[0001] 本发明涉及通过在浮选剂的存在下进行浮选而由磷酸盐矿石中进行磷酸盐选矿，特别是涉及使得通常在脱泥时被除去的磷酸盐细粉得以回收的选矿法。

[0002] 浮选是磷酸盐选矿的最为有效的技术之一。除去细粉的脱泥预处理步骤在行业中被视为能够使磷酸盐成功地与脉石材料分离的关键预处理。该类型的细粉的存在对浮选过程的有效性具有明显的负面影响。

[0003] 在 Ahmed 等 人 的“Optimisation of Desliming Prior to Phosphate Ore Upgrading by Flotation.”(Physicochemical Problems of Mineral Processing,41(2007)79-88)中讨论了脱泥方法的实例以及它们对于有效回收的重要性。使用筛网或水力旋流器对碎矿石进行脱泥显著地改进了浮选的效率，不过在许多情况中，损失的磷酸盐细粉超过了全部磷酸盐的15%。Virginia Polytechnic Institute&State University(Virginia Tech)签 约 的 关 于“In Plant Testing of High-Efficiency Hydraulic Separators”的1期工作报告(提交日为2004年12月2日)在67～102页讨论了“In-Plant Testing of Hydrofloat in the Phosphate Industry”，并在第75页阐明：美国工厂中用于磷酸盐选矿的主要区域之一的佛罗里达的选矿厂通常洗涤矿石基质并用150目网对矿石基质进行脱泥，以致粒度小于150目的颗粒被视为尾料并被泵送至沉淀池，因此，原生矿中包含的大约30%的磷酸盐丢失在尾料池中。因此，尽管浮选是用于磷酸盐选矿的极为有效的回收方法，仍然需要能够容纳通常作为尾料而被丢弃的一部分细粉的方法。

[0004] 在世界上采用浮选作为主要机制来富集含磷酸盐矿物的磷酸盐选矿操作中，通常被丢弃的是“超细”的含磷酸盐颗粒，其中“超细”被定义为直径小于20微米的颗粒。磷酸盐行业中的标准做法是在将生矿料的剩余物转移到用于富集的浮选厂之前通过刷洗和水力旋流来分离超细粉末。很多年来这一直是标准做法，因为已知超细粉末的浮选特性很差，而且还因为在过去已经确定，在不存在超细粉末时较大的含磷酸盐微粒的漂浮和富集更为有效。超细粉末在分离之后通常被弃之而作为尾料保存在较大的矿泥池中，事实上造成采矿业的收入损失。

[0005] 在标准的磷酸盐浮选法中，最为广泛使用的是机械浮选机，其特征在于以机械方式驱动搅动浆料并将引入的空气分散为小气泡的叶轮。

[0006] 本说明书中包括了对文献、法案、材料、装置和物品等的讨论，其目的仅仅在于提供用于本发明的行文内容。并不暗示或表示任何或全部的这些事物由于其存在于本申请的各项权利要求的优先权日之前就构成现有技术基础的一部分或者作为与本发明相关的领域中的公知常识。

[0007] 本发明提供了一种由磷酸盐矿石中进行磷酸盐选矿的方法，所述方法包括：

[0008] 提供用于调节的微粒形式的磷酸盐矿石的含水浆料，其包含至少60重量%(优选至少65重量%，更优选至少70重量%，例如，60%～90%，65%～85%和70%～80%)的固体；

[0009] 通过使所述含水浆料与选自脂肪酸及其盐的至少一种试剂和至少一种烃接触来调节所述含水浆料；

[0010] 稀释经调节的所述浆料以提供不超过35重量%(优选不超过30重量%，例如15%～30%或20%～30%)的固体含量；

[0011] 对经稀释的所述含水浆料进行浮泡浮选，其包括使加压的稀释含水浆料流与空气在降液管中结合以形成包含分散的空气相的泡沫，并将所述泡沫的下降流引入包含液体的浮选室中的所述液体的表面之下，从而形成浮动浮泡；和

