基于CPFD多密度矿粒流化与分选特性研究

本文基于一种流态化干法选矿装置,实现在约束环境下对多密度矿粒进行分离。通过矿物分选机理研究、利用Barracuda计算平台探索适用于干法选矿装置内气固流动模拟的计算颗粒流体力学（CPFD）仿真计算,并与实验研究相结合,对多密度矿粒分选特性进行研究。结果表明：当风速4.2m/s,矿粒W在分布距离170mm处分选品位较好,在开口为4mm时品位可达10.655%,回收率达88.6%;矿粒Mn在分布距离270mm处矿粒富集程度最佳,开口为3mm时品位达到最大值48.3%,回收率达80.9%。本文研究成果对风力干法选矿技术具有参考意义。     

基于CPFD多密度矿粒的流化与分选特性

基于一种流态化干法选矿装置,实现在约束环境下对多密度矿粒进行分离。通过矿物分选机理研究,利用Barracuda计算平台探索适用于干法选矿装置内气固流动模拟的计算颗粒流体力学(CPFD)仿真计算,并与实验研究相结合,对多密度矿粒分选特性进行研究。结果表明,当风速为4.2 m/s,矿粒W在分布距离170 mm处分选品位较好,在开口为4 mm时品位可达10.655%,回收率达88.6%;矿粒Mn在分布距离270 mm处矿粒富集程度最佳,开口为3 mm时品位达到最大值48.3%,回收率达80.9%。     

多密度矿粒干法分选装置设计及试验研究

由于传统的重选法、浮选法和磁选法等选矿工艺技术的制约,尾矿中仍含有很多有价金属物质未被选出,且对环境都造成了极大的污染。依据多密度矿物干法分选原理,自行设计制造一台多密度干法分选装置,通过试验研究得出,在不同分布距离上,当风速为4.2 m/s时金属铜风选富集效果最佳;在不同分布距离上,粒径越大,钨含量则越高,粒径为200~300μm时组分含量达到最大值69.7%;本试验装置达到了结构简单、体积小、零污染且能高效分离不同矿物金属等特性。     

自制逆流分选柱用于低品位黄锑矿预富集的流场模拟及试验研究

采用自制逆流分选柱对某低品位黄锑矿进行摇床分选前的预富集以提高分选效率,并采用FLUENT 16.0数值流场模拟软件仿真与实际试验相结合的方法,研究了不同操作参数下的分选状态与效果。粒度范围-0.074+0.023 mm、Sb品位0.82%的实际矿物分选试验结果表明,在给矿质量浓度30%、底流流量50 mL/min、上升水流量8 L/h时可获得精矿品位1.42%、分选效率41.46%的效果。通过数值模拟及计算得到了在不同操作条件下整个设备内部颗粒的速度分布、密度分布以及Sb相体积分数分布,结果表明,增大给矿浓度、减小底流流量、增大上升水流量会导致下沉颗粒运动速度减小、上升颗粒运动速度增加。模拟结果与理论计算结果相符。     

重庆秀山市某锰矿石工艺矿物学分析

重庆秀山锰矿石锰品位9.75%,铁品位仅3.32%,硫品位仅1.60%,其中锰是具有利用价值的主要元素。为给该矿石选矿工艺流程的确定提供依据,对该地区代表性锰矿石进行工艺矿物学分析。结果表明,矿石主要由硅酸盐与碳酸盐矿物组成,硫多赋存于黄铁矿和黄铜矿中。锰主要赋存于菱锰矿和锰方解石、锰白云石组成的含锰碳酸盐系列矿物中,占总锰的99.29%;含锰碳酸盐矿物多以集合体的形式存在,粒度较粗,+0.10 mm粒级占84.50%。矿石易过磨产生细泥,碎磨至-0.2 mm时,-0.043 mm粒级高达45.65%。菱锰矿和锰方解石、锰白云石比磁化系数差异较大,适宜采用磁选分离。     

