一种流态化粗粒浮选设备及浮选方法与流程

本发明属于矿山设备浮选技术领域，尤其涉及一种流态化粗粒浮选设备及浮选方法。

背景技术：

在矿物加工领域，浮选是回收有价矿物最常用的方法。而浮选对于入选矿物的粒度要求较高，其入料粒度通常要求74μm以下粒级的比重在60％～90％左右，入料粒度上限通常在100～150μm，而对于150μm以上粒度相对较粗的颗粒，其浮选回收效果较差，因此粗颗粒通常需要返回球磨机细磨来达到浮选的入料粒度。而对于粒级在150μm～1000μm左右的矿石，再磨容易造成矿石的过粉碎，导致细泥量不必要的增加，同时又增加了磨矿的成本。粗颗粒矿石中有价矿物的品位相对细粒级矿石通常较低，对其全部进行磨矿作业造成了一定程度的能量浪费。因此，在“磨矿—浮选”的工艺流程中，对粒级在150μm～1000μm左右的矿石进行预先抛尾具有重要的现实意义。

粗颗粒采用传统浮选设备回收的效果不佳。粗颗粒矿石单体解离度较差，其矿石表面有价矿物的暴露比较低，与捕收剂的作用效果较差，导致矿石颗粒表面的疏水性不够，与气泡的粘附几率较小；粗颗粒重量相对较大，上浮需要更大体积和强度的气泡，一般的气泡所形成的浮力不足以将粗颗粒带入泡沫层；粗颗粒比表面积相对较小，与气泡的粘附力相对较差，无法保持浮选所需的粘附时间和强度，很容易从气泡上脱落。因此，粗颗粒矿物在浮选过程中往往会下沉进入尾矿，造成了有价矿物的损失。而对于分选粗颗粒的干扰床分选机，其分选效果取决于矿物的粒径和密度，由于粗颗粒中有价矿物的品位通常较低、分散嵌布粒度细，导致相同粒径矿石颗粒的比重几乎没有差别，因此干扰床分选机对粗颗粒中的有价矿物识别能力较差，同样会造成有价矿物的损失。因此，单一传统的浮选设备和重选设备都无法实现对粗颗粒目的矿物的高效回收。

技术实现要素：

本申请旨在至少解决现有技术中存在的技术问题之一。为此，本发明的目的之一在于提供一种流态化粗粒浮选设备及浮选方法，可以实现对粗颗粒目的矿物的浮选回收，而将粗颗粒脉石矿物进行抛尾，实现矿石的预处理。

为解决上述技术问题，本发明采用如下技术方案：

一种流态化粗粒浮选设备，包括：

浮选柱体，顶部设有溢流槽和给料装置；

气泡发生器，设置在所述浮选柱体上；

气泡分布器，设置在所述浮选柱体内并与所述气泡发生器相连通；

所述浮选柱体下端设有进液口，所述气泡分布器位于所述进液口的上方，所述浮选柱体内位于所述进液口与气泡分布器之间设有紊流板。

进一步的，所述气泡发生器包括顺次连通的收缩管、喉管以及扩散管，所述扩散管的输出端与输出管对接，所述收缩管的进口端与密闭的气液混合室对接，所述气液混合室上设有压力气体进气管以及流体喷射管，所述输出管内设有螺旋叶片，所述输出管与所述气泡分布器的气泡进口对接。

进一步的，所述气泡发生器沿浮选柱体周向均匀布置，所述气泡分布器包括同心水平设置且通过连接管相连通的至少两根环形布气管，各所述环形布气管上均布有出气孔，位于最外层的环形布气管上设有与各所述气泡发生器一一对应的气泡进口。

