CN111375482A - 一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法 - Google Patents

Abstract

本发明是一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，属于矿物加工技术领域，该方法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细泥脱掉；脱泥后的物料经过多段筛分作业，将原矿分成高、中低、废石三个品级的矿石；高品级的矿石通过酸浸方法除掉含有的方解石，中低品位的矿石给入重介质分选作业，脱除含有的粗粒硅酸盐脉石矿石，所得重介质精矿再通过酸浸方法除掉含有的方解石。本发明方法特别适用于P₂O₅在磷酸盐矿石分布不均匀的矿石，其方法合理，能大大提高该类磷资源的利用率，具有很广泛的工业推广价值。

Description

一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法

技术领域

本发明属于矿物加工技术领域，特别涉及一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法。

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。我国磷矿资源非常丰富，资源基础储量位居世界第二，但94%以上是中低品位磷矿石，这类矿石必须同时脱出碳酸盐脉石和硅酸盐脉石，才能满足下游作业的要求。针对中低品位钙硅质胶磷矿的浮选方法主要有正-反浮选方法、反-正浮选方法、双反浮选方法这三种浮选方法。

目前运行的选矿厂的方法一般为正-反浮选方法，但该方法尤其存在生产成本高，流程复杂，且正浮选方法指标的好坏受到回水水质好坏的影响，且回水的处理必须配套尾矿库。而反-正浮选和双反浮选由于方法不成熟，一直未被推广应用。在我国云南滇池周围和北非地区有大量的中低品位胶磷矿资源，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选矿方法，存在资源的利用率较低、能耗高的问题，因此，如何合理开发利用硅钙质胶磷矿对盘活我国目前大量硅钙质胶磷矿资源具有重要的经济效益和社会意义。

发明内容

本发明所要解决的技术问题针对现有技术的不足，提出一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，该方法路线设计合理，可大大提高该硅钙质磷酸盐矿石资源的利用率。

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。本发明是一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，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细泥脱掉；

脱泥后的物料经过多段筛分作业，将原矿分成高、中低、废石三个品级的矿石；

高品级的矿石通过酸浸方法除掉其中主要含有的方解石，中低品位的矿石给入重介质分选作业，主要脱除粗粒硅酸盐脉石矿石，所得重介质精矿再通过酸浸方法除掉其中主要含有的方解石。

本发明所述的一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，其进一步优选的技术方案如下：原矿经破碎作业破碎至－40mm以下再进行擦洗作业；所述的擦洗作业优选为两段擦洗作业。

本发明所述的一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，其进一步优选的技术方案如下：所述高品级的磷矿石、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含量为低于28%且高于16%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。

本发明所述的一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，其进一步优选的技术方案如下：所述高品级的磷矿石、中低品级的矿石通过筛分来区分；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3~10mm；二段擦洗后进行二段筛分，二段筛分的筛孔粒度控制为0.5~3mm，一段筛分和二段筛分的筛上物为低品级的矿石；三段筛分作业的筛孔粒度控制为0.1~0.5mm，三段筛分作业筛上物料即为高品位的矿石。

本发明所述的一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，其进一步优选的技术方案如下：所述的重介质分选作业的精矿和尾矿经过脱介和磁选回收作业后得到合格的介质、精矿和尾矿。

本发明所述的一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，其进一步优选的技术方案如下：原矿经破碎作业破碎至－10~20mm再进行擦洗作业。

本发明所述的一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，其进一步优选的技术方案如下：酸浸方法所用的浸出酸选自硫酸、盐酸、硝酸、磷酸、甲酸、乙酸、草酸、苯甲酸中的一种或多种。

本发明所述的一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，其进一步优选的技术方案如下：硅钙质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%~5.9%，SiO₂质量含量为11.1%~31.9%。优选的硅钙质磷酸盐矿石除了前述组成外，本发明优尤其适合破碎后的原矿中-45μm矿泥含量占至10%~25%的硅钙质磷酸盐矿石的分级分选。

本发明所述的一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，其进一步优选的技术方案如下：重介质分选时加重介选用品位为TFe 67.00%的磁铁矿配制成2.35~2.50g/cm³的重悬浮液。

本发明所述的一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，其进一步优选的技术方案如下：硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法具体步骤包括：

（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，筛上物料给入原矿仓，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，筛上物料给入原矿仓，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给入尾矿脱水作业；

