CN110882851A - 一种硫化矿的选矿系统及选矿方法 - Google Patents
一种硫化矿的选矿系统及选矿方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN110882851A CN110882851A CN201911267995.7A CN201911267995A CN110882851A CN 110882851 A CN110882851 A CN 110882851A CN 201911267995 A CN201911267995 A CN 201911267995A CN 110882851 A CN110882851 A CN 110882851A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- cylinder
- ore
- water
- coarse
- gas
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Granted
Links
Images
Classifications
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/14—Flotation machines
- B03D1/1406—Flotation machines with special arrangement of a plurality of flotation cells, e.g. positioning a flotation cell inside another
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B02—CRUSHING, PULVERISING, OR DISINTEGRATING; PREPARATORY TREATMENT OF GRAIN FOR MILLING
- B02C—CRUSHING, PULVERISING, OR DISINTEGRATING IN GENERAL; MILLING GRAIN
- B02C21/00—Disintegrating plant with or without drying of the material
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B02—CRUSHING, PULVERISING, OR DISINTEGRATING; PREPARATORY TREATMENT OF GRAIN FOR MILLING
- B02C—CRUSHING, PULVERISING, OR DISINTEGRATING IN GENERAL; MILLING GRAIN
- B02C23/00—Auxiliary methods or auxiliary devices or accessories specially adapted for crushing or disintegrating not provided for in preceding groups or not specially adapted to apparatus covered by a single preceding group
- B02C23/08—Separating or sorting of material, associated with crushing or disintegrating
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
- B03B7/00—Combinations of wet processes or apparatus with other processes or apparatus, e.g. for dressing ores or garbage
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
- B03B9/00—General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/001—Flotation agents
- B03D1/018—Mixtures of inorganic and organic compounds
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/14—Flotation machines
- B03D1/1443—Feed or discharge mechanisms for flotation tanks
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/14—Flotation machines
- B03D1/24—Pneumatic
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D2201/00—Specified effects produced by the flotation agents
- B03D2201/007—Modifying reagents for adjusting pH or conductivity
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D2201/00—Specified effects produced by the flotation agents
- B03D2201/02—Collectors
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D2201/00—Specified effects produced by the flotation agents
- B03D2201/04—Frothers
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D2203/00—Specified materials treated by the flotation agents; specified applications
- B03D2203/02—Ores
Abstract