进一步的，所述流体喷射管的轴线与所述喉管的轴线重合，所述流体喷射管与所述进气管呈夹角布置，所述夹角的大小为40-45°。

进一步的，所述收缩管的锥角为30-35°，所述扩散管的锥角为35-40°，所述收缩管、喉管以及扩散管的纵向长度比例为1:4:2。

进一步的，所述流体喷射管的喷口为锥角为15-20°的锥形喷口。

进一步的，浮选柱体顶部的入料口内设有分料器。

进一步的，所述紊流板呈倒菱锥形，所述紊流板上均布有供液流通过的穿孔，所述紊流板的锥底直接与浮选柱体底部排矿口连通，所述排矿口处设有自动控制的排矿阀。

进一步的，所述进液口沿浮选柱体周壁均匀布置。

进一步的，所述浮选柱体外套设有环形进液管，所述环形进液管上设有与各所述进液口一一对应连通的出液口，所述环形进液管上设有进液总口，所述进液总口的轴线与所述环形进液管的轴线相切。

一种使用上述流态化粗粒浮选设备的浮选方法，包括如下步骤：

S1:开启供液装置，加压水流从浮选柱体下端进液口进入浮选柱体内部，经紊流板后，在浮选柱体内形成均匀上升水流；

S2:空气经空气压缩机压缩后经气泡发生器进气口进入气泡发生器，起泡剂经乳化器乳化后加入由第二加压泵加压的水流中，并经气泡发生器进水口进入微泡发生器内，气泡发生器产生的大量微细气泡通入气泡分布器，气泡分布器将气泡均匀分散在浮选柱体内，气泡和上升水流在浮选柱体内形成稳定的气—液复合流态化干扰床层；

S3:矿浆与浮选药剂经调浆搅拌桶充分作用后通过给料装置从浮选柱体顶部经分矿器分散后进入浮选柱体内并沿浮选柱体整个断面缓缓下降，在气—液复合流态化干扰床层中矿粒与气泡和上升水流作用，最终目的矿物经气泡的浮力和上升水流的垂直升力不断上升进而溢出柱体进入溢流槽成为精矿，而脉石矿物在柱体内下沉并最终从排矿口排出成为尾矿。

与现有技术相比，本发明所带来的有益效果为：

1.通过气泡和上升水流的综合作用，在柱体内形成了气泡和上升水流的气-液复合流态化干扰床层，充分发挥了干扰床层的重介分选原理和浮选原理的优势，实现了对粒级在150μm～1000μm左右粗颗粒矿物的浮选回收。

2.上升水流增加了矿物颗粒在垂直方向的上升力，大幅降低目的矿物平均密度，弥补了有价矿物因颗粒较粗而与气泡附着力较弱的缺陷，使得目的矿物可以随着气泡上升进入精矿，而脉石矿物因不受气泡浮力而下沉进入尾矿，从而实现对粗颗粒矿物的浮选回收。

3.该设备所得尾矿含目的矿物的品位极低，在“磨矿-浮选”的选矿流程中可直接作为最终尾矿进行抛尾，将脉石矿物及时从流程中去除，降低了球磨机的负荷量，减少了浮选流程处理量，显著降低了能耗。

4.该设备对于硫化铜矿、辉钼矿等硫化矿以及白钨矿、锡石、白铅矿等氧化矿具有良好的分选效果。

附图说明

图1为本发明的结构示意图；

图2为本发明中环形进液管示意图；

图3为本发明紊流板示意图；

图4为本发明气泡发生器示意图；

图5为本发明气泡发生器及气泡分布器组合使用示意图；

图6为本发明的具体实施过程设备连接示意图。

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作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。

参见图1-图6，一种流态化粗粒浮选设备，包括浮选柱体1、气泡发生器14以及气泡分布器15，浮选柱体1底部为支架7，在浮选柱体1的顶部设有溢流槽2和与浮选柱体入料口3对接的给料装置，溢流槽2上设有溢流口6。气泡发生器14安装在浮选柱体1的外壁上，气泡分布器15水平设置在浮选柱体1内并与气泡发生器14相连通，以将气泡发生器产生的气泡在浮选柱体1内均匀分布。浮选柱体1下端设有进液口11，气泡分布器15位于进液口11的上方，在浮选柱体1内位于进液口11与气泡分布器15之间设有紊流板12，从进液口11进入的液体经过紊流板12后在浮选柱体内形成上升液流。

