CN108525842B - 一种炉渣中矿可浮性处理的选矿工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种炉渣中矿可浮性处理的选矿工艺，其工艺流程是：将炉渣依次进行球磨机磨矿处理、分级机分级，分级后所得的沉砂返回球磨机，分级后溢流的矿浆进行粗选得到粗精矿和中矿I，中矿I进行扫选得到中矿II和尾矿，所述中矿II输送至中矿给料装置，所述中矿II的底流经所述中矿给料装置浓度控制后达到72％‑75％，再进行球磨磨矿，前述球磨磨矿的矿浆以及经所述中矿给料装置溢流的矿浆一起进入泵池，泵池中的矿浆再扬送至水力旋流器进行分级，经前述水力旋流器分级溢流的矿浆进行浮选***再选，得到精矿I和尾矿，经前述水力旋流器分级的沉砂进行球磨磨矿。本发明新增了中矿给料装置，进行先磨再选，有效地提高了铜金属的回收率。
Description
【技术领域】
本发明涉及炉渣中矿浮选的技术领域，特别涉及一种炉渣中矿可浮性处理的选矿工艺。
【背景技术】
在浮选过程中，精选的尾矿或扫选的泡沫产品都通称为中矿，一般中矿品位都低于精矿而高于原矿，其可浮性亦低于精矿而高于尾矿。对于中矿的处理，首先要分析中矿中连生体的情况，研究中矿的可浮性以及对精矿质量的要求，然后才能决定中矿的处理方法。中矿处理方法是否得当，直接影响着炉渣中可利用资源的回收率，对于提高选矿指标关系甚大。现有的炉渣中矿选矿工艺是：炉渣中矿经水力旋流器分级，分级溢流的矿浆进入浮选***，沉砂进入球磨机再磨。采用此工艺方法处理炉渣中矿难以高效的回收金属铜，炉渣中可利用资源的回收率低，难以达到理想的技术指标。经分析发现，其主要影响因素有：一是分级溢流的矿浆自身带有浮选药剂，且铜矿物的单体解离度不足，导致中矿可浮性较差，浮选效果不理想；二是由于中矿浓度为30％左右，其不能直接进入球磨机进行磨矿，导致炉渣中矿的回收效率低，能耗大。
【发明内容】
有鉴于此，为克服现有技术的不足，本发明提供一种炉渣中矿可浮性处理的选矿工艺，由现有的再磨再选工艺流程改为先磨再选的工艺流程，其有效提高了炉渣中矿中铜的回收率，降低综合尾矿品位，提高了经济效益。
为实现上述目的，本发明的技术方案如下：
一种炉渣中矿可浮性处理的选矿工艺，其工艺流程是：将炉渣依次进行球磨机磨矿处理、分级机分级，分级后所得的沉砂返回球磨机，分级后溢流的矿浆进行粗选得到粗精矿和中矿I，中矿I进行扫选得到中矿II和尾矿，粗精矿进行精选得到精矿I和精矿II，所述中矿II输送至中矿给料装置，所述中矿II的底流经所述中矿给料装置浓度控制后达到72％-75％，再进行球磨磨矿，前述球磨磨矿的矿浆以及经所述中矿给料装置溢流的矿浆一起进入泵池，泵池中的矿浆再扬送至水力旋流器进行分级，经前述水力旋流器分级溢流的矿浆进行浮选***再选，得到精矿I和尾矿，经前述水力旋流器分级的沉砂进行球磨磨矿。
所述中矿给料装置包括进料筒、排矿调整阀、排矿阀手轮、排矿调整阀支架、底流槽体、反冲水机构以及排矿口，所述进料筒设置于所述排矿调整阀支架上端的一侧，所述排矿调整阀设置于所述排矿调整阀支架上端的中部，所述排矿阀手轮设置于所述排矿调整阀支架的顶部，所述底流槽体设置于所述排矿调整阀支架的下端，所述反冲水机构位于所述底流槽体的下端，所述排矿口位于所述排矿调整阀支架的底部，且所述排矿调整阀的下端相抵于所述排矿口的上端。所述中矿给料装置用于所述中矿II的沉积，并有效控制所述中矿II底流的浓度，便于球磨磨矿的进行。
进一步的，所述反冲水机构包括进水管口以及旋转排水轮，所述进水管口连通所述旋转排水轮，通过所述进水管口开度的调节，实现进水量的控制，从而实现所述中矿II底流浓度的调节。
本发明在原有工艺流程中增加了所述中矿给料装置，所述中矿给料装置有效调节与控制所述中矿II底流的浓度，实现“先磨再选”，对所述中矿II进行磨剥、擦洗和脱药，提高铜矿物的可浮性，从而有效提高了炉渣中矿中铜的回收率，降低综合尾矿品位，提高了经济效益。
【附图说明】
为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。
图1为本发明的工艺流程图；
图2为本发明的中矿给料装置的结构示意图。
图中，01、中矿给料装置，1、进料筒，2、排矿调整阀，3、排矿阀手轮，4、排矿调整阀支架，5、底流槽体，6、反冲水机构，61、进水管口，62、旋转排水轮，7、排矿口。