[0012] 收集所述浮动浮泡以提供富含磷酸盐的固体。

[0013] 在该说明书的全部描述和权力要求书中，术语“包括”及该术语的变体，如“包含”和“含有”并未意欲排除其他的添加剂、组分、整数或步骤。

[0014] 本文中提到的粒径，特别是与浆料有关的粒径指的是通过湿法筛分确定的粒径。

[0015] 与既有的磷酸盐选矿方法(其中使用筛分或水力旋流器分级等分级来除去作为尾料的细粉)大为不同的是，本发明的方法通常允许回收高比例的细粉而无需单独的尾料回收过程。以往，在磷酸盐的选矿过程中包含矿泥或细料会导致不可接受的加工困难，如粘度过高和/或浮选结果不良。

[0016] 在由其中细粉(例如粒径不超过20微米的颗粒)占相当大比例的矿石或碾磨矿石中进行选矿时本发明是特别有用的。例如，所述方法特别适合用于由下述材料进行的磷酸盐选矿，所述材料的至少10重量%(例如，至少15重量%、至少20重量%、至少25重量%、至少30重量%、至少35重量%或至少40重量%)具有的粒径为不超过20微米。通常，粒径小于20微米的材料的重量比为不超过80重量%，优选不超过75重量%(例如，不超过70重量%、不超过65重量%、不超过60重量%)。

[0017] 本文中描述的方法通常能够成功地将含磷酸盐的超细粉末(其与较大的磷酸盐颗粒一同构成矿料中存在的全部矿物颗粒的60%)富集为测定有32%以上P2O5的精矿，同时回收了原矿料中的80%以上的P2O5。矿料一般含有至少5%，更优选至少5%的P2O5，且优选至少10%的P2O5，以确保最终的精矿品位为32%以上的P2O5。矿料可具有相对较低的品位，本发明人已经发现，所述方法可用于由低品位矿石来进行磷酸盐选矿，该低品位矿石在以前则被视为品位过低以致无法处理。

[0018] 磷酸盐的选矿法包括提供颗粒形式的磷酸盐矿石的含水浆料的步骤，该浆料包含至少60重量%(优选至少65重量%，更优选至少70重量%)的固体，优选范围的实例包括：例如65%～90%、65%～85%和70%～80%的固体等范围。

[0019] 在一组优选的实施方式中，所述含水浆料如下形成：碾磨矿石；形成适合于水力旋流器分级的所碾磨矿石的稀释含水浆料；对所碾磨矿石的稀释含水浆料进行分级以提供其中至少80重量%通过150微米筛网的粒级；并降低所述浆料的水含量以提供用于调节的所述含水浆料。用于水力旋流器分级的矿石浆料的固体含量通常不超过55重量%。通常在水力旋流器的底流中被除去的尺寸过大的材料可以再循环以用于进一步的碾磨，从而在再次分级前减小粒径。

[0020] 碾磨优选使用棒磨机进行。

[0021] 为了提供至少60重量%(优选至少65重量%，更优选至少70重量%)的固体含量，通过过滤，优选使用带式过滤机来减少稀释的矿石浆料中的水含量。本发明人已经发现，对具有较高固体含量的含水浆料进行调节特别有利于实现磷酸盐、特别是具有较高细粉含量的磷酸盐的有效浮选。该方法允许在存在相当大比例的细粉时进行调节步骤。例如，在一组实施方式中，进行调节的含水浆料包含至少20重量%(优选至少30%，更优选至少40%)的粒径小于20微米的颗粒。

[0022] 所述方法包括用于确保超细粉末和较大的磷酸盐颗粒被赋予防水性的调节技术。调节之后使用包括至少一个降液管的浮选装置进行浮选，所述装置用来代替磷酸盐浮选时常规使用的机械浮选装置。

[0023] 通过使含水浆料与选自脂肪酸及其盐的至少一种调节剂和至少一种烃接触来调节所述含水浆料。所述脂肪酸及其盐可以选自C12～C36脂肪酸，并且可以为饱和的和/或不饱和的。妥尔油脂肪酸及其盐是特别有用的。脂肪酸盐通常是优选的，特别是钾盐和钠盐，如妥尔油脂肪酸的钾盐和钠盐。应当理解，在使用脂肪酸时，部分或全部的脂肪酸可以在碱性pH下原位转化为盐。

