一种强化粗颗粒矿物回收的浮选装置及浮选方法

本发明属于矿物加工技术领域，尤其涉及一种强化粗颗粒矿物回收的浮选装置及浮选方法。

背景技术：

浮选是根据矿物颗粒表面物理化学性质的不同，按矿物可浮性的差异进行分选的方法。常规浮选系统主要是将调好的矿浆送入浮选槽，搅拌充气。矿浆中的矿粒与气泡接触、碰撞，可浮性好的矿粒选择性地粘附于气泡并被携带上升成为气-液-固三相组成的矿化泡沫层，经机械刮取或从矿浆面溢出，再脱水、干燥成精矿产品，不能浮起的脉石等矿物颗粒，随矿浆从浮选槽底部作为尾矿产品排出。

但是该系统涉及的设备和工艺对粗颗粒浮选效果差，主要原因在于随着叶轮转速的增加，局部湍流能量耗散率增大，进而使颗粒与气泡速度增大，这减少了气泡颗粒附着过程中气泡与颗粒的整体接触时间，增加了惯性力，导致粗颗粒在矿浆中分离；此外，高速旋转会导致矿浆强烈的湍流运动，从而妨碍颗粒与气泡的粘着，进一步导致气泡脱落。

综上，有必要对现有的浮选系统进行改进。

技术实现要素：

本发明的主要目的在于提供一种强化粗颗粒矿物回收的浮选装置及浮选方法，旨在解决现有浮选系统不能满足粗颗粒矿物浮选回收的问题。

为此，本申请实施例一方面提供的强化粗颗粒矿物回收的浮选装置，包括：

柱状筒体，内部自下至上分隔为依次连通的尾矿底流槽区、矿浆循环区和泡沫层区，所述柱状筒体的顶部设有精矿溢流槽；

搅拌套筒，设置在所述柱状筒体的矿浆循环区内，所述矿浆循环区通过上下贯通的所述搅拌套筒分隔为流向相反的两个矿浆流动区；

其中，所述搅拌套筒的内部区域作为第一矿浆流动区，所述搅拌套筒与所述柱状筒体之间的区域为第二矿浆流动区；

三相矿浆分散器，设置在所述搅拌套筒的底部内；

三相混合矿化器，通过矿浆给料管与所述三相矿浆分散器连通，矿化后的矿浆从所述三相矿浆分散器顶部的矿浆喷射孔射入所述搅拌套筒内，并在此处形成将第二矿浆流动区底部的粗颗粒矿物回吸至所述搅拌套筒内形成矿浆循环的射流负压，所述矿浆喷射孔的喷射方向与所述搅拌套筒的轴线平行。

具体的，所述矿浆给料管内矿浆的流向与所述矿浆喷射孔内矿浆流向相反。

具体的，所述三相矿浆分散器包括中心盘体和均匀间隔布置在所述中心盘体的外周壁上的若干矿浆分配管，所述矿浆分配管一端封闭设置，另一端与所述中心盘体的内腔连通，每根所述矿浆分配管的顶壁上均匀分布有所述矿浆喷射孔，所述矿浆给料管与所述中心盘体的内腔连通。

具体的，所述矿浆给料管从所述柱状筒体顶部中心给入，穿过所述精矿溢流槽后，插入所述搅拌套筒内并与所述三相矿浆分散器连接，所述搅拌套筒、矿浆给料管和柱状筒体的轴线重合。

具体的，所述尾矿底流槽区的底部设有尾矿排料阀。

具体的，所述尾矿底流槽区呈倒锥形，所述搅拌套筒的底端延伸至尾矿底流槽区处。

具体的，所述精矿溢流槽上设有精矿排料管。

具体的，所述精矿溢流槽的内底面为倾斜面，所述精矿排料管设置在所述倾斜面的最低端处。

具体的，所述三相混合矿化器包括矿浆搅拌输送组件、供气组件和射流矿化管；

所述矿浆搅拌输送组件包括通过矿浆管顺次连接的矿浆搅拌桶、进浆球阀、变频渣浆泵和矿浆流量计，所述矿浆搅拌桶上设有矿物进料口和浮选药剂进料口；

所述供气组件包括通过气管顺次连接的空压机、进气阀、储气罐、气体流量调节阀、气体流量计和压力表，所述矿浆管和气管均与所述射流矿化管连通。

本申请实施例另一方面提供的强化粗颗粒矿物回收的浮选方法，包括：

混合矿浆经三相混合矿化器矿化，形成气固液三相射流矿浆；

射流矿浆经矿浆给料管下行至三相矿浆分散器，当射流矿浆充满三相矿浆分散器时，射流矿浆改变运动方向，从三相矿浆分散器顶部的矿浆喷射孔射入搅拌套筒内，并在此处形成射流负压，矿浆喷射孔的喷射方向与搅拌套筒的轴线平行；

