低渗透性矿堆浸孔隙率改善研究

通过孔隙率测定实验和柱浸实验，探讨了孔隙率与矿堆内部各粒级之间的内在联系，分析了浸出过程中孔隙率变化的机理，提出了改善孔隙率的新方法。研究结果表明：在-0．1，0．1—0．2，0．2-0．4，0．4—0．7，0．7-2．0，2．0—4．0，4．0～8．0，8．0-10．0mm 8个粒级中，0～0．1mm粒级物料（俗称含泥量）对孔隙率的影响最为显著；平均粒径与孔隙率存在一定关系；孔隙率变化机理与堆内微小颗粒含量变化十分密切；垫层通透性的提高和应力波的运用有利于孔隙率状况的改善。     

梅山铁矿预选工艺技术改造

对梅山铁矿选矿厂原磁重预选工艺75—12mm、12—2mm、2—0mm3个粒级在生产中存在的问题进行了分析，介绍了针对这些问题进行的增加0．5—10mn细粒级选别系统、更新主要选别设备、调整选别粒级范围等技术改造，并进行了技术经济效果评价。     

HOESCH型压滤机在赵庄选煤厂的应用

在赵庄矿选煤厂处理的原煤中，13—0mm粒级末煤含量高（67．23％）、0．5～0mm粒级的原生煤泥含量大（11．79％）。为提高煤泥水系统的处理能力，设计中选用了德国OUTOKUMPU公司生产的HOESCH 40S-1516／19V M50PP／PP型压滤机来处理细煤泥。本文介绍了该设备的主要技术特征、特点和实际应用的效果。     

梅山铁矿石预选工艺优化研究

对梅山铁矿50～20 mm、20～2 mm、2～0.5 mm粒级设计了4种方案进行预选抛废, 0.5～0 mm粒级直接进行磁选,磁选精矿并入最终铁精矿。试验确定了最佳预选方案,获得了铁精矿品位57.21%,回收率分别为75.64%的选别指标。     

镜铁矿粉矿回转窑磁化焙烧-磁选试验研究

以碳作为还原剂,对某镜铁矿0～15 mm粒级粉矿进行了回转窑磁化焙烧-磁选试验研究。结果表明,还原剂与镜铁矿配比为2.5%,在焙烧温度820 ℃、焙烧时间30 min条件下经回转窑磁化焙烧,焙烧矿磨至-0.048 mm粒级占80%,在磁场强度120 kA/m条件下弱磁选获得铁精矿,其中给矿粒级0～0.5 mm所得弱磁选精矿平均全铁品位57.27%、平均铁回收率83.24%; 0.5～1.0 mm粒级所得弱磁选精矿平均全铁品位57.55%、平均铁回收率82.92%; 给矿粒级1～5 mm所得弱磁选精矿平均全铁品位57.58%、平均铁回收率89.31%,给矿粒级5～15 mm所得弱磁选精矿全铁品位58.36%、铁回收率84.40％; 全粒级弱磁选精矿平均全铁品位57.70%、平均回收率84.97%。     

粗颗粒红柱石的重介质分选研究

以φ150mm重介质旋流器对新疆某红柱石矿的粗颗粒(—1 0．5mm粒级)进行重介质分选，确定了分选的最佳结构参数和工艺参数，并最终获得了产率为10．3％，Al2O3品位为58．78％，回收率为29．7％、Fe2O3含量为O．74％的合格的粗颗粒红柱石精矿。     

裕源矿选煤厂选煤方法及入洗方式的分析确定

分析了裕源矿选煤厂的煤质特点,对50～0 mm粒级原煤的选煤方法和原煤入洗方式以及-0.5 mm粒级煤泥的选煤方法进行了分析确定,得出结论:裕源矿选煤厂50～0 mm粒级原煤采用选前不脱泥无压三产品重介旋流器分选,-0.5 mm粒级粗煤泥采用煤泥重介分选,细煤泥采用浮选。     

梅山选矿厂对2～0mm粒级工艺流程的优化改造

介绍了梅山选矿厂对2～0mm粒级生产工艺改造前后的基本情况，总结了改造后的一些成功经验和技术措施，分析了改造后的效果。     

关于煤粉浮沉试验方法中煤样粒度适用范围的探讨

为适应不断发展的选煤工艺要求,并简化实验室试验步骤,文章通过几组0～3mm粒级煤样浮沉试验数据与分为0～0.5mm粒级小浮沉和0.5～3mm粒级大浮沉合并数据的对比,探讨了利用离心机进行0～3mm粗煤泥小浮沉试验的可行性,从而拓展了煤粉浮沉试验方法 (GB/T19092)中粒度的适用范围,简化了试验步骤,可更快、更好地为生产服务。     

梅山铁矿深部样精细分级-预选工艺优化

梅山铁矿石为磁铁矿-赤铁矿混合型铁矿石,铁品位为37.82%。现场采用不同的工艺分别对50～20、20～2、2～0.5 mm粒级进行预选,不仅预选尾矿铁品位较高,且50～20 mm粒级跳汰预选抛尾量非常低、耗水量大、生产指标不稳定、设备故障率也高。为了改善预选效果,进行了系统的选矿试验。结果表明,将现场50～20 mm粒级再破碎至20～0 mm并相应分级后,-0.5 mm粒级采用湿式筒式弱磁选+立环脉动高梯度强磁选,2～0.5 mm粒级采用筒式弱磁选+立环脉动高梯度粗粒强磁选,20～2 mm采用筒式中磁干选+辊式强磁干选,取得了铁品位为56.31%、铁回收率为3.65%的铁精矿,以及铁品位为40.81%、铁回收率为89.92%的预选精矿,预选尾矿铁品位16.75%、产率达11.59%,预选指标较好。     