（7）二段筛分作业的筛上物料和一段筛分作业的筛上物料混合后给入重介质分选作业，分选出重介质精矿和重介质尾矿；

（8）重介质精矿给入酸浸作业酸浸，酸浸作业后的精矿给入脱水作业，脱水后的产品即为最终精矿，重介质尾矿经脱水作业即为最终的尾矿。

本发明中，三段筛分作业筛上物脱水的产品、重介质精矿产品的酸浸作业可以同时进行，也可以分别进行。

以上硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法中，进一步优选的技术方案是：

一段筛分作业的筛孔粒度控制为3~10mm，一段脱泥粒级控制为50~100μm；

二段脱泥粒级为20~45μm，一段脱泥作业的细粒级矿浆给入尾矿浓密作业；

二段筛分作业的筛孔粒度控制为0.5~3mm，三段筛分作业的筛孔粒度控制为0.1~0.5mm。

通过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%。

本发明中所述的硅钙质磷酸盐矿石为硅钙质胶磷矿，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和方解石脉石矿石，如果采用目前的浮选方法，存在浮选效果差，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，先通过若干段擦洗作业，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重介质分选的不利影响，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，另外一部分中低品位的磷矿石粗粒级给入给入重介质分选作业，脱除其中含有的粗粒硅酸盐脉石矿石，重介质精矿在通过酸浸方法除掉其中含有的少量方解石。

与现有技术相比，本发明方法具有以下有益效果：

（1）本发明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，改善后续重介质分选作业的效果，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。

本发明方法特别适用于P₂O₅在磷酸盐矿石分布不均匀的矿石，本发明能大大提高该类磷资源的利用率，具有很广泛的工业推广价值。

具体实施方式：

以下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。

实施例1，一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法：

原矿经破碎作业破碎至－40mm以下再进行擦洗作业；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细泥脱掉；

脱泥后的物料经过多段筛分作业，将原矿分成高、中低、废石三个品级的矿石；废石为尾矿；

高品级的矿石通过酸浸方法除掉含有的方解石，中低品位的矿石给入重介质分选作业，脱除含有的粗粒硅酸盐脉石矿石，所得重介质精矿再通过酸浸方法除掉含有的方解石。

所述高品级的矿石是指P₂O₅含量28%以上的磷矿石；所述的中低品位的磷矿石是指P₂O₅含量为16%－28%（不含）的磷矿石；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。

所述的重介质分选作业的精矿和尾矿经过脱介和磁选回收作业后得到合格的介质、精矿和尾矿。酸浸方法所用的浸出酸选自硫酸、盐酸、硝酸、磷酸、甲酸、乙酸、草酸、苯甲酸中的一种。硅钙质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%~5.9%，SiO₂质量含量为11.1%~31.9%。破碎后的原矿中-45μm矿泥含量占22%。重介质分选时加重介选用品位为TFe 67.00%的磁铁矿配制成2.35g/cm³的重悬浮液。

实施例2，一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法：

原矿经破碎作业破碎至－20mm以下再进行擦洗作业；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细泥脱掉；

脱泥后的物料经过多段筛分作业，将原矿分成高、中低、废石三个品级的矿石；废石为尾矿；高品级的矿石通过酸浸方法除掉含有的方解石，中低品位的矿石给入重介质分选作业，脱除含有的粗粒硅酸盐脉石矿石，所得重介质精矿再通过酸浸方法除掉含有的方解石。

所述高品级的矿石、中低品级的矿石通过筛分来区分；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3~10mm；二段擦洗后进行二段筛分，二段筛分的筛孔粒度控制为0.5~3mm，一段筛分和二段筛分的筛上物为中低品位的矿石；三段筛分作业的筛孔粒度控制为0.1~0.5mm，三段筛分作业筛上物料即为高品级的磷矿石。

所述的重介质分选作业的精矿和尾矿经过脱介和磁选回收作业后得到合格的介质、精矿和尾矿。酸浸方法所用的浸出酸选自硫酸、盐酸、硝酸、磷酸、甲酸、乙酸、草酸、苯甲酸中的一种或多种。硅钙质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%~5.9%，SiO₂质量含量为11.1%~31.9%。破碎后的原矿中-45μm矿泥含量占22%。重介质分选时加重介选用品位为TFe 67.00%的磁铁矿配制成2.50g/cm³的重悬浮液。

实施例3，一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，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，筛上物料给入原矿仓，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6.3mm，一段脱泥粒级控制为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，二段脱泥粒级为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，筛上物料给入原矿仓，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2mm，三段筛分作业的筛孔粒度控制为0.315mm；

（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；

（6）三段筛分作业筛下物料与二段筛分作业筛上物料混合给入给入重介质分选作业，分选出重介质精矿和重介质尾矿；；

（7）重介质精矿给入给入精矿浓密作业，浓密机溢流返回重介质分选作业，浓密机底流给入酸浸作业酸浸，酸浸作业后的精矿给入精矿过滤作业，过滤后的产品即为最终精矿，重介质尾矿尾矿过滤作业，尾矿产品做干堆处理，滤液返回方法流程使用。

上述方法中磷酸盐矿石的矿石组成为P₂O₅品位为20.1%%，MgO质量含量为3.5%，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0.75%。

实施例4，一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，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，筛上物料给入原矿仓，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10mm，一段脱泥粒级控制为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，脱泥粒级为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0.5mm，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；