黏附在气泡上的矿物颗粒在搅拌套筒内继续上行，入柱状筒体的泡沫层区二次富集，并进入精矿溢流槽成为精矿；

没有被气泡捕获的脉石矿物在柱状筒体内下沉，并最终进入柱状筒体底部的尾矿底流槽区成为尾矿；

浮选过程中从气泡上脱落下来的粗颗粒矿物一部分进入柱状筒体与搅拌套筒之间的环形间隙中，另一部分进入搅拌套筒内；其中，

进入环形间隙中粗颗粒矿物在射流负压作用下从搅拌套筒的底部回流至搅拌套筒内形成矿浆循环，进入搅拌套筒内的粗颗粒矿物，则与气泡发生逆流碰撞进行二次粘附，并最终随气泡上升进入泡沫层区。

与现有技术相比，本申请至少一个实施例具有如下有益效果：

将矿浆喷射和无动力搅拌循环技术引入到浮选装置的分选环节，使得浮选过程中从气泡上脱落的并进入搅拌套筒与柱状筒体间的粗颗粒矿物，经过多次自生的循环，与气泡重新发生碰撞和粘附而提高粗颗粒捕获概率，从而提高总体回收率。而直接掉落在搅拌套筒内的粗颗粒矿物，直接与气泡发生逆流碰撞，并借助上升的气泡带入泡沫层中，降低粗颗粒与气泡间的脱附概率，即使有粗颗粒脱落，也可借助在逆流碰撞区域的上升气泡进行二次粘附并随气泡上升，有力的解决了传统浮选设备及其工艺常存在的“跑粗”问题。

附图说明

为了更清楚地说明本发明实施例中的技术方案，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是本发明实施例提供的浮选装置结构示意图；

图2是本发明实施例涉及的三相矿浆分散器结构示意图；

其中：1、矿浆给料管；2、精矿溢流槽；3、精矿排料管；4、柱状筒体；401、尾矿底流槽区；402、矿浆循环区；403、泡沫层区；5、搅拌套筒；6、三相矿浆分散器；601、中心盘体；602、矿浆分配管；603、矿浆喷射孔；7、尾矿排料管；8、尾矿排料阀；9、压力表；10、气体流量计；11、气体流量调节阀；12、储气罐；13、进气阀；14、空压机；15、矿浆搅拌桶；16、进浆球阀；17、变频渣浆泵；18、矿浆流量计；19、射流矿化管。

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。

在本发明的描述中，需要理解的是，术语“中心”、“纵向”、“横向”、“长度”、“宽度”、“厚度”、“上”、“下”、“前”、“后”、“左”、“右”、“竖直”、“水平”、“顶”、“底”“内”、“外”、“顺时针”、“逆时针”、“轴向”、“径向”、“周向”等指示的方位或位置关系为基于附图所示的方位或位置关系，仅是为了便于描述本发明和简化描述，而不是指示或暗示所指的装置或元件必须具有特定的方位、以特定的方位构造和操作，因此不能理解为对本发明的限制。

此外，术语“第一”、“第二”仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示相对重要性或者隐含指明所指示的技术特征的数量。由此，限定有“第一”、“第二”的特征可以明示或者隐含地包括一个或者更多个该特征。在本发明的描述中，“多个”的含义是两个或两个以上，除非另有明确具体的限定。

参见图1和图2，一种强化粗颗粒矿物回收的浮选装置，包括柱状筒体4、搅拌套筒5、三相矿浆分散器6和三相混合矿化器，柱状筒体4内部自下至上分隔为依次连通的尾矿底流槽区401、矿浆循环区402和泡沫层区403，柱状筒体4的顶部设有精矿溢流槽2，精矿溢流槽2上设有精矿排料管3，搅拌套筒5设置在柱状筒体4的矿浆循环区402内，矿浆循环区402通过上下贯通的搅拌套筒5分隔为流向相反的两个矿浆流动区；其中，三相矿浆分散器6顶部设有矿浆喷射孔603，矿浆喷射孔603的喷射方向与搅拌套筒5的轴线平行，搅拌套筒5的内部区域作为第一矿浆流动区，搅拌套筒5与柱状筒体4之间的区域为第二矿浆流动区，三相矿浆分散器6设置在搅拌套筒5的底部内，三相混合矿化器通过矿浆给料管1与三相矿浆分散器6连通，矿化后的矿浆从三相矿浆分散器6上的矿浆喷射孔603射入搅拌套筒5内，并在此处形成将第二矿浆流动区底部的粗颗粒矿物回吸至搅拌套筒5内形成矿浆循环的射流负压。