[0024] 脂肪酸和/或盐的剂量可以依据矿石来源而变化，可以根据本文中所公开的内容而定，无需过度的试验。脂肪酸和/或盐以提供在包括降液管的装置中的有效浮选的量使用。通常，相对于浆料中所含有的每公吨(在盐的情况中基于脂肪酸当量)干固体，该剂量为0.5kg～3kg试剂。

[0025] 所述烃可以是天然烃类，或者是合成烃类。可以使用燃料油，例如燃料油2号、3号、4号、5号、6号或其混合物。特别是，本发明人发现，石油柴油(典型地包含C8～C22烃类)特别有用。烃的剂量可以依据烃的类型、脂肪酸和/或盐收集剂以及矿石的性质而变。通常，其剂量类似于捕集剂的剂量，例如相对于浆料中所包含的每公吨干矿石为0.5kg～
3kg(在盐的情况中基于脂肪酸当量)。

[0026] 所述捕集剂和烃可以一起加到含水浆料中，也可以分别添加。可以单纯添加这些试剂，或者必要时在存在碱性含水稀释剂等稀释剂时加入。

[0027] 在Fe2O3和Al2O3的含量相对较高(例如，为浆料的固体含量的至少5重量%)的情况中，优选还使用胶如植物胶，特别是半乳甘露聚糖胶如瓜尔胶。基于捕集剂的重量(在盐的情况中基于脂肪酸当量)，胶的比例例如为1重量%～30重量%。胶可以以0.05kg/t～1.0kg/t的剂量添加到浆料中，并优选进行搅动以用于后续添加。可以在碾磨阶段或直至调节时或包括调节罐时加入Na2CO3等pH调节剂。加入pH调节剂并使其与浆料在调节罐中混合，例如混合2分钟，脂肪酸捕集剂和柴油一同或分别加入，并与浆料混合另外一段时间，如6分钟。若使用，瓜尔胶可随后加入，并与浆料混合一段时间(例如2分钟)。典型地，使用瓜尔胶时，在磷酸盐颗粒已经通过捕集剂和烃而具有疏水性之后将瓜尔胶与浆料混合。Fe2O3和Al2O3的金属含量可通过输入流分析仪(instream analyzer,XRF)来确定，该分析仪例如可以在进行碾磨之前被设置，从而在调节前基于Fe2O3和Al2O3的含量和矿石组成的变化来确定使用瓜尔胶的需要。

[0028] 调节一般是在存在苛性钠或Na2CO3等pH调节剂时进行的。pH调节剂相对于含水浆料的干重的比例将取决于矿石的性质，不过通常足以提供pH为9.0～10.5、优选为9.0～10.0的含水浆料。

[0029] 所述方法包括稀释经调节的含水浆料的步骤，该步骤提供的含水浆料的固体含量为不超过35重量%(优选不超过35重量%，例如15%～35%、15%～30%、15%～25%或20%～25%)。将稀释的调节浆料引入漂浮池的一个或多个降液管中，并在浮选步骤之前使其保留在存储罐中。

[0030] 迄今为止用于浮选磷酸盐的浮选装置的类型一般是通过浆料中的叶轮的作用、经由外部鼓风机或者这些方法的组合来引起充气。本发明人已经发现，通过在下述步骤中对稀释的含水浆料进行浮泡浮选，以上所公开的这些步骤的组合能够使得磷酸盐细粉被有效选矿，所述下述步骤包括使加压的稀释含水浆料流与空气在降液管中结合以形成包含分散气相的泡沫，并将所述泡沫的下降流引入包含液体的浮选室中的所述液体的表面之下，从而形成浮动浮泡。

[0031] 适用于所述方法的包括降液管的一系列浮选装置在用于浮选煤和金属值的领域中是已知的，不过就本发明人所知尚不能用于浮选磷酸盐。

[0032] 这类装置的实例公开在美国专利第4938865号、WO2006/081611、WO2007/065199和WO2009/026612中。适宜的浮泡浮选装置的实例被称为Jameson Cell，可商购自Xstrata Technology。