本实施例通过在浮选柱体1内部形成上升液流，通过气泡和上升水流的综合作用，在柱体内形成了气泡和上升水流的气-液复合流态化干扰床层，充分发挥了干扰床层的重介分选原理和浮选原理的优势，实现对粗颗粒矿物的浮选回收。上升水流增加了矿物颗粒在垂直方向的上升力，大幅降低目的矿物平均密度，弥补了有价矿物因颗粒较粗而与气泡附着力较弱的缺陷，使得目的矿物可以随着气泡上升进入精矿，而脉石矿物因不受气泡浮力而下沉进入尾矿，从而实现对粗颗粒矿物的浮选回收。

为提高上升液流的稳定性，进液口11沿浮选柱体1周壁均匀布置，浮选柱体1外套设有环形进液管10，环形进液管10上设有通过支管与各进液口10一一对应连通的出液口，环形进液管10上设有进液总口9，进液总口9的轴线与环形进液管10的轴线相切，进液总口9通过管体与供液装置连通。

需要说明的是，在实际应用中，气泡发生器14包括管体19，管体19由顺次连通的收缩管、喉管以及扩散管组成，扩散管的输出端与输出管对接，收缩管的进口端与密闭的气液混合室对接，气液混合室上设有压力气体进气管22以及流体喷射管21，输出管内设有螺旋叶片29，输出管与气泡分布器15的气泡进口对接。上述结构的气泡发生器综合了高压溶气析出法和文丘里管射流成泡两种微泡形成的方法，形成的气泡尺寸稳定在0.1-0.3mm。需要说明的是，在实际设计中，气泡发生器14沿浮选柱体1周向均匀布置，气泡分布器15包括同心水平设置且通过连接管151相连通的至少两根环形布气管152，各环形布气管152上均布有出气孔(图中未示出)，位于最外层的环形布气管152上设有与各气泡发生器14一一对应的气泡进口。

具体的，本实施采用两根环形布气管152，两根环形布气管152的直径比为1:2，连接管151均布在两根环形布气管之间的环形空间中，最外层环形布气管152上设有四个进气口，每个进气口上均对接有一个气泡分布器。加压水流从气泡发生器的流体喷射管进入，加压空气从气泡发生器的进气管进入，扩散管处即形成大量微小气泡，气泡通过进气口进入形布气管，并通过形布气管上的出气孔喷出，在浮选柱体内形成分布均匀稳定的上升气泡。

优选的，为进一步细化气泡，流体喷射管21的轴线与喉管的轴线重合，流体喷射管21与进气管22呈夹角布置，夹角的大小为40-45°，收缩管的锥角为30-35°，扩散管的锥角为35-40°，收缩管、喉管以及扩散管的纵向长度比例为1:4:2，流体喷射管21的喷口为锥角为15-20°的锥形喷口，通过上述设置，气泡尺寸可以进一步细化。

作为本发明流态化粗粒浮选设备的一种优选方案，紊流板12由三块倾斜设置的扇形板首尾相拼接而成，形状呈倒菱锥形，扇形板倾斜角度与水平面夹角为30～35°，紊流板12上均布有供液流通过的穿孔13，穿孔13的轴线与浮选柱体1的轴线相平行，紊流板12的锥底设有与浮选柱体底部排矿口连通出口8，排矿口处设有自动控制的排矿阀18。浮选柱体1中设有用于检测柱体内复合干扰床层密度的传感器17，浮选柱体1顶部通过支架4安装有与传感器17通信连接的控制器5，控制器5根据干扰床层的密度控制排矿阀18进行排矿作业，当密度达到一定程度，控制器打开排矿阀18排出尾矿。

