一种有色金属冶炼炉渣浮选工艺的制作方法

分离筛选设备的制造及其应用技术1.本发明属于有色冶金中的冶炼炉渣浮选技术领域，具体的说，涉及一种有色金属冶炼炉渣浮选工艺。背景技术：2.矿物浮选是利用矿物表面物理化学性质的不同来分选矿物的选矿方法。浮选前矿石需要磨碎并筛分到符合浮选所要求的粒度，使有用矿物基本上达到单体解离以便容易分选。浮选过程中通过添加浮选药剂和往矿浆中导入空气，使矿浆形成大量的气泡，不易被水润湿的疏水性矿物颗粒附着在气泡上，随气泡上浮到矿浆表面形成矿化泡沫层；而那些容易被水润湿的亲水性矿物的颗粒，不能附着在气泡上而留在矿浆中，达到有用矿物与脉石的有效分离。目前，国内浮选厂选用的机械搅拌式浮选机有两种，一种是广泛使用的带辐射叶轮的空气自吸式机械搅拌浮选机，另一种是外充气式机械搅拌浮选机。浮选机主要由槽体、装有叶轮的主轴部件、电动机、刮板及其传动装置组成。3.自吸式浮选机的工作原理为：当矿浆由进浆管给到盖板的中心处时，叶轮旋转使上下叶轮腔内的矿浆在上下叶片的作用下产生离心力而被甩向四周，在叶轮与盖板间形成一定的负压区，外界的空气便自动地经由进气管而被吸入，空气经吸气管、中心筒被吸入到上叶轮腔，在叶轮的强烈搅拌作用下，均匀地弥散在槽内，形成矿化气泡。矿化气泡上浮至泡沫层，由刮板刮出即得到泡沫产品。自吸式浮选机的优点是不需外加空气装置，中矿返回时易实现自流，易配置和操作等。但缺点：充气量小、能耗高、磨损较大、粗颗粒矿物沉槽现象明显等。充气式浮选机的工作原理为利用矿浆垂直循环和充入足够的低压空气来提高选矿效率。这种浮选机的充气方式不是靠旋转叶轮产生的负压区向槽中吸气，而是利用鼓风机经中心筒向叶轮腔供气，其充气效率主要与充气量及通过叶轮循环矿浆量有关，充气量的大小可以根据需要进行调节。外充气式浮选机具有充气量大、气量可调节的优势。由于不需要产生负压吸气，所以其叶轮转速较低，因此，电机功率可以较小，电耗降低，机械磨损减少。但缺点是无自动吸气和吸浆能力，配置不方便，需增加压风机和矿浆返回泵。4.浮选过程中导致矿粒沉槽的原因有浮选机吸气量不足、矿浆细度不达标、矿浆粘稠，浮选药剂添加不当、岗位人员技能水平差异等，而浮选机吸气量不足、矿浆颗粒较粗、浮选药剂添加不当是最主要的三大影响因素。破碎、磨矿阶段若是筛分不均匀或矿物颗粒较大时，均会对后期浮选指标造成一定影响。浮选药剂添加不当不利于矿物颗粒随矿化气泡的上浮，导致选别效果和浮选指标异常，还容易发生矿浆颗粒下沉而引起沉槽现象。常规自吸式和外充气式浮选机在冶炼炉渣的浮选回收过程中，由于炉渣本身的比重较大，加之炉渣性质多变和浮选流程本身的不稳定性，自吸式浮选机存在的充气量不足的缺点在生产实践中难以适应复杂多变的浮选流程需要，导致频繁出现浮选过程中矿粒沉槽的现象，既影响生产秩序，又严重影响浮选经济技术指标。技术实现要素：5.为了解决上述问题，本发明提出了一种有色金属冶炼炉渣浮选工艺。有效减少浮选过程中发生断药的情况和次数，稳定和提高浮选槽浮选效率和浮选指标，降低矿物沉槽现象。6.