[0033] 所述浮选装置可具有一个或多个降液管，并且可以是WO2007/065199中描述的类型。在稀释已经被调节过的含水浆料之后，使选矿用稀释浆料以浆料射流的形式由喷嘴引入降液管中，然后与经由空气入口进入的空气混合。降液管中产生的湍流使得浆料中夹带微细气泡，从而形成泡沫，所述泡沫在罐中液面之下的降液管的出口处流入浮选罐中。

[0034] 由于新鲜的进料流一般存在波动，因而可自动调节循环量，以保持泵箱中的恒定压头，因而保持恒定进料。使用Jameson Cell再循环机制的额外的好处是改进了品位和回收率，这是因为进料多次通过降液管。通常，约40%的材料在降液管中有两次“机会”。Jameson Cell操作的显著优选的方面是尾料的再循环和以喷雾形式加入洗涤水，该喷雾水被引导向下达到浮泡处。Jameson Cell在相对恒定的流动、体积和压力下有最好的表现。
为了将恒定的浆料流提供至降液管，一部分尾料可经再循环而返回至进料泵。洗涤水的效果在于由载有磷酸盐的气泡除去一些无价值的脉石，并能够改进由浮选得到的精矿的磷酸盐的品位。

[0035] 所述方法涉及在方法步骤的过程中的不同阶段用水稀释浆料。含水浆料在调节后被稀释，用水来形成用于调节的浆料，在一个实施方式中，将水喷洒在通过浮泡浮选装置的浮选罐中的一个或多个降液管而形成的浮泡上。该方法中使用的水可以是新鲜水、循环水2+ 2+
或其混合物。在一组实施方式中，特别优选的是，所述方法中使用的水具有的Ca 和Mg 的组合浓度为不超过10mg/L，并优选不超过5mg/L。磷酸盐选矿时所用的水往往来源自偏远区域，和或再循环以将用量减至最少，并且避免废物处置对环境的影响。因此，钙盐和镁盐的水平通常极为显著的超过组合浓度10mg/L，典型地超过15mg/L。在一组实施方式中，在
2+ 2+ +
离子交换单元中处理水，以减小水中的Ca 和Mg 的浓度，例如，通过与Na 离子的交换来实
2+ 2+
现。所述方法优选使用已经再循环且处理为将Ca 和Mg 的组合浓度减小至不超过10mg/L(更优选不超过5mg/L，最优选不超过1mg/L)的水。本发明人已经发现，钙镁组合浓度的减小显著地改善了根据本方法调节含水浆料之后的浮选性能。

[0036] 水可以由浮选过程且优选还由调节之前的过滤过程再循环，并且对再循环水进行去离子作用，以使所述再循环水的镁离子和钙离子的组合含量由超过10mg/L(例如15mg/L)降至不超过10mg/L，且优选降至不超过5mg/L，最优选降至不超过1mg/L。

[0037] 收集来自浮选的精矿浮泡，并通过本领域中已知的方法来分离固体，例如，使用增稠剂进行的脱水、过滤、蒸发或这些方法的组合。在一个实施方式中，通过脱水(例如使用市售的增稠剂进行脱水)，然后通过过滤机以使固体与浮泡分离，从而使精矿中的水含量降至约18%～20%(80%～82%的固体)，最终，水位通过蒸发而干燥(约7%～10%的水)，从而提供易于处理以供商业用途的产物。

[0038] 在一组实施方式中，本发明使用粗选槽、扫选槽和精选槽等浮选阶段。这些浮选操作优选使用基本上相同的一般方法和浮选装置。不过，用于各阶段的浆料的品位和次序将各不相同。经由上述的Jameson Cell的首次通过可称为“粗选槽”浮选。一旦所有的进料经过浮选，则该方法可涉及收集精矿和尾料，并使尾料通过另一个Jameson Cell。该另一次浮选可称为“扫选槽”浮选，这是因为其有效地“扫选”了残留在粗选槽浮(rougher float)未收集的粗选槽尾料中的其他的磷酸盐。进行扫选槽浮选之后，可以收集扫选槽精矿和尾料。扫选槽尾料可以是最终的尾料，其被处理至例如尾矿坝。必要时可以使用另外的扫选槽浮选，不过本发明人也已发现，对于获得较高的产率这通常是不必的。