参见图1和图2，采用上述实施例浮选装置的对矿物进行浮选的过程如下：

混合矿浆经三相混合矿化器矿化，形成气固液三相射流矿浆；

射流矿浆经矿浆给料管1下行至三相矿浆分散器6，当射流矿浆充满三相矿浆分散器6时，射流矿浆改变运动方向，从三相矿浆分散器6顶部的矿浆喷射孔603平行射入搅拌套筒5内，并在此处形成射流负压；

黏附在气泡上的矿物颗粒在搅拌套筒5内继续上行，随着时间进行，矿浆逐渐充满整个柱状筒体4，搅拌套筒5上边缘以上部位的目的矿物颗粒分两种情况，疏水性一般的矿物颗粒及少量从泡沫层落下的粗颗粒矿物由于粒级较大，易从气泡上脱落下来；另外一部分疏水性较好的矿物颗粒继续上行，入柱状筒体4的泡沫层区403二次富集，并进入精矿溢流槽2从精矿溢流管排出成为精矿。

没有被气泡捕获的脉石矿物在柱状筒体4内下沉，并最终进入柱状筒体4底部的尾矿底流槽区401成为尾矿；

脱落下来的粗颗粒矿物一部分进入柱状筒体4与搅拌套筒5之间的第二矿浆流动区（环形间隙）中，另一部分进入搅拌套筒5内；其中，进入第二矿浆流动区中的粗颗粒矿物在射流负压作用下从搅拌套筒5的底部回流至搅拌套筒5内形成矿浆循环，进入搅拌套筒5内的粗颗粒矿物，则与气泡发生逆流碰撞进行二次粘附，并最终随气泡上升进入泡沫层区403。

本实施例将矿浆喷射和无动力搅拌循环技术引入到浮选装置的分选环节，使得浮选过程中从气泡上脱落的并进入搅拌套筒5与柱状筒体4间的粗颗粒矿物，经过多次自生的循环，与气泡重新发生碰撞和粘附而提高粗颗粒捕获概率，从而提高总体回收率；掉落在搅拌套筒5内的粗颗粒矿物，则直接与气泡发生逆流碰撞，并借助上升的气泡带入泡沫层中，降低粗颗粒与气泡间的脱附概率，即使有粗颗粒脱落，也可借助在逆流碰撞区域的上升气泡进行二次粘附并随气泡上升，有力的解决了传统浮选设备及其工艺常存在的“跑粗”问题。

此外，本实施例借助矿浆喷射形成的喷射负压将第二矿浆流动区内脱落的粗颗粒矿物带至搅拌套筒5内，实现矿浆循环，无需额外增加泵送设备即可实现粗颗粒矿物的循环流动，这无疑降低了浮选成本，而且整个浮选装置结构简单，浮选工艺也不复杂。

参见图1，在另一些实施例中，矿浆给料管1内矿浆的流向与矿浆喷射孔603内矿浆流向相反。这样设计的优点如下：1）经过矿浆给料管1的矿浆速度很快，矿浆在通过三相矿浆分散器6改变流向，必然会发生较大的能量消耗，这样就起到了稳流作用，有利于粗颗粒矿物的浮选；2）耗散的能量一部分动能转换成颗粒-气泡碰撞的能量，强化了颗粒-气泡间的相互作用，有利于疏水性颗粒黏附在气泡上面，实现了矿浆的二次矿化。

具体的，矿浆给料管1从柱状筒体4顶部中心给入，中间穿过精矿溢流槽2后，插入搅拌套筒5内并与三相矿浆分散器6垂直连接，搅拌套筒5设置于矿浆给料管1和柱状筒体4中间，并与柱状筒体4平行，搅拌套筒5上边缘稍高于柱状筒体4中部。