为达到上述目的，本发明按如下技术方案实施的：一种有色金属冶炼炉渣浮选工艺，其特征在于：具体包括以下步骤，s1：将金属冶炼缓冷渣通过颚式破碎机进行初步破碎，并采用振筛筛分出粒度小于12mm的金属矿石颗粒；s2：将筛分出的金属矿石颗粒投入ⅰ段球磨机进行粗磨后导入螺旋分级机分级，合格的金属矿石颗粒投入砂泵池中形成矿渣浆，不合格的金属矿石颗粒返回ⅰ段球磨机再磨；s3：砂泵池内的矿渣浆由原矿渣浆泵泵入水力旋流器分级，合格的矿渣浆进入浮选机进行浮选，不合格的矿渣浆进入ⅱ段球磨机进行细磨，ⅱ段球磨机产品直接导入砂泵池；s4：矿渣浆在浮选机中经粗选ⅰ、粗选ⅱ两次粗选作业，粗选ⅰ加入药剂为松油60g/t-75g/t，黄药190g/t-230g/t，粗选ⅱ加入药剂为松油60g/t-75g/t，黄药90g/t-120g/t，硫化钠100g/t-150g/t；粗选后的矿浆渣经再经过扫选ⅰ、扫选ⅱ两次扫选作业，扫选ⅰ加入药剂为松油40g/t-65g/t，黄药30g/t-45g/t，硫化钠100g/t-130g/t；扫选ⅱ加入药剂为松油40g/t-65g/t，黄药25g/t-35g/t，硫化钠90g/t-120g/t；粗选作业的粗选精矿泡沫流入精选作业系统，经至少两次精选作业。7.优选的，步骤s1中，所述的振筛的筛网的网孔为长方形。8.优选的，步骤s2中，ⅰ段球磨机添加的钢球直径为80mm，钢球含砂填充率为45%-55%，除砂填充率为40%-50%。9.优选的，步骤s3中，ⅱ段球磨机添加直径为40mm的铸段，铸段含砂填充率为25%-35%，除砂填充率为20%-30%。10.优选的，步骤s4中，所述浮选机的吸气管通过管道与风机连接，连接管道上设有外充气阀门，吸气管上设有自吸阀门。11.优选的，步骤s4中，所述的黄药为丁基黄药和异戊基黄药的混合物。12.本发明的有益效果：本工艺在浮选过程中，起泡剂松油由原来的粗ⅰ单点添加优化为粗ⅰ、粗ⅱ、扫ⅰ、扫ⅱ四个点不同量添加，捕集剂由原来的单一丁基黄药改为丁基黄药+异戊基黄药，并根据实际适时调整使用比例，以及外加活化剂硫化钠，有效减少浮选过程中发生断药的情况和次数，稳定和提高浮选槽浮选效率和浮选指标，降低矿物沉槽现象。附图说明13.为了更清楚地说明本发明实施例的技术方案，下面将对实施例描述中所需要使用的附图作简单的介绍，显而易见，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。14.图1是本发明工艺流程图；图2是本发明振筛筛网剖视图；图3是本发明球磨机截面示意图；图4是本发明浮选机示意图；图中，1-筛网、2-网孔、3-浮选槽、4-风机、5-吸气管、6-自吸阀门、7-外充气阀门、。具体实施方式15.为了使本发明的目的、技术方案和有益效果更加清楚，下面将结合附图，对本发明的优选实施例进行详细的说明，以方便技术人员理解。16.如图1所示工艺，将金属冶炼缓冷渣通过颚式破碎机进行初步破碎，并采用振筛筛分出粒度小于12mm的金属矿石颗粒，工作时，缓冷渣经过隔筛进入给料器，从给料器进入颚式破碎机，破碎后由皮带输送机输送到振筛进行筛分，合格的物料输送至粉矿仓，大料输送至缓冲仓后送回圆锥破碎机再次破碎。振筛的筛网1为四边形筛网1，振筛的筛网1的网孔2为长方形，该步骤得到的产品颗粒由颗粒状向长条状改变，有利于矿石的磨屑，降低进入后续工序的炉渣粒度，粒度小于12mm的炉渣粒度占95%以上，炉渣过筛率提高到98%以上，有效减少缓冷渣在破碎阶段的反复破碎次数，降低破碎成本。