浅谈选煤厂粗煤泥回收

神东矿区采煤机械化程度越来越高，洗煤厂处理的原煤中末煤含量增加。同时，为增加入洗量而降低入洗下限，和由于分选效率等影响，使末煤尤其是1～2mm的粗煤泥量增加。进入0．5mm以上粒级的重力选和浮选系统精选回收，效果不好且难；不分选单独回收，浪费资源。本文对目前国内选煤厂粗煤泥回收存在问题进行分析并提出改进意见。     

中煤再选工艺在屯兰选煤厂的应用研究

从50⁰ mm粒级和0.50 mm粒级和0.5⁰ mm粒级粒度组成、500 mm粒级粒度组成、50⁰.5 mm粒级浮沉特性三方面对屯兰选煤厂中煤再选的可行性进行研究,并对再选工艺进行确定。研究表明:将中煤破碎至<3 mm,采用重介旋流器分选,可获得产率为27.78%、灰分为10.50%的精煤,经济效益可观。     

灵宝某蛭石矿选矿工艺试验

针对灵宝某蛭石矿中部分脉石具有弱磁性，且与蛭石磁场区间发生重叠，采用单一磁选方法不能取得满意分选效果的问题，研究采用梯级强磁选-风选-条筛精选的工艺流程。试验最终得到了4个粒级的蛭石产品，4～8 mm粒级产率和品位分别为0.95%和93.8%，膨胀倍率为12.8；2～4 mm粒级产率和品位分别为4.26%和90.6%，膨胀倍率为10.0；1～2 mm粒级产率和品位分别为26.73%和92.0%，膨胀倍率为9.2；0.5～1 mm粒级产率和品位分别为14.67%和92.3%，膨胀倍率为8.3；总精矿产率为46.61%；研究对该地区的蛭石资源开发利用具有参考意义。     

TD16/3.2动筛跳汰机研制与应用

介绍了TD16／3．2动筛跳汰机的结构特征、工作原理、技术参数、工业性试验及使用情况。试验结果表明，该机运行平稳可靠，操作调整方便，适应性强；分选300～25mm粒级的块原煤，处理量平均为171．6t／h，Ep＝0．07，I＝0．078，数量效率98．30％。该设备是目前国内处理量最大、入选粒度范围最宽的动筛跳汰机。     

低阶煤载体浮选试验研究

以内蒙古麻黄梁地区某选煤厂低阶煤为研究对象,采用山西某炼焦煤选煤厂重选精煤作为载体原料,开展了低阶煤载体浮选试验研究。对低阶煤进行了工业分析和XRD分析,结果表明:煤样挥发分高,煤中黏土矿物主要有高岭石和蒙脱石。低阶煤载体浮选试验结果表明:0. 5～0. 25mm粒级的载体可大幅提高低阶煤的浮选效果,随着载体粒度减小,低阶煤浮选回收率逐渐减弱。0. 5～0. 25mm粒级载体的回收率可达到98. 92%。最后对载体强化低阶煤浮选的机理进行了探讨。     

铁矿石物料颗粒床压载粉碎试验研究*

利用活塞缸体压载装置,在压力试验机上对三种铁矿石物料分别进行了窄粒级和宽粒级给料的颗粒床粒间粉碎试验研究。试验用的5个窄粒级为2.5～3.2,1.6～2.0,0.8～1.0,0.4～0.5和0.2～0.25 mm,宽粒级为0～4.0 mm;压强变化范围为30～360 MPa。结果表明,颗粒床单位质量物料吸收的能量与压强有线性关系;压载产物细度随压强的增加而提高,但提高的幅度随着压强的增加而变小;不同粒度的窄粒级颗粒床的压载产物粒度分布曲线之间不存在自相似性。试验数据可用于建立关于这三种矿石物料的粒间粉碎数学模型。     

大直径重介旋流器的新进展

1995年，美国肯塔基州哈扎德附近的匹兹顿煤炭公司英国1号选煤厂对直径为1000mm的重介旋流器进行了试验，试验入料为1×25mm（1英寸），相应的可能偏差EP值为0．038。据有关文章报道，若将入料上限提高到37．5mm（1．5英寸）和75mm，EP值将分别上升到0．04和0．05。来自澳大利亚和南非的试验数据表明，粒级范围增大后的入料进入1000mm直径的重介旋流器，Ep值将随粒度增大而改善。作为一个例子，1996年在南非的安哥拉伐尔一弗扎多（Anglovaal-Forzando）矿对1000mm直径的重介旋流器进行了试验。试验结果表明，当入料粒度为65×0．smm、给…     

梅山选矿厂对2～0mm粒级工艺流程的优化改造

介绍了梅山选矿厂对 2～ 0mm粒级生产工艺改造前后的基本情况 ,总结了改造后的一些成功经验和技术措施 ,分析了改造后的效果     

梅山选矿厂对2～0mm粒级工艺流程的优化改造

介绍了梅山选矿厂对2～0mm粒级生产工艺改造前后的基本情况,总结了改造后的一些成功经验和技术措施,分析了改造后的效果.     

梅山选矿厂对2～0mm粒级

介绍了梅山选矿厂对2～0mm粒级生产工艺改造前后的基本情况,总结了改造后的一些成功经验和技术措施,分析了改造后的效果.