加入量为20g/t，bk432的加入量为120g/t；

步骤(4)粗选1过程中bk432的添加量为60g/t；粗选2过程中bk432的加入量为30g/t。

本实施例最终得到的总磷精矿中五氧化二磷品位35.12wt％，三氧化二铝品位1.36wt％、三氧化二铁品位为0.75wt％、倍半氧化物含量2.11wt％，氧化镁品位0.51wt％，总磷精矿的五氧化二磷回收率为80.52％。

实施例2

本实施例提供了一种含碳含镁高倍半氧化物胶磷矿的选矿除杂方法，所述胶磷矿为湖南某中低品位胶磷矿，矿石中的含磷矿物主要为胶磷矿，含倍半氧化物脉石矿物主要为伊利石、钾长石、黄铁矿、褐铁矿等，含镁矿物为白云石，方解石，还含有部分石英脉石矿物。

原矿五氧化二磷品位25.36wt％，三氧化二铝品位3.25wt％，三氧化二铁品位1.35wt％，氧化镁品位2.68wt％，有机碳含量2.8wt％。

所述方法包括以下步骤：

(1)将原矿磨矿、分级得到的溢流磨矿细度为-0.074mm粒级含量占60％，浓度为30wt％，与浮选药剂硫酸、柴油、bk204在两个搅拌装置中依次进行混合，混合后的矿浆进行反浮选脱碳粗选1作业，得到含碳尾矿1和脱碳粗精矿1；脱碳粗精矿1与浮选药剂柴油、bk204在浮选机中搅拌混合并进行反浮选脱碳粗选2作业，得到含碳尾矿2和脱碳粗精矿2；含碳尾矿1和含碳尾矿2合并进行一次空白扫选，得到含碳尾矿3和碳中矿，碳中矿返回至反浮选脱碳粗选1作业；

(2)将步骤(1)得到的脱碳粗精矿2与浮选药剂硫酸、py-1、bk425在两个搅拌装置中依次进行混合，混合后的矿浆进行反浮选脱镁粗选作业，得到含镁尾矿1和脱碳脱镁粗精矿；含镁尾矿1经过空白扫选，得到含镁尾矿2和镁中矿，镁中矿返回至反浮选脱镁粗选作业；

(3)将步骤(2)得到的脱碳脱镁粗精矿调至矿浆浓度为28wt％，与浮选药剂py-1、bk432在两个搅拌装置中依次进行混合，混合后的矿浆进行一段反浮选降铝铁粗选1作业，得到第一磷精矿和含铝铁尾矿1；将第一磷精矿与py-1、bk432混合，进行一段反浮选降铝铁粗选2作业，得到第二磷精矿和含铝铁尾矿2；含铝铁尾矿1和含铝铁尾矿2合并进行空白扫选，得到含铝铁尾矿3和铝铁中矿1；

(4)将步骤(3)得到的铝铁中矿1进入锥形浓密斗进行浓密，浓密底流与浮选药剂bk432在一个搅拌装置中进行混合，混合后的矿浆进行二段反浮选降铝铁粗选1作业，得到第三磷精矿和含铝铁尾矿4；第三磷精矿与bk432混合进行二段反浮选降铝铁粗选2作业，得到第四磷精矿和含铝铁尾矿5；含铝铁尾矿4和含铝铁尾矿5合并进行空白扫选，得到含铝铁尾矿6和铝铁中矿2，铝铁中矿2不浓密和铝铁中矿1的浓密底流合并进入二段反浮选降铝铁粗选1作业，粗选1作业浓度为12wt％；

(5)将第二磷精矿和第四磷精矿合并为总磷精矿，含铝铁尾矿6、含铝铁尾矿3、含碳尾矿3和得到含镁尾矿2合并为总尾矿。

其中，步骤(1)粗选1过程中磷酸的添加量为11kg/t，柴油的添加量为100g/t，bk204的添加量为130g/t；粗选2过程中柴油的添加量为50g/t，bk204的添加量为60g/t；

步骤(2)粗选过程中硫酸的添加量为450g/t，py-1的添加量为50g/t，bk425的添加量为400g/t；

步骤(3)粗选1过程中py-1的添加量为50g/t，bk432的添加量为250g/t；粗选2过程中py-1的加入量为20g/t，bk432的加入量为80g/t；

步骤(4)粗选1过程中bk432的添加量为40g/t；粗选2过程中bk432的加入量为20g/t。

本实施例最终得到的总磷精矿五氧化二磷品位35.68wt％，三氧化二铝品位1.45wt％、三氧化二铁品位为0.71wt％、倍半氧化物含量2.16wt％，氧化镁品位0.58wt％，总磷精矿的五氧化二磷回收率为78.68％。