本发明涉及一种硫化矿的选矿系统及选矿方法,属于矿物浮选技术领域,解决了现有工艺流程长、成本高、分选的矿物颗粒粒度范围小的问题。选矿系统沿选矿管路上设有球磨机、螺旋分级机、搅拌桶、粗颗粒分选设备和浮选机;粗颗粒分选设备包括第一柱体、第二柱体和气‑水混合输入装置,第一柱体和第二柱体均为圆筒状结构,第二柱体嵌套于第一柱体的上端外部,第二柱体的上端面高于第一柱体的上端面,第二柱体的侧面设有排矿口,第一柱体中的物料能够溢流流入第二柱体中,经排矿口排出;球磨机和浮选机的数量为多个。本发明能分选更大粒度范围的矿物颗粒,能缩短流程,提高回收率,粗颗粒尾矿直接做建材砂石骨料,提高经济效益和资源综合利用率。
Description
技术领域
本发明涉及矿物浮选技术领域,尤其涉及一种硫化矿的选矿系统及选矿方法。
背景技术
随着现代工业的发展,对矿产资源的需求量急剧增加;同时由于富矿资源的逐趋枯竭,对“贫、杂、细”矿的依赖度日益增大。基于矿石嵌布粒度细、矿物成分复杂、有价矿物解离困难等问题,当前大部分选矿工艺都采用较细的磨矿粒度,磨矿细度一般在-0.074mm占比90%以上,甚至-0.045mm占比90%以上。如此小的磨矿细度势必导致磨矿机能耗高、磨损严重、配制不便和维修量大等问题。此外,尾矿中细颗粒含量过大,也会导致尾矿脱水困难,急剧累积增加和综合利用困难等一系列难题。
基于微细粒浮选存在的磨矿能耗高、磨损严重,浮选药剂消耗量,以及尾矿脱水困难、综合利用率低等问题,已有研究者提出采用较粗颗粒粒度对矿物进行分选,例如,通过在浮选机槽体内添加循环通道和格子板,可以将浮选粒度由目前的0.019-0.15mm提高到0.4-0.7mm,但是此种浮选机只适用于部分嵌布粒度较粗的矿物。
近年来,随着国家生态文明建设的不断深入,对天然砂石资源的限采和环保力度不断加大,矿山废石和尾矿代替天然砂石资源的需求也日益剧增。因此,开发一种硫化矿预先粗颗粒抛尾的方法,不仅可以有效的降低磨机工作负荷、能耗和磨损等,克服尾矿脱水难题,而且能将抛弃的粗颗粒尾矿用作建材砂石骨料,减少尾矿的大量堆积,提高尾矿的综合利用率,增加企业经济效益,具有十分重要的意义。
发明内容
鉴于上述的分析,本发明旨在提供一种硫化矿的选矿系统及选矿方法,至少能够解决以下技术问题之一:(1)现有工艺流程长;(2)成本高、能耗高;(3)现有工艺分选的尾矿中细颗粒含量过大,导致尾矿脱水困难;(4)现有工艺分选的矿物颗粒的粒度范围小。
本发明的目的主要是通过以下技术方案实现的:
一方面,本发明提供了一种硫化矿的选矿系统,沿选矿管路上设有球磨机、螺旋分级机、搅拌桶、粗颗粒分选设备和浮选机;粗颗粒分选设备包括第一柱体、第二柱体和气-水混合输入装置,第一柱体和第二柱体均为圆筒状结构,第二柱体嵌套于第一柱体的上端外部,第二柱体的上端面高于第一柱体的上端面,第二柱体的侧面设有排矿口,第一柱体中的物料能够溢流流入第二柱体中,经排矿口排出;球磨机和浮选机的数量为多个。
进一步的,第二柱体的底端面为斜面,第二柱体的底端面与第一柱体的中轴线的夹角为20°~40°。
进一步的,第二柱体的上部设有盖板,第二柱体的盖板的中心位置设有给料分配器,物料从给料分配器输入至第一柱体中。
进一步的,第一柱体的下部设有锥形结构,锥形结构的底部设有底流口,底流口用于尾矿的排出;锥形结构的上部侧边设有输入口,气-水混合输入装置包括气-水混合输入管,气-水混合输入管通过输入口与设于第一柱体内的气泡喷射器连接,气-水混合输入管上沿远离输入口的方向依次设有进气管和进水管,进气管和气-水混合输入管的连接处设有气泡发生器;进水管与进水泵连接,进气管与气泵连接。
进行选矿时,进水泵向第一柱体中注入水,气泵向第一柱体中注入气体,水和气体均经过气泡发生器后,经过气-水混合输入管均匀混合成为水和气泡混合液;水和气泡混合液经过气泡喷射器时面积突然缩小,流速急剧升高,流体内压强骤降,溶于水中的气体析出产生大量微泡,同时形成向上的具有一定推动力的水流;待第一柱体中的水和气泡混合液稳定地溢流至第二柱体中,经过排矿口排出后,打开给料分配器,混合均匀的矿浆从给料分配器进入第一柱体中进行分选。
另一方面,本发明还提供了一种硫化矿的选矿方法,选矿方法包括如下步骤:
步骤S1:硫化矿原矿经过球磨机磨碎后导入螺旋分级机分级,分级后得到溢流的细颗粒原矿和返砂的粗颗粒原矿;
步骤S2:粗颗粒原矿经筛分后,筛上物料返回至球磨机,筛下物料进入搅拌桶,在搅拌桶内进行调浆,得到矿浆;细颗粒原矿经过一次粗磨、一次粗选后得到粗精矿和粗尾矿;粗精矿再经过一次再磨,三次精选、两次精扫选后得到第一精矿和第一尾矿;粗尾矿经过三次扫选得到第二尾矿;
步骤S3:将搅拌桶中的矿浆从给料分配器导入粗颗粒分选设备的第一柱体内,进行分选,分选后,第二精矿由排矿口排出,第三尾矿经底流口排出。
进一步的,还包括如下步骤:
步骤S4:第二精矿经过浓缩池浓缩之后的溢流水返回至球磨机循环利用;所述第三尾矿经沉淀池沉降后干式排放堆存,沉降池溢流水也导入第一柱体中循环利用。
进一步的,步骤S2中矿浆浓度为50%-70%。
进一步的,步骤S3包括如下步骤:
步骤S31:向第一柱体中注入水,通过气泵向第一柱体中注入气体,水和气体均经过气泡发生器后,经过气-水混合输入管均匀混合;混合后的气-水混合物经过气泡喷射器时面积突然缩小,流速急剧升高,流体内压强骤降,溶于水中的气体析出产生大量微泡,同时形成向上的具有一定推动力的水流;
步骤S32:待第一柱体中的水和气泡混合液稳定地溢流至第二柱体中,经过排矿口排出后,打开给料分配器,气泡-矿浆混合体从给料分配器给出至第一柱体中进行分选,分选出的第二精矿由排矿口排出,分选出的第三尾矿经底流口排出。
进一步的,步骤S2中,所述粗精矿经过一次再磨得到第一粗精矿和第一中矿,所述第一粗精矿依次经过第一次精选、第二次精选和第三次精选后得到第一精矿。
进一步的,步骤S32中,第一柱体中的矿浆的浓度为30%-50%。
与现有技术相比,本发明至少具有如下有益效果之一:
a)本发明提供的硫化矿的选矿系统,通过设置粗颗粒分选设备能够将分级机返砂筛分后的筛下产物经调浆后进行分选,预先抛弃硫化矿中的大部分脉石矿物,减少返砂量,从而降低磨矿机能耗、减少磨损、提高处理量;选矿系统能够分选的矿物颗粒的粒度可达2mm,此外,预先抛弃的脉石矿物粒度较粗,可直接作为建材砂石骨料,提高企业经济效益。
b)本发明提供的硫化矿的选矿方法,通过粗颗粒分选设备预先抛弃返砂中的脉石矿物,粗颗粒分选的第一精矿继续进行再磨再选,由于第一精矿中有用矿物的品位明显提高,因此能够缩短分选流程,减少捕收剂和起泡剂的用量,能够降低成本,提高经济效益;并且能够提高系统处理能力。
本发明中,上述各技术方案之间还可以相互组合,以实现更多的优选组合方案。本发明的其他特征和优点将在随后的说明书中阐述,并且,部分优点可从说明书中变得显而易见,或者通过实施本发明而了解。本发明的目的和其他优点可通过说明书以及附图中所特别指出的内容中来实现和获得。
