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1、(10)申请公布号 CN 103301932 A (43)申请公布日 2013.09.18 CN 103301932 A *CN103301932A* (21)申请号 201310240032.4 (22)申请日 2013.06.18 B03B 7/00(2006.01) B03B 5/62(2006.01) B03B 9/06(2006.01) (71)申请人 江西稀有稀土金属钨业集团有限公 司 地址 330046 江西省南昌市北京西路 118 号 (72)发明人 文儒景 (74)专利代理机构 北京王景林知识产权代理事 务所 11320 代理人 王景林 (54) 发明名称 通过重力自动选矿的。
2、系统与方法 (57) 摘要 一种无动力重力选矿的方法， 选矿厂的尾矿 经冲洗式水力旋流器进行分级后， 溢流自流进入 绒毯式溜槽， 在每个溜槽的给矿端设有一个总给 矿槽和给矿管、 分矿槽和多个并排的分矿管 ； 在 溜槽的排矿端设有精矿排矿管、 尾矿排矿管和排 矿插管， 精矿排矿管与精矿沟连通， 尾矿排矿管与 尾矿沟连通 ； 溜槽从给矿端到排矿端依次包括第 一倾斜段和与第一倾斜段衔接的第二倾斜段， 第 二倾斜段的宽度沿排矿方向缩小， 第二倾斜段的 斜度大于第一倾斜段的斜度 ; 第一倾斜段和第二 倾斜段的横向的两侧分别设有排矿护板 ； 精矿排 矿管和尾矿排矿管设有开通转换塞。本发明维护 方便、 方操。
3、作简单， 可提高矿产资源综合利用率。 (51)Int.Cl. 权利要求书 2 页 说明书 4 页 附图 2 页 (19)中华人民共和国国家知识产权局 (12)发明专利申请 权利要求书2页 说明书4页 附图2页 (10)申请公布号 CN 103301932 A CN 103301932 A *CN103301932A* 1/2 页 2 1. 一种通过重力自动选矿的方法， 设有多个并列的溜槽 (3)， 其特征在于 ： 在每个溜槽 (3) 的给矿端 (12) 设有一个总给矿槽 (23) 和给矿管 (11)、 分矿槽 (24) 和多个并排的分 矿管 (10); 在溜槽 (3) 的排矿端 (34) 设有。
4、精矿排矿管 (31)、 尾矿排矿管 (32) 和排矿插管 (33)， 精矿排矿管(31)与精矿沟(41)连通， 尾矿排矿管(32)与尾矿沟(42)连通 ； 溜槽(3) 从给矿端 (12) 到排矿端 (34) 依次包括第一倾斜段 (35) 和与第一倾斜段 (35) 衔接的第二 倾斜段(36)， 第二倾斜段(36)的宽度沿排矿方向缩小， 第二倾斜段(36)的斜度大于第一倾 斜段 (35) 的斜度 ; 第一倾斜段 (35) 和第二倾斜段 (36) 的横向的两侧分别设有排矿护板 (35 ,36 ) ； 精矿排矿管 (31) 和尾矿排矿管 (32) 设有开通转换塞。 2.根据权利要求1所述的方法， 其特。
5、征在于 ： 选矿厂的尾矿送入冲洗式水力旋流器(1) 中分级， 分级后的溢流矿浆经过给矿槽(2)送到至少一个溜槽(3)中， 矿浆在铺有绒毯的溜 槽表面上形成溜膜， 矿浆中的重矿物沉积在绒毯式表面的绒毛式缝隙中 ； 第一预设时间到 达时停止向给矿槽 (2) 给矿， 采用高压水将附着于绒毯式表面上的重矿物冲洗到绒毯精矿 槽(4)中， 冲洗结束后又重新向给矿槽(2)给矿 ； 将绒毯精矿槽(4)中的重矿物加水调合成 二次矿浆， 二次矿浆通过给矿管 (5) 送到富集锥面 (7) 上的分矿器 (6)， 分矿器 (6) 在二次 矿浆的冲击下快速旋转， 二次矿浆撒在富集锥面(7)上， 在富集锥面(7)的斜坡面上。