【具体实施方式】
下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
参照图1和图2，一种炉渣中矿可浮性处理的选矿工艺，其工艺流程是：(1)将炉渣依次进行球磨机磨矿处理、两次分级机分级，分级后所得的沉砂返回球磨机，分级后溢流的矿浆进行粗选工序I得到粗精矿和中矿I；(2)中矿I进行扫选工序I得到中矿II和尾矿，粗精矿进行精选工序I得到精矿I和精矿II，精矿I为合格品，精矿II返回粗选工序I；(3)所述中矿II输送至中矿给料装置01，所述中矿II的底流经所述中矿给料装置01浓度控制后达到72％-75％，再进行球磨磨矿；(4)前述球磨磨矿的矿浆以及经所述中矿给料装置01溢流的矿浆一起进入泵池，泵池中的矿浆再扬送至水力旋流器进行分级；(5)经前述水力旋流器分级的沉砂进行球磨磨矿，经前述水力旋流器分级溢流的矿浆进行粗选工序II、精选工艺II以及扫选工序II，得到精矿I和尾矿。
所述中矿给料装置01包括进料筒1、排矿调整阀2、排矿阀手轮3、排矿调整阀支架4、底流槽体5、反冲水机构6以及排矿口7，所述进料筒1设置于所述排矿调整阀支架4上端的一侧，所述排矿调整阀2设置于所述排矿调整阀支架4上端的中部，所述排矿阀手轮3设置于所述排矿调整阀支架4的顶部，所述底流槽体5设置于所述排矿调整阀支架4的下端，所述反冲水机构6位于所述底流槽体5的下端，所述排矿口7位于所述排矿调整阀支架4的底部，且所述排矿调整阀2的下端相抵于所述排矿口7的上端。所述中矿给料装置01用于所述中矿II的沉积，并有效控制所述中矿II底流的浓度，便于球磨磨矿的进行。
所述反冲水机构6包括进水管口61以及旋转排水轮62，所述进水管口61连通所述旋转排水轮62，通过所述进水管口61开度的调节，实现进水量的控制，从而实现所述中矿II底流浓度的调节。
以我公司冶炼厂澳炉渣为例，浮选工艺流程改造后，中矿II矿浆先集中进入储蓄池，再扬送至进料筒1内，中矿II矿浆一方面在排矿调整阀支架4内沉积，并进入到底流槽体5内，反冲水机构6通过进水量的调节，实现对中矿II矿浆底流浓度的调节，使其浓度控制在72％-75％之间，再进行球磨磨矿；中矿II矿浆另一方面在排矿调整阀支架4的上端溢流，溢流矿浆和前述球磨排矿一起进入泵池，并扬送至水力旋流器进行分级，经分级溢流的矿浆进入浮选***再选，得到精矿I和尾矿，经分级的沉砂返回球磨机再磨。
经上述生产实践，可以有效降低尾矿品位0.01％。
本发明通过增设所述中矿给料装置，提高了铜矿物的可浮性，从而有效提高了炉渣中矿中铜的回收率，降低综合尾矿品位，提高了经济效益。
以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (2)
1.一种炉渣中矿可浮性处理的选矿工艺，其工艺流程是：将炉渣依次进行球磨机磨矿处理、分级机分级，分级后所得的沉砂返回球磨机，分级后溢流的矿浆进行粗选得到粗精矿和中矿I，中矿I进行扫选得到中矿II和尾矿，粗精矿进行精选得到精矿I和精矿II，其特征在于，所述中矿II输送至中矿给料装置，所述中矿II的底流经所述中矿给料装置浓度控制后达到72％-75％，再进行球磨磨矿；前述球磨磨矿的矿浆以及经所述中矿给料装置溢流的矿浆一起进入泵池，泵池中的矿浆再扬送至水力旋流器进行分级；经前述水力旋流器分级溢流的矿浆进行浮选***再选，得到精矿I和尾矿，经前述水力旋流器分级的沉砂进行球磨磨矿；
所述中矿给料装置包括进料筒、排矿调整阀、排矿阀手轮、排矿调整阀支架、底流槽体、反冲水机构以及排矿口，所述进料筒设置于所述排矿调整阀支架上端的一侧，所述排矿调整阀设置于所述排矿调整阀支架上端的中部，所述排矿阀手轮设置于所述排矿调整阀支架的顶部，所述底流槽体设置于所述排矿调整阀支架的下端，所述反冲水机构位于所述底流槽体的下端，所述排矿口位于所述排矿调整阀支架的底部，且所述排矿调整阀的下端相抵于所述排矿口的上端。
2.根据权利要求1所述的一种炉渣中矿可浮性处理的选矿工艺，其特征在于，所述反冲水机构包括进水管口以及旋转排水轮，所述进水管口连通所述旋转排水轮。
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