附图说明
附图仅用于示出具体实施例的目的,而并不认为是对本发明的限制,在整个附图中,相同的参考符号表示相同的部件。
图1为实施例1中硫化矿的选矿系统的局部结构示意图;
图2为实施例2中选矿方法的工艺流程框图;
图3为实施例1中有纳米气泡产生装置的硫化矿的选矿系统的局部结构示意图;
图4为实施例2中细颗粒精矿处理的工艺流程框图。
附图标记:
1-水泵,2-第二液体流量计,3-气泡发生器,4-气体流量计,5-气泡喷射器,6-第一柱体,7-第二柱体,8-给料分配器,9-排矿口,10-底流口,11-搅拌桶,12-空气压缩机,13-渣浆泵,14-矿浆进料口,15-搅拌器,16-压缩空气进气阀,17-放气阀,18-压力表,19-压力溶气罐,20-减压阀。
具体实施方式
下面结合附图来具体描述本发明的优选实施例,其中,附图构成本申请一部分,并与本发明的实施例一起用于阐释本发明的原理,并非用于限定本发明的范围。
目前已有的一些粗颗粒分选设备中设有一些筛板,本发明在大量研究过程中发现,在分选过程中,筛板会阻挡矿浆向上运动,会大大延长分选时间,且大大降低分选质量,造成分选流程的增加;一些粗颗粒分选方法中采用顶部注水和底部注水结合的方式,申请人在大量实践过程中发现,顶部注水不利于矿浆中粗颗粒的上浮,造成分选的不彻底;因此,本发明经过创造性研究提供了一种结构简单的粗颗粒分选设备,并通过精确控制分选过程中的参数,仅用一次分选即可以实现粗颗粒的脉石矿物的分选,可有效的将其中的粗颗粒脉石矿物直接抛弃,减少返砂量,从而降低磨矿机能耗、减少磨损;并且由于第一精矿中有用矿物的品位明显提高,因此能够缩短分选流程,减少捕收剂和起泡剂的用量,能够降低成本,提高经济效益;并且能够缩短作业流程,提高系统处理能力。
实施例1
本发明的一个具体实施例,如图1和3所示,公开了一种硫化矿的选矿系统,沿选矿管路上设有球磨机、螺旋分级机、搅拌桶11、粗颗粒分选设备和浮选机;粗颗粒分选设备包括第一柱体6、第二柱体7和气-水混合输入装置,第一柱体6和第二柱体7均为圆筒状结构,第二柱体7嵌套于第一柱体6的上端外部,第二柱体7的上端面高于第一柱体6的上端面,第二柱体7的侧面设有排矿口9,第一柱体6中的物料能够溢流流入第二柱体7中,经排矿口9排出。
与现有技术相比,本实施例提供的硫化矿的选矿系统,通过采用球磨机对原矿进行磨矿,采用螺旋分级机返砂筛分后,筛下产物经调浆后给入粗颗粒分选设备,经过粗颗粒分选设备分选,可有效的将其中的粗颗粒脉石矿物直接抛弃,减少返砂量,从而降低磨矿机(本申请中用的球磨机)能耗、减少磨损、提高日处理量。此外,预先抛弃的脉石矿物粒度较粗,可直接作为建材砂石骨料,提高企业经济效益。
具体的,第二柱体7嵌套于第一柱体6的外端,具体的嵌套为:第一柱体6的上部经第二柱体7的底端面穿入并密封嵌套设于第二柱体7。
具体的,第一柱体6的上端面开口,这样的话,第一柱体6中的物料能够溢流流入第二柱体7中。
考虑到防止溢流流入第二柱体7中的物料回流至第一柱体6中,第二柱体7的底端面为斜面,第二柱体7的底端面与第一柱体6的中轴线的夹角为20°~40°,第二柱体7的底端面为具有一定倾斜角度的斜面,能够保证快速排出分选颗粒,避免第二柱体7中分选颗粒堆积导致堵塞,保证了粗颗粒分选设备的工作稳定性。优选地,第二柱体7的底端面与第一柱体3纵向中心线的夹角为30°。
为了防止上浮的矿浆溢出,第二柱体7的上部设有盖板,能够防止矿浆/泡沫溢出,保证了粗颗粒分选设备工作的稳定性。第二柱体7的盖板的中心位置设有给料分配器8,给料分配器8的长度能够调节,物料能够从给料分配器8输入至第一柱体6中;给料分配器8上设有第一液体流量计,第一液体流量计用于调节进料的流量。
为了保证第二柱体7中的容积足够大,能够保证溢流出来的物料及时排出去,第二柱体7的内径R2大于第一柱体6的外径R1,由于R2与R1的差过小的话,第二柱体7中的容积较小,物料容易溢出,R2与R1的差过大的话,造成粗颗粒分选设备的占地面积较大,且对设备的强度等性能要求较高;因此,控制R2与R1的差为100~150mm。
第一柱体6的下部设有锥形结构,锥形结构的底部设有底流口10,底流口10用于尾矿的排出;锥形结构的上部侧边设有输入口,气-水混合输入装置包括气-水混合输入管,气-水混合输入管通过输入口与设于第一柱体6内的气泡喷射器5连接,气-水混合输入管上沿远离输入口的方向依次设有进气管和进水管,进气管上设有气体流量计4,进水管上设有第二液体流量计2,通过第二液体流量计2调节进水流量,通过气体流量计4调节进气流量,进气管和气-水混合输入管的连接处设有气泡发生器3;进水管与进水泵1连接,进气管与气泵连接。
具体的,气-水混合输入管与气泡喷射器5连接处为锥形。
需要说明的是,第一柱体6下部的锥形结构能够浓缩底流矿浆,起到一定的脱水作用,实施时,矿浆从顶部给入粗颗粒分选设备,在夹在气泡的上升水流中进行分选,脉石矿物颗粒密度大且表面疏水性差不与气泡发生碰撞粘附,进而不能在夹杂气泡的上升水流作用下上浮成为溢流,只能作为底流沉入第一柱体6下部的锥形结构,随着矿浆的下落沉积,锥形结构上部的矿浆在重力作用下不断挤压锥底的矿浆;锥形结构的设计,由上向下横截面积的逐渐减小,使得由上向下矿浆受挤压的压强逐渐增大,降低颗粒间隙水分,对底流起到一定浓缩作用。
具体的,气泡喷射器5为圆形的多孔板,多孔板的孔分布为有中心孔的辐射状和同心圆环状,或无中心孔的辐射状和同心圆环状;多孔板具有一定的厚度及孔通道具有一定长度,为溶于水中的气体空化析出提供一定时间;实施时,气-水混合物流经气-水混合输入管,遇到孔板,通道面积突然缩小,流速急剧升高,流体内压强骤降,溶于水中的气体析出产生大量微泡,同时形成向上的具有一定推动力的水流。
为了最大程度的提供气泡和水流,气泡喷射器5距离底流口的高度H1过大,会导致由气泡喷射器5出来的气泡上升路径过小,气泡和矿浆中的粗颗粒碰撞概率降低,分选效果降低;H1过小,锥形结构底部高浓度的矿浆会阻碍上升水流和气泡,增加压力损失,降低分选效果;因此,控制气泡喷射器5距离底流口的高度H1为第一柱体6的总高度H的1/4~1/3,优选的,H1为1/4H。
考虑到气泡喷射器5的直径过长,例如,气泡喷射器5的直径D1等于第一柱体6的内径D2时,会导致一部分尾矿粗颗粒截留在柱体与气泡喷射器接触边缘,不利于尾矿的排出和设备的正常工作;气泡喷射器5的直径D1过小时,气泡在第一柱体6的横截面上分布不均匀,会导致第一柱体6边缘下降的颗粒无法与气泡碰撞-粘附,降低矿化程度和分选效果;因此,控制气泡喷射器5的直径D1小于第一柱体6的内径D2,优选的,D1为5/6D2。
