CN111437982B

CN111437982B - 一种降低沉砂夹细比值提高磨矿分级产能的方法

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Publication number: CN111437982B
Application number: CN202010269910.5A
Authority: CN
Inventors: 李耀基; 刘朝竹; 李海兵; 宋慧林; 李侯超; 董伟; 陈双贵; 张晖; 宗世荣; 方世祥; 赵建云; 卢昌; 李宁; 李红艳; 方舒; 字佳林; 熊广爱
Original assignee: Yunnan Phosphate Chemical Group Corp Ltd
Current assignee: Yunnan Phosphate Chemical Group Corp Ltd
Priority date: 2020-04-08
Filing date: 2020-04-08
Publication date: 2021-08-10
Anticipated expiration: 2040-04-08
Also published as: CN111437982A; US20220143623A1; WO2021203752A1; US12103012B2

Abstract

本发明涉及一种降低沉砂夹细比θ₀值提高磨矿分级产能的方法，属磨矿分级技术领域，当磨矿机与旋流器两种设备构成有机统一体，形成磨矿分级工艺流程时，传统方法解决的是溢流细度β值。本发明解决的是以降低沉砂夹细比θ₀值，并以此来提高磨矿分级产能和降电耗。当θ₀＝23.74％时，溢流浓度、细度不降反升，产能提高28.30％。本发明具体是由磨矿机与水力旋流器两种设备构成的第一段全闭路的两段磨矿分级工艺流程，和第一段开路的两段磨矿分级工艺流程中，所述提高磨矿分级产能链条为：二段Φ500mm水力旋流器分离锥上B点

值控制→沉砂夹细比θ₀值控制→二段磨矿分级负荷(Q₂)控制→一段磨矿分级产能Q值。

Description

一种降低沉砂夹细比值提高磨矿分级产能的方法

技术领域

本发明涉及旋流器磨矿分级工艺技术领域。

背景技术

1、背景技术之一

水力旋流器在选矿厂可单独用于磨矿回路的分级作业。

D水力旋流器计算实例(选矿设计手册P₁₆₄)

球磨回路中用水力旋流器分级

给矿量为250t/h

溢流浓度为40％

要求溢流粒度为小于74μm(-200目，下同)粒级占60％

矿石密度为2.9t/m³

旋流器入口处工作计示压力为55kPa

磨矿回路的循环负荷为225％

据上述条件选择水力旋流器规格，并计算所需台数。

a磨矿回路中的物料平衡计算

磨矿回路中的物料平衡计算结果列入表1

表1物料平衡计算结果

专业技术人员根据此表绘制图1磨矿分级工艺矿浆流程图。

b计算d_50(c)

要求溢流粒度为小于74μm粒级占60％，查表2可知：

d_50(c)＝2.08/d_T＝2.08×74＝154μm

表2水力旋流器溢流粒度与d₅₀的关系(手册P₁₆₃)

c计算旋流器直径D

由表2可知，旋流器的给矿重量浓度为59.1％，其体积浓度为33.2％，按式下式(手册P₁₆₃)

则有：

由此得，

旋流器规格直径D＝50cm，溢流管直径dc＝17cm，给矿口当量直径dn＝13cm，锥度α＝20°

d计算旋流器处理能力V：

(直径系数

)

(锥角系数

)

2、背景技术之二

背景技术之二：图2为云南磷化集团有限公司晋宁选矿分公司浮选厂，昆阳矿系列传统磨矿分级工艺方法。它与背景技术之一有所不同，为第一段全闭路两段磨矿分级工艺流程，结构较复杂，一段与二段磨矿机负荷不容易平衡、不稳定，要求严格操作管理。

(1)给矿量179.30t/h

(2)溢流浓度25.89％

(3)要求溢流粒度为小于74μm粒级占86.00％

(4)矿石密度为2.93t/m³

(5)旋流器入口处计示压力为0.16MPa(二段Φ500)