参见图2，需要解释的是，在实际应用中，三相矿浆分散器6包括中心盘体601和均匀间隔布置在中心盘体601的外周壁上的若干矿浆分配管602；其中，矿浆分配管602的数量可以为三根、四根或其他数量，如本实施例中，矿浆分配管602的数量为六根。

矿浆分配管602一端封闭设置，另一端与中心盘体601的内腔连通，每根矿浆分配管602的顶壁上均匀分布有矿浆喷射孔603，矿浆给料管1与中心盘体601的内腔连通，射流矿浆经过矿浆给料管1进入中心盘体601的内腔后，会均匀进入各个矿浆分配管602中，并最终从矿浆喷射孔603喷射而出。

上述结构的三相矿浆分散器6可以保证矿浆均匀分散到搅拌套筒5内，同时每根矿浆分配管602之间存在的间隙，可以保证第二矿浆流动区内脱落的粗颗粒矿物可以通过上述间隙均匀进入搅拌套筒5内，使得三相矿浆分散器6的设置不会妨碍粗颗粒矿物的循环流动。

参见图1，在另一些实施例中，尾矿底流槽区401呈倒锥形，搅拌套筒5的底端延伸至尾矿底流槽区401处，也即第二矿浆流动区的底端会逐渐向搅拌套筒5方向靠拢，从而利于粗颗粒矿物在射流负压作用下吸入搅拌套筒5内。

具体的，尾矿底流槽区401的锥面夹角可以控制在75°～80°，在尾矿底流槽区401的底部设有尾矿排料管7，尾矿排料管7底部连接尾矿排料阀8控制底流流速，尾矿排料管7用于尾矿的排出。

参见图1，在另一些实施例中，精矿溢流槽2的底板倾斜设置，与筒状柱体纵向中心线的夹角为50°～75°，精矿排料管3设置在底板的最低端处。上述设计的优点在于，能够快速排出浮选精矿颗粒，避免精矿溢流槽2中浮选精矿颗粒堆积导致堵塞，保证了粗颗粒浮选装置的工作稳定性。随着浮选的不断进行，柱状筒体4中的气泡携带粗颗粒矿物不断上浮并聚集形成泡沫层区403，当泡沫层区403内泡沫层高度超过柱状筒体4上端面时，泡沫层中的浮选精矿溢流出柱状筒体4，经精矿溢流槽2由精矿排料管3流出。

参见图1，在另一些实施例中，三相混合矿化器包括矿浆搅拌输送组件、供气组件和射流矿化管19，矿浆搅拌输送组件包括通过矿浆管顺次连接的矿浆搅拌桶15、进浆球阀16、变频渣浆泵17和矿浆流量计18，供气组件包括通过气管顺次连接的空压机14、进气阀13、储气罐12、气体流量调节阀11、气体流量计10和压力表9，矿浆管和气管则均与射流矿化管19连通。

本实施例中，矿浆搅拌桶15加入粗颗粒矿物及浮选药剂搅拌混合均匀后生成矿浆混合物，矿浆混合物在变频渣浆泵17的作用下给入射流矿化管19，在经过射流矿化管19时面积突然缩小，流速急剧升高，矿浆混合物在射流矿化管19的射流作用下产生的负压下吸入压缩空气，并把压缩空气粉碎混入矿浆混合物形成射流矿浆。其中，根据矿浆流量计18显示的数值大小可以控制变频渣浆泵17的开启频率，进而调节射流矿化管19的进浆流量，矿浆搅拌桶15上设有矿物进料口和浮选药剂进料口，根据气体流量计10和压力表9显示的数值大小来控制气体流量调节阀11的开度大小，进而可以调节射流矿化管19的进气流量和压力大小。

参见图1和图2，上述实施例提供的浮选装置的工作过程如下：

a：先关闭尾矿排料阀8，启动空压机14，打开进气阀13，向储气罐12内充气，矿浆搅拌桶15加入粗颗粒矿物及浮选药剂搅拌混合均匀后生成矿浆混合物。

b：打开进浆球阀16，启动变频渣浆泵17，通过变频渣浆泵17将矿浆混合物泵送入射流矿化管19，同时调节变频渣浆泵17与射流矿化管19之间管路上的矿浆流量计18，调节射流矿化管19的进浆流量，打开储气罐12和射流矿化管19进气端之间管路上的气体流量调节阀11和气体流量计10，进而控制进入射流矿化管19的气体量。