本发明的工作原理如下：流态化粗粒浮选设备工作时，加压水流以及加压空气分别从流体喷射管21及进气管22进入气泡发生器内混合发泡，在输出管输出端形成大量微小气泡，气泡通过进气口进入气泡分布器15，通过气泡分布器15上的出气孔喷出，并充满整个柱体的横截面，在柱体内形成分布均匀稳定的微细气泡。水流在压力驱动下经进液总口9进入环形进液管10后沿着各进液口11进入柱体底部，而后从紊流板12上的穿孔13垂直向上喷出，在柱体内形成稳定的上升水流，并充满整个柱体的横截面。气泡分布器15产生的微小气泡和紊流板12形成的上升水流在柱体内同时存在并形成协同上升态势，通过合理调节给入空气的气压和水流的水压，可以在柱体中形成稳定的气—液复合流态化干扰床层，在该气—液复合流态化干扰床层中，含有目的矿物的粗颗粒将同时受到气泡的浮力和上升水流的垂直升力，因而颗粒会粘附气泡不断上升并进入溢流槽2成为精矿，而脉石矿物没有气泡粘附，最终下沉经排矿口8排出成为尾矿。

一种流态化粗粒浮选设备浮选的方法，水流23经过第一加压泵24加压后，经进液总口9经环形进液管10进入浮选柱体1内，并经紊流板12上的穿孔13喷射而出，在柱体内形成上升水流。空气29经空气压缩机28压缩后，经进气管22进入气泡发生器14，水流23经过第二加压泵25加压，起泡剂27经乳化器26乳化后加入由第二加压泵25加压的水流中，经流体喷射管21进入气泡发生器14，气泡发生器14产生大量微细气泡并通入气泡分布器15，气泡分布器15将气泡均匀分散在柱体内。气泡和上升水流在柱体内形成稳定的气—液复合流态化干扰床层。矿浆30经第一输送泵31输送至调浆桶32中，添加pH调整剂33至调浆桶32中，搅拌后矿浆进入调浆桶32中，添加捕收剂35搅拌，调浆后经第二输送泵36输送至给料桶37中，给料桶37固定在柱体上部，给料桶37中的矿浆通过管道39进入入料口3中，后经分矿器16(分矿器优选为伞形分矿器)分散后进入柱体内并沿柱体整个断面缓缓下降，在气—液复合流态化干扰床层中矿粒与气泡和上升水流作用，最终目的矿物经气泡的浮力和上升水流的垂直升力不断上升进而溢出柱体进入溢流槽成为精矿，而脉石矿物在柱体内下沉并最终从排矿口排出成为尾矿。所得到的精矿可进一步进行处理回收，而尾矿可以直接作为最终尾矿从“磨矿—浮选”的工艺流程中排出，实现了脉石矿物的抛尾。

以下将结合具体的应用例对本发明作进一步的说明。

应用例1

试验物料为某硫化铜矿。矿石经球磨机磨矿后进入旋流器分级，得到粒度在150～1000μm左右粒径的矿浆作为实验给矿原料，其铜品位为0.52％，600μm以下粒级占比为85％左右。矿浆加入pH调整剂调节矿浆pH为8.0，然后加入捕收剂丁黄药搅拌调浆，加入松醇油起泡剂行经充分调浆后，从入料口给入流态化粗粒浮选设备进行浮选，溢流产品即为粗精矿，而底流经排矿口排出成为尾矿，该尾矿直接作为最终尾矿。捕收剂相对原矿的加入量为200g/t，起泡剂为30g/t，pH调整剂为碳酸钠，浮选温度为25℃。试验获得粗精矿Cu品位1.29％，回收率92.78％，尾矿Cu品位0.06％，产率为62.60％，抛尾部分的铜损失仅为7.22％(如表1)。

表1某硫化铜矿的流态化粗粒浮选设备试验结果

应用例2

试验物料为某辉钼矿。矿石经球磨机磨矿后进入旋流器分级，得到粒度在150～1000μm左右粒径的矿浆作为实验给矿原料，其钼品位为0.17％，600μm以下粒级占比为90％左右。矿浆加入pH调整剂调节矿浆pH为8.0，然后加入捕收剂丁黄药和黑药搅拌调浆，加入松醇油起泡剂行经充分调浆后，从入料口给入流态化粗粒浮选设备进行浮选，溢流产品即为粗精矿，而底流经排矿口排出成为尾矿，该尾矿直接作为最终尾矿。捕收剂相对原矿的加入量丁黄药为150g/t，黑药为50g/t，起泡剂为20g/t，pH调整剂为碳酸钠，浮选温度为25℃。试验获得粗精矿Mo品位0.373％，回收率94.21％，尾矿Mo品位0.017％，产率为57.40％，抛尾部分的钼损失仅为5.79％(如表2)。