新疆某难选钨锡矿石选矿工艺研究

新疆某钨锡矿石可回收的有价元素主要为钨和锡。矿石WO_3含量为0.63%,钨主要以黑钨矿的形式存在,92.76%的钨存在于黑钨矿中;Sn品位为0.24%,78.26%的锡存在于锡石中。矿石钨、锡矿物种类多,且容易过粉碎;脉石矿物有褐铁矿、电气石、孔雀石、磁黄铁矿、绿泥石等中等密度的矿物,这些矿物的磁性与黑钨矿相近,增加了钨、锡分选的难度。为实现该钨锡矿石的有效回收利用,开展了选矿工艺研究。结果表明:矿石磨细至-1.0 mm条件下,采用粗选段分粒级单一重选、精选段脱硫—重选—磁选—中矿再磨—重选的工艺流程进行选别,获得的钨精矿WO_3含量为65.23%、对原矿回收率为78.04%,锡精矿Sn品位为42.40%、对原矿回收率为66.04%,实现了钨、锡资源的有效回收。     

新型悬振选矿机及其应用

针对细粒级重金属矿物分选困难的现状,昆明德商矿业技术有限公司研制了一种新型重选设备——悬振选矿机。在多家选厂的工业应用表明:悬振选矿机结构新颖,分选效率高,用于处理0.11~0.018 mm细磨物料和矿泥物料,一次选别最高可得到回收金属近75%,富集比5~15倍的选矿指标,有效解决了锡、钨、铁和锑等重金属细粒级矿物分选困难的问题,可为选矿厂带来非常明显的经济效益。     

某铜锡多金属矿尾矿工艺矿物学研究

针对某铜锡多金属矿尾矿进行工艺矿物学研究,发现该尾矿含有钨、锡、铋等有价金属,含量分别为0.088%、0.082%和0.054%。研究结果表明虽然有价元素含量低,但均以矿物形式存在且粒度较粗,有价矿物集合体解离情况好,且与脉石矿物之间存在较大的相对密度差异。富集试验表明硫化物矿物通过淘洗可得到有效富集,因此选矿试验可利用矿物之间的密度差。通过重选实现有价矿物的预富集;针对淘洗富集产品的工艺矿物学研究结果表明:有价矿物磁黄铁矿、白钨矿、锡石、黑钨矿和自然铋的粒度相对较粗,一般为0.02~0.104mm,而且单体解离度都在80%以上,解离比较充分,有利于后续彼此之间的分离。根据尾矿中有用矿物嵌布关系、粒度分布和解离度等工艺矿物学结论,选厂采用"重选预富集-铋硫混浮-铋硫分离-钨锡重选富集-浮选分离"工艺,获得了铋精矿、钨精矿和锡精矿,提高了企业的经济效益。     

二次进风与折流对电子废弃物干法分选的影响

基于电子废弃物高效、物理分离的回收需求,建立了电子废弃物颗粒干法分选模型,在常规一次气流分选的基础上增加折流与二次进风强化电子废弃物颗粒气固耦合分离特征,研究表明结果,折流角度与二次进风气速对电子废弃物颗粒迁移轨迹和分离行为有显著影响,当进风开口大小为35 mm,一次进风速度为3.2 m/s,二次进风速度为3.6 m/s且折流角度为25°时,金的回收率达99.66%,金品位达84.35%,铜的回收率达77.91%,铜品位达88.28%,富集比为4.41,且塑料颗粒与金、铜颗粒分离效果最佳。说明在控制适当二次进风气流速度与颗粒折流角度下可显著提高电子废弃物分选的经济性,且分离环境友好,研究成果为电子废弃物无污染回收提供了一种新的参考。     

新型强磁选组合设备的研发及应用

对弱磁性矿物,由于其嵌布粒度的不同,单一种类的磁选机分选粒度范围比较窄,因此很难实现高效分选。研发了新型自助式干法永磁强磁选机、自助式湿法永磁强磁选机以及宽梯度立环强磁选机,通过强磁选组合设备对不同粒级的矿物进行分级磁选。国内某原矿品位为22.44%的碳酸锰矿石采用自助式干法永磁强磁选机、自助式湿法永磁强磁选机和宽梯度立环强磁选机进行分选,获得总精矿产率为67.98%,精矿品位为31.65%,精矿回收率为95.87%,总尾矿品位为2.90%的分选指标。对非洲某原矿铁品位为42.36%的铁矿石进行了选矿研究,分别釆用自助式干法永磁强磁选机、自助式湿法永磁强磁选机和宽梯度立环强磁选机进行分选,获得总精矿产率为53.41%,总精矿品位为64.09%,总精矿回收率为80.83%,总尾矿品位为17.44%的指标。工业试验结果证明该强磁选组合设备对扩大弱磁性矿物的分选粒级范围,具有很好的应用推广价值。     