[0039] 扫选精矿和粗选精矿可以合并在一起，然后用做精选槽浮选的给料。因此，第三次和最后通过浮选槽(对合并的精矿优选Jameson Cell)可以为精选槽浮选。精选槽阶段优选使精矿的品位上升至最终水平，即至少32%的P2O5。在完整规模的工厂设置中，精选槽尾料可以再循环至扫选槽浮选起始处，以“扫选”出给更多的磷酸盐。

[0040] 粗选槽、扫选槽和精选槽各浮选阶段可使用相同的或不同的槽，不过通常在大规模生产时，优选使用不同的槽(优选全部为Jameson类型的槽)。

[0041] 因此，在一个实施方式中，存在至少2个设置为用于进行连续操作的Jameson Cell，其包括粗选槽和扫选槽，更优选为至少3个Jameson Cell，其包括粗选槽、扫选槽和精选槽。附图说明

[0042] 将参考附图描述所述方法的实施方式。

[0043] 在附图中：

[0044] 图1是在一组实施方式中包括多个降液管的浮选槽的截面示意图。

[0045] 图2是操作时的图1的降液管的截面示意图。

[0046] 图3显示了所述方法的流程图。

[0047] 参考图1，图中显示了浮泡浮选槽(1)，其包括用于接收在多个降液管(3a,3b)中产生的浮泡的浮选罐(2)，所述降液管为具有罐(2)内的出口(4a,4b)的垂直方向取向的柱体形式，操作时这些出口通常位于液面(5)之下。降液管(3a,3b)各自由入口存储罐(6)中的稀释的含水浆料形成泡沫。如图2所示，每一个降液管(3)通过使稀释的含水浆料的射流(7)经由喷嘴(8)向下递送而产生泡沫。降液管(3)配备有空气入口(9)。射流(7)在降液管中创建文氏管及湍流区(7a)，有利于空气与稀释浆料的混合，从而使浆料中夹带细微的空气泡并产生致密的泡沫。泡沫向下通过降液管(参考图1)，到达降液管的出口(4a,4b)，然后进入罐(4)中的液面(5)的下方以产生浮泡。平均气泡尺寸通常为200微米～400微3 2
米，相比之下机械浮选机产生为约1000微米。1mm 空气的总表面积可以为约20mm。

[0048] 浮泡中夹带的空气气泡和在经调节的磷酸盐中富含的粘附颗粒向上移动，而脉石中富含的尾料(如粘土颗粒)向下沉降到达浮选罐(2)的底部(10)。向上移动的浮泡上升至堰(11)中被收集，并移动越过堰而进入流槽(11a)中，在此处所述浮泡作为浓缩的磷酸盐回收。下降至浮选罐(2)的底部(10)的尾料可经由出口阀(12)除去。

[0049] 一部分尾料浆料收集在蓄贮槽(13)中，并与添加的新鲜的稀释的经调节含水浆料(14)一同再循环。新鲜的稀释的经调节含水浆料可以添加至蓄贮槽中与再循环的材料混合。这样做可用来确保经由从尾料蓄贮槽(13)至入口存储罐(6)再循环浆料的泵(15)而对降液管(3a,3b)提供恒定的给料流。在优选的实施方式组中，由洗涤水导管(16)将水喷雾引导至浮泡上。