(6)二段旋流器规格直径D＝500mm，溢流管直径dc＝160mm，给矿口当量直径dn＝130mm，锥度α＝20°。

(7)二段旋流器体积处理量V

二、背景技术特征

1、背景技术之一

(1)磨矿分级为一段一闭路工艺流程，30年前，富矿较丰富，此方法应用普遍。

(2)根据溢流细度值，应用d_50(c)/d_T值计算方法，确定旋流器直径D值。近20年来，此方法在生产实践中不再采用。d_50(c)/d_T值在0.91～2.08范围内，可直接采用Φ500mm旋流器。但仍把溢流细度指标作为设计依据被固定下来。dn和dc值采用比对方法也被固定下来，一直用到至今。

(3)单支旋流器体积处理量大，给矿压力0.055MPa时达到155.5m³/h，若给矿压力为0.11MPa，处理量可达219.9m³/h，在有限的容积中能通过多少的量，会有一定限度。

2、背景技术之二

(1)磨矿分级为第一段全闭路两段磨矿分级工艺流程，30年后，出现了大量氧化矿，此方法应用普遍，流程结构复杂，一段与二段负荷需严格控制才能平衡。

(2)根据溢流细度调节给矿压力，直接采用Φ500mm旋流器。dn和dc值仍然采用比对方法确定其值，几乎和背景技术之一相同。

(3)单支旋流器体积处理量大，给矿压力0.20MPa时，达到396.00m³/h，在有限的容积中通过多少的量，会有一定的限度。

三、背景技术存在的问题

1、沉砂夹细比θ₀值

θ₀值定义为：沉砂中Q_-200目的矿量(-74μm粒级，下同)与给矿中Q_-200目的矿量(-74μm粒级，下同)的比值，称沉砂夹细比θ₀值。θ₀值可用小数点和百分数表示。

2、分析背景技术之一

由图1得知：2号点沉砂产品中Q_-200目矿量为215.43t/h，4号点给矿中Q_-200目矿量为365.40t/h，2号点θ₀＝215.43/365.40＝0.5896，或58.96％。给矿中只有41.04％少部分-200目粒级矿量进入溢流产品中，送往下游作业。而占58.96％的大量-200目粒级矿量都进入沉砂产品中，被返回到磨矿机重磨，不但占据了有限的磨矿机空间，堵塞了提产能通道，还造成过磨过粉碎现象，对下游浮选作业带来严重影响。对此约占整座选厂能耗60％的传统工艺方法，出现主次倒置现象，有理由提出质疑。

3、分析背景技术之二

由图2得知：9号点沉砂产品中Q_-200目矿量为139.92t/h，8号点给矿中Q_-200目矿量为294.12t/h，9号点θ₀＝139.92/294.12＝0.4757，或47.57％。给矿中只有52.43％少量-200目粒级矿量进入溢流产品中，送往下游作业。而占47.57％的大量-200目粒级矿量都进入沉砂产品中，被返回到磨矿机重磨，不但占据了有限的磨矿机空间，堵塞了提产能通道，还造成过磨、过粉碎现象，对下游浮选作业带来严重影响。对此约占整座选厂能耗60％的传统工艺方法，出现主次倒置现象，有理由提出质疑。

发明内容

本发明目的旨在解决传统背景技术存在的沉砂夹细比θ₀值居高不下，磨矿分级产能通道严重被堵塞的问题，创立一种以降低系统沉砂夹细比θ₀值方式来提高实际磨矿分级产能的新方法。

本发明一种以降低沉砂夹细比θ₀值来提高磨矿分级产能的方法：由磨矿机与水力旋流器两种设备构成的第一段全闭路的两段磨矿分级工艺流程，和第一段开路的两段磨矿分级工艺流程中，所述提高磨矿分级产能链条为：二段Φ500mm水力旋流器分离锥上B点