实施例3

本实施例提供了一种含碳含镁高倍半氧化物胶磷矿的选矿除杂方法，所述胶磷矿为湖南某中低品位胶磷矿，矿石中的含磷矿物主要为胶磷矿，含倍半氧化物脉石矿物主要为绿泥石、钾长石、黄铁矿等，含镁矿物为白云石，还含有部分石英脉石矿物。

原矿五氧化二磷品位26.12wt％，三氧化二铝品位3.68wt％，三氧化二铁品位2.85wt％，氧化镁品位2.52wt％，有机碳含量2.5wt％。

所述方法包括以下步骤：

(1)将原矿磨矿、分级得到的溢流磨矿细度为-0.074mm粒级含量占65％，浓度为30wt％，与浮选药剂磷酸、柴油、bk204在两个搅拌装置中依次进行混合，混合后的矿浆进行反浮选脱碳粗选1作业，得到含碳尾矿1和脱碳粗精矿1；脱碳粗精矿1与浮选药剂柴油、bk204在浮选机中搅拌混合并进行反浮选脱碳粗选2作业，得到含碳尾矿2和脱碳粗精矿2；含碳尾矿1和含碳尾矿2合并进行一次空白扫选，得到含碳尾矿3和碳中矿，碳中矿返回至反浮选脱碳粗选1作业；

(2)将步骤(1)得到的脱碳粗精矿2与浮选药剂py-1、bk425在两个搅拌装置中依次进行混合，混合后的矿浆进行反浮选脱镁粗选作业，得到含镁尾矿1和脱碳脱镁粗精矿；含镁尾矿1经过空白扫选，得到含镁尾矿2和镁中矿，镁中矿返回至反浮选脱镁粗选作业；

(3)将步骤(2)得到的脱碳脱镁粗精矿调至矿浆浓度为27wt％，与浮选药剂py-1、bk432在两个搅拌装置中依次进行混合，混合后的矿浆进行一段反浮选降铝铁粗选1作业，得到第一磷精矿和含铝铁尾矿1；将第一磷精矿与py-1、bk432在浮选机中混合，进行一段反浮选降铝铁粗选2作业，得到第二磷精矿和含铝铁尾矿2；含铝铁尾矿1和含铝铁尾矿2合并进行空白扫选，得到含铝铁尾矿3和铝铁中矿1；

(4)将步骤(3)得到的铝铁中矿1进入锥形浓密斗进行浓密，浓密底流与浮选药剂bk432在一个搅拌装置中进行混合，混合后的矿浆进行二段反浮选降铝铁粗选1作业，得到第三磷精矿和含铝铁尾矿4；第三磷精矿与bk432混合，进行二段反浮选降铝铁粗选2作业，得到第四磷精矿和含铝铁尾矿5；含铝铁尾矿4和含铝铁尾矿5合并进行空白扫选，得到含铝铁尾矿6和铝铁中矿2，铝铁中矿2和铝铁中矿1一起浓密，浓密底流合并进入二段反浮选降铝铁粗选1作业，粗选1作业浓度为16wt％；

(5)将第二磷精矿和第四磷精矿合并为总磷精矿，含铝铁尾矿6、含铝铁尾矿3、含碳尾矿3和得到含镁尾矿2合并为总尾矿。

其中，步骤(1)粗选1过程中磷酸的添加量为11kg/t，柴油的添加量为100g/t，bk204的添加量为130g/t；粗选2过程中柴油的添加量为55g/t，bk204的添加量为60g/t；

步骤(2)粗选过程中py-1的添加量为50g/t，bk425的添加量为400g/t。

步骤(3)粗选1过程中py-1的添加量为50g/t，bk432的添加量为300g/t；粗选2过程中py-1的加入量为20g/t，bk432的加入量为100g/t；

步骤(4)粗选1过程中bk432的添加量为50g/t；粗选2过程中bk432的加入量为30g/t。

本实施例最终得到的总磷精矿五氧化二磷品位34.56wt％，三氧化二铝品位1.52wt％、三氧化二铁品位为0.86wt％、倍半氧化物含量2.38wt％，氧化镁品位0.61wt％，总磷精矿的五氧化二磷回收率为78.25％。

