CN111375484A - 一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法 - Google Patents

Abstract

本发明是一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法，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；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；高品级矿石通过焙烧方法除掉其含有的方解石，中低品级矿石采用磨矿浮选的方法处理。本发明方法设计合理，通过洗矿和脱泥作业相结合将已经单体解离的磷矿物和洗泥分开，将浮选矿浆的粒径控制在很窄的一个范围内，大大降低了选矿成本和改善了浮选环境。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。

Description

一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法

技术领域

本发明属于矿物加工技术领域，特别涉及一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法。

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。

发明内容

本发明所要解决的技术问题是针对现有技术的不足，提供一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法，该方法设计合理，可以大大提高该磷资源的利用率。

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焙烧浮选方法，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；

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；高品级矿石通过焙烧方法除掉其含有的方解石，中低品级矿石采用磨矿浮选的方法处理。

本发明所述的一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法，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。

本发明所述的一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法，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焙烧浮选方法，其进一步优选的技术方案是：所述中高品级矿石、中低品级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级矿石；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级矿石。

本发明所述的一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法，其进一步优选的技术方案是：焙烧温度为600~1080℃，焙烧时间为5min~30min。

本发明所述的一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法，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；磷酸盐矿石的优选组成为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%。本发明方法特别适合于破碎后的原矿中-45μm矿泥含量占10%~25%的磷酸盐矿石的选矿。

本发明所述的一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法，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焙烧浮选方法，其进一步优选的技术方案是：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一段擦洗；

（2）一段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，脱水好的产品给入焙烧作业，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）浮选作业的槽内产品和焙烧处理好的产品混合后给入精矿脱水作业，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焙烧浮选方法，其进一步优选的技术方案是：所述的原矿经过两段擦洗工艺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焙烧浮选方法，其进一步优选的技术方案是：焙烧好的磷矿石先与浮选精矿混合后再给入精矿脱水作业；尾矿脱水作业的滤液、浮选精矿脱水作业的滤液、浮选尾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。

本发明方法最适合的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，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。本发明根据该类型的原矿性质，开发出一种新的选矿方法，先通过两段擦洗作业，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，再通过焙烧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。本发明方法中获得磷矿精矿中P₂O₅品位为28.0%~30.2%，MgO质量含量为0.3%~1.5%。

与现有技术相比，本发明的创新点主要有以下3点：

（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，本发明采用焙烧方法，可以将磷矿石中伴生的方解石和白云石转化成CaO和MgO，然后用水消化，使CaO和MgO转化为细粒悬浮物Ca（OH）₂和Mg（OH）₂除去，以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，本发明方法是将磷矿洗矿分级方法与焙烧、磨浮方法相结合，提供了一种针对有用矿物分布不均的磷矿石的洗矿分级分选方法，与传统方法相比，该方法有以下主要有益效果：

（1）通过至少两段洗矿和多段脱泥作业相结合将已经单体解离的磷矿物和洗泥分开，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焙烧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。

具体实施方式

实施例1，一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法：

原矿经破碎作业破碎至－40mm再进行擦洗作业；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细泥脱掉；

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；高品级矿石通过焙烧方法除掉其含有的方解石，中低品级矿石采用磨矿浮选的方法处理。

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。

焙烧温度为600~1080℃，焙烧时间为5min~30min。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；磷酸盐矿石的优选组成为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20%。

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。

实施例2，一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法：

原矿经破碎作业破碎至－20mm再进行擦洗作业；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细泥脱掉；

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；高品级矿石通过焙烧方法除掉其含有的方解石，中低品级矿石采用磨矿浮选的方法处理。

所述中高品级矿石、中低品级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级矿石；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级矿石。浮选作业采用正反或者双反方法流程。所述的原矿经过两段擦洗工艺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。焙烧好的磷矿石先与浮选精矿混合后再给入精矿脱水作业；尾矿脱水作业的滤液、浮选精矿脱水作业的滤液、浮选尾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。

实施例3，一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法，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作业和擦洗作业，浓密机底流给入过滤作业，过滤后的固体物料给入焙烧炉内，焙烧温度为900℃，焙烧时间为10min；

（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和焙烧后的固体物料混合后给入精矿浓密作业，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22.1%%，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22%。上述方法中获得磷矿精矿中P₂O₅品位为30.5%，MgO质量含量为0.85%。

实施例4，一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法，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2mm，一段脱泥粒径控制为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，浓密机底流给入过滤作业，过滤后的固体物料给入焙烧炉内，焙烧温度为1000℃，焙烧时间为5min；

（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和焙烧后的固体物料混合后给入精矿浓密作业，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19.1%%，MgO质量含量为1.6%，SiO₂质量含量为18.9%；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28.93%，MgO质量含量为0.49%。

实施例5，一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法，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0.63mm，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，浓密机底流给入过滤作业，过滤后的固体物料给入焙烧炉内，焙烧温度为800℃，焙烧时间为15min；

（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和焙烧后的固体物料混合后给入精矿浓密作业，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24.5%%，MgO质量含量为2.2%，SiO₂质量含量为18.9%；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31.8%，MgO质量含量为0.56%。

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。

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

考察本发明一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法的选矿效果。

二、实验对象

原矿为某地磷酸盐矿石，其组成为P₂O₅品位19.1%%，MgO质量含量为1.6%，SiO₂质量含量为18.9%；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97.00%，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2000g/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1600g/t原矿，然后进行7min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6000g/t，再加入捕收剂PA-69，并搅拌1min，PA-69的加入量为800g/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，其中原矿的磨矿细度降低了47%，极大地降低了磨矿成本，这对控制选矿成本有很好的经济优势。

Claims (10)

1.一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法，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；

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；高品级矿石通过焙烧方法除掉其含有的方解石，中低品级矿石采用磨矿浮选的方法处理。

2.根据权利要求1所述的一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法，其特征在于：原矿经破碎作业破碎至－40mm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所述的磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法，其特征在于：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：所述中高品级矿石、中低品级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级矿石；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级矿石。

5.根据权利要求1所述的一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法，其特征在于：焙烧温度为600~1080℃，焙烧时间为5min~30min。

6.根据权利要求1所述的一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法，其特征在于：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；磷酸盐矿石的优选组成为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10%~25%。

7.根据权利要求1所述的一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法，其特征在于：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。

8.根据权利要求1－7中任何一项所述的一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法，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一段擦洗；

（2）一段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，脱水好的产品给入焙烧作业，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）浮选作业的槽内产品和焙烧处理好的产品混合后给入精矿脱水作业，泡沫产品给入尾矿脱水作业。

9.根据权利要求8所述的一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法，其特征在于：所述的原矿经过两段擦洗工艺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。

10.根据权利要求8所述的一种磷酸盐矿石洗矿分级焙烧浮选方法，其特征在于：焙烧好的磷矿石先与浮选精矿混合后再给入精矿脱水作业；尾矿脱水作业的滤液、浮选精矿脱水作业的滤液、浮选尾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。