[0050] 参考图3，在流程图中显示了所述方法的实施方式。在浮选之前，矿石颗粒(100)在棒磨机(110)中研磨至80%～100%的粒径小于150微米。经碾磨的矿石被稀释(120)为具有不超过55重量%的固体含量，然后使用水力旋流器(130)进行分级以除去尺寸过大的材料。将-150的部分(140)转移到真空带式过滤机中用于脱水(160)。+150微米的部分(150)则再循环至棒磨机(110)中以进行再次研磨。在研磨或试剂调节过程中加入碳酸钠(Na2CO3)至0.8kg/t，以确保浆料的pH保持为9.0～10.6(160)。该pH具有双重效果：2+
既能减小浆料中的含有铁和铝的污染物矿物质的浮选性，还有助于中和工艺用水中的Ca
2+
和Mg 离子，否则这些离子可能会激活并促进无价值的硅石由矿物基质中浮选出来。带式过滤机(150)将-150微米部分的含水量从大约50%减小至最低的30%(固体为70%)。固体含量为70%以上的-150微米部分随后移至浮选调节罐(170)中，在所述浮选调节罐中以
1.3kg/t的剂量在浆料中同时加入柴油和碳链为C18的妥尔油脂肪酸。妥尔油脂肪酸是为含磷酸盐的矿物颗粒提供疏水性从而使得这些颗粒在与空气气泡接触时其贴附并漂浮的可能性增大的试剂。柴油则作为妥尔油脂肪酸的增量剂而加入。妥尔油脂肪酸和柴油可以作为单独的“纯”溶液加入，或者可以一同作为皂类混合物而加入，所述混合物由5重量%的妥尔油脂肪酸、5重量%的柴油、0.25重量%的苛性钠和89.5重量%的水构成。在罐中以400rpm～800rpm搅拌浆料10分钟。在搅拌的第一个8分钟之后，如果进料中的Fe2O3的含量和Al2O3的含量分别大于或等于4%(例如分别大于5%)，则以0.25kg/t的剂量向浆料中添加瓜尔胶，然后搅拌另外2分钟。瓜尔胶具有减小含铁和铝的矿物质的浮选性的效果，否则这些矿物质将降低磷酸盐精矿的价值及其制成磷酸的能力。经调解的浆料随后用工艺用水稀释至固体含量为25%，然后流至三个Jameson Cell浮选机中的第一个，所述浮选机设置为浮选粗选槽(190)、扫选槽(200)和精选槽(210)构造。粗选槽(190)以及优选还有扫选槽(200)包括至少一个且优选多个以上参考图1和2描述的降液管。以上浮选槽中的任一个均不添加额外的试剂，并且也不对浆料的固体密度进行其它的调节。粗选浮选槽形成了精矿和尾料流，尾料流(195)流至扫选浮选槽(200)以进行任何剩余的磷酸盐价值物(210)的进一步的回收。由扫选槽得到的尾料是来自全过程的最终尾料(220)，其可以被增稠并泵送至尾矿坝进行处理。来自浮选槽(200)的精矿(210)与来自粗选槽(190)的精矿(230)合并，并将该料流送至精选浮选槽(240)。精选槽将精矿的P2O5的含量由大约
26%～28%提升为至少32%，这即为来自所述方法的最终磷酸盐精矿产品(250)。来自精选槽的尾料(260)再循环而返回至浮选槽(200)的顶部，在这里其与粗选槽尾料结合在一起以进行再处理。将用过的工艺用水和新鲜的工艺用水收集到存储罐中，随后流至离子交换+ 2+ 2+ 2+
单元(8)，通过与Na 离子交换来减小水中的Ca 和Mg 的浓度。所述的方法优选使用Ca
2+
和Mg 的组合浓度小于或等于10mg/lL的工艺用水。

[0051] 下面将参考实施例描述本发明。应当理解，是为了描述本发明而提供这些实施例，所述实施例不以任何方式限制本发明的范围。

[0052] 实施例

[0053] 实施例1～4

[0054] 实施例1～4是来自试验室中试规模的半连续工艺的操作。使用JC150Jameson Cell来浮选获自矿区的大约30kg～60kg的块状样品。在通过干法翻滚和以25mm筛进行筛分以除去硅石之后，-25mm的进料(固体含量为63%)在试验室棒磨机中进行分批研磨直至80%的目标粒径颗粒通过150微米。过滤磨机卸料至固体含量为大约75%，然后在搅拌罐中以400rpm～800rpm调节10分钟。在时间为零时，将0.8kg/t的碳酸钠添加至浆料中，并搅拌2分钟，随后加入1.3kg/t的脂肪酸皂(由5重量%的妥尔油脂肪酸、5重量%的柴油、0.25重量%的苛性钠和89.5重量%的水构成)，然后搅拌另外6分钟。此时，将0.25kg/t的食品级的瓜尔胶以1重量%的溶液的形式加入到浆料中，混合物搅拌另外2分钟，由此使得总调节时间不超过10分钟。经调节的浆料用软化的自来水稀释至固体含量为20%，然后
3
以大约0.35m/h泵送至JC150Jameson Cell的料箱中用于浮选。分别进行连续的粗选槽浮选、扫选槽浮选和精选槽浮选，然后对精矿和尾料进行取样，并通过ICP来分析P2O5、Fe2O3、Al2O3、CaO，通过XRF来分析MgO和SiO2。对于精选槽浮选，使来自粗选阶段和扫选阶段的精矿混合在一起，并在没有任何进一步的稀释或试剂添加的条件下在Jameson Cell中进行再处理。