为了保证经过气泡喷射器5产生的气泡能够分选出粗颗粒的脉石矿物,气泡喷射器5上的孔为圆柱孔,孔径为0.5~2mm,小孔的深度为2mm,相邻小孔之间的距离为2mm,优选的,小孔的孔径为1mm。为了能够分选不同粒径的矿物,气泡喷射器5是可拆卸结构,根据需要能够更换不同孔径的孔板。
或者,为了能够使气-水混合物呈喷射状喷出,气泡喷射器5上的孔为圆锥孔,圆锥孔靠近底流口10面的孔径为0.5mm,远离底流口10面的孔径为1mm,小孔的深度为2mm。
此外,第一柱体6的内部设有压力传感器,压力传感器与压力控制箱相连,压力控制箱通过压力传感器的数值控制第一柱体6中分选床层的高度,进而调控分选效果。
具体的,球磨机和浮选机的数量为多个。
实施时,粗颗粒分选设备的使用步骤如下:
步骤一:打开进水泵1向第一柱体6中注入水,调节第二液体流量计2,通过气泵4向第一柱体6中注入气体,水和气体均经过气泡发生器3后,经过气-水混合输入管均匀混合;混合后的气-水混合物经过气泡喷射器5时面积突然缩小,流速急剧升高,根据伯努利原理,流体内压强骤降,溶于水中的气体析出产生大量微泡,同时形成向上的具有一定推动力的水流;
步骤二:待第一柱体6中的水和气泡混合液稳定地溢流至第二柱体7中,经过排矿口9排出后,打开给料分配器8,混合均匀的矿浆从给料分配器8给出至第一柱体6中进行分选,其中,分选出的第一精矿由排矿口9排出,分选出的第一尾矿经底流口10排出。
具体的,上述选矿系统还包括浓缩池和沉淀池,第一精矿由排矿口9排出后进入浓缩池,经过沉砂后返回球磨机,第一尾矿经经底流口10排出至沉淀池沉淀、脱水后用于建筑砂石骨料。
在一种可能的设计中,搅拌桶11与给料分配器8之间设有纳米气泡产生装置,纳米气泡产生装置包括空气压缩机12和压力溶气罐19;压力溶气罐19为圆筒结构,压力溶气罐19的顶部设有第一管道、第二管道和第三管道;第一管道与搅拌桶11相连,用于输送矿浆,第一管道上设有渣浆泵13和矿浆进料口14;第二管道与空气压缩机12相连,用于输送压缩气体,第二管道上设有压缩空气进气阀16;第三管道与大气连通;矿浆与压缩气体在压力溶气罐19内混合;为了监测压力溶气罐19中的压力,防止压力溶气罐19中的压力过高或过低,于压力溶气罐19的侧面设置压力表18,第三管道上设置放气阀17;压力溶气罐19的底部设有第四管道,第四管道与给料分配器8的管道相连,第四管道与给料分配器8的管道的连接处设有减压阀20;给料分配器8的管道直径大于第四管道的直径,具体的,给料分配器8的管道直径是第四管道的直径的1.5~2.5倍;为了不使矿粒沉积,保证混合矿浆保持悬浮状态,于压力溶气罐19的上部设置搅拌器15。
实施时,压缩气体与矿浆的混合物经减压阀20进入给料分配器8的管道时,由于压缩气体由小管道进入大管道压力骤降,溶解的高压气体变化为纳米气泡,附着在疏水的矿物颗粒的表面成为纳米气泡-矿物颗粒复合体;纳米气泡-矿物颗粒复合体在进入第一柱体6中后,与上升的气泡发生碰撞并粘附,形成较大的气泡-颗粒复合体,继而在上浮力和上升水流托力作用下向上运动至矿浆溶液表面,溢流至第二柱体7中,经排矿口9排出。
不采用纳米气泡产生装置时,选矿系统能够分选2mm的矿物颗粒,采用纳米气泡产生装置后产生的纳米气泡-矿物颗粒复合体和第一柱体中的上升的气泡结合后能形成更大的气泡,因而能够分选更大粒度的矿物颗粒(例如分选的矿物颗粒能够由2mm扩大到2.5~3mm),适用性更广;并且由于纳米气泡可作为副捕收剂,因此可以减少捕收剂的用量;此外,纳米气泡生成机理独特,比常规气泡降低起泡剂用量20%以上;并且由于预先将纳米气泡稳定的生长在疏水性好的矿物颗粒表面,再在纳米气泡桥连力作用下与第一柱体中的上升微泡发生碰撞并粘附,可以显著提高有用矿物颗粒与微泡的粘附概率和稳定性,增加有用矿物粗颗粒的分选回收率,提高精矿中有用矿物的品位,进而能够缩短分选流程,减少捕收剂和起泡剂的用量,能够降低成本,提高经济效益;并且能够提高系统处理能力。
实施例2
本发明的一个具体实施例,如图2所示,公开了一种硫化矿的选矿方法,采用实施例1提供的硫化矿的选矿系统,选矿方法包括如下步骤:
步骤S1:硫化矿原矿经过球磨机磨碎后导入螺旋分级机分级,分级后得到溢流的细颗粒原矿和返砂的粗颗粒原矿;
步骤S2:粗颗粒原矿经筛分后,筛上物料返回至球磨机,筛下物料进入搅拌桶11,在搅拌桶11内进行调浆,得到矿浆;细颗粒原矿经过一次粗磨、一次粗选后得到粗精矿和粗尾矿;粗精矿再经过一次再磨,三次精选、两次精扫选后得到第一精矿和第一尾矿;粗尾矿经过三次扫选得到第二尾矿;
步骤S3:将搅拌桶11中的矿浆从给料分配器8导入粗颗粒分选设备的第一柱体6内,进行分选,分选后,第二精矿由排矿口9排出,第三尾矿经底流口10排出;
步骤S4:第二精矿经过浓缩池浓缩之后的溢流水返回至球磨机循环利用;第三尾矿经沉淀池沉降后干式排放堆存用于建筑砂石骨料,沉降池溢流水也导入第一柱体6中循环利用。
具体的,步骤S2中,调浆的步骤为:向搅拌桶11中依次加入水、调整剂、捕收剂和起泡剂进行调浆得到矿浆。
具体的,步骤S2中,水、调整剂、捕收剂和起泡剂的加入顺序是不能调换的,这是因为先加入水形成矿浆溶液,再加入捕收剂选择性吸附在矿物颗粒表面,使其疏水化,然后加入起泡剂便于疏水性的矿物颗粒与气泡发生粘附作用;并且,水、调整剂、捕收剂和起泡剂的每种物料加入之后搅拌3~5min,即加入水后搅拌3~5min,然后加入调整剂后搅拌3~5min,然后加入捕收剂后搅拌3~5min,最后加入起泡剂后搅拌3~5min,得到矿浆。通过搅拌能够使矿浆各组分混合均匀,在后期的分选过程中,分选效果更好。
步骤S2中,考虑到矿浆浓度太低,处理量太低,药剂消耗量大,生产成本高;矿浆浓度太高,颗粒间的阻力也增加,不利于分选的进行,高密度的脉石矿物易混入低密度精矿,恶化分选效果。因此,控制步骤S2中矿浆浓度为50%-70%。
优选地,步骤S2中的捕收剂为煤油、柴油或异丙基黄药中的一种或多种组合,捕收剂能够提高石墨矿颗粒中精矿与脉石矿物的疏水性差异,捕收剂吸附在精矿表面,提高精矿表面疏水性,气泡易于吸附在疏水性好的精矿表面,为分选提供前提。
具体的,步骤S2中,粗精矿再经过一次再磨(使用球磨机)得到第一粗精矿和第一中矿,第一粗精矿依次经过第一次精选(即精选Ⅰ)、第二次精选(即精选Ⅱ)、第三次精选(即精选Ⅲ)后得到第一精矿;精选Ⅱ产生的中矿返回至精选Ⅰ工序,精选Ⅲ产生的中矿返回至精选Ⅱ工序,实现整个工艺过程的闭路循环,进一步提高产率。
具体的,步骤S2中,第一中矿经过依次进行的第一次精扫(精扫Ⅰ)和第二次精扫(精扫Ⅱ)后得到第一尾矿;精扫Ⅰ和精扫Ⅱ中产生的中矿产物返回至精选Ⅱ工序,实现整个工艺过程的闭路循环,进一步提高产率。