实施例4

本实施例提供了一种含碳含镁高倍半氧化物胶磷矿的选矿除杂方法，所述胶磷矿为湖南某中低品位胶磷矿，矿石中的含磷矿物主要为胶磷矿，含倍半氧化物脉石矿物主要为伊利石、高岭石、钾长石、黄铁矿等，含镁矿物为白云石，还含有部分石英脉石矿物。

原矿五氧化二磷品位23.13wt％，三氧化二铝品位4.28wt％，三氧化二铁品位1.85wt％，氧化镁品位3.58wt％，有机碳含量1.6wt％。

所述方法包括以下步骤：

(1)将原矿磨矿、分级得到的溢流磨矿细度为-0.074mm粒级含量占67％，浓度为28wt％，与浮选药剂磷酸、柴油、bk204在两个搅拌装置中依次进行混合，混合后的矿浆进行一次反浮选脱碳粗选作业，得到含碳尾矿和脱碳粗精矿；

(2)将步骤(1)得到的脱碳粗精矿与浮选药剂py-1、bk425在两个搅拌装置中依次进行混合，混合后的矿浆进行反浮选脱镁粗选作业，得到含镁尾矿1和脱碳脱镁粗精矿；含镁尾矿1经过空白扫选1，得到含镁尾矿2和镁中矿1；含镁尾矿2经过空白扫选2，得到含镁尾矿3和镁中矿2，镁中矿1和镁中矿2集中返回至反浮选脱镁粗选作业；

(3)将步骤(2)得到的脱碳脱镁粗精矿调至矿浆浓度为26wt％，与浮选药剂py-1、bk432在两个搅拌装置中依次进行混合，混合后的矿浆进行一段反浮选降铝铁粗选1作业，得到第一磷精矿和含铝铁尾矿1；将第一磷精矿与py-1、bk432在浮选机中混合，进行一段反浮选降铝铁粗选2作业，得到第二磷精矿和含铝铁尾矿2；将第二磷精矿与bk432在浮选机中混合，进行一段反浮选降铝铁粗选3作业，得到第三磷精矿和含铝铁尾矿3；含铝铁尾矿1、含铝铁尾矿2和含铝铁尾矿3合并进行空白扫选，得到含铝铁尾矿4和铝铁中矿1；

(4)将步骤(3)得到的铝铁中矿1进入锥形浓密斗进行浓密，浓密底流与浮选药剂bk432在一个搅拌装置中进行混合，混合后的矿浆进行二段反浮选降铝铁粗选1作业，得到第四磷精矿和含铝铁尾矿5；第四磷精矿与bk432混合，进行二段反浮选降铝铁粗选2作业，得到第五磷精矿和含铝铁尾矿6；含铝铁尾矿5和含铝铁尾矿6合并进行空白扫选，得到含铝铁尾矿7和铝铁中矿2，铝铁中矿2和铝铁中矿1一起浓密，浓密底流合并进入二段反浮选降铝铁粗选1作业，粗选1作业浓度为16wt％；

(5)将第三磷精矿和第五磷精矿合并为总磷精矿，含铝铁尾矿7、含铝铁尾矿4、含碳尾矿和含镁尾矿3合并为总尾矿。

其中，步骤(1)粗选过程中磷酸的添加量为12kg/t，柴油的添加量为60g/t，bk204的添加量为75g/t；

步骤(2)粗选过程中py-1的添加量为40g/t，bk425的添加量为500g/t；

步骤(3)粗选1过程中py-1的添加量为40g/t，bk432的添加量为400g/t；粗选2过程中py-1的加入量为20g/t，bk432的加入量为120g/t；粗选3过程中bk432的加入量为40g/t；

步骤(4)粗选1过程中bk432的添加量为70g/t；粗选2过程中bk432的加入量为40g/t。

本实施例最终得到的总磷精矿五氧化二磷品位33.56wt％，三氧化二铝品位1.72wt％、三氧化二铁品位为0.66wt％、倍半氧化物含量2.38wt％，氧化镁品位0.85wt％，总磷精矿的五氧化二磷回收率为76.43％。

申请人申明，本发明通过上述实施例来说明本发明的详细应用方法，但本发明并不局限于上述详细应用方法，即不意味着本发明必须依赖上述详细方法才能实施。所属技术领域的技术人员应该明了，对本发明的任何改进，对本发明产品原料的等效替换及辅助成分的添加、具体操作条件和方式的选择等，均落在本发明的保护范围和公开范围之内。