[0055] 实施例1中，在以25mm的筛除去硅石之后，研磨料由50kg的20.9%P2O5、5.63%Fe2O3、5.77%Al2O3和29.8%SiO2构成，其中46.7%的质量为超细粉末(-20μm)。将研磨料研磨至96.8%为-150μm，然后其以75%的固体含量用37.7g碳酸钠调节2分钟，随后用
2355ml的脂肪酸皂调节6分钟，之后再用1177ml1重量%的瓜尔胶溶液调节2分钟。经调节的浆料随后转移至稀释罐中，在所述稀释罐中加入软化水以使浆密度减小至大约20%的固体含量，随后在Jameson Cell中进行浮选。表1中的结果显示出96.4%的P2O5被回收，达到36.4%P2O5的精矿品味，而Fe2O3和Al2O3的品位分别降至2.19%和0.86%。

[0056] 表1.实施例1的浮选结果

[0057]P2O5% Fe2O3% Al2O3% SiO2%
进料 20.90 5.63 5.77 29.80
粗选精矿 34.90 2.84 1.51 8.30
最终精矿 36.40 2.19 0.86 6.00
最终尾料 7.22 8.09 10.50 53.00
P2O5回收率% 96.40

[0058] 在实施例2中使用相同的试验室中试规模的装置，在除去硅石之后，研磨料由22kg的品位为23.8%P2O5、3.55%Fe2O3、3.65%Al2O3和30.9%SiO2构成，其中37%的质量为超细粉末(-20μm)。将研磨料研磨至94.8%为-150μm，然后其以75%的固体含量用20.78g碳酸钠和1299ml的脂肪酸皂进行调节，使用的步骤与实施例1中相同，不同之处在于不添加瓜尔胶，这是因为Fe2O3和Al2O3的含量已经各自降至4%以下。经调节的浆料被稀释至固体含量为20%，然后转移至Jameson Cell中进行浮选。表2中的结果显示，回收了97.4%的P2O5，达到36.7%P2O5的最终精矿品味，而Fe2O3和Al2O3的品位分别降至2.13%和0.66%。

[0059] 表2.实施例2的浮选结果

[0060]

[0061] 对于实施例3，使用与前述实施例1中所述的相同的试验室中试规模的装置和试剂的添加次序，其中包括用于减少Fe2O3和Al2O3的0.25kg/t的瓜尔胶。在以25mm的筛除去硅石之后，研磨料由64kg的品位为16.2%P2O5、5.35%Fe2O3、7.01%Al2O3和38.4%SiO2构成，其中41.3%的质量为超细粉末(-20μm)。将研磨料研磨至93.7%为-150μm，然后其以75%的固体含量用51.2g碳酸钠、3125ml脂肪酸皂和1600ml的1重量%的瓜尔胶溶液进行调节，随后稀释浆料至固体含量为20%，然后在Jameson Cell中进行浮选。表3中的结果显示，回收了94.1%的P2O5，达到33.7%P2O5的精矿品味，而Fe2O3和Al2O3的品位分别降至3.33%和1.14%。

[0062] 表3.实施例3的浮选结果

[0063]

[0064] 实施例4使用与实施例1中所述的相同的试验室装置和步骤。在除去硅石之后，研磨料由25kg的品位为10.1%P2O5、2.75%Fe2O3、7.22%Al2O3和56.2%SiO2构成，其中47.2%的质量为超细粉末(-20μm)。将研磨料研磨至98.6%为-150μm，然后其以75%的固体含量用22.2g碳酸钠、1388ml脂肪酸皂和694ml的1重量%的瓜尔胶溶液进行调节。稀释浆料至固体含量为20%，然后转移至Jameson Cell中，在该Jameson Cell中进行浮选。表4显示，回收了85.2%的P2O5，达到34.3%P2O5的精矿品味，而Fe2O3和Al2O3的品位分别降至2.05%和0.94%。