进气速度与质量流率对多密度颗粒分离性能的影响研究

通过建立多密度颗粒在康达效应下的分离模型,利用不同密度颗粒在康达壁附近迁移轨迹不同而实现不同颗粒间的分离.基于计算颗粒流体力学(CPFD)方法模拟混合颗粒在该模型下的流动迁移特征,反映出不同密度颗粒在不同进气速度与质量流率的分离特性.研究表明,进气速度与质量流率对不同密度颗粒在康达壁下的迁移轨迹及分布均具有重要影响,当...     

基于CPFD多密度电子垃圾颗粒分离影响研究

基于电子垃圾绿色、高效的分离回收需求,利用barracuda仿真软件建立电子垃圾颗粒气固分离模型,模拟电子垃圾颗粒在气流作用下的分选特性,探讨在不同气流参数及不同物料流量、不同粒径下电子垃圾各组分颗粒的分离效率和回收率。研究表明,电子垃圾颗粒下落流量与粒径对贵金属回收分离有显著影响,当一次进风的气流速度为3.8m/s、二次进风的气流速度为4.6m/s、入料开口宽度为4mm,颗粒粒径为75~100um时,Au的品位率和回收可达87.1%和99.1%,Cu的品位为70.8%,回收率为85.8%。说明在二次进风的作用下,改变电子垃圾流量和控制粒径大小可以有效提升电子垃圾中贵金属的品位和回收率,同时对多密度颗粒的分选提供参考和借鉴。     

基于EDEM—FLUENT耦合矿物颗粒分离效果的模拟研究

为了能同时依据矿粒的密度和粒度对其分离,尝试选用水平冲击水流和振动作用的联合分离工艺,采用EDEM-FLUENT耦合方法,以矿粒的回收率及分离产品含杂率为评价指标,对矿粒在分选装置中的分离行为进行模拟研究,并探讨不同工艺参数对矿粒分离效果的影响。结果表明:所选用的分离工艺可有效地依据矿粒的密度和粒径进行分离。添加振动筛能大幅度降低分离产品的含杂率。分选装置的较佳参数为:筛面倾角为0°、振动频率为10 Hz、振幅为3 mm、颗粒入口底部宽度为7 mm,此时回收率96.8%,含杂率5.67%。      

甘肃某铁矿石工艺矿物学研究

为了更好地指导甘肃某铁矿石的选矿试验,对该矿石进行了工艺矿物学研究。结果表明：①铁品位为37.89%的铁矿石为半自熔性、低硫磷磁铁矿石,有回收价值的铁矿物为磁铁矿,磁性铁占总铁的79.31%。②矿石的主要构造类型为块状构造,其次为浸染状构造和条带状构造;矿石的主要结构类型为他形-半自形粒状结构、包含结构。③以较粗粒嵌布（0.045～0.2 mm）的磁铁矿约占65%,这些磁铁矿颗粒大多被角闪石和石英颗粒分割;粒度为0.025～0.045 mm的细粒嵌布的磁铁矿约占20%,大多呈稀疏和稠密浸染状分布在脉石矿物中;微细粒中,嵌布粒度为0.01～0.025 mm和-0.01 mm的磁铁矿分别约占10%和5%。因此,该矿石中的磁铁矿宜采用干式预选抛废-阶段磨矿阶段弱磁选工艺回收,并应在坚持能收早收、减少磁铁矿过磨的基础上,加强-0.025 mm微细粒磁铁矿的回收,以确保磁铁矿的回收率。     

