一种铜渣浮选中矿再磨方法
【专利摘要】本发明公开一种铜渣浮选中矿再磨方法，将精选一段的中矿由液下渣浆泵输送到矿浆池，再通过渣浆泵自矿浆池输送到旋流器，由旋流器进行分级，分级得到粗粒级矿浆和合格矿浆；粗粒级矿浆进入二段磨进行再磨，磨细后再流入矿浆池，从而形成闭路磨矿；合格矿浆经搅拌桶进入粗选一段继续浮选，即实现浮选中矿的再磨。本发明方法使有用矿物充分达到单体解离，提高矿浆的入选细度，使有用矿物充分单体解离，增强了有用矿物的可浮性，浮选泡沫比较稳定，浮选工容易操作。使铜选矿回收率提高到93.00%，铜精矿品位提高到25.00%，尾渣含铜降低到0.28%，解决了浮选过程中容易沉槽，出现浮选机被埋死的现象。
【专利说明】
一种铜渣浮选中矿再磨方法
技术领域
[0001] 本发明涉及一种铜渣浮选中矿再磨方法。
【背景技术】
[0002] 铜渣渣选是为处理转炉渣及电炉渣组成的混合铜渣，铜渣渣选工艺包括破碎、磨 矿、浮选和脱水步骤，整个系统满足环保要求，无废物排放，水循环使用，无外排;处理能力 达700t/d，年处理量约23万吨;铜渣渣选能综合提高固体废弃物的回收再利用价值，增加了 企业的经济效益和社会效益，实现绿色经济的循环再利用。
[0003] 浮选工段又包括以下工艺过程:粗选一段、粗选二段、扫选一段、扫选二段、精选一 段和精选二段。目前常规的铜渣浮选系统是将精选一段的中矿循环由液下渣浆栗输送，进 入搅拌桶直接进入粗选一段进行浮选。由于炉渣比重较大(4.1吨/立方）、硬度较硬(莫氏硬 度7~9度），进入浮选的矿浆细度较低(-325目在60%左右），由于入选细度较低，导致：1、浮 选过程中容易沉槽，会出现浮选机被埋死的现象;2、浮选泡沫不稳定，浮选工作人员难以操 作；3、有用矿物未达到单体解离，有用矿物难以浮出，选矿技术指标（回收率、精矿品位、尾 渣含铜等)不理想。
[0004] 因此，需要对上述问题进行改进。
【发明内容】
[0005] 为解决上述问题，本发明提供一种铜渣浮选中矿再磨方法，对铜渣浮选系统进行 改进。
[0006] 本发明通过下列技术方案实现:一种铜渣浮选中矿再磨方法，经过下列操作： 将精选一段的中矿由液下渣浆栗输送到矿浆池，再通过渣浆栗自矿浆池输送到旋流 器，由旋流器进行分级，分级得到粗粒级矿浆和合格矿浆;粗粒级矿浆进入二段磨进行再 磨，磨细后再流入矿浆池，从而形成闭路磨矿;合格矿浆经搅拌桶进入粗选一段继续浮选， 即实现浮选中矿的再磨。
[0007] 所述粗粒级矿浆是粒度大于325目的矿浆。
[0008] 所述合格矿浆是粒度<325目含量大于70%的矿浆。
[0009] 本发明具备的优点及效果:通过本发明的工艺改进，有用矿物充分达到单体解离， 提高矿浆的入选细度，使有用矿物充分单体解离，增强了有用矿物的可浮性，浮选泡沫比较 稳定，浮选工容易操作。通过本发明的铜渣渣选改进后，能使铜选矿回收率从改进前的 90.00%左右提高到了 93.00%左右。铜精矿品位由原来的15.00%左右提高到25.00%左右，尾 渣含铜由原来的0.30%左右降低到0.28%左右，为企业创造了较好的经济效益。解决了浮选 过程中容易沉槽，出现浮选机被埋死的现象。
【具体实施方式】
[0010] 下面通过实施例对本发明做进一步说明。
[0011] 实施例1 将精选一段的中矿由液下渣浆栗输送到矿浆池，再通过渣浆栗自矿浆池输送到旋流 器，由旋流器进行分级，分级得到粗粒级矿浆(粒度大于325目）和合格矿浆(粒度<325目含 量大于70%);粗粒级矿浆进入二段磨进行再磨，磨细后再流入矿浆池，从而形成闭路磨矿； 合格矿浆经搅拌桶进入粗选一段继续浮选，即实现浮选中矿的再磨。
[0012] 对比例1:将精选一段的中矿由液下渣浆栗输送，进入搅拌桶直接进入粗选一段进行浮 选。将实施例1和对比例1的效果做对比，见下表：
【主权项】
1. 一种铜渣浮选中矿再磨方法，其特征在于经过下列操作： 将精选一段的中矿由液下渣浆栗输送到矿浆池，再通过渣浆栗自矿浆池输送到旋流 器，由旋流器进行分级，分级得到粗粒级矿浆和合格矿浆;粗粒级矿浆进入二段磨进行再 磨，磨细后再流入矿浆池，从而形成闭路磨矿;合格矿浆经搅拌桶进入粗选一段继续浮选， 即实现浮选中矿的再磨。2. 根据权利要求1所述的铜渣浮选中矿再磨方法，其特征在于:所述粗粒级矿浆是粒度 大于325目的矿浆。3. 根据权利要求1所述的铜渣浮选中矿再磨方法，其特征在于:所述合格矿浆是粒度< 325目含量大于70%的矿浆。
【文档编号】B03B9/06GK106000625SQ201610656220
【公开日】2016年10月12日
【申请日】2016年8月12日
【发明人】惠兴欢, 王礼珊, 杨春银, 张鑫, 朱江, 孙双荣, 张正洪, 任军祥
【申请人】楚雄滇中有色金属有限责任公司