[0065] 表4.实施例4的浮选结果

[0066]

[0067] 实施例5

[0068] 实施例5是来自连续试验工厂的每小时一公吨的操作。在该工艺中，在以25mm的筛除去硅石之后，将-25mm的材料送至棒磨机中，并研磨至使得约55%通过150微米筛。磨机卸料流向水力旋流器，该水力旋流器使浆料分为通过150微米的80%的溢流部分和再循环返回至磨机用于再次研磨的下层潜流部分。使溢流部分脱水至固体含量为约70%，然后泵送至调节罐，在调节罐中将0.8kg/t的作为10重量%溶液的碳酸钠和1.3kg/t的脂肪酸皂(5重量%的妥尔油脂肪酸、5重量%的柴油和0.25重量%的苛性钠)添加到浆料中，并3
以1000rpm调节约10分钟。浆料随后用软化的现场水稀释至固体含量为25%，并以4.5m/h泵送至Jameson Cell JC500的粗选槽料箱中进行粗选槽浮选和扫选槽浮选。表5显示使用与用于实施例1～4的相同的矿石的一天操作的结果。可以看出，回收了86.4%P2O5，精矿品味为32.2%P2O5，而Fe2O3和Al2O3的品位分别降至3.53%和1.37%。

[0069] 表5.实施例5的浮选结果

[0070]

[0071] 实施例6和7

[0072] 实施例6和7描述了加工获自距澳大利亚昆士兰州伊萨山(Mt Isa)西北约120km的矿区的含磷酸盐RC片状样品和PQ金刚石岩芯样品，而不是实施例1～5中所用的批量的挖掘样品。使用与实施例1～4相同的试验室中试规模的装置来完成测试工作。

[0073] 实施例6描述了加工仅为6.46%P2O5的极低品位的样品。大多数的磷酸盐操作将该材料视为品位过低以致无法使用既有的方法来加工。在以25mm的筛除去硅石之后，研磨料由31kg的6.46%P2O5、0.92%Fe2O3、5.34%Al2O3和75.1%SiO2构成，其中36%的质量为超细粉末(-20μm)。将研磨料研磨至80%为-150μm，然后其以75%的固体含量用23.4g碳酸钠调节2分钟，随后用1460ml脂肪酸皂(5重量%的妥尔油脂肪酸、5重量%的柴油和0.25重量%的苛性钠)调节6分钟，再以730ml的1重量%瓜尔胶溶液调节2分钟。经调节的浆料随后转移至稀释罐，向罐中加入软化水以将浆密度减小至固体含量为约20%，随后在Jameson Cell中进行浮选。表6中的结果显示回收了91.2%的P2O5，达到34.7%P2O5的精矿品味，而Fe2O3和Al2O3的品位分别为1.17%和2.23%。

[0074] 表6.实施例6的浮选结果

[0075]

[0076] 实施例7中，在以25mm的筛除去硅石之后，研磨料由61.7kg的16.20%P2O5、5.35%Fe2O3、7.01%Al2O3和38.4%SiO2构成，其中41.3%的质量为超细粉末(-20μm)。将研磨料研磨至93.7%为-150μm，然后其以75%的固体含量用46.6g碳酸钠调节2分钟，随后用2906ml脂肪酸皂(5重量%的妥尔油脂肪酸、5重量%的柴油和0.25重量%的苛性钠)调节6分钟，再以1453ml的1重量%瓜尔胶溶液调节2分钟。经调节的浆料随后转移至稀释罐，向稀释罐中加入软化水以将浆密度减小至固体含量为约20%，随后在Jameson Cell中进行浮选。表7中的结果显示回收了94.1%的P2O5，达到33%P2O5的精矿品味，而Fe2O3和Al2O3的品位分别降至3.33%和1.14%。

[0077] 表7.实施例7的浮选结果

[0078]