6、形成水 膜， 重矿物附着于富集锥面 (7) 的斜坡面上， 第二预设时间到达时， 停止向分矿器中 (6) 中 送二次矿浆。 3. 根据权利要求 1 或 2 所述的方法， 其特征在于 ： 所述冲洗式水力旋流器从上至下依 次包括相互衔接的筛板式分级箱和水力旋流器， 水力旋流器在其切线方向设有与水力旋流 器内腔连通的给矿管， 在该给矿管的上方设有矿浆溢流管， 矿浆溢流管的开口朝上 ； 筛板式 分级箱呈倒锥形， 在最下部设有筛板及其下方的冲洗室， 该冲洗室的侧面设有高压进水管， 下面设有排矿管。 4.根据权利要求1、 2、 或3所述的方法， 其特征在于 ： 优选地， 所述第一预设时间和/或 第二预设时间。
7、可以为 30-40 分钟 ； 优选地， 二次矿浆浓度可以为 10-12%， 和 / 或， 所述高压 水的压力可以为 2-3kg/cm2。 5.根据权利要求1-4其中之一所述的方法， 其特征在于 ： 所述开通转换塞是插管(33)， 该插管 (33) 的外径小于或等于精矿排矿管 (31) 和尾矿排矿管 (32) 的内径， 和 / 或， 所述 富集锥面为蒙古包式的圆锥面、 多棱锥面、 半球面、 或螺旋形下降的凹槽。 6. 一种通过重力自动选矿的装置， 设有多个并列的溜槽 (3)， 其特征在 于 ： 在每个溜 槽 (3) 的给矿端 (12) 设有一个总给矿槽 (23) 和给矿管 (11)、 分矿槽 (。
8、24) 和多个并排的 分矿管 (10) ； 在溜槽 (3) 的排矿端 (34) 设有精矿排矿管 (31)、 尾矿排矿管 (32) 和排矿插 管 (33)， 精矿排矿管 (31) 与精矿沟 (41) 连通， 尾矿排矿管 (32) 与尾矿沟 (42) 连通 ； 溜槽 (3) 从给矿端 (12) 到排矿端 (34) 依次包括第一倾斜段 (35) 和与第一倾斜段 (35) 衔接的 第二倾斜段(36)， 第二倾斜段(36)的宽度沿排矿方向缩小， 第二倾斜段(36)的斜度大于第 一倾斜段 (35) 的斜度 ; 第一倾斜段 (35) 和第二倾斜段 (36) 的横向的两侧分别设有排矿 护板 (35 ,36 )。
9、 ； 精矿排矿管 (31) 和尾矿排矿管 (32) 设有开通转换塞。 7. 根据权利要求 6 所述的装置， 其特征在于 ： 该装置依次包括冲洗式水力旋流器 (1)、 给矿槽(2)、 至少一个倾斜的溜槽(3)、 绒毯精矿槽(4)、 倾斜的给矿管(5)、 分矿器(6)、 和分 矿器 (6) 下方的富集锥面 (7)。 权 利 要 求 书 CN 103301932 A 2 2/2 页 3 8. 根据权利要求 6 所述的装置， 其特征在于 ： 所述冲洗式水力旋流器从上至下依次包 括相互衔接的筛板式分级箱和水力旋流器， 水力旋流器在其切线方向设有与水力旋流器内 腔连通的给矿管， 在该给矿管的上方设有矿浆溢。
10、流管， 矿浆溢流管的开口朝上 ； 筛板式分级 箱呈倒锥形， 在最下部设有筛板及其下方的冲洗室， 该冲洗室的侧面设有高压进水管， 下面 设有排矿管。 9. 根据权利要求 6 至 8 任一项所述的装置， 其特征在于 ： 溜槽 (3) 的数量为 2-8 个， 溜槽 (3) 的第一倾斜段 (35) 的坡度为 9-11%， 宽度为 0.8 米， 长度为 10 米 ； 第二倾斜段 (36) 的坡度为 20-30%。 富集锥面的坡度为 24-27 度之间 ； 所述开通转换塞是插管 (33)， 该插管 (33) 的外径小于或等于精矿排矿管 (31) 和尾矿 排矿管 (32) 的内径 ； 和 / 或， 分矿器 。
11、(6) 是厚度 0.5mm 的圆锥形白铁皮， 分矿器 (6) 底部圆周的直径为 0.52-0.55 米， 锥角控制在 34-37 度， 上面均布有 10-20 条渐开线槽。 10. 根据权利要求 6 所述的装置， 其特征在于 ： 所述富集锥面为蒙古包式的圆锥面、 多 棱锥面、 半球面、 或螺旋形下降的凹槽， 由水泥构成 ； 和 / 或， 呈蒙古包状的情况下底部圆周 直径控制在 2.8-3.1 米。 权 利 要 求 书 CN 103301932 A 3 1/4 页 4 通过重力自动选矿的系统与方法 技术领域 0001 本发明涉及一种通过重力自动选矿的系统与方法， 属于选矿技术领域。 背景技术 0。