具体的,步骤S2中,粗尾矿经过依次进行的第一次扫选(扫选Ⅰ)、第二次扫选(扫选Ⅱ)、第三次扫选(扫选Ⅲ)后得到第二尾矿;扫选Ⅰ得到的中矿产物返回至粗选工序,扫选Ⅱ得到的中矿产物返回至扫选Ⅰ工序,扫选Ⅲ得到的中矿产物返回至扫选Ⅲ工序,实现整个工艺过程的闭路循环,进一步提高产率。
具体的,步骤S3包括如下步骤:
步骤S31:打开进水泵1向第一柱体6中注入水,通过气泵4向第一柱体6中注入气体,水和气体均经过气泡发生器3后,经过气-水混合输入管均匀混合;混合后的气-水混合物经过气泡喷射器5时面积突然缩小,流速急剧升高,根据伯努利原理,流体内压强骤降,溶于水中的气体析出产生大量微泡,同时形成向上的具有一定推动力的水流;
步骤S32:待第一柱体6中的水和气泡混合液稳定地溢流至第二柱体7中,经过排矿口9排出后,打开给料分配器8,搅拌桶11中混合均匀的矿浆从给料分配器8给出至第一柱体6中进行分选,其中,分选出的第一精矿由排矿口9排出,分选出的第一尾矿经底流口10排出。
上述步骤S31中,第一柱体6中水的上升托力可通过调节第二液体流量计2控制进水流速进行调节,第一柱体6中气泡的多少可通过调节气体流量计4进行控制,气泡的大小可通过调节气泡喷射器5的孔径大小进行控制。
上述步骤S32中,通过调节给入的矿浆的流速,控制第一柱体6中的矿浆的浓度为30%~50%。
上述步骤S32中,由于与捕收剂作用的粗颗粒有用矿物(即后面步骤中的粗精矿)表面疏水,脉石矿物表面亲水,且脉石矿物的比重较大。因此在分选过程中:粗颗粒有用矿物与上升的气泡发生碰撞并粘附,形成气泡-颗粒复合体,继而在上浮力和上升水流托力作用下向上运动至矿浆溶液表面,溢流至第二柱体7中,经排矿口9排出,成为第二精矿;脉石矿物颗粒表面亲水,不与气泡粘附,在自身重力作用下,下沉至第一柱体6底部,由底流口10排出,成为第三尾矿。
在一种可能的设计中,步骤S3中,搅拌桶11中混合均匀的矿浆在进入给料分配器8之前,经过纳米气泡产生装置后再进入给料分配器8,具体的,搅拌桶11中混合均匀的矿浆经过纳米气泡产生装置后再进入给料分配器8的步骤如下:
S311、压缩空气经由空气压缩机12和第二管道后于压力溶气罐19的顶部注入压力溶气罐19;矿浆经由搅拌桶11和第一管道后于压力溶气罐19的顶部注入压力溶气罐19;
S312、压缩空气与矿浆在压力溶气罐19中进行混合,当压力溶气罐19中导入的矿浆体积占压力溶气罐体积的2/3-3/4时,打开搅拌器15进行搅拌,并一直保持搅拌,使矿浆中矿物颗粒保持悬浮状态,防止矿物颗粒沉积聚集;
S313、打开减压阀20,矿浆与压缩气体混合物沿着第四管道、并经过给料分配器8的管道进入给料分配器8,导入粗颗粒分选设备的第一柱体6中。
具体的,上述S311中,压缩空气的气体流量与流速由压缩空气进气阀16控制,当压力表18的压力示数高于0.8MPa时,关掉压缩空气进气阀16,优选的,压力溶气罐19的压力值为0.4-0.8MPa;矿浆的流量与流速由矿浆进料阀14控制,当导入压力溶气罐19的矿浆量大于气罐总体积的3/4时,关闭矿浆进料阀14,优选的,压力溶气罐19中矿浆注入体积为2/3-3/4。
上述步骤S313中,由于给料分配器8的管道直径是第四管道的直径的1.5~2.5倍,当矿浆与压缩气体混合物经过减压阀20时,由于管道压力骤降,溶解在矿浆中的压缩空气变为纳米气泡,附着在疏水性的矿物颗粒的表面成为纳米气泡-矿物颗粒复合体;具体的,矿浆中的矿粒分为疏水性矿粒与亲水性矿粒,纳米气泡选择性在疏水性好的粗颗粒有用矿物(即后面步骤中的粗精矿)表面附着形成纳米气泡-矿物颗粒复合体,并保持稳定;亲水性的粗颗粒脉石矿物表面则不会产生纳米气泡;这样矿浆与压缩气体混合物中的粗颗粒精矿有很大一部分已经与纳米气泡结合成为纳米气泡-矿物颗粒复合体;在分选过程中:纳米气泡-矿物颗粒复合体更容易与第一柱体6中的上升的气泡结合后能形成更大的气泡-颗粒复合体,继而在上浮力和上升水流托力作用下向上运动至矿浆溶液表面,溢流至第二柱体7中,经排矿口9排出;同时气泡-矿浆混合体中的未与纳米气泡结合的有用矿物颗粒表面存在疏水性区域,与上升的气泡发生碰撞并粘附,形成气泡-颗粒复合体,溢流至第二柱体7中,经排矿口9排出;另一方面,脉石矿物颗粒表面亲水,不与气泡粘附,在自身重力作用下,下沉至第一底流口10排出,成为第三尾矿。
由于纳米气泡-矿物颗粒复合体与第一柱体6中的上升的气泡结合后能形成更大的气泡-颗粒复合体,因而能够分选更大粒度的矿物颗粒(例如,能够分选粒度为2.5~3mm的矿物颗粒),适用性更广;并且由于纳米气泡可作为副捕收剂,因此捕收剂的用量可以减少15%~25%;此外,纳米气泡生成机理独特,比常规气泡降低起泡剂用量15%以上;并且由于预先将纳米气泡稳定的生长在疏水性好的矿物颗粒表面,再在纳米气泡桥连力作用下与第一柱体6中的上升微泡发生碰撞并粘附,可以显著提高有用矿物颗粒与微泡的粘附概率和稳定性,增加有用矿物粗颗粒的分选回收率,提高第二精矿中有用矿物的品位,进而提高粗精矿中有用矿物的品位,进而能够缩短分选流程,减少捕收剂和起泡剂的用量,能够降低成本,提高经济效益;并且能够提高系统处理能力。
将第三尾矿脱水后能够直接作为建材砂石骨料,提高企业经济效益。
上述步骤中,第一尾矿和第二尾矿直接抛尾。
实施例3
本发明的一个具体实施例,采用实施例2提供的选矿方法,对某辉钼矿(钼品位为0.076%)的螺旋分级机溢流的细颗粒原矿进行经过一次粗磨、一次粗选后得到粗精矿和粗尾矿;粗精矿再经过一次再磨,三次精选、两次精扫选后得到第一精矿和第一尾矿;粗尾矿经过三次扫选得到第二尾矿(具体的工艺流程见附图2和4,工艺参数见下表1);对返砂的粗颗粒原矿进行筛分,筛孔大小为2.0mm,+2.00mm粒级物料返回球磨机,-2.00mm筛下物料进入搅拌桶,具体包括如下步骤:
步骤一:将-2.00mm筛下物料导入搅拌桶,控制矿浆浓度为50%,随后,先向搅拌桶中加入捕收剂煤油(用量为70g/t),搅拌3min后再加入起泡剂MIBC(用量为30g/t);
步骤二:混合均匀的矿浆从给料分配器给出至第一柱体中进行分选,得到第二精矿和第三尾矿;第二精矿由排矿口排出,第三尾矿经底流口排出;通过调节给入的矿浆的流速,控制第一柱体中的矿浆的浓度为30%;
步骤三:第二精矿经过浓缩池浓缩之后的溢流水返回至球磨机循环利用;第三尾矿经沉淀池沉降后干式排放堆存用于建筑砂石骨料,沉降池溢流水也导入第一柱体中循环利用。
经检测第二精矿的钼品位可由原矿的0.076%提高到0.13%,第三尾矿中钼品位可降低至0.009%,第三尾矿量占进入粗颗粒分选设备的入料量的28.60%,即可实现预先粗颗粒抛尾量28.60%。