值控制→沉砂夹细比θ₀值控制→二段磨矿分级负荷(Q₂)控制→一段磨矿分级产能Q值。所述水力旋流器的沉砂与溢流产品生成分级段h₁，分级离心力强度A点

个重力加速度；所述水力旋流器的沉砂与溢流产品分离段h₂，分离离心力强度B点

个重力加速度；B点

为A点

的6.05～6.50倍。

所述水力旋流器中的沉砂夹细比θ₀值为θ₀＝23.74～16.52％。

所述水力旋流器中的沉砂夹细比θ₀值，降低沉砂产品中几吨-200目粒级的矿量，能够增加壹吨的新产能，其兑换比为：

4.1中低品位胶磷矿兑换比为：1.512：1；

4.2氧化铜矿兑换比为：2.64：1；

4.3铝土矿兑换比为：2.45：1。

所述水力旋流器分离锥的离心力强度B点

的方程计算式为：B点

式中K_D—水力旋流器的直径修正系数；

K_α—水力旋流器的圆锥角修正系数；

dn—给矿管当量直径，cm；

dc—溢流管直径，cm；

P—给矿压力，MPa；

常数—5875.69。

所述水力旋流器中的溢流浓细度不降反升，分别提高：

6.1中低品位胶磷矿3.01％和2.3％；

6.2氧化铜矿1％和3.5％；

6.3铝土矿0.61％和6.71％。

所选用水力旋流器筒体直径D＝Φ466～Φ500mm。

本发明以降低(控制)生产线系统前端的沉砂夹细比θ₀数值方式，来间接提高生产线系统最后端实际磨矿分级的产能，在原有生产线系统设备不变条件下，让每台磨矿分级的产能提高，改变了传统以控制溢流细度β值越细越好的理论和实操，理论创新带来实际控制点的改变，通过控制二段Φ500mm水力旋流器分离锥上B点

值→沉砂夹细比θ₀值控制→二段磨矿分级负荷(Q₂)控制→最终获得一段磨矿分级产能Q值(产能)。

具体工作机理(见图5和图10)是：带压力矿浆一进入水力旋流器即绕着旋流器轴线作旋转运动，矿物粒群在各种力共同作用下，按其粒度、密度、形状和浓度分布于容器之中。这时遵循下述基本规律，矿浆的密度，矿物粒度、密度自水力旋流器轴线向器壁方向及自溢流管B点向沉砂嘴8方向增大，水力旋流器仿佛形成一种固定密度面和固定粒度面。这些面呈圆锥形，其锥角比旋流器本身的锥角大。而且，矿浆的密度和粒度按高度不同而变化，出现了下锥体部分的浓密区和上锥体部分的稀释区。在沉砂嘴以上一小段锥段上，外旋流分为从沉砂嘴喷出和转入内旋流且排向溢流管的两股矿浆流。前者粒度粗、较粗，浓度较浓；后者粒度微细、细、较细，浓度较稀。

本发明概述水力旋流器沉砂与溢流两种产品分级生成和分离的两个过程认为：分级能量来源于h₁分级段离心力场的离心力强度A点

值，来源于A点切向速度A点dnu值。同时，也来源于同一半径上上部静压力大于下部静压力，矿粒群得于以液相为载体，从A点向着沉砂嘴8方向运动。在器壁上磨刻留下了阿基米德螺旋线轨迹，完成了沉砂与溢流产品分级过程。

表3数据表明，传统背景技术与本发明A点

值都介于12～13个重力加速度，基本相同。这说明Φ500mm水力旋流器分级-200目粒级的沉砂与溢流产品的能量已经足够了。

在实践中发明人10多次发现，在锥度α＝20°，Φ500mm水力旋流器锥长H＝1428mm锥段上，留下了两种完全不同的磨痕；其中上锥段h₁长约1021～1064mm，占总锥长的72～75％，阿基米德螺旋线磨痕清晰可见，能量小，磨痕浅；可是，下锥段h₂长约354～397mm，占总锥长的25～28％，阿基米德螺旋线消失，被一种像似被砂轮打磨过的凹面所替代。这一奇特现象引人沉思，结合本发明人多年理论研究，已弄清了其究竟。原来在下锥段h₂分离锥上轴向速度发生了很大变化。向上的轴向速度急剧下降，向下的轴向速度急剧增大，致使矿浆中绝大部分的液相，夹带着大量的-200目粒级矿粒群，旋转方向不变，朝向溢流管口方向，以旋流器轴中线附近的空气柱为依托穿出器外，称为溢流产品。而外旋流夹带着大量的+200目粒级矿粒群从沉砂嘴处喷出，称为沉砂产品。

本发明分离锥段上离心力强度为传统背景技术的1.9～7.6倍(表3)，本发明分离锥段上离心力强度

值为本发明分级锥段上离心力强度

值的6.21倍(表3)，这两个数据历经12年之久，一代又一代，建造了44个工业型机组，积累了三十多万个数据沉淀出来的数据，有力支撑本发明工作机理，实现了四大技术突破。