12、002 现在很多钨、 锡等重金属矿山的主要选矿方法是重力选矿， 主要采用的重力选矿 设备是跳汰机、 摇床、 螺旋选矿机、 离心选矿机等， 根据矿石的性质不同， 其选矿回收率大约 在 65-80% 左右， 这类矿山尾矿中的金属损失大部分集中在细粒级产物中。 0003 根据资源综合利用和节能降耗的需要， 希望将矿山尾矿中的损失金属回收再利 用。 发明内容 0004 本发明的目的是提供一种通过重力自动选矿的系统与方法， 其维护方便、 操作简 单， 可以提高矿产资源的综合利用。 0005 为此， 根据本发明的一个方面， 提供了一种通过重力自动选矿的方法， 其特征在 于 ： 选矿厂的尾矿送入冲洗式水力旋。
13、流器中分级， 分级后的矿浆经过给矿槽送到至少一个 溜槽中， 矿浆在铺有绒毯的溜槽表面上形成溜膜， 矿浆中的重矿物沉积在绒毯式表面的绒 毛式缝隙中 ； 第一预设时间到达时停止向给矿槽给矿， 采用高压水将附着于绒毯式表面上 的重矿物冲洗到绒毯精矿槽中， 冲洗结束后又重新向给矿槽给矿 ； 将绒毯精矿槽中的重矿 物加水调合成二次矿浆， 二次矿浆通过给矿管送到富集锥面上的分矿器， 分矿器在二次矿 浆的冲击下快速旋转， 二次矿浆撒在富集锥面上， 在富集锥面的斜坡面上形成水膜， 重矿物 附着于富集锥面的斜坡面上， 第二预设时间到达时， 停止向分矿器中中送二次矿浆 ； 在每个 溜槽的给矿端设有一个总给矿槽和给。
14、矿管、 分矿槽和多个并排的分矿管 ; 在溜槽的排矿端 设有精矿排矿管、 尾矿排矿管和排矿插管， 精矿排矿管与精矿沟连通， 尾矿排矿管与尾矿沟 连通 ； 溜槽从给矿端到排矿端依次包括第一倾斜段和与第一倾斜段衔接的第二倾斜段， 第 二倾斜段的宽度沿排矿方向缩小， 第二倾斜段的斜度大于第一倾斜段的斜度 ; 第一倾斜段 和第二倾斜段的横向的两侧分别设有排矿护板 ； 精矿排矿管和尾矿排矿管设有开通转换 塞。 0006 优选地， 二次矿浆浓度为 10-12%， 和 / 或， 所述高压水的压力为 2-3kg/cm2。 0007 优选地， 所述第一预设时间和 / 或第二预设时间为 30-40 分钟。 0008。
15、 优选地， 所述开通转换塞是插管， 该插管的外径小于或等于精矿排矿管和尾矿排 矿管的内径， 和 / 或， 所述富集锥面为蒙古包式的圆锥面、 多棱锥面、 半球面、 或螺旋形下降 的凹槽。 0009 优选地， 所述冲洗式水力旋流器从上至下依次包括相互衔接的筛板式分级箱和水 力旋流器， 水力旋流器在其切线方向设有与水力旋流器内腔连通的给矿管， 在该给矿管的 上方设有矿浆溢流管， 矿浆溢流管的开口朝上 ； 筛板式分级箱呈倒锥形， 在最下部设有筛板 及其下方的冲洗室， 该冲洗室的侧面设有高压进水管， 下面设有排矿管。 说 明 书 CN 103301932 A 4 2/4 页 5 0010 根据本发明的另。
16、外一个方面， 提供了一种通过重力自动选矿的装置， 该装置依次 包括冲洗式水力旋流器、 给矿槽、 至少一个倾斜的溜槽、 绒毯精矿槽、 倾斜的给矿管、 分矿 器、 和分矿器下方的富集锥面， 其特征在于 ： 在每个溜槽的给矿端设有一个总给矿槽和给矿 管、 分矿槽和多个并排的分矿管 ; 在溜槽的排矿端设有精矿排矿管、 尾矿排矿管和排矿插 管， 精矿排矿管与精矿沟连通， 尾矿排矿管与尾矿沟连通 ； 溜槽从给矿端到排矿端依次包括 第一倾斜段和与第一倾斜段衔接的第二倾斜段， 第二倾斜段的宽度沿排矿方向缩小， 第二 倾斜段的斜度大于第一倾斜段的斜度 ; 第一倾斜段和第二倾斜段的横向的两侧分别设有 排矿护板 ；。