（6）三段筛分作业筛下物料与二段筛分作业筛上物料混合给入给入重介质分选作业，分选出重介质精矿和重介质尾矿；；

（7）重介质精矿给入给入精矿浓密作业，浓密机溢流返回重介质分选作业，浓密机底流给入酸浸作业酸浸，酸浸作业后的精矿给入精矿过滤作业，过滤后的产品即为最终精矿，重介质尾矿给入尾矿浓密作业，浓缩后的底流直接给入尾矿库，溢流返回方法流程使用。

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21.9%；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30.80%，MgO质量含量为0.39%。

实施例5，一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，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5mm，一段脱泥粒级控制为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，脱泥粒级为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4mm，三段筛分作业的筛孔粒度控制为0.315mm，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，浓缩后的底流直接给入尾矿库，溢流返回方法流程使用；

上述方法中磷酸盐矿石组成为P₂O₅品位为25.5%，MgO质量含量为2.8%，SiO₂质量含量为13.9%；破碎后的原矿中-45μm矿泥含量占23%。上述方法中获得磷矿精矿中P₂O₅品位为31.5%，MgO质量含量为0.75%。

上述实施例3－5中：

破碎机选用的颚式破碎机、圆锥破碎机、反击式破碎机或者高压辊磨机；洗矿作业采用的是圆筒洗矿机或者擦洗搅拌槽；一段分级作业选用振动筛、高频细筛或者水力旋流器；脱泥作业选用水力旋流器或者脱泥斗，脱水作业选用带式给料机、陶瓷给料机或者压滤机；

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、苯甲酸中一种或几种；脱介磁选机为弱磁半逆流磁选机，重介质旋流器为无压三产品重介质旋流器，加重介选用品位为TFe 67.00%的磁铁矿配制成2.35~2.50g/cm³的重悬浮液。

实施例6，硅钙质磷酸盐矿石选矿对比实验：

一：实验目的

考察本发明一种硅钙质磷酸盐矿石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21.9%；破碎后的原矿中-45μm矿泥含量占20%。

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

对照例和实验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，新工艺的磷精矿粒度组成更粗，脱水成本仅为传统正反浮选的1/3左右。

Claims (10)

1.一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，其特征在于：

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细泥脱掉；

脱泥后的物料经过多段筛分作业，将原矿分成高、中低、废石三个品级的矿石；

高品级的矿石通过酸浸方法除掉其中主要含有的方解石，中低品位的矿石给入重介质分选作业，主要脱除粗粒硅酸盐脉石矿石，所得重介质精矿再通过酸浸方法除掉其中主要含有的方解石。

2.根据权利要求1所述的一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，其特征在于：原矿经破碎作业破碎至－40mm以下再进行擦洗作业；所述的擦洗作业优选为两段擦洗作业。

3.根据权利要求1所述的一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，其特征在于：所述高品级的磷矿石、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含量为低于28%且高于16%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。

4.根据权利要求1所述的一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，其特征在于：所述高品级的磷矿石、中低品级的矿石通过筛分来区分；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3~10mm；二段擦洗后进行二段筛分，二段筛分的筛孔粒度控制为0.5~3mm，一段筛分和二段筛分的筛上物为低品级的矿石；三段筛分作业的筛孔粒度控制为0.1~0.5mm，三段筛分作业筛上物料即为高品位的矿石。

5.根据权利要求1所述的一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，其特征在于：所述的重介质分选作业的精矿和尾矿经过脱介和磁选回收作业后得到合格的介质、精矿和尾矿。

6.根据权利要求1所述的一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，其特征在于：酸浸方法所用的浸出酸选自硫酸、盐酸、硝酸、磷酸、甲酸、乙酸、草酸、苯甲酸中的一种或多种。

7.根据权利要求1所述的一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，其特征在于：硅钙质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%~5.9%，SiO₂质量含量为11.1%~31.9%；且优选破碎后的原矿中-45μm矿泥含量占10%~25%。

8.根据权利要求1所述的一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，其特征在于：重介质分选时加重介选用品位为TFe 67.00%的磁铁矿配制成2.35~2.50g/cm³的重悬浮液。

9.根据权利要求1－7中任何一项所述的一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，其特征在于：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，筛上物料给入原矿仓，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，筛上物料给入原矿仓，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给入尾矿脱水作业；

（7）二段筛分作业的筛上物料和一段筛分作业的筛上物料混合后给入重介质分选作业，分选出重介质精矿和重介质尾矿；

（8）重介质精矿给入酸浸作业酸浸，酸浸作业后的精矿给入脱水作业，脱水后的产品即为最终精矿，重介质尾矿经脱水作业即为最终的尾矿。

10.根据权利要求9所述的一种硅钙质磷酸盐矿石分级分选方法，其特征在于：

一段筛分作业的筛孔粒度控制为3~10mm，一段脱泥粒级控制为50~100μm；

二段脱泥粒级为20~45μm，一段脱泥作业的细粒级矿浆给入尾矿浓密作业；

二段筛分作业的筛孔粒度控制为0.5~3mm，三段筛分作业的筛孔粒度控制为0.1~0.5mm。