云南某难选氧化锰矿石选矿试验研究

我国锰矿资源丰富,但存在原矿锰品位低、有用矿物嵌布粒度极细及脉石组分易泥化等问题,因此提高锰矿选矿技术水平有重要的实际意义。 以云南个旧某氧化锰矿石为研究对象,结合矿石性质,采用洗矿—脱泥—磁 选工艺流程开展选矿试验。 结果表明:①原矿锰品位为 6. 40%,锰主要以硬锰矿、软锰矿等氧化锰矿物的形式存在, 其中嵌布粒度为-0. 01 mm 的极微细粒氧化锰矿物产率较高。 ②采用洗矿—脱泥工艺,在搅拌强度为 2 000 r / min 的 条件下,通过实验室用水力旋流器可以脱除产率约为 69%的矿泥,为后续沉砂获得高品位的锰精矿创造了有利条件。 ③针对沉砂中的氧化锰矿物,采用 1 粗 1 扫的强磁选流程,分别获得了锰品位 29. 13%和 7. 86%的磁性物,实现了粗粒级锰矿物的高效回收;针对矿泥中的氧化锰矿物,采用 1 次粗选的强磁选流程,获得了锰品位 18. 07%的磁性物,实现了微细粒级锰矿物的综合利用。全流程试验可获得累计产率 16. 08%、平均锰品位 23. 78%、累计回收率 60. 21%的锰精矿,实现了该难选极低品位高含泥锰矿的高效综合利用。     

西藏林芝某含镓矽卡岩型白钨矿选矿工艺研究

西藏某矽卡岩型白钨矿石中WO3品位为0.52%，镓的含量为19.08 g/t。白钨矿嵌布粒度较粗，属于中粗粒嵌布。为制定合理的选矿工艺流程，选取具有代表性的矿石样品进行了选矿工艺试验，同时采用浸 出工艺探索了伴生元素镓的回收。试验结果表明：①矿石在磨矿细度为-0.074 mm占75.0%的条件下，以水玻璃为抑制剂，733为捕收剂，碳酸钠为调整剂，经“1粗2精2扫”的闭路试验，可获得WO3品位12.34%、WO3回 收率64.91%的钨粗精矿。②以钨粗精矿为给矿，经钨加温精选闭路试验流程，可获得WO3品位66.20%、WO3作业回收率95.12%的钨精矿。③镓作为伴生元素，其回收的最佳浸出条件为：搅拌温度90 ℃，H2SO4用量350 g/L，浸出时间6 h，助浸剂CaF2用量2.5 g，液固比8∶1，搅拌速度300 r/min，此时，镓的浸出率为62.55%。     

辽宁新华低品位钼矿X射线辐射预选试验研究

对辽宁新华低品位钼矿不同粒级试样进行了不同分离阈值预选效果试验,结果表明,预选指标随给料粒度的变化而变化,在其他试验条件相同的情况下,100～60 mm粒级的分选指标明显优于其他粒级,即给矿块度过大或过小均不利于分选指标的改善。     

伊朗某金矿石选矿试验

伊朗某金矿石金品位为7.05 g/t,主要金矿物为裸露及半裸露金,主要载体矿物为黄铁矿,自然金的粒度变化范围很大,细粒明金(0.01~0.06 mm)占81.15%,微粒金占18.85%。为了确定该矿石的高效选矿工艺,进行了选矿试验研究。结果表明:(1)阶段磨矿、阶段选别工艺可以有效减少粗颗粒金在浮选过程中的跑尾,避免金矿物在磨矿中出现过粉碎,同时有利于不均匀细粒载金矿物单体解离。(2)跳汰机对-200目占65%的磨矿产品进行重选,可预先产出部分合格金精矿,充分体现了能收早收、分级分选理念。(3)矿石采用阶段磨矿—跳汰重选—阶段浮选工艺流程处理,可获得金品位为81.43 g/t、金回收率为45.52%的重选精矿,金品位为56.12 g/t、金回收率为44.99%的浮选精矿,综合精矿金品位为66.52 g/t,金回收率为90.51%。(4)金品位为0.74 g/t的重浮流程试验尾矿采用氰化浸出工艺处理,金浸出率达62.16%,最终浸出渣的金品位仅为0.28 g/t。