17.将筛分出的金属矿石颗粒投入ⅰ段球磨机进行粗磨后导入螺旋分级机分级，合格的金属矿石颗粒投入砂泵池中形成矿渣浆，不合格的金属矿石颗粒返回ⅰ段球磨机再磨；砂泵池内的矿渣浆由原矿渣浆泵泵入水力旋流器分级，合格的矿渣浆进入浮选机进行浮选，不合格的矿渣浆进入ⅱ段球磨机进行细磨，ⅱ段球磨机产品直接导入砂泵池，对金属矿石颗粒进行反复破碎和研磨，保证所有矿石颗粒大小符合要求。ⅰ段球磨机添加的钢球直径为80mm，钢球含砂填充率为45%-55%，除砂填充率为40%-50%，ⅱ段球磨机添加直径为40mm的铸段，铸段含砂填充率为25%-35%，除砂填充率为20%-30%，有效提高了磨机研磨效果和磨矿效率。18.球磨机介质高度、介质体积及介质填充率计算公式分别为：h=ea-0eꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀ(1)v=2/3*a*b*hꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀ(2)k=v介/v磨*100%ꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀ(3)式(1)中，h为介质高度，ea为介质平面距离磨机顶部的高度，0e为磨机半径；式(2)中，v为介质体积，a（a=bc）为介质平面宽度，b（沿球磨机长度）为介质平面长度，h为介质高度；式(3)中，v介为介质体积，v磨为磨机体积。19.s4：矿渣浆在浮选机中经粗选ⅰ、粗选ⅱ两次粗选作业，粗选ⅰ加入药剂为松油60g/t-75g/t，黄药190g/t-230g/t，粗选ⅱ加入药剂为松油60g/t-75g/t，黄药90g/t-120g/t，硫化钠100g/t-150g/t；粗选后的矿浆渣经再经过扫选ⅰ、扫选ⅱ两次扫选作业，扫选ⅰ加入药剂为松油40g/t-65g/t，黄药30g/t-45g/t，硫化钠100g/t-130g/t；扫选ⅱ加入药剂为松油40g/t-65g/t，黄药25g/t-35g/t，硫化钠90g/t-120g/t；粗选作业的粗选精矿泡沫流入精选作业系统，经至少两次精选作业，所述的黄药为丁基黄药和异戊基黄药的混合物；通过改变浮选过程的加药方式、药剂种类及使用配比，起泡剂松油由原来的粗ⅰ单点添加优化为粗ⅰ、粗ⅱ、扫ⅰ、扫ⅱ四个点不同量添加，捕集剂由原来的单一丁基黄药改为丁基黄药和异戊基黄药混合物，并根据实际适时调整使用比例，并外加活化剂硫化钠，有效减少浮选过程中发生断药的情况和次数，稳定和提高浮选槽3浮选效率和浮选指标，降低矿物沉槽现象。20.作为优选的，步骤s4中，所述浮选机的吸气管5通过管道与风机4连接，连接管道上设有外充气阀门7，吸气管5上设有自吸阀门6，使浮选机能够采用自吸式进气，也能够采用外充气式进气，同时，也能够自吸式+外充气式相结合的充气方式，充气方式可以在三种方式间自由切换，保证浮选槽3进气量的充足，最大限度地减少炉渣浮选过程中矿粒沉槽现象，提高浮选过程技术指标。在使用自吸式+外充气式相结合的充气方式时，为避免从风机4充入的空气从吸气管5外流，可在吸气管5上增设单向阀。