表1实施例3的细颗粒原矿处理的工艺参数
实施例4
本发明的一个具体实施例,采用如实施例3提供的选矿方法,对某铜铅锌多金属硫化矿(有价矿物以黄铜矿、方铅矿和闪锌矿为主,其中铜品位0.51%、铅品位3.07%、锌品位3.99%)的螺旋分级机返砂的粗颗粒原矿进行筛分进行筛分,筛孔大小为2.0mm,+2.00mm粒级物料返回球磨机,-2.00mm筛下物料进入搅拌桶,具体包括如下步骤:
步骤一:将-2.00mm筛下物料导入搅拌桶,控制矿浆浓度为70%,随后,先向搅拌桶中加入调整剂生石灰调节矿浆pH至8.5-9.0,搅拌3min后加入捕收剂异丙基黄药(用量为80g/t),再搅拌3min后加入起泡剂2#油(用量为30g/t);
步骤二:混合均匀的矿浆从给料分配器给出至第一柱体中进行分选,得到第二精矿和第三尾矿;第二精矿由排矿口排出,第三尾矿经底流口排出;通过调节给入的矿浆的流速,控制第一柱体中的矿浆的浓度为50%;具体的,第一柱体中矿浆紊流度小,可以有效地降低矿化气泡的脱附概率;
步骤三:第二精矿经过浓缩池浓缩之后的溢流水返回至球磨机循环利用;第三尾矿经沉淀池沉降后干式排放堆存用于建筑砂石骨料,沉降池溢流水也导入第一柱体中循环利用。
经检测粗第二精矿的铜品位0.71%、铅品位4.45%、锌品位5.60%,第三尾矿中铜、铅、锌的品位分别降低至0.09%、0.21%和0.64%。第三尾矿占进入粗颗粒分选设备入料量的32.50%,即可实现预先粗颗粒抛尾量32.50%。
实施例5
本发明的一个具体实施例,采用实施例2提供的另一种选矿方法,对某辉钼矿(钼品位为0.076%)的螺旋分级机溢流的细颗粒原矿进行经过一次粗磨、一次粗选后得到粗精矿和粗尾矿;粗精矿再经过一次再磨,三次精选、两次精扫选后得到第一精矿和第一尾矿;粗尾矿经过三次扫选得到第二尾矿(具体的工艺流程见附图2,工艺参数见下表2);对返砂的粗颗粒原矿进行筛分,筛孔大小为2.0mm,+2.00mm粒级物料返回球磨机,-2.00mm筛下物料进入搅拌桶,具体包括如下步骤:
步骤一:将-2.00mm筛下物料导入搅拌桶,控制矿浆浓度为50%,随后,先向搅拌桶中加入捕收剂煤油(用量为60g/t),搅拌3min后再加入起泡剂MIBC(用量为20g/t);
步骤二:打开放气阀,将调浆好的矿浆导入压力溶气罐,并打开搅拌器保持搅拌使矿浆中矿物颗粒保持悬浮状态,关闭矿浆进料口和放气阀;打开空气压缩机和压缩空气进气阀向压力溶气罐中导入压缩空气,当压力溶气罐的压力达到0.3MPa时,关闭压缩空气进气阀;经过10min后压力溶气罐中的高压空气将在矿浆中达到溶解平衡;然后打开减压阀,溶解有压缩气体的矿浆沿着第四管道导入第一柱体中,压缩气体经过减压阀时,由于压力骤降,产生纳米气泡,纳米气泡在矿浆中的疏水性好的粗颗粒有用矿物(即后面步骤中的粗精矿)表面附着形成纳米气泡-矿物颗粒复合体,通过调控矿浆的流速,控制第一柱体中矿浆浓度为30%;
步骤三:分选,得到第二精矿和第三尾矿;第二精矿由排矿口排出,第三尾矿经底流口排出;
步骤四:第二精矿经过浓缩池浓缩之后的溢流水返回至球磨机循环利用;第三尾矿经沉淀池沉降后干式排放堆存用于建筑砂石骨料,沉降池溢流水也导入第一柱体中循环利用。
经检测第二精矿的钼品位可由原矿的0.076%提高到0.15%,第三尾矿中钼品位可降低至0.007%,第三尾矿量占进入粗颗粒分选设备的入料量的30.1%,即可实现预先粗颗粒抛尾量30.1%。
表2实施例5的细颗粒原矿处理的工艺参数
实施例6
本发明的一个具体实施例,采用实施例5提供的选矿方法,其中,对返砂的粗颗粒原矿进行筛分,筛孔大小为3.0mm,+3.00mm粒级物料返回球磨机,-3.00mm筛下物料进入搅拌桶。总共药剂量为煤油340g/t,2号油210g/,钼金属的回收率为85%,工厂处理量为11000吨/天。
对比例1
该对比例中,采用的某辉钼矿(钼品位为0.076%)与实施例3的相同;采用传统工艺对原矿经过一次粗磨、一次粗选、三次扫选,粗精矿再经过一次再磨,四次精选、两次精扫选。粗磨粒度为-200目(200目=0.074mm)占64%,再磨粒度为-200目占92%。总共药剂量为煤油420g/t,2号油270g/,钼金属的回收率为80%,工厂处理量为10000吨/天。
通过对比实施例3和对比例1可知,采用本申请提供的选矿方法通过采用粗颗粒分选设备能够预先抛弃大部分脉石矿物,可以有效缩短作业流程,提高系统处理能力,提高总回收率,降低药剂用量;通过本申请的选矿方法,钼金属的回收率提高6.3%,药剂总用量减少了9%,总处理量提高了10%,效率明显提高;并且第三尾矿做建材砂石骨料可以增加企业经济效益;并且采用本申请的选矿系统和选矿方法,能浮选较大粒度的矿物(例如2mm~3mm)。
通过对比实施例5和对比例1可知,采用本申请提供的选矿方法通过采用粗颗粒分选设备能够预先抛弃大部分脉石矿物,并结合使用纳米气泡产生装置,可以有效缩短作业流程,提高系统处理能力,提高总回收率,降低药剂用量;通过本申请的选矿方法,钼金属的回收率提高10%,药剂总用量减少了23%,总处理量提高了20%,效率明显提高;并且第三尾矿做建材砂石骨料可以增加企业经济效益。
需要说明的是,在本申请中,+200目表示粒度大于或等于200目,-200目表示粒度小于200目;类似的,+0.074mm表示粒度大于或等于0.074mm;-0.074mm表示粒度小于0.074mm;类似的,“+”表示大于或等于,“-”表示小于。
以上所述,仅为本发明较佳的具体实施方式,但本发明的保护范围并不局限于此,任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内,可轻易想到的变化或替换,都应涵盖在本发明的保护范围之内。
Claims (10)
1.一种硫化矿的选矿系统,其特征在于,沿选矿管路上设有球磨机、螺旋分级机、搅拌桶(11)、粗颗粒分选设备和浮选机;所述粗颗粒分选设备包括第一柱体(6)、第二柱体(7)和气-水混合输入装置,所述第一柱体(6)和第二柱体(7)均为圆筒状结构,所述第二柱体(7)嵌套于第一柱体(6)的上端外部,所述第二柱体(7)的上端面高于第一柱体(6)的上端面,所述第二柱体(7)的侧面设有排矿口(9),所述第一柱体(6)中的物料能够溢流流入第二柱体(7)中,经排矿口(9)排出;所述球磨机和浮选机的数量为多个。
2.根据权利要求1所述的硫化矿的选矿系统,其特征在于,所述第二柱体(7)的底端面为斜面,所述第二柱体(7)的底端面与第一柱体(6)的中轴线的夹角为20°~40°。
3.根据权利要求1所述的硫化矿的选矿系统,其特征在于,所述第二柱体(7)的上部设有盖板,所述第二柱体(7)的盖板的中心位置设有给料分配器(8),物料从给料分配器(8)输入至第一柱体(6)中。
4.根据权利要求3所述的硫化矿的选矿系统,其特征在于,所述第一柱体(6)的下部设有锥形结构,所述锥形结构的底部设有底流口(10),所述底流口(10)用于尾矿的排出;所述锥形结构的上部侧边设有输入口,所述气-水混合输入装置包括气-水混合输入管,所述气-水混合输入管通过输入口与设于第一柱体(6)内的气泡喷射器(5)连接,所述气-水混合输入管上沿远离输入口的方向依次设有进气管和进水管,所述进气管和气-水混合输入管的连接处设有气泡发生器(3);所述进水管与进水泵(1)连接,所述进气管与气泵连接。
5.一种硫化矿的选矿方法,其特征在于,采用权利要求1-4所述的硫化矿的选矿系统,选矿方法包括如下步骤:
步骤S1:硫化矿原矿经过球磨机磨碎后导入螺旋分级机分级,分级后得到溢流的细颗粒原矿和返砂的粗颗粒原矿;
步骤S2:粗颗粒原矿经筛分后,筛上物料返回至球磨机,筛下物料进入搅拌桶,在搅拌桶内进行调浆,得到矿浆;细颗粒原矿经过一次粗磨、一次粗选后得到粗精矿和粗尾矿;粗精矿再经过一次再磨,三次精选、两次精扫选后得到第一精矿和第一尾矿;粗尾矿经过三次扫选得到第二尾矿;
步骤S3:将搅拌桶中的矿浆从给料分配器导入粗颗粒分选设备的第一柱体内,进行分选,分选后,第二精矿由排矿口排出,第三尾矿经底流口排出。
6.根据权利要求5所述的硫化矿的选矿方法,其特征在于,所述选矿方法还包括如下步骤:
步骤S4:所述第二精矿经过浓缩池浓缩之后的溢流水返回至球磨机循环利用;所述第三尾矿经沉淀池沉降后干式排放堆存,沉降池溢流水也导入第一柱体中循环利用。
7.根据权利要求5所述的硫化矿的选矿方法,其特征在于,所述步骤S2中矿浆浓度为50%-70%。
8.根据权利要求5所述的硫化矿的选矿方法,其特征在于,所述步骤S3包括如下步骤:
步骤S31:向第一柱体中注入水,通过气泵向第一柱体中注入气体,水和气体均经过气泡发生器后,经过气-水混合输入管均匀混合;混合后的气-水混合物经过气泡喷射器时面积缩小,流速升高,流体内压强下降,溶于水中的气体析出产生微泡,同时形成向上的具有推动力的水流;
步骤S32:待第一柱体中的水和气泡混合液稳定地溢流至第二柱体中,经过排矿口排出后,打开给料分配器,气泡-矿浆混合体从给料分配器给出至第一柱体中进行分选,分选出的第二精矿由排矿口排出,分选出的第三尾矿经底流口排出。
9.根据权利要求8所述的硫化矿的选矿方法,其特征在于,所述步骤S32中,第一柱体中的矿浆的浓度为30%-50%。
10.根据权利要求5-9所述的硫化矿的选矿方法,其特征在于,所述步骤S2中,所述粗精矿经过一次再磨得到第一粗精矿和第一中矿,所述第一粗精矿依次经过第一次精选、第二次精选和第三次精选后得到第一精矿。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201911267995.7A CN110882851B (zh) | 2019-12-11 | 2019-12-11 | 一种硫化矿的选矿系统及选矿方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201911267995.7A CN110882851B (zh) | 2019-12-11 | 2019-12-11 | 一种硫化矿的选矿系统及选矿方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN110882851A true CN110882851A (zh) | 2020-03-17 |
CN110882851B CN110882851B (zh) | 2022-04-12 |
Family
ID=69751558
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN201911267995.7A Active CN110882851B (zh) | 2019-12-11 | 2019-12-11 | 一种硫化矿的选矿系统及选矿方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN110882851B (zh) |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN112090594A (zh) * | 2020-10-15 | 2020-12-18 | 西南科技大学 | 纳米气泡浮选机 |
CN113499861A (zh) * | 2021-05-24 | 2021-10-15 | 中南大学 | 一种湍流与稳流协同流化的粗颗粒浮选设备及方法 |
CN115870090A (zh) * | 2022-12-30 | 2023-03-31 | 中国矿业大学 | 一种粗粒硫化矿梯级抛废分选提质系统及工艺 |
Citations (10)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103754830A (zh) * | 2014-01-18 | 2014-04-30 | 慈丽 | 一种尾矿有价元素回收与尾矿综合利用工艺及其方法 |
JP2015199006A (ja) * | 2014-04-04 | 2015-11-12 | 松藤 泰典 | フライアッシュ粉体の製造方法および製造設備 |
CN105689157A (zh) * | 2016-04-11 | 2016-06-22 | 安徽理工大学 | 一种具有自调浆功能的摇摆搅拌式浮选设备 |
CN106622636A (zh) * | 2016-12-21 | 2017-05-10 | 广西睿桂涵农业有限公司 | 一种硫化铜镍矿的选矿工艺 |
CN106733202A (zh) * | 2016-11-21 | 2017-05-31 | 西北矿冶研究院 | 一种细粒嵌布硫化铜矿石的浮选方法 |
CN107234006A (zh) * | 2017-05-26 | 2017-10-10 | 金川集团股份有限公司 | 一种高铜镍比矿物的浮选方法 |
CN108273668A (zh) * | 2018-03-28 | 2018-07-13 | 中国矿业大学 | 一种基于强湍流混合矿化的快速浮选系统及浮选方法 |
CN109759241A (zh) * | 2019-01-31 | 2019-05-17 | 中国矿业大学 | 一种宽粒度级煤泥浮选的装置及方法 |
CN209020582U (zh) * | 2018-10-24 | 2019-06-25 | 中南大学 | 一种流态化粗粒浮选设备 |
CN110292984A (zh) * | 2019-07-05 | 2019-10-01 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 含辉铜矿粗粒嵌布型硫化铜矿石分步磨矿浮选法 |
-
2019
- 2019-12-11 CN CN201911267995.7A patent/CN110882851B/zh active Active
Patent Citations (10)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103754830A (zh) * | 2014-01-18 | 2014-04-30 | 慈丽 | 一种尾矿有价元素回收与尾矿综合利用工艺及其方法 |
JP2015199006A (ja) * | 2014-04-04 | 2015-11-12 | 松藤 泰典 | フライアッシュ粉体の製造方法および製造設備 |
CN105689157A (zh) * | 2016-04-11 | 2016-06-22 | 安徽理工大学 | 一种具有自调浆功能的摇摆搅拌式浮选设备 |
CN106733202A (zh) * | 2016-11-21 | 2017-05-31 | 西北矿冶研究院 | 一种细粒嵌布硫化铜矿石的浮选方法 |
CN106622636A (zh) * | 2016-12-21 | 2017-05-10 | 广西睿桂涵农业有限公司 | 一种硫化铜镍矿的选矿工艺 |
CN107234006A (zh) * | 2017-05-26 | 2017-10-10 | 金川集团股份有限公司 | 一种高铜镍比矿物的浮选方法 |
CN108273668A (zh) * | 2018-03-28 | 2018-07-13 | 中国矿业大学 | 一种基于强湍流混合矿化的快速浮选系统及浮选方法 |
CN209020582U (zh) * | 2018-10-24 | 2019-06-25 | 中南大学 | 一种流态化粗粒浮选设备 |
CN109759241A (zh) * | 2019-01-31 | 2019-05-17 | 中国矿业大学 | 一种宽粒度级煤泥浮选的装置及方法 |
CN110292984A (zh) * | 2019-07-05 | 2019-10-01 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 含辉铜矿粗粒嵌布型硫化铜矿石分步磨矿浮选法 |
Cited By (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN112090594A (zh) * | 2020-10-15 | 2020-12-18 | 西南科技大学 | 纳米气泡浮选机 |
CN113499861A (zh) * | 2021-05-24 | 2021-10-15 | 中南大学 | 一种湍流与稳流协同流化的粗颗粒浮选设备及方法 |
CN113499861B (zh) * | 2021-05-24 | 2023-01-24 | 中南大学 | 一种湍流与稳流协同流化的粗颗粒浮选设备及方法 |
CN115870090A (zh) * | 2022-12-30 | 2023-03-31 | 中国矿业大学 | 一种粗粒硫化矿梯级抛废分选提质系统及工艺 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN110882851B (zh) | 2022-04-12 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN110882851B (zh) | 一种硫化矿的选矿系统及选矿方法 | |
CN110882850B (zh) | 一种保护石墨鳞片的选矿系统及选矿方法 | |
CN110201790B (zh) | 一种宽粒级煤泥的分选回收系统及分选回收工艺 | |
US20080149536A1 (en) | Method of Floating and Flotation Circuit | |
CN110882829A (zh) | 一种基于水力浮选技术的粗颗粒抛尾的分选系统 | |
CN110882852B (zh) | 一种粗颗粒矿物浮选强化回收系统及回收方法 | |
CN102225354A (zh) | 一种重浮混合分选工艺及其分选装置 | |
CN111375483B (zh) | 一种用于煤泥回收的分选系统及分选工艺 | |
CN110560258A (zh) | 一种物理旋流回收跳汰溢流煤泥选取超净煤装置及工艺 | |
CN110947525A (zh) | 纳米泡浮选柱 | |
CN113976306A (zh) | 一种复杂难选低品位钼矿石重介选矿预先抛废系统及抛废工艺 | |
CN110385197B (zh) | 一种重晶石萤石伴生矿的重力分选系统及工艺 | |
CN110665646B (zh) | 一种三产品旋流浮选装置及浮选方法 | |
CN105170306A (zh) | 一种针对高灰高泥高矸石煤的洗选工艺 | |
CN112588454B (zh) | 一种用于矿物粗颗粒分选的二次水力浮选机及浮选方法 | |
CN106334627A (zh) | 浮选柱及使用其进行分选矿浆的方法 | |
CN111389580B (zh) | 一种用于粗颗粒回收的三产品水力浮选机及分选方法 | |
CN112718232A (zh) | 一种分级磨浮保护晶质石墨鳞片的方法 | |
CN113578515B (zh) | 一种大鳞片石墨保护性分选设备及方法 | |
CN114308368B (zh) | 一种铜锡矿分选工艺 | |
CN105772211A (zh) | 一种磁铁矿矿石闪速磁选组合设备的布置方法 | |
CN217069252U (zh) | 一种重晶石重浮复合联选提纯装置 | |
CN219943215U (zh) | 一种含泥金矿石高效浮选系统 | |
CN114308400B (zh) | 旋流喷射微纳米气泡浮选柱 | |
CN110899004A (zh) | 一种基于水力浮选技术的有色金属固废源头减量工艺 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
GR01 | Patent grant | ||
GR01 | Patent grant |