c：有一定压力的矿浆混合物经过射流矿化管19时面积突然缩小，流速急剧升高，矿浆混合物在射流矿化管19的射流作用下产生的负压下吸入压缩空气，并把压缩空气粉碎混入矿浆混合物，形成颗粒与气泡之间的高效碰撞和粘附后形成气固液三相射流矿浆。

d：射流矿浆经矿浆进料管继续下行至三相混合矿化器，由于三相射流矿浆有一定的速度和压力，当充满三相混合矿化器时，气固液三相射流矿浆改变运动方向，由垂直向下变成垂直向上，从矿浆分配管602上的矿浆喷射孔603喷射而,。

e：黏附在气泡上的矿物颗粒在搅拌套筒5内继续上行，随着时间进行，矿浆逐渐充满整个柱状筒体4，搅拌套筒5上边缘以上部位的目的矿物颗粒分两种情况，疏水性一般的矿物颗粒及少量从泡沫层落下的粗颗粒矿物由于粒级较大，易从气泡上气泡上脱落下来；另外一部分疏水性较好的矿物颗粒继续上行，进入精矿溢流槽2从精矿溢流管排出成为精矿。

f:由于三相混合矿化器上面矿浆流速较高，在此处会形成小范围的负压，搅拌套筒5外掉落下来的粗颗粒矿物运动到柱状筒体4和搅拌套筒5之间的区域时，因为负压作用而进入搅拌套筒5内部形成矿浆循环。

g:打开尾矿排料阀8一定的开度，进而控制柱状筒体4内矿浆液面的高度。而没有被气泡捕获的脉石矿物在柱体内下沉并最终经过尾矿底流槽区401从尾矿排料管7排出成为尾矿。

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150～800μm左右粒径的矿浆作为实验给矿原料，其铜品位为0.53%，500μm下粒级占比为88%左右。矿浆加入ph调整剂调节矿浆ph为9.0，然后加入捕收剂丁黄药和丁铵黑药搅拌调浆，加入2号油起泡剂行经充分调浆后，从原矿给料管给入旋流与阻尼耦合流化的粗颗粒浮选设备进行浮选,溢流产品即为粗精矿,而底流经尾矿排料管排出成为尾矿,该尾矿直接作为最终尾矿。捕收剂相对原矿的加入量丁基黄药200g/t、丁铵黑药100g/t，2号油为20g/t，ph调整剂为碳酸钠,浮选温度为20℃。试验获得粗精矿cu品位1.39%，回收率91.27%，尾矿cu品位0.07%，产率为65.20%，抛尾部分的铜损失仅为8.73%(如表1)。

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0.198%，600μm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，然后加入捕收剂煤油搅拌调浆，加入松醇油起泡剂行经充分调浆后，从原矿给料管给入旋流与阻尼耦合流化的粗颗粒浮选设备进行浮选,溢流产品即为粗精矿,而底流经尾矿排料管排出成为尾矿,该尾矿直接作为最终尾矿。捕收剂相对原矿的加入量分别为60g/t，松醇油起泡剂为20g/t，ph调整剂为碳酸钠,浮选温度为20℃。试验获得粗精矿mo品位0.458%，回收率93.91%，尾矿mo品位0.020%，产率为59.40%，抛尾部分的钼损失仅为6.09%(如表2)。

上述本发明所公开的任一技术方案除另有声明外，如果其公开了数值范围，那么公开的数值范围均为优选的数值范围，任何本领域的技术人员应该理解：优选的数值范围仅仅是诸多可实施的数值中技术效果比较明显或具有代表性的数值。由于数值较多，无法穷举，所以本发明才公开部分数值以举例说明本发明的技术方案，并且，上述列举的数值不应构成对本发明创造保护范围的限制。

同时，上述本发明如果公开或涉及了互相固定连接的零部件或结构件，那么，除另有声明外，固定连接可以理解为：能够拆卸地固定连接(例如使用螺栓或螺钉连接)，也可以理解为：不可拆卸的固定连接(例如铆接、焊接)，当然，互相固定连接也可以为一体式结构(例如使用铸造工艺一体成形制造出来)所取代(明显无法采用一体成形工艺除外)。

另外，上述本发明公开的任一技术方案中所应用的用于表示位置关系或形状的术语除另有声明外其含义包括与其近似、类似或接近的状态或形状。本发明提供的任一部件既可以是由多个单独的组成部分组装而成，也可以为一体成形工艺制造出来的单独部件。