表2某辉钼矿的流态化粗粒浮选设备试验结果

应用例3

试验物料为某白钨矿。矿石经球磨机磨矿后进入旋流器分级，得到粒度在150～1000μm左右粒径的矿浆作为实验给矿原料，其WO3品位为0.41％，600μm以下粒级占比为78％左右。矿浆加入pH调整剂调节矿浆pH为9.5，然后加入配合物捕收剂搅拌调浆，加入松醇油起泡剂行经充分调浆后，从入料口给入流态化粗粒浮选设备进行浮选，溢流产品即为粗精矿，而底流经排矿口排出成为尾矿，该尾矿直接作为最终尾矿。捕收剂相对原矿的加入量硝酸铅为600g/t，苯甲羟肟酸为500g/t，起泡剂为40g/t，pH调整剂为碳酸钠，浮选温度为25℃。试验获得粗精矿WO3品位0.86％，回收率87.02％，尾矿WO3品位0.091％，产率为58.50％，抛尾部分的WO3损失仅为12.98％(如表3)。

表3某白钨矿的流态化粗粒浮选设备试验结果

应用例4

试验物料为某锡石矿。矿石经球磨机磨矿后进入旋流器分级，得到粒度在150～1000μm左右粒径的矿浆作为实验给矿原料，其SnO2品位为0.332％，600μm以下粒级占比为75％左右。矿浆加入pH调整剂调节矿浆pH为8.5，然后加入配合物捕收剂搅拌调浆，加入松醇油起泡剂行经充分调浆后，从入料口给入流态化粗粒浮选设备进行浮选，溢流产品即为粗精矿，而底流经排矿口排出成为尾矿，该尾矿直接作为最终尾矿。捕收剂相对原矿的加入量硝酸铅为400g/t，苯甲羟肟酸为400g/t，起泡剂为50g/t，pH调整剂为碳酸钠，浮选温度为25℃。试验获得粗精矿SnO2品位0.78％，回收率86.10％，尾矿SnO2品位0.073％，产率为63.30％，抛尾部分的SnO2损失仅为13.90％(如表4)。

表4某锡石的流态化粗粒浮选设备试验结果

应用例5

试验物料为某白铅矿。矿石经球磨机磨矿后进入旋流器分级，得到粒度在150～1000μm左右粒径的矿浆作为实验给矿原料，其Pb品位为4.36％，600μm以下粒级占比为91％左右。矿浆加入pH调整剂调节矿浆pH为8.0，然后加入捕收剂搅拌调浆，加入松醇油起泡剂行经充分调浆后，从入料口给入流态化粗粒浮选设备进行浮选，溢流产品即为粗精矿，而底流经排矿口排出成为尾矿，该尾矿直接作为最终尾矿。捕收剂相对原矿的加入量硫化钠为4000g/t，丁黄药为300g/t，起泡剂为20g/t，pH调整剂为碳酸钠，浮选温度为25℃。试验获得粗精矿Pb品位7.72％，回收率90.60％，尾矿Pb品位0.84％，产率为48.80％，抛尾部分的铅损失仅为9.40％(如表5)。

表5某白铅矿的流态化粗粒浮选设备试验结果

上述实施例仅仅是清楚地说明本发明所作的举例，而非对实施方式的限定。对于所属领域的普通技术人员来说，在上述说明的基础上还可以做出其它不同形式的变化或变动。这里也无需也无法对所有的实施例予以穷举。而由此所引申出的显而易见的变化或变动仍处于本发明的保护范围之中。