ел Изобретение относитс к способу получени фосфорной кислоты серноки лотным разложением фосфатного сьфь и может быть использовано дл произ водства минеральных удобрений. Цель изобретени - упрощение про цесса путем исключени химического обогащени сырь , снижени расхода реагентов, а также повышени выхода продукта при переработке сырь грубого помола. Пример 1. Кингисеппский флотоконцентрат состава, мас.%: 28,0, MgO 2,0; COj 6,0 0,5; RjOj 3,0 и крупностью 20% ,18 мм после фильтрации промьгеают 8,1%-ным раствором нитрата натри или сульфа та кали , В9ЯТЮ1 в количестве, равном вбсу фпотоконцентрата. Электрокинетический потенциал на поверхнос ти сырь составл ет 25 мВ. 100 г промытого фпотоконцентрата обрабатывают 312 г оборотной фосфор ной кислоты (26,5% ) и 77,4 г серной кислоты при 75С. Отношение Т$Ж в реакционной пульпе поддерживают равньм 1:2,5. i Коэфф щ1ент извлечени Р205 о ставл ет через 10 мин 32%, через 20 мин 47,4%, через 30 мин 60,1%, через 6 ч 98,9%. Сульфат кальци отдел ют от фосфорной кислоты фильтрацией и промыв ют на шьтРв. Коэф4мЩ1енты отмывки и выхода составл ют 98,4 и 97,3% соответственно. Фосфорна кис лота имеет состав, мас.% 28,0 и SOj 2,5. Пример 2. Флотоконцентрат по примеру 1) после фипьтрации про |мывают на фильтре О,15%-ным раство172 ром сульфата натри или хлорида кали или О,1%-ным раствором хлорида кальци , вз тым в количестве, равным весу фпотоконцентрата. Электрокинетический потенциал на поверхности сырь составл ет 32 мВ. 100 г- флотоконцентрата разлагают кислотами и получают продукт аналогично примеру 1. Коэффициент извлечени составл ет через 10 мин 34,5%, через 20 мин 48,1%, через 30 мин 62,3%, через 6 ч 99,0%. Коэффициенты отмывки сульфата кальци и выхода 2 составл ют 98,6 и 97,6% соответственно . Пример 3, Флотоконцентрат (по примеру 1) после фильтрации промьгоают 0,2%-ньм раствором нитрата кали или сульфата натри или 0,2%ным раствором хлорида кальци или бари , вз тым в количестве, равном весу фпотоконцентрата. Электрокинетический потенциал на поверхности сырь составл ет 35 мВ. 100 г промытого флотоконцентрата разлагают кислотами и получают продукт аналогично примеру 1. Коэффициент извлечени со ставл ет через 10 мин 34,2%, через |20 мин 48,2%, через 30 мин 62%, через 6 ч 98,9%. Коэффициенты отмывки сульфата кальци и выхода Р205 составл ют 98,3 и 97,2% соответственно. Реализаци предлагаемого способа Позвол ет снизить затраты энергии на измельчение сьфь , упростить технологию переработки фосфатного сырь в целом, исключив его химическое обог щение при обеспечении высокого вы хода продукта 97,6%.The invention relates to a process for the production of phosphoric acid with sulfurous lot decomposition of phosphate and can be used for the production of mineral fertilizers. The purpose of the invention is to simplify the process by eliminating the chemical enrichment of raw materials, reducing the consumption of reagents, as well as increasing the yield of the product during the processing of coarse raw materials. Example 1. Kingisepp flotation concentrate composition, wt.%: 28.0, MgO 2,0; COj 6.0 0.5; RjOj 3.0 and a particle size of 20%, 18 mm, after filtration, are washed with an 8.1% solution of sodium nitrate or sulfate and potassium, in a quantity equal to the total content of the concentrate. The electrokinetic potential on the surface of the raw material is 25 mV. 100 g of washed phosphate concentrate are treated with 312 g of circulating phosphoric acid (26.5%) and 77.4 g of sulfuric acid at 75 ° C. The ratio T $ W in the reaction pulp is maintained at a ratio of 1: 2.5. i Coefficient of extraction of P205 about makes 32% after 10 minutes, after 45 minutes, 47.4%, after 30 minutes, 60.1%, after 6 hours, 98.9%. Calcium sulphate is separated from phosphoric acid by filtration and rinsed on a tin. The ratio of washout and yield is 98.4 and 97.3%, respectively. Phosphoric acid has a composition, wt.% 28.0 and SOj 2.5. Example 2. The flotation concentrate of Example 1), after filtration, was washed on a filter O, with a 15% solution of 172 sodium sulfate or potassium chloride or O, with a 1% solution of calcium chloride, taken in an amount equal to the weight of a ptoconcentrate. The electrokinetic potential on the surface of the raw material is 32 mV. 100 g of the flotation concentrate is decomposed with acids and the product is obtained as in Example 1. The recovery factor is 10.5 34.5%, after 20 minutes 48.1%, after 30 minutes 62.3%, after 6 hours 99.0%. The calcium sulphate washing and yield 2 ratios are 98.6 and 97.6%, respectively. Example 3 A flotation concentrate (as in example 1), after filtration, is washed with a 0.2% solution of potassium nitrate or sodium sulphate or a 0.2% solution of calcium chloride or barium taken in an amount equal to the weight of the concentrate. The electrokinetic potential on the surface of the raw material is 35 mV. 100 g of the washed flotation concentrate is decomposed with acids and the product is obtained as in Example 1. After 10 minutes, the recovery factor is 34.2%, after 20 minutes 48.2%, after 30 minutes 62%, after 6 hours 98.9%. Calcium sulphate washing ratios and P205 yield are 98.3 and 97.2%, respectively. The implementation of the proposed method allows to reduce the energy consumption for grinding, to simplify the processing technology of phosphate raw materials in general, eliminating its chemical pollution while ensuring a high yield of the product of 97.6%.