17、 精矿排矿管和尾矿排矿管设有开通转换塞， 所述冲洗式水力旋流器从上至下依 次包括相互衔接的筛板式分级箱和水力旋流器， 水力旋流器在其切线方向设有与水力旋流 器内腔连通的给矿管， 在该给矿管的上方设有矿浆溢流管， 矿浆溢流管的开口朝上 ； 筛板式 分级箱呈倒锥形， 在最下部设有筛板及其下方的冲洗室， 该冲洗室的侧面设有高压进水管， 下面设有排矿管。 0011 优选地， 溜槽的数量为 2-8 个， 溜槽的第一倾斜段的坡度为 9-11%， 宽度为 0.8 米， 长度为 10 米， 第二倾斜段 (36) 的坡度为 20-30%。 0012 优选地， 富集锥面的坡度为24-27度之间 ； 和/或， 所述。
18、开通转换塞是插管， 该插管 的外径小于或等于精矿排矿管和尾矿排矿管的内径。 0013 优选地， 分矿器是厚度 0.5mm 的圆锥形白铁皮， 分矿器底部圆周的直径为 0.52-0.55 米， 锥角控制在 34-37 度， 上面均布有 10-20 条渐开线槽。 0014 优选地， 所述富集锥面为蒙古包式的圆锥面、 多棱锥面、 半球面、 或螺旋形下降的 凹槽， 由水泥构成 ； 呈蒙古包状的情况下底部圆周直径控制在 2.8-3.1 米。 0015 本发明的有益效果是 ： 无动力提高矿产资源的综合利用， 实践证明， 综合回收率可 提高 5-8%。 附图说明 0016 图 1 为根据本发明的无动力重力选矿。
19、方法的示意图 ； 0017 图 2 为根据本发明的无动力重力选矿的装置平面示意图 ； 0018 图 3 为根据本发明的无动力重力选矿的装置中的富集锥面示意图 ； 0019 图 4 为根据本发明的绒毯式溜槽及其两端的结构俯视示意图 ； 0020 图 5 为根据本发明的绒毯式溜槽及其两端的结构侧视示意图 ； 0021 图 6 为根据本发明的冲洗式水力旋流器的侧视结构示意图 ； 和 0022 图 7 为根据本发明的冲洗式水力旋流器的俯视结构示意图。 具体实施例 0023 下面结合具体实施例， 进一步阐述本发明的技术方案。 0024 在附图 1-4 中， 附图标记 1 表示冲洗式水力旋流器、 附图标记。
20、 2 表示给矿槽、 附图 标记 3 表示绒毯式溜槽、 附图标记 4 表示绒毯精矿槽、 附图标记 5 表示给矿管、 附图标记 6 表示分矿器、 附图标记 7 表示富集锥面 ( 俗称蒙古包 )。 0025 如图 1 所示， 根据本发明的无动力重力选矿的方法包括如下步骤 ： 选矿厂的尾矿 经过简易冲洗式水力旋流器 1 分级， 分级后的溢流经给矿槽 2 分别将矿浆给到有一定坡度 说 明 书 CN 103301932 A 5 3/4 页 6 和宽度的溜槽 3 中， 溜槽 3 的表面铺有一层绒毯， 矿浆在绒毯的表面上形成均匀平稳的溜 膜， 根据不同矿物的密度差异造成的沉降速度差， 重矿物优先沉积于绒毯的绒。
21、毛式缝隙中， 脉石矿物则随着矿浆流带入尾矿中， 这样经过一段时间的富集后， 停止给矿， 采用高压水将 附着于绒毯上的重矿物冲洗到绒毯精矿槽 4 中， 冲洗结束后又重新给矿， 如此周而复始。 0026 绒毯产出的重矿物粗精矿加水调至一定的矿浆浓度， 经给矿管 5 均匀给到富集锥 面 7( 蒙古包 ) 上的分矿器中 6 中， 分矿器在矿浆流的冲击下快速旋转， 同时将矿浆均匀撒 在水泥的蒙古包 7 上， 在蒙古包 7 的斜坡面上形成水膜， 重矿物附着于蒙古包 7 的斜坡面 ( 光滑的锥形水泥面 )， 而脉石则远离蒙古包 7 的斜坡面坡面。经过一段时间的富集之后， 停止给矿， 在一个实施例中， 富集的。
22、时间一般在 30-40 分钟， 蒙古包 7 的斜坡面上富集着高 品位的重矿物精矿产品。 0027 在一个实施例中， 将绒毯精矿槽 4 中的重矿物加水调合成的二次矿浆的浓度为 10-12% ； 高压冲洗水的压力 2-3kg/cm2， 溜槽的数量要根据处理能力而定， 一般一槽长 10 米， 宽0.8米， 坡度9-11%的溜槽每小时的处理能力约为每小时1-1.5吨(干矿量)， 需要处 理的矿量确定以后， 溜槽的数量也就算出来了。 “蒙古包” 的坡度控制在 24 到 27 度之间， 蒙 古包底部圆周直径控制在 3 米左右， 分矿器底圆直径控制在 0.54 米左右， 锥角控制在 35 度 左右。 002。