1、旋流器设计研究方向变革

传统背景技术以溢流浓度C、细度β值为设计研究方向；本发明以降低沉砂夹细比θ₀值为设计研究方向，控制沉砂夹细比θ₀值指标，实施例证证明本发明的溢流浓细度不降反升，收到意想不到(与传统设计理论相反或没有)的技术效果。

2、本申请首次公开了分离±200目粒级较为充分、较为彻底时的分离离心力强度B点

值：

2.1中低品位胶磷矿、氧化铜矿，B点

个重力加速度。

2.2铝土矿碱性矿浆，B点

个重力加速度。

3、水力旋流器设计研究方法变革

传统背景技术采用比对法确定dn、dc值，本发明采用由本发明人推导的科学的方程计算公式：

B点

4、创建磨矿分级产能链条

二段磨矿分级负荷控制一段磨矿分级产能Q值；通过二段Φ500mm水力旋流器沉砂夹细比θ₀值来间接控制二段磨矿分级负荷，通过Φ500mm旋流器分离锥离心力强度B点

值来间接控制θ₀值。

本发明产能链条：B点

——沉砂夹细比θ₀值——Q₂(二段负荷)——Q(一段产能)。简言之，通过降低沉砂产品中几吨-200目粒级的矿量，来增加一吨新的产能，其兑换比值为：

4.1中低品位胶磷矿兑换比为：1.512：1，则降低中低品位胶磷矿沉砂产品中1.512吨-200目粒级的矿量，来增加低品位胶磷矿1吨新的产能，以此类推。

4.2氧化铜矿兑换比为：2.64：1；

4.3铝土矿兑换比为：2.45：1。

附图说明

图1现有设计手册中的磨矿分级工艺流程。

图2昆阳矿磨矿分级工艺流程(传统方法)。

图3昆阳矿磨矿分级工艺流程(研发中心第一代)。

图4昆阳矿磨矿分级工艺流程(研发中心第二代)。

图5昆阳矿磨矿分级工艺流程(研发中心第三代，本发明)。

图6大红山铜矿传统磨矿分级工艺流程(实施例2)。

图7大红山铜矿第三代磨矿分级工艺流程(实施例2)。

图8广西平果铝厂传统磨矿二段一闭路磨矿分级矿浆工艺流程图(实施例3)。

图9广西平果铝厂第四代二段一闭路磨矿分级矿浆工艺流程图(实施例3)。

图10本发明使用旋流器的结构示意图。

图中各标号：1-外溢流管；2-内溢流管；3-进浆体；4-筒体；5-溢流柱；6-空气柱；7-锥体；8-沉砂嘴；h₁—沉砂与溢流生成分级锥；h₂—沉砂与溢流分离分离锥。

具体实施方式

本发明有三个实施例证，将对本发明点进一步细化比对说明，这些描述只是示范性的，而并非要限制本发明的应用范围。此外，在以下的说明中，提出旋流器工作示意附图，省略了公知的结构参数和描述，以避免不必要混淆本发明的概念。

实施例1中低品位胶磷矿

1、B点

值个重力加速度表3

传统基元公司——第一代→第二代→第三代(本发明，下同)，分别为：38.43—50.19—61.88—72.60个重力加速度。本发明为传统的1.9倍，即1.9＝72.6/38.43。在分离锥上强大的分离离心力强度作用下，沉砂与溢流产品得到充分的分离，沉砂夹细比θ₀值将大幅度降低。

2、θ₀值表3

传统基元公司——第一代→第二代→第三代，分别为：47.57—34.54—26.86—23.74％。本发明θ₀值与传统的相比，下降了二倍，即2.0＝47.57/23.74。θ₀值越小，沉砂中-200目粒级的矿量就越少。

3、沉砂中Q_-200目矿量t/h图2～图5

传统基元公司——第一代→第二代→第三代，分别为：139.92—87.27—66.32—63.24t/h。本发明与传统的相比，下降了2.21倍，即2.21＝139.92/63.24。每小时减少了76.68吨-200目粒级的矿量，大大减轻了磨矿机的负荷，为新增产能提供了一定的空间。