浮选机工作过程中，浮选槽3在自吸式充气量满足充气效果时，关闭外充气阀门7和风机4，打开自吸阀门6，浮选机采用自吸式充气；浮选槽3在自吸式充气量无法满足充气效果时关闭自吸阀门6，打开外充气阀门7，浮选机采用外充气式；也可以同时打开自吸阀门6和外充气阀门7，浮选机充气方式采用自吸式+外充气式相结合；通过充气方式的自由切换调节浮选机进气量的多少，进而控制浮选液面水平、泡沫刮量的平衡，最大限度地减少炉渣浮选过程中矿粒沉槽现象，提高浮选过程技术指标。21.实施例：选取缓冷渣，将其投入鄂式破碎机进行破碎，然后采用振筛筛分出大小合适的矿石颗粒；将筛分出的金属矿石颗粒投入ⅰ段球磨机进行粗磨后导入螺旋分级机分级，合格的金属矿石颗粒投入砂泵池中形成矿渣浆，不合格的金属矿石颗粒返回ⅰ段球磨机再磨；砂泵池内的矿渣浆由原矿渣浆泵泵入水力旋流器分级，合格的矿渣浆进入浮选机进行浮选，不合格的矿渣浆进入ⅱ段球磨机进行细磨，ⅱ段球磨机产品直接导入砂泵池。磨浮系统破碎处理量为680吨，干重为578吨，磨浮前原矿品位为2.81%，原矿水分0.47%，磨矿运行时间为12小时，浮选过程中加药：松油（粗ⅰ30ml、粗ⅱ30ml、扫ⅰ20ml、扫ⅱ20ml）和粗选ⅰ黄药（230ml），粗选ⅱ黄药（110ml）和硫化钠（55ml），扫选ⅰ黄药（50ml）和硫化钠（50ml），扫选ⅱ黄药（30ml）和硫化钠（40ml）。在处理量相近、药剂用量一致的情况下，采用自吸式充气方式浮选后得到的精矿品位含铜17%，尾矿品位0.35%，精矿水分为14%，尾矿水分为13%，浮选系统综合回收率为88%，浮选过程中矿粒平均月沉槽次数19.4次；采用外充气式充气方式（充气量》1m3/(m2·mⅰn)）浮选后得到的精矿品位含铜21%，尾矿品位0.21%，精矿水分为13%，尾矿水分为12%，浮选系统综合回收率为92%，浮选过程中矿粒平均月沉槽次数4.3次。22.通过该工艺，不仅显著减少了炉渣浮选过程中矿粒沉槽现象，对浮选平均处理量、精矿品位、主金属回收率等技术经济指标均有较好的促进提升作用。自吸式浮选机改造前浮选得到的精矿平均品位为20.03%，而本工艺浮选得到的精矿平均品位为21.27%，精矿品位提升1.24%；该工艺实施前浮选系统铜金属的综合回收率为91.08%，该工艺实施后浮选系统铜金属的综合回收率达92.13%，目标金属综合回收率升高1.05%；以前浮选系统日平均处理量为661.545吨缓冷渣，而本工艺浮选系统平均处理量为781.875吨缓冷渣，渣选系统处理量明显提高。23.本工艺中通过对破碎系统、球磨钢球系统、浮选系统进行改进，实现了缓冷渣破碎细磨粒度的有效控制和浮选过程充气方式及进气量的适时调控，有效降低了冶炼炉渣浮选过程中矿粒沉槽的现象，实现了冶炼炉渣浮选过程中主金属的高效回收，提高了浮选过程的技术经济指标。24.最后说明的是，以上优选实施例仅用以说明本发明的技术方案而非限制，尽管通过上述优选实施例已经对本发明进行了详细的描述，但本领域技术人员应当理解，可以在形式上和细节上对其做出各种各样的改变，而不偏离本发明权利要求书所限定的范围；附图尺寸与具体实物无关，实物尺寸可任意变换。









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