23、8 如图 2-3 所示， 本发明无动力重力选矿的装置中，“蒙古包” 的参数如下 ： d1=130mm、 H=891mm、 h1=100mm、 h2=400mm、 h3=267mm、 D1=3000mm、 D2=4500mm、 D3=4800mm、 D4=5200mm、 D5=5500mm。 0029 在根据本发明的无动力重力选矿的系统中， 设计了一种绒毯式溜槽、 蒙古包和蒙 古包上的分矿器。 将选矿厂的尾矿进行分级后， 溢流自动流入绒毯式溜槽， 经绒毯式溜槽粗 选富集， 以提高产品的品位， 绒毯式溜槽的粗精矿给入蒙古包 ( 富集锥面 ) 上的分矿器， 分 矿器上的 20 条渐开槽在水流 ( 即。
24、矿浆流 ) 的动力作用下快速旋转， 将矿浆均匀撒到蒙古包 的斜坡面上， 重矿物在斜坡面上再次富集， 产品的品位得到进一步的提高。 0030 根据本发明， 如果需要， 可以进一步的蒙古包， 这样， 经过两到三次的富集， 就可得 到最终销售的产品要求。 0031 如图 4-5 所示， 在本发明的一个实施例中， 在毛毯溜槽 3 的给矿端 12 设置有给矿 槽 23 和 DN80 塑料给矿管 11、 分矿槽 24 和 DN20 塑料分矿管 10， 可以使给矿量均匀布满整 个槽 3 表面， 有利于轻重矿物的分选。 0032 另外一方面， 本发明在毛毯溜槽 3 的排矿端 34 设置有 DN80 塑料精矿排。
25、矿管 31、 DN80 塑料尾矿排矿管 32 和 DN65 塑料排矿插管 33， 操作人员能很方便的通过调整插管 33 的位置轻松的排出精矿至精矿沟 41， 排出尾矿至尾矿沟 42。 0033 溜槽 3 沿从给矿端 12 到排矿端 34 的排矿方向依次包括呈矩形的第一倾斜段 35 和与第一倾斜段35衔接的第二倾斜段36， 第二倾斜段36的宽度沿排矿方向缩小， 第二倾斜 段 36 的斜度大于第一倾斜段 35 的斜度。第一倾斜段 35 和第二倾斜段 36 的横向的两侧分 别设有排矿护板 35和 36。 0034 本发明采用高压水冲洗绒毯， 省去了现有技术中的 “提绒毯、 洗绒毯和铺绒毯” 的 工序。
26、， 大大降低了员工的劳动强度。 0035 本发明设置了 “冲洗式水力旋溜器分级” ， 可提高绒毯的回收效果。 说 明 书 CN 103301932 A 6 4/4 页 7 0036 “冲洗式水力旋流器” 也称 “冲洗式水力旋溜器” ， 包括筛板式分级箱 100 和水力旋 流器 101， 可以用铁板焊制也可以用红砖砌成。 0037 选矿厂的尾矿由砂泵扬送到设置在水力旋流器 101 的切线方向的给矿管 102( 例 如选用DN200)， 从而给入水力旋流器101中。 由于矿浆具有一定的压力和流速， 尾矿中粗粒 级尾砂则在离心力和重力作用下沿旋流器 101 的器壁 103 螺旋向下运动， 在接近锥底的冲 洗室 104 上部的筛板 105 时， 又在高压进水管 106 中的高压水的冲洗作用下， 只有粗颗粒尾 砂才能克服上升水流的作用而进入排矿管 107 排出。其余的细颗粒尾砂则在上升水流的作 用下， 向上运动， 从矿浆溢流管 108( 例如选用 DN150) 中排出， 而进入绒毯溜槽 3 进行选矿 作业， 从而完成了分级过程。 说 明 书 CN 103301932 A 7 1/2 页 8 图 1 图 2 图 3 说 明 书 附 图 CN 103301932 A 8 2/2 页 9 图 4 图 5 图 6 图 7 说 明 书 附 图 CN 103301932 A 9 。