4、产能Q t/h图2～图5

传统基元公司——第一代→第二代→第三代，分别为：179.30—185.39—203.67—230。本发明与传统相比，产能提高50.70t/h。

5、兑换比

兑换比：(139.92-63.24)/(230.00-179.30)＝1.512，即1.512：1。沉砂产品中降低1.512吨-200目粒级的矿量，可以提高一吨磨矿机新产能。

6、溢流产品浓度和细度C％、β％；图2～图5。

传统基元公司——第一代→第二代→第三代，分别为：25.89、86.00—25.05、 89.22—28.82、88.66—28.90、88.30。本发明溢流浓度C％比传统的提高3.01个百分点，即3.01＝28.90-25.89。本发明溢流细度β％比传统的提高2.3个百分点，即2.3＝88.30-86.00。C％和β％双提高证明了传统技术设计研究方向存在严重问题。

7、磨矿分级回路中溢流产率γ％，见表3内容。

传统基元公司——第一代→第二代→第三代，分别为：30.07—34.04—37.29—38.32。本发明比传统的提高了8.25个百分点，即8.25＝38.32-30.07。γ值提高与θ₀值降低其作用与效果完全一样，起到阻止大量-200目粒级的矿量返回磨矿机再磨，减轻磨矿机负荷，提升产能增量空间。

8、分级效率E％值图2～图5。

传统基元——第一代→第二代→第三代，分别为：44.12—58.62—65.42—68.20。本发明比传统的提高了24.08个百分点，即24.08＝68.20-44.12。

分级效率E值被定义为：溢流中-200目粒级的量T与给矿中-200目粒级的量T₀的比值，即T/T₀＝E％。

T＝(α-θ)100(β-α)＝(44.37-17.08)100(88.30-44.37)＝119884.97

T₀＝α(β-θ)(100-α)＝44.37(88.30-17.08)(100-44.37)＝175792.55

(α-θ)式中θ值与T值成反比关系，T值随θ值降低而升高。

(β-θ)式中θ值可以抑制T₀值适度增加，不致于过大。

分级效率公式从理论上支撑了本发明的创造性。

9、经济效益

云南磷化集团有限公司晋宁选矿分公司浮选厂由中蓝连海设计院按传统方法设计，昆阳矿两个系列设计产能2×150＝300万吨/年原矿，单系列208.33t/h；晋宁矿一个系列150万吨/年原矿，单系列208.33t/h，一共450万吨/年原矿。

昆阳矿系列：传统方法自2012年实施后，据2014～2016年三年生产数据报表，两个系列各自小时处理量均为179.30吨，比设计产能208.33t/h，下降了29.03t/h，总产能下降至258.19万吨/年原矿，下降幅度为41.81万吨/年原矿。磨矿机电耗为27.28kW·h/t原矿。

本发明2017年1月正式在公司内部进行技术改造实施后，两个系列各自小时处理量均为230吨，比传统方法实施后的179.30t/h提高了50.70t/h。产能提高73.01万吨/年，即50.70×2×24×300＝73.01万吨/年。按精矿产率65％计算，多产精矿47.46万吨/年，按每吨精矿净利润34.16元计算，新增利润为1621.07万元/年。磨矿机电耗从传统方法的27.28kW·h/t原矿下降至18.42kW·h/t原矿，下降了8.86kW·h/t原矿。按每度电0.45元计算，则每吨原矿电费下降了3.987元。本发明总产能提高至165.60万吨/年，则节电费为165.60×3.987＝660.24万元，33个月为1815.68万元。昆阳矿系列总经济效益为1621.07+660.24＝2281.31万元/年，33个月为6273.60万元。

晋宁矿系列：传统方法自2012年实施后，据2014～2016年三年生产数据报表，单系列小时处理量为189.00吨，比设计产能208.33t/h，下降了19.33t/h。设计总产能从150万吨/年原矿下降至136.08万吨/年原矿，下降了13.92万吨/年原矿。磨矿机电耗为25.25kW·h/t原矿。

本发明2017年1月正式在公司内部进行技术改造实施后，单系列小时处理量为245吨，比传统方法实施后的189.00t/h提高了56.00t/h。总产能提高40.32万吨/年，即56.00×24×300＝40.32万吨/年。按精矿产率65％计算，多产精矿26.21万吨/年，按每吨精矿净利润34.16元计算，新增利润为895.27万元/年。磨矿机电耗从传统方法的25.25kW·h/t原矿下降至17.74kW·h/t原矿，下降了7.51kW·h/t原矿。按每度电0.45元计算，则每吨原矿电费下降了3.3795元。本发明总产能提高至176.40万吨/年，则节电费为176.40×3.3795＝596.14万元，33个月为1639.40万元。晋宁矿系列总经济效益为895.27+596.14＝1491.41万元/年，33个月为4101.38万元。

晋宁选矿分公司昆阳、晋宁矿共三个系列实施本发明后与传统技术相比经济效益提高了：

1、多产精矿效益1621.07+895.27＝2516.33万元/年；

2、节电660.24+596.14＝1256.38万元/年；

3、年增效益合计2516.33+1256.38＝3772.71万元/年；

4、两年九个月总经济效益6920+3455.05＝10375.05万元。

实施例2铜矿

云南大红山铜矿磨矿分级工艺流程与实施例1相同。

1、B点

值个重力加速度表4

传统海王——本发明(第3代，下同)，分别为：30.7—72.6个重力加速度。本发明为传统的2.36倍。在分离锥上强大的分离离心力强度作用下，沉砂与溢流产品得到充分的分离，沉砂夹细比θ₀值将大幅度降低。

2、θ₀值表4

传统海王——本发明，分别为：44.76—23.74％。本发明θ₀值与传统的相比，下降了1.89倍。θ₀值越小，沉砂中-200目的矿量就越少。

3、沉砂中Q_-200目矿量t/h图6、图7

传统海王公司→本发明，分别为：113.01—49.59t/h。本发明与传统海王公司的相比，下降了2.28倍。每小时减少了63.42吨-200目粒级的矿量，大大减轻了磨矿机的负荷，为新增产能提供了一定的空间。

4、产能Q t/h图2～图5

传统海王—本发明，分别为：186—210。本发明产能比传统的提高了24t/h。

5、兑换比

兑换比：(113.01-49.59)/(210-186)＝2.64，即2.64：1。减少沉砂产品中2.64吨-200目粒级的矿量，可提高一吨磨矿机的产能。

6、溢流产品浓度和细度C％、β％图6、7

传统海王公司—本发明，分别为：40.0、75—41、78.5。本发明溢流浓度C％比传统的提高1个百分点。本发明溢流细度β％比传统的提高3.5个百分点。C％和β％双提高，又一个例证证明了传统技术以溢流细度为设计研究观念存在的缺失。

7、磨矿分级回路中溢流产率γ％表4

传统海王——本发明，分别为：31.16—41.49。本发明比传统的提高了10.33个百分点，即10.33＝41.49-31.16。γ值提高与θ₀值降低其作用与效果完全一样，起到阻止大量-200目粒级的矿量返回磨矿机再磨，减轻磨矿机负荷，提升产能增量空间。

8、分级效率E％值图6～图7

传统海王公司——本发明，分别为：41.74—61.44。本发明比传统的提高了19.7个百分点。这要归功于溢流细度不降低反升了3.5个百分点和沉砂夹细比θ₀值不升反降了21.02个百分点，带来了溢流产品中-200目粒级的矿量大幅度增加的最终结果。

实施例3铝土矿

中国铝业股份有限公司广西分公司氧化铝厂，1995年投产至今有22个年头。工艺方法为第一段开路两段磨矿分级工艺流程，与实施例1、实施例2有所不同，是最为常见的一种工艺流程。

1、B点

值个重力加速度表4

传统维东山——本发明(第4代，下同)，分别为：27.09—84.45个重力加速度。本发明为传统的3.13倍。在分离锥上强大的分离离心力强度作用下，沉砂与溢流产品得到充分的分离，沉砂夹细比θ₀值将会大大的降低。

2、θ₀值见表4

传统维东山——本发明，分别为：58.70—16.52％。本发明θ₀值与传统的相比，下降了3.55倍。θ₀值越小，沉砂中-200目粒级的矿量就越少。

3、沉砂中Q_-200目矿量t/h图8、图9

传统海王公司—本发明，分别为：89.53—18.20t/h。本发明与传统的相比，下降了4.92倍。每小时减少了71.33吨-200目粒级的矿量，大大减轻了磨矿机的负荷，为提产能提供了一定的空间。

4、产能Q t/h图8、图9

传统维东山公司——本发明，分别为：85.93—115。本发明产能比传统的提高了29.07t/h。

5、兑换比

兑换比：(89.53-18.20)/(115-85.93)＝2.45，即2.45：1。沉砂中减少2.45吨-200目粒级的矿量，可提高一吨磨矿机的产能。

6、溢流产品浓度和细度C％、β％图8、图9

传统维东山——本发明，分别为：20.98、73.29—21.59、80。本发明溢流浓度C％比传统的提高0.61个百分点。本发明溢流细度β％比传统的提高6.71个百分点。C％和β％双提高重复证明了传统技术以溢流细度为设计研究方向存在缺陷。

7、磨矿分级回路中溢流产率γ％见表4

传统维东山公司——本发明，分别为：12.40—29.74。本发明比传统的提高了2.4倍。γ值提高与θ₀值降低，其作用与效果完全一样，起到阻止大量的-200目粒级的矿量返回到磨矿机再磨，减轻磨矿机负荷，提升产能增量的空间。

8、分级效率E％值图8、图9

传统维东山公司——本发明，分别为：37.05—75.16。本发明比传统的提高了2.03倍。这要归功于溢流细度不降反升了6.71个百分点和沉砂夹细比值θ₀值不升反降了42.18个百分点，带来了溢流产品中-200目粒级的矿量大幅度增加的最终结果。

表3旋流器沉砂与溢流生成、分离离心力场

表4旋流器沉砂与溢流生成、分离离心力场

Claims

1.一种以降低沉砂夹细比θ₀值来提高磨矿分级产能的方法，其特征在于：由磨矿机与水力旋流器两种设备构成的第一段全闭路的两段磨矿分级工艺流程，和第一段开路的两段磨矿分级工艺流程中，所述提高磨矿分级产能链条为：二段Φ500mm水力旋流器分离锥上B点

值控制→沉砂夹细比θ₀值控制→二段磨矿分级负荷Q₂控制→一段磨矿分级产能Q值；

所述水力旋流器分离锥的离心力强度B点

Figure 56744DEST_PATH_BDA0002442757810000052

的方程计算式为：B点

Figure 973884DEST_PATH_BDA0002442757810000052

=5875.69K_D ²×K_α ²×P×dn²/dc³；

式中 K_D—水力旋流器的直径修正系数；

K_α—水力旋流器的圆锥角修正系数；

dn—给矿管当量直径，cm；

dc—溢流管直径，cm；

P—给矿压力，MPa；

常数为5875.69。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于所述水力旋流器的沉砂与溢流产品生成分级段h₁，分级离心力强度A点

=12~13个重力加速度；所述水力旋流器的沉砂与溢流产品分离段h₂，分离离心力强度B点

Figure 753621DEST_PATH_BDA0002442757810000052

=72.6~84.45个重力加速度；B点

Figure 148831DEST_PATH_BDA0002442757810000052

为A点

的6.05~6.50倍。

3.根据权利要求1或2所述的方法，其特征是所述水力旋流器中的沉砂夹细比θ₀值为θ₀=23.74~16.52%。

4.根据权利要求1所述的方法，其特征是所述水力旋流器中的沉砂夹细比θ₀值，降低沉砂产品中几吨-200目粒级的矿量，能够增加壹吨的新产能，其兑换比分别为：

（ 4.1）、中低品位胶磷矿兑换比为：1.512：1；

（ 4.2）、氧化铜矿兑换比为：2.64：1；

（ 4.3）、铝土矿兑换比为：2.45：1。

5.根据权利要求1所述的方法，其特征是所选用水力旋流器筒体直径D=Φ466~Φ500mm。

6.根据权利要求1所述的方法，其特征是所述水力旋流器中的溢流浓细度不降反升，分别提高：

（6.1）、中低品位胶磷矿3.01%和2.3%；

（6.2）、氧化铜矿1%和3.5%；

（6.3）、